На бирже курсовых и дипломных проектов можно найти образцы готовых работ или получить помощь в написании уникальных курсовых работ, дипломов, лабораторных работ, контрольных работ, диссертаций, рефератов. Так же вы мажете самостоятельно повысить уникальность своей работы для прохождения проверки на плагиат всего за несколько минут.

ЛИЧНЫЙ КАБИНЕТ 

 

Здравствуйте гость!

 

Логин:

Пароль:

 

Запомнить

 

 

Забыли пароль? Регистрация

Повышение уникальности

Предлагаем нашим посетителям воспользоваться бесплатным программным обеспечением «StudentHelp», которое позволит вам всего за несколько минут, выполнить повышение уникальности любого файла в формате MS Word. После такого повышения уникальности, ваша работа легко пройдете проверку в системах антиплагиат вуз, antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru. Программа «StudentHelp» работает по уникальной технологии и при повышении уникальности не вставляет в текст скрытых символов, и даже если препод скопирует текст в блокнот – не увидит ни каких отличий от текста в Word файле.

Результат поиска


Наименование:


отчет по практике Отчет по практике в ОАО "ММК"

Информация:

Тип работы: отчет по практике. Добавлен: 28.05.2012. Сдан: 2010. Страниц: 22. Уникальность по antiplagiat.ru: < 30%

Описание (план):


Министерство образования Российской Федерации
Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова 
 
 
 
 
 
 
 

Кафедра химической технологии неметаллических материалов и
физической химии  
 
 
 
 
 

Отчет по ознакомительной практике 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

                Выполнил
                Проверил:
                      
                 
                 
                 
                 
                 
                 
                 
                 
                 

 

    Введение .................................................................................................................3
    Структура металлургического предприятия с полным циклом производства.5
    Углеподготовительный цех...................................................................................8
    Агломерационное производство……………………………………………….14
    Огнеупорное производство.................................................................................23
    Горно-обогатительное производство.................................................................29
    Доменное производство.......................................................................................34
    Сталеплавильное производство..........................................................................39
    Кислородно-конверторное производство..........................................................47
    Коксохимическое производство.........................................................................57
    Производство ферросплавов...............................................................................66
    Прокатное производство......................................................................................74
    Список литературы...............................................................................................80
    Приложения .........................................................................................................81
 
 
 


Введение
      Целью учебной практики является изучение структуры металлургического предприятия с полным циклом производства. Металлургические предприятия принадлежат к отрасли называемой черной металлургией. Черная металлургия-отрасль промышленности, производящая металлические сплавы на основе железа, а именно чугун, сталь и ферросплавы.
      Чугун - это сплав железа с углеродом, содержание которого более 2,14%, но, как правило, от 3,5 до 5%. Кроме указанных элементов чугун содержит примеси. В основном кремний, фосфор, марганец и серу. Реже в так называемых природно-легированных чугунах содержится ванадий, хром, титан и медь. Примеси подразделяются на полезные и вредные. К вредным примесям относятся фосфор и сера. Остальные примеси являются полезными. Фосфор вызывает хладноломкость металлов, т.е. хрупкость при низких температурах. Сера вызывает красноломкость металлов, т.е. умешает прочность металлов при температурах его механической обработки (1000 С). Содержание железа в чугуне находится в пределах от 92 до 95%. Порядка 80% и более чугуна в жидком горячем виде перерабатывается в сталь. Лишь 20% чугуна используется в основном в машиностроении и других отраслях промышленности для изготовления деталей методом литья. Чугун имеет существенный недостаток, как конструкционный материал: он обладает хрупкостью, т. е. не поддается механической обработке. Существенным достоинством чугуна является его высокая коррозионная стойкость благодаря высокому содержанию в нем углерода. Чугун обладает высокой теплопроводностью и другими свойствами, которые находят применение в машиностроении.
      Основным конструкционным материалом в нашей цивилизации является сталь. Сталь- сплав железа, содержание углерода, в котором менее 2,14%, как правило, менее 1,7%. Вследствие низкого содержания углерода сталь приобретает пластичность и может подвергаться различного рода механическом обработкам, а также не является коррозионным материалом. Содержание железа в стали, как правило, 99% и выше.
      Ферросплавы - сплавы железа с другими элементами, которые указываются в их названии:
    ферромарганец (содержание марганца от 70 до 80%);
    ферросилиций (содержание кремния от 43 до 95%);
    феррохром (содержание хрома от 35 до 80%);
    феррованадий (содержание ванадия от 65 до 80%);
    ферротитан (содержание титан от 27 до 40%).
      Ферромарганец и ферросилиций имеют два назначения:
      для раскисления стали;
      для легирования стали.
      Легирование - ввод в сталь элементов, улучшающих потребительские качества стали (износостойкость, коррозионную стойкость, повышает электропроводность и т.д.).
      Все остальные ферросплавы применяются для легирования стали. Раскисление стали - процесс удаления из стали растворенного кислорода. Развитие человеческого общества во многом определялось развитием техники и технологии получения железа и сплавов на его основе. Согласно археологическим данным человек начал получать железо за 1500-2000 лет до н. э.. К концу 20 в. во всем мире в разной форме и виде накоплено порядка 7,5 миллиардов тонн железа. Железо - это основа всей современной техники и материальной культуры. Широкое распространение в 20 в. стекла, бетона, пластмассы, синтетических смол и других неметаллических материалов не изменило главенствующего положения железа и его сплавов, на долю которых приходится 90% и более. Успехи в производстве железа и его сплавов явились основой для развития судоходного и водного транспорта, связи, микро- и радиоэлектроники, микробиологии, атомной энергетики, космической техники и т.д.. 
 
 
 
 
 

      Структура металлургического предприятия с полным циклом производства.
      Современная черная металлургия базируется на двух стадийном способе получения стали:
      1)Восстановление железа из железных руд, а в настоящие время из продуктов их подготовки, т.е. из агломерата и окатышей с получением высоко углеродного сплава-чугуна.
      2)Рафинирование чугуна в сталеплавильном агрегате с получением низко углеродного сплава-стали.
      Несмотря на кажущуюся нелогичность, заключающейся в том, что первая стадия является восстановительным процессом, а вторая окислительным - это схема оказалась наиболее экономичной и производительной. К началу 20 в. она стала доминирующей, в массовом производстве стали.
      В основе специализации и кооперации современного предприятия с полным циклом производства, базирующегося на двух стадийной схеме, лежит объединение следующих цехов, заводов, производства.
      КР - шахты и угольные разрезы для добычи каменного угля.
      УОФ - углеобогатительные фабрики для первичного дробления и обогащения каменного угля.
      КХП - коксохимическое производство или заводы с угольными складами, цехами по подготовки угольной шахты, коксовыми цехами и цехами улавливания и переработки химических продуктов коксования.
      ЖР - карьеры (раскрытая разработка) и шахты (подземная разработка) по добыче железных руд.
      ГОП - горно-обогатительное производство, которое может быть в виде отдельного предприятия ГОК - горно-обогатительного комбината. Используется для дробления, обогащения и окускования железных руд (производство агломерата и окатышей).
      КФ - карьеры по добычи и первичному дроблению флюсов - добавки в металлический агрегат для:
      получения жидкого шлака - сплав густой породы зоны кокса и флюсов.
      коррекции состава металла, а именно, для удаления из него с помощью шлака вредных примесей - фосфора, серы.
      ОП - огнеупорное производство для изготовления огнеупорных изделий, используемых при футеровке металлургических агрегатов. ОП обслуживает практически все цехи, что придает ему особое место и значение в производстве.
      ЭЦ - энергоцехи для получения электрической энергии, пара, сжатого воздуха, технологического и технического кислорода доменного дутья; для подготовки и подачи воды в системы охлаждения, очистка и распределение горючих материалов (доменного и коксового газа).
      КЦ - копровые цехи. Цехи по подготовке и сортировке металлического лона.
      ФЗ -- ферросплавный завод.
      Основная технологическая цепочка.
      1. ДЦ - доменный цех - первая стадия получения металла, т.е. восстановление плавки железных руд с получением чугуна.
      2. СПЦ - окисление рафинеров чугуна в сталеплавильных цехах с получением жидкой стали.
      3. ПС - прокатные цеха, где из стали получают два вида проката:
          -листовой;
          -сортовой - производство рельс, балок, уголков, двутавра и т.д.
      ЦГП - цеха глубокой переработки металла: цех гнутых профилей, цех оцинкования листа, цех получения жести, цеха товаронародного производства. 
 
 
 
 
 
 
 
 

Структура металлургического производства с полным циклом производства 

 

 


Углеподготовительный цех
      1. Отделение для приема угля.
      Углеподготовительный цех предназначен для приготовления угольной шихты заданного   качества   из    обогащенных   или   рядовых   углей, поступающих непосредственно из угольных шахт.
      При переработке обогащенных углей в состав углеподготовительного цеха входят отделения для приема, хранения угля, предварительного дробленная, дозировочное, окончательного дробления, смесительное. Если на коксохимический завод поступают рядовые угли, то в состав завода входит также углеобогатительная фабрика.
      Исходными данными для выбора основного оборудования углеподгото-вительного цеха являются производительность цеха и нормативное время работы оборудования.
      2. Склад для хранения угля.
      Для бесперебойной работы коксохимического завода в углеподготовитель-ном цехе предусмотрен склад, на котором создаются запасы углей всех используемых марок. Современный коксохимический завод ежесуточно перерабатывает 15-35 тыс. т углей. При бесперебойной работе предприятия каждые сутки завод принимает на склад норму суточного расхода сырья. Уголь на завод прибывает в железнодорожных составах.
      Уголь поступивший на завод, частично выгружается на складе для усреднения ранее поступивших углей, а остальная часть направляется в переработку. На коксохимических заводах чаще всего применяются склады трех типов: открытого типа; зарытого и смешанные угольные склады (открытого и закрытого типов).
      Одногалерейный склад с механизированным участком приема угля и перегружателем состоит из грейферного перегружателя и одной линии реверсивных конвейеров, расположенных вдоль угольного склада в галерее на высоте 5--6 м от уровня площадки. Между галереей и угольным перегружателем вдоль склада уложен рельсовый путь, по которому передвигаются штабелер и конвейерный погрузчик. Прием угля на складе осуществляется следующим образом. От бункеров вагоноопрокидывателя уголь ленточным конвейером подается на один из реверсивных конвейеров, расположенных в надземной галерее. С реверсивных конвейеров с помощью барабанной разгрузочной тележки через поворотно-передвижной штабелер уголь разгружается в первичные штабеля, расположенные по всей длине склада. Уголь из первичных штабелей грейфером перегружателя, подается в основные штабеля. При выдаче со склада грейфером мостового перегружателя уголь подается из основного штабеля в бункер конвейерного погрузчика, конвейером которого перегружается на реверсивный конвейер, расположенный галерее. Последние загружают конвейер, транспортирующий уголь в дозировочное отделение. Двухгалерейный склад исключает эти недостатки. Он оборудован двумя галереями -- подземной и надземной, в которых смонтированы по два конвейера, установленные в одну линию по всей длине склада. Одна линия, расположена в надземной галерее на высоте 12--14 м от площадки склада и предназначена для приема угля на склад, другая линия -- в подземной галерее для подъема угля со склада в углеподготовительное отделение.
      3. Отделение предварительного дробления угля.
      Дробление углей является необходимой операцией в процессе подготовки шихты для коксования. Эта операция осуществляется в углеподготовительном цехе и разделяется на две стадии - предварительное дробление углей (50--80 или 100 мм крупностью) и окончательное измельчение.
      В процессе предварительного дробления получают равномерные по крупности угли, которые хорошо обогащаются, дозируются при составлении шихты и измельчаются.
      Окончательное измельчение шихты осуществляют до крупности частиц О--3 мм и содержанием этих частиц 88--93% в общей массе шихты, с целью создания лучших условий взаимодействия частиц при коксовании. Дробление -- процесс разрушения крупных частиц на более мелкие под действием механических сил.
      Стадия дробления - часть общего процесса, осуществляемая в одной дробильной машине. В зависимости от размеров частиц дробленного материала различают стадии дробления: крупное 100--200 мм; среднее 25-- 100 мм; мелкое 3--10 мм; стадии измельчение грубое 0,5--3 мм; тонкое 0--0,5 мм. Известно несколько способов дробления и измельчения материала. Раздавливание применяется для крупного и среднего дробления  угля. Материал деформируется во всем объеме и когда величина внутренних напряжений превысит величину предела прочности сжатию, происходит разрушение на частицы различных размеров и форм. Раскалывание применяется для крупного дробления крупных углей с целью получения частиц более однородных по крупности и меньшего выхода мелочи. Разрушение тела происходит в местах концентрации наибольших нагрузок. Удар - применяется для мелкого дробления угля с большим выходом мелочи. Под действием динамической нагрузки тело дробится на части. Истирание - применяется для измельчения материала с целью получения мелкого порошкообразного продукта. Измельчение происходит под действием сжимающих, растягивающих и срезающих сил. Резание и распиливание - применяются для получения размеров и формы частиц заранее заданных. Процесс дробления материалов этими способами полностью управляемый.
      При выборе способа дробления (измельчения) угля учитывают физико-механические свойства материала: твердость, прочность, хрупкость, начальную крупность и степень дробления продукта, которые существенно влияют на производительность установки, удельный расход электроэнергии и эксплуатационные расходы на единицу продукции.
      Все разнообразие типов и конструкций дробильных машин можно классифицировать:
      1) по технологическому назначению - машины предварительного дробления материалов и машины окончательного дробления, перерабатывающие предварительно дробленый продукт;
      2) по величине частиц конечного дробленого продукта - машины  для получения частиц крупностью более 0,5 мм и машины для получения частиц крупностью менее 0,5 мм;
      3)  по способу дробления и конструктивным особенностям - щековые дробилки, конусные, валковые, бегунковые, молотковые, дезинтеграторы,    барабанные.
      4. Отделение дозирования угля.
      В дозировочном отделении производится подготовка угольной шихты, путем смешивания в определенной пропорции различных марок углей как предварительно дробленых, крупностью 50-- 80 мм при схеме ДШ (дробление шихты), так и окончательно измельченных при схеме ДК или ДДК (дробление компонентов или дифференцированное дробление компонентов). От точности дозирования компонентов шихты в соответствии с заданием и постоянства работы дозировочных устройств зависят качество и свойства кокса. К основному оборудованию, установленному в дозировочном отделении углеподготовитель-ного цеха, относятся бункера круглого сечения, расположенные в два ряда; два ленточных транспортера для подачи угля в бункера; передвижные барабанные сбрасывающие тележки для распределения материала по бункерам; дозировочные столы и автодозаторы, установленные под бункерами и предназначенные для дозирования измельченных углей и шихт; два сборных ленточных транспортера, расположенные под выпускными отверстиями бункеров.
      5. Отделение разделения угля по крупности.
      В промышленности применяют способы разделения сыпучих материалов под действием гравитационно-инерционных сил; гравитационно-центробежных сил; просеиванием или грохочением через сита. Одним из наиболее распростра-ненных способов классификации материалов является грохочение.
      Грохочением называют процесс разделения сыпучих материалов на классы по крупности, просеиванием их через сита или решета. Машины или устройства, предназначенные для разделения материала, называют грохотами. Сорта угля по крупности, выделенные в процессе грохочения, называют классами.
      Сущность процесса грохочения заключается в следующем. Если на сито или решето поместить сыпучий материал (уголь) различной крупности и задать ситу определенное движение (колебательное), то частицы угля крупностью меньше размера ячеек сит под действием силы тяжести и колебаний сита будут проваливаться вниз, а более крупные - оставаться на рабочей поверхности сита. Таким образом, на одном сите происходит разделение продукта на два класса. Уголь оставшийся на поверхности сита называется надрешетняым продуктом, а прошедший через отверстие - подрешетным продуктом. Различают следующие виды грохочения:
      1)   предварительное - отделение крупных кусков угля для последующей обработки, например дробления;
      2)   окончательное - разделение угля на классы, которые регламентируются соответствующими   стандартами для отправки потребителю;
      3)   подготовительное - разделение угля на машинные классы для последующей технологической обработки;
      4)   вспомогательное - для   контроля   крупности  дробленого угля, отсева мелочи из сортового угля и других углей;
      5)   обезвоживающее - для удаления основной массы воды, содержащейся в обрабатываемом угле, а также отделения суспензии или шлама в продуктах грохочения.
      В соответствии с ГОСТ 5526--67 грохоты в зависимости от принципа действия, характера просеивающей поверхности, рода приводного механизма и назначения разделяют на следующие группы:
      1)   валковые с вращающимися валками;
      2)   быстроходные качающиеся (наклонные и горизонтальные) с продольными качаниями короба под углом к плоскости сита;
      3)   гарационные (полувибрационные) с круговыми качаниями короба в вертикальной плоскости;
      4)   вибрационные с круговыми качаниями короба;
      5)   резонансные с продольными качаниями короба под углом к плоскости сит.
      6. Отделение обогащения угля.
      Коксохимические заводы, получающие рядовые угли для переработки оборудованы углефабриками (углемойками), расположенными в углеподготови-тельных цехах. Они предназначены для обогащения коксующихся углей с целью получения определенного качества с равномерным содержанием влаги золы, хорошими коксующимися свойствами и высокими технико-экономическими показателями. Для обогащения углей наибольшее применение получили методы избирательного, гравитационного обогащения и флотации. Гравитационное обогащение - процессы разделения сыпучей смеси рядового угля на компоненты на основе гравитационных законов.
      Гравитационные процессы обогащения в зависимости от применения разделения сред классифицируют на:
      1)  отсадку - разделение  частиц угля, сростков и породы ильному весу в вертикальных потоках воды;
      2)  обогащение в тяжелых средах - разделение по плотности материала в суспензиях плотностью ;
      3) обогащение в криволинейном потоке воды - разделение плотности с использованием центробежной силы в криволинейном движении потока воды;
      4) обогащение на концентрационных столах - разделение плотности частиц в потоке воды, текущей по наклонной плоскости;
      5) обогащение пневматическое - разделение по плотности в постели, разрыхляемой восходящим пульсирующим потоком воздуха. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

      Агломерационное производство.
      Окускование - это процесс превращения мелких железорудных материалов (руд, концентратов, колошниковой пыли) в кусковые необходимых размеров, применение которых значительно улучшает показатели работы металлургических агрегатов. Для подготовки сырья к доменной плавке широко применяются два способа окускования: агломерация и окомкование.
      Агломерация - это процесс окускования мелких руд, концентратов и колошниковой пыли спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого материала. Наиболее распространены ленточные агломерационные машины со спеканием слоя шихты на движущейся колосниковой решетке при просасывании воздуха через шихту. Продукт спекания (агломерации) - агломерат представляет собой кусковой, пористый продукт черного цвета; упрощенно можно характеризовать его как спеченную руду или спеченный рудный концентрат.
      Агломерацию следует рассматривать шире, чем окускование, так как при этом удаляются некоторые вредные примеси (сера и частично мышьяк), разлагаются карбонаты и получается кусковой пористый, к тому же офлюсованный материал. По существу - это металлургическая подготовка.
      1. Шихта агломерации и ее подготовка.
      Основные составляющие агломерационной шихты - железосодержащие материалы (рудный концентрат, руда, колошниковая пыль); возврат (отсеянная мелочь ранее произведенного агломерата); топливо (коксовая мелочь); влага, вводимая для окомкования шихты; известняк, вводимый для получения офлюсованного агломерата.
      Кроме того, в шихту зачастую вводят известь (до 25--80 кг/т агломерата), что улучшает комкуемость шихты, повышая ее газопроницаемость, прочность агломерата; марганцевую руду (до 45 кг/т агломерата) для повышения содержания марганца в чугуне и отходы (прокатную окалину, шламы и другие материалы, вносящие оксиды железа).
      Подготовку шихты, как и спекание, ведут на агломерационных фабриках. Подготовка шихты должна обеспечить усреднение, необходимую крупность, дозирование компонентов шихты, смешивание и окомкование ее. Составляющие шихты из бункеров, где они хранятся, выдают с помощью весовых и объемных дозаторов. Дозирование должно обеспечить требуемый состав агломерата.
      Для обеспечения равномерного распределения компонентов по всему объему шихты необходимо осуществлять хорошее смешивание шихты, что обычно проводят во вращающихся барабанах, сначала в смесительном, а затем в окомковательном. На некоторых аглофабриках эти операции совмещают в одном барабане.
      При подаче в барабан воды, разбрызгиваемой над поверхностью шихты, происходит окомкование ее вследствие действия возникающих между частичками материала капиллярных сил. Окомкованная шихта характеризуется более высокой газопроницаемостью. Большое влияние на комкуемость, а следовательно, и газопроницаемость оказывает содержание влаги в шихте. Газопроницаемость шихты возрастает по мере увеличения влажности до 6-9 %, а при превышении этой величины шихта превращается в полужидкую массу, газопроницаемость которой низка. После окомкования шихту транспортируют к спекательной машине.
      2.Процесс спекания.
      На колосниковую решетку  конвейерной ленты загружают так называемую «постель»  высотой 30-35 мм, состоящую из возврата крупностью 10-25 мм. Затем загружают шихту (250-350 мм). Под колосниковой решеткой создают разрежение около 7-10 кПа, в результате чего с поверхности в слои засасывается наружный воздух.
      Чтобы процесс начался, специальным зажигательным устройством нагревают верхний слой шихты до 1200-1300 °С, и топливо воспламеняется. Горение поддерживается в результате просасывания атмосферного воздуха. Зона горения высокой около 20 мм постепенно продвигается сверху вниз (до колосников) со скоростью 20-30 мм/мин.
      В зоне горения температура достигает 1400-1500 °С. При таких температурах известняк СаСО3 разлагается на СаО и СО2, а часть оксидов железа шихты восстанавливается до FeO. Образующиеся СаО и FeO, а также оксиды шихты SiO2, Fe3O4, Fe2О3, А12О3 и др. вступают в химическое взаимодействие с образованием легкоплавких соединений, которые расплавляются. Образующаяся жидкая фаза пропитывает твердые частицы и химически взаимодействует с ними. Когда зона горения опустится ниже мест образования жидкой фазы, просасываемый сверху воздух охлаждает массу, пропитанную жидкой фазой, и последняя затвердевает, в результате чего образуется твердый пористый продукт - агломерат. Поры возникают в результате испарения влаги и просасывания воздуха. Продвижение через слой шихты сверху вниз зоны, в которой происходит горение топлива и формирование агломерата (т.е. спекаемого слоя) длится 8-12 мин и заканчивается при достижении постели.
      Рассмотрим основные химические реакции, протекающие при агломерации. Горение топлива происходит по реакциям:
С + 0,5О2 - СО;
С + О2 = СО2.
      В отводимых продуктах горения отношение СО2/СО равно 4-6, но вблизи горящих кусочков кокса атмосфера восстановительная (преобладает СО), что вызывает восстановление оксидов железа.
      Большая часть непрочных оксидов Fе2О3 превращается в Fе3О4 в результате восстановления: Fе2О3 + СО = Fе3О4 + СО2, либо в результате диссоциации: 6Fe2O3 =4Fe3O4.
      Часть оксидов Fe3O4 восстанавливается до FeO: Fe3O4 + СО = 3FeO + СО2.
      Содержание FeO в агломерате обычно находится в пределах 8--17 %, оно возрастает при увеличении расхода кокса на агломерацию; одновременно уменьшается остаточное содержание Fе2О3.
      Известняк разлагается по реакции СаСО3 = СаО + СО2, идущей с поглощением тепла.
      При агломерации удаляется сера и частично (около 20 %) мышьяк. Сера в шихте обычно находится в виде сульфида железа FeS2 (пирит), а иногда в виде сульфатов СаSО4 * 2Н2О (гипс) и BaSO4 (барит). Пирит в условиях агломерации окисляется по нескольким реакциям, одна из них: 3FeS2 +2О2 = Fe3O4 + 6SO2.
      Гипс и барит разлагаются при 1200-1400°С по реакциям CaSO4 = СаО + SО3;
BaSO4 = ВаО + SO3.
      В процессе агломерации выгорает 90-98 % сульфидной серы, а сульфатной 60-70 %. Нижний предел относится к офлюсованному агломерату, а верхний к неофлюсованному.
      Протекает много реакций взаимодействия между оксидами шихты, в результате чего образуются десятки различных химических соединений.
      3.Офлюсованный агломерат и его свойства.
      В настоящее время производят офлюсованный агломерат, т.е. в шихту агломерации вводят известняк, чтобы агломерат содержал СаО и его основность CaO/SiO2  составляла 1-1,4 и более. Это позволяет работать без загрузки известняка в доменную печь.
      Основные преимущества офлюсованного агломерата:
      1. Исключение из доменной плавки эндотермической реакции разложения карбонатов, т.е. СаСО3= СаО + СО2 - Q или MgCO3 = MgO + CO2 - Q, требующих тепла, а следовательно, расхода кокса. Этот процесс перенесен на аглоленту, где расходуется менее дефицитное и более дешевое топливо, чем кокс.
      2. Улучшение восстановительной способности газов в самой доменной печи вследствие уменьшения разбавления их двуокисью углерода, получаемой от разложения карбонатов.
      3. Улучшение восстановимости агломерата, так как известь вытесняет оксиды железа из трудновосстановимых силикатов железа.
      4. Улучшение процесса шлакообразования, так как в офлюсованном агломерате оксиды плотно контактируют друг с другом.
      5. Уменьшение числа материалов, загружаемых в доменную печь.
      В конечном итоге, применение офлюсованного агломерата приводит к сокращению расхода кокса на 6-15 %.
      Качество агломерата оценивают рядом параметров: он должен быть в кусках определенной крупности, должен иметь высокую прочность в холодном и в и горячем состоянии, высокую восстановимость, высокую температуру размягчаемости. Агломерат не должен содержать фракций < 5 мм, поскольку мелочь сильно снижает газопроницаемость шихты в доменной печи; крупность агломерата для малых и средних печей должна составлять 5-40мм, а для крупных и сверхмощных - 15-40 мм.
      Высокая холодная и горячая прочность необходимы, чтобы агломерат не разрушался с образованием мелочи, препятствующей движению газов через слой шихты в печи. Под холодной прочностью подразумевают прочность, препятствующую разрушению агломерата при его транспортировке и загрузке в печь, под горячей - препятствующую разрушению под воздействием давления столба шихты в печи при высоких температурах. Для получения стабильно высокой холодной прочности прежде всего важно соблюдение технологии подготовки шихты с поддержанием оптимального гранулометрического состава и ее высокой газопроницаемости, в том числе путем ее тщательного окомкования и добавки в шихту извести. Холодная прочность сильно снижается при очень быстром охлаждении и при наличии остатков шихты в агломерате. Для предотвращения резкого охлаждения горячий агломерат со спекательной ленты направляют в специальные охладители, где его охлаждают в течение 40-60 мин просасываемым вентиляторным воздухом. С тем, чтобы в агломерате после спекания не оставалось кусков шихты, она не должна содержать рудных частиц крупностью > 8 мм и известняка > 3 мм; необходимо также увеличивать расход топлива.
      4.Производство агломерата.
      Его ведут на агломерационных фабриках, в состав которых входят комплекс оборудования для подготовки шихты, ленточные (конвейерные) агломерационные машины и комплекс оборудования для дробления и охлаждения полученного агломерата и отсева его мелочи.
      Агломерационная машина имеет в качестве основного элемента замкнутую ленту (конвейер) из отдельных спекательных тележек-паллет 2. Тележка - это опирающаяся на четыре ролика колосниковая решетка с продольными бортами; тележки движутся по направляющим рельсам под воздействием пары приводных звездочек. На горизонтальном участке ленты тележки плотно примыкая друг к другу, образуют движущийся желоб с дном в виде колосниковой решетки.
      Под тележками рабочей ветви ленты расположено 13-26 вакуум-камер, в которых с помощью эксгаустера, создают разрежение 10-13 кПа. Ширина ленты составляет 2-4 м, число тележек в ленте от 70 до 130, скорость ее движения 1,4-7 м/мин; площадь спекания действующих машин равна 50-312 м2.
      На движущуюся ленту питателем укладывают постель высотой ~ 30 мм из возврата агломерата крупностью 10-25 мм; она предотвращает просыпание шихты через щели решетки и предохраняет решетку от перегрева. Затем питателем загружают слой шихты высотой 250--350 мм. Далее шихта на движущейся ленте попадает под зажигательный горн, который нагревает поверхность шихты по всей ширине до 1200-1300°С, в результате чего загорается топливо. При дальнейшем движении ленты за счет просасываемого эксгаустером сверху воздуха слой горения кокса и спекания агломерата перемещается вниз, а продукты сгорания через вакуумные камеры поступают в пылеуловитель и далее выбрасываются в атмосферу через трубу. Формирование агломерата заканчивается на горизонтальном участке движения ленты; этот момент легко определяют по резкому падению температуры отходящих газов, свидетельствующему об окончании горения кокса. Готовый агломерат при огибании лентой холостой звездочки ссыпается вниз. Он попадает в валковую дробилку горячего дробления и затем на грохоты, где от дробленого продукта отсеивают горячий возврат. Далее агломерат поступает на охладитель (пластинчатый конвейер либо круглый вращающийся охладитель), где он в течение 40-60 мин охлаждается до 100°С просасываемым воздухом. Затем агломерат направляется на грохоты холодного агломерата, где отделяется постель. После этого годный агломерат конвейером транспортируют в доменный цех, а мелочь - в бункер возврата. Этот возврат, также как и горячий, вновь направляются на агломерацию. Выход годного агломерата (фракции крупностью > 5 мм) из шихты не превышает 70--80 %.
      5. Производство окатышей.
      Расширение использования бедных руд и особенно стремление к более глубокому обогащению их привели к получению тонкоизмельченных железорудных концентратов (менее 0,07 мм), для которых появилась необходимость найти новые пути окускования. В связи с этим начал развиваться так называемый процесс скатывания или окомкования.
      Процесс производства окатышей состоит из двух стадий; а) получения сырых (мокрых) окатышей; б) упрочнения окатышей (подсушка при 300--600 и обжиг при 1200-1350 °С).
      Исходную шихту: возврат (некондиционные окатыши), концентрат и в случае производства офлюсованных окатышей известняк загружают в бункеры, откуда она при помощи дозаторов выдается на сборный транспортер и поступает в смесительный барабан. После смешивания шихта поступает по другому транспортеру в окомкователь или так называемый гранулятор. Для лучшего окомкования и обеспечения необходимой прочности к шихте добавляют связующее вещество, обычно бентонит (мелкодисперсная глина) в количестве 0,5-1,5% и воду в количестве 8-- 10 %. В грануляторе при круговом движении шихта при помощи связующего вещества и воды постепенно превращается в гранулы-комки. При этом из гранулятора разгружаются только комки, достигшие определенного размера (шарики диаметром 10--20 мм).
      В зоне сушки окатыши подогревают до 250-400°С газами, поступающими из зон обжига и охлаждения. Циркуляция газов и удаление их в дымовую трубу осуществляются вентиляторами. В зонах обжига окатыши нагреваются до 1200-- 1350°С продуктами горения газообразного или жидкого (мазута) топлива, просасываемыми через слой окатышей на колосниковой решетке машины. В зоне охлаждения окатыши охлаждаются принудительно подаваемым через колосниковую решетку воздухом. Охлажденные окатыши разгружаются на грохот. Фракцию > 5 мм отправляют для доменной плавки, а фракция 0--5 мм является возвратом. Время пребывания окатышей в зоне обжига равно 7--12 мин. Основная цель обжига окатышей сводится к упрочнению их до такой степени, чтобы они в дальнейшем выдерживали транспортировку, перегрузки и доменную плавку без значительных разрушений. При этом в отличие от агломерации нельзя доводить процесс до перехода значительной части шихты в жидкое состояние. Если не ограничить верхний предел температуры (1320-1350 °С), то произойдет оплавление окатышей и сваривание их в крупные глыбы. В то же время понижение температуры обжига ниже 1200-1250°С приводит к понижению прочности окатышей.
      Упрочнение окатышей (спекание частиц в прочную гранулу) происходит преимущественно путем твердофазного (без участия жидкой фазы) спекания. Твердофазное спекание начинается при 800--900°С. Жидкофазное спекание начинается при температурах 1200-1350 °С.
      6.Свойства окатышей.
      В  нашей  стране  производят  неофлюсованные  окатыши  и  офлюсованные  с основностью 0,4--1,25. Окатыши разных заводов содержат, %: Fe 58--67; SiO2 3,3-12; CaO 0,1-4,8; А12О3 0,2-1,1; MgO 0,2-1,1; S 0,001-0,08; P 0,007-0,01. Крупность окатышей должна составлять 5-18 мм, допускается содержание не более 3 % фракций крупностью менее 5мм.
      Холодную прочность окатышей определяют по величине усилия, необходимого для раздавливания окатыша, и результатам испытаний во вращающемся барабане, проводимых как и при испытании прочности агломерата. Горячую прочность (прочность при восстановлении) определяют по величине раздавливающего усилия восстановленного до определенной степени горячего или охлажденного окатыша, и по газопроницаемости и усадке восстанавливае-мого слоя окатышей, находящихся под нагрузкой. Установлено, что горячая прочность сильно снижается по мере восстановления окатыша. Горячая прочность возрастает при увеличении плотности структуры окатыша, в частности, при обжиге с получением определенного количества жидкой фазы. Восстановимость определяется удельной поверхностью доступных для газа-восстановителя пор и размером окатыша. Наилучшая восстановимость у окатышей, обожженных при 1000--1150°С с упрочнением по твердофазному механизму и с пористой неоплавленной структурой. Но из-за малой прочности таких окатышей обжиг ведут при 1200-- 1350 °С. Появление при этих температурах жидкой фазы и оплавленных участков в окатыше несколько снижает восстановимость. Восстановимость падает по мере роста диаметра окатышей и особенно резко при диаметре более 16--18 мм. По сравнению с агломератом производство окатышей характеризуется меньшим отсевом мелочи, дополнительным расходом топлива; у окатышей выше содержание железа и ниже основность, а себестоимость их производства примерно одинакова. Основным преимуществом окатышей является более высокая холодная прочность, что позволяет транспортировать их на большие расстояния; однако их горячая прочность ниже, и содержание мелочи в шахте печи при проплавке агломерата и окатышей выравнивается. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

      Огнеупорное производство.
      Главный потребитель огнеупоров - черная металлургия. Поэтому промышленность огнеупорных материалов как подотрасль входит в состав отрасли - черной металлургии, а количество выпускаемых огнеупоров в стране условно относят к выплавке стали в слитках (кг/т стали).
      Огнеупорами называют неметаллические материалы, предназначенные для использования в условиях высоких температур в различных тепловых агрегатах и имеющие огнеупорность не ниже 1580 °С.
      Без огнеупоров нет другого практически приемлемого способа ограничить распространение тепла в окружающую среду и поддерживать длительное время высокие температуры в больших объемах различных печей.
      Поскольку огнеупоры играют служебную, вспомогательную роль при производстве стали, цемента и т.д., то чем меньше их расход на единицу продукции, тем производство основной продукции более эффективно. Поэтому не ставится задача выпускать огнеупоров как можно больше, а ставится задача выпускать в необходимом количестве и ассортименте такие огнеупоры, расход которых на единицу продукции был бы наименьшим, и чтобы стоимость огнеупоров была экономически приемлемой.
      Сырьем для производства огнеупоров служат горные породы, содержащие тугоплавкие оксиды. В большинстве случаев минералы, содержащие тугоплавкие оксиды, получаются при обжиге горных пород. Кроме естественных горных пород в производстве огнеупоров используются искусственные продукты, например технических глинозем, карбид кремния и др. Производство огнеупорных изделий состоит из следующих технологических переделов:
      подготовки исходных компонентов;
      измельчения, классификации и хранения порошков;
      дозирования смешения компонентов шихты, получения масс;
      формирование изделий;
      термообработки (сушки и обжига);
      классификации, упаковки, хранения, транспортирования.
      Подготовка исходных компонентов в случае использования природного сырья включает процессы усреднения, в некоторых случаях - обогащения, электроплавки, термообработки, обжига т.п. В перспективе считается целесообразным, чтобы заводы, выпускающие огнеупоры, получали сырье в полностью подготовленном виде - обогащенным, обожженным, усредненным, заданного химического, минералогического и зернового составов, а также заданной плотности.
      Изделиям придают форму различными способами формования. Часто технологию производства называют по способу формования.
      Технология огнеупоров располагает большим разнообразием методов, в том числе получением так называемого «ложного зернового состава» порошков, соосаждением исходных компонентов на молекулярном и коллоидном уровнях, электроплавкой и литьем из расплавов, осаждением из газовой фазы, получением композиционных материалов спеканием, способами регулирования распределе-ния конденсационных фаз и т.д.
      Для получения огнеупоров выбирают исходные вещества (сырье) с огнеупорностью выше 1580°С или такие, которые в результате переработки дают новые с огнеупорностью не ниже указанной. Выбранный материал обрабатывают различными приемами и по режимам, наиболее благоприятным для такого течения физико-химических процессов, при котором получают изделия с требуемыми свойствами.
      Основная задача технологии огнеупорных материалов заключается в том, чтобы свойства огнеупоров соответствовали условиям службы. Прежде всего, огнеупорность материала должна быть не ниже температуры применения. Отсутствие достаточно полной теории плавления не позволяет в настоящее время находить огнеупорные материалы и определять их температуру плавления расчетным путем. Поэтому в технологии огнеупоров широко используют эмпирические данные и физико-химические закономерности.
      Сырье для производства огнеупоров поступает на заводы в виде кусков разной формы и размеров. Измельчение крупных и средних кусков называют дроблением, а мелких - помолом. Машины для измельчения называют дробилками и мельницами. Дробление и помол производят путем раздавливания, удара и изгиба, истирания, раскалывания, разрезания или же сочетания этих способов. Для прочных и хрупких материалов при крупном и среднем дроблении более эффективны раздавливание, изгиб, удар и раскалывание; для вязких, влажных материалов типа глины - разрезание. Для прочных и хрупких материалов при тонком помоле эффективен удар в сочетании с истиранием и истирание; для мягких и вязких материалов (глины) - удар.
      Дозирование материалов осуществляют по объему и по массе непрерывно или периодически. В поточном производстве наиболее точно непрерывное массовое дозирование. Но во многих случаях точность объемного дозирования также бывает достаточной.
      Весовые (порционные) дозаторы в большинстве случаев конструктивно более сложны, чем объемные; высокая точность последних сохраняется лишь при дозировании материалов с постоянной влажностью. При непостоянстве влажно-сти массовое дозирование может быть так же неточным, как и объемное, поэтому влажность перед дозированием следует поддерживать строго постоянной. Для непрерывного объемного дозирования сыпучих тел и питания машин в произ-водстве огнеупоров обычно применяют тарельчатые, вибрационные, барабанные, качающиеся, винтовые и ленточные питатели и течки с регулируемым затвором.
      Тарельчатые дозаторы имеют точность дозирования в пределах ±5%. При работе тарельчатых дозаторов происходит известное расфракционирование материала и образование пыли. Тарельчатые дозаторы применяют как дозаторы порошков крупностью до 5 мм и в качестве питателей для кусков размером до 100мм. Тарельчатые питатели диаметром стола от 0,5 до 1,0 м имеют производительность при 4-5 об/мин 1,5-14,0 м3/ч.
      Барабанные дозаторы при твердых материалах крупностью до 3 мм рабо-тают безотказно и дозируют достаточно точно (с отклонением ±2%). Расфракцио-нирования материалов в этих дозах не происходит. Производительность их зависит от диаметра и длины барабана, количества и объема ячеек и от числа оборотов (до 1 т/ч при п=10 об/мин).
      Винтовые дозаторы имеют небольшую производительность и высокую точность дозирования. Количество материала, подаваемого дозатором, регулиру-ют изменением числа оборотов винта. Винтовой питатель или дозатор при работе совершенно не дает пыли.
      Наиболее распространены полуавтоматические дозаторы для порошков типа ДПО-100, ДПО-250 и т.п. Масса одной порции на этих весах составляет 20-250 кг, время взвешивания 40 с. Жидкие добавки (вода, шликер) при подаче в смесители периодического действия дозируются по объему. Объем глинистого шликера, поступающего в смеситель, с течением времени уменьшается из-за зарастания внутренних и стенок и дна дозатора глиной. Для смесителей непрерывного действия разработаны устройства, автоматически подающие жидкости в количестве, определяемом установленной для процесса влажностью. Применение микро-ЭВМ позволяет обслуживать одновременно несколько технологических потоков и корректировать изменение влажности масс по ходу технологического процесса.
      Во всех случаях необходима регулярная проверка правильности работы дозаторов, так как при дозировании по объему и по массе количество материала несколько меняется в зависимости от влажности материала и других условий.
      Задачей смешения ставится равномерное распределение в заданном соотношении компонентов смеси и придание смеси некоторой устойчивости, чтобы при дальнейшем транспортировании шихт или масс не нарушалась достигнутая равномерность. От качества смешения зависят способность огнеупорных масс к уплотнению при формовке и в конечном счете многие свойства готовых изделий. Однако на практике контролю качества смешения не уделяется должного внимания. Это обусловлено, скорее всего, тем, что используемые смесители и режимы работы их длительное время совершенст-вовали эмпирически и в настоящее время они вполне пригодны для получения массовых изделий при сравнительно невысоких требованиях к качеству последних. Кроме того, незначительная доля стоимости процесса смешения в общих затратах на изготовление огнеупоров создает кажущуюся нецелесооб-разность рассматривать этот процесс как существующий источник экономии. Между тем, как только повышаются требования к огнеупорам, возрастает и значение процесса смешения.
      Сушка представляет собой процесс удаления влаги из твердых веществ пористых веществ путем испарения при температуре обычно ниже точки кипения. Необходимость сушки очевидна для изделий пластического формирования вследствие незначительной механической прочности сырца, не превышающей 0,05 Н/мм2.
      В процессе сушки влажность снижается, а механическая прочность повыша-ется до 200-500 кПа, что обеспечивает сохранность сырца при дальнейшем его транспортировании в печи для обжига.
      Шамотные, многошамотные и магнезиальные сырцы, приготовленные способом полусухого прессования, обладают достаточной механической прочностью, равной 1,5-5 Н/мм2, и их можно сразу после прессования сажать на печные вагонетки.
      Сырец из тощих масс, например динасовых, при условии применения мощных прессов получается достаточно прочным и также может быть посажен на печные вагонетки и направлен в туннельные печи.
      В технологии производства огнеупоров применяют сушку сырца как в специальных сушилах, где изделия сушат на полочных вагонетках, туннельных сушилах, так и непосредственно в туннельных печах на печных вагонетках. В последнем случае первая зона печи выполняет роль сушила.
      В туннельных сушилах высушиваемый материал продвигается по туннелю, а сушильный агент перемещается навстречу движения материалам. По мере продвижения сушильного агента вдоль туннеля с изделиями происходит понижение его температуры и повышение влагосодержания.
      Под режимом сушки понимают совокупность условий процесса: времени сушки, температуры и влажности входящего и выходящего сушильного агента, начальной и конечной влажности изделий.
      Обжиг - завершающая стадия производства обожженных огнеупорных изделий. При обжиге происходят глубокие физико-химические превращения в огнеупорном материале, сопровождающиеся изменением размеров и пористости. Обжиг огнеупорных изделий происходит при сравнительно высоких температурах (1300-1850 °С). Получение таких высоких температур с зоной равномерного распределения их в больших объемах печи является сложной технологической задачей. Для обжига применяют периодические печи (горны), непрерывно действующие туннельные печи и др.
      В технологии огнеупоров особое место занимает плавленые материалы. В промышленности плавленые огнеупоры применяют в форме изделий, получаемых литьем из расплава, и в виде зернистого продукта, приготовленного дроблением и помолом расплавленных материалов. Отличительной освоенностью плавленоли-тых огнеупоров является их высокая плотность, закрытая пористость (4-6%) и коррозийная стойкость. Зернистый плавленый материал служит исходным сырьем для изготовления огнеупоров. Несмотря на большие затраты энергии на плавку, применение плавленых материалов оказывается в ряде случаев экономически выгодным.
      Условием получения качественных электроплавленных огнеупоров является высокая однородность исходной шихты с минимальным отклонением по химическому   составу.   Выбор   состава   шихты   предопределяется   условиями службы огнеупоров и технологическим процессом его производства. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

      Горно-обогатительное производство.
      Эффективность использования того или иного полезного ископаемого зависит, прежде всего, от содержания в нем полезного компонента и наличия вредных примесей. Добываемые полезные ископаемые только в тех случаях подвергаются непосредственной переработке металлургическими, химическими и другими методами, когда качество их соответствует требованиям, предъявляемым к данному сырью. Такие полезные ископаемые в природе встречаются редко. Содержание полезных компонентов в добываемом сырье может составлять от долей процента (Сu, Ni, Co и др.) до нескольких процентов (Fe, Mn, ископаемый уголь и некоторые другие неметаллические полезные ископаемые). Непосредстве-нная переработка таких полезных ископаемых технически и экономически невыгодна. Поэтому в большинстве случаев полезные ископаемые подвергаются специальной подготовке с целью их обогащения. Обогащение полезных ископаемых представляет совокупность процессов механической переработки минерального сырья с целью извлечения ценных компонентов и удаления пустой породы и вредных примесей, которые не представляют практической ценности в данных технико-экономических условиях. Предварительное обогащение полезных ископаемых позволяет:
      увеличить промышленные запасы сырья за счет использования месторождений бедных полезных ископаемых с низким содержанием ценных компонентов;
      повысить производительность труда на горных предприятиях и снизить стоимость добываемой руды за счет механизации горных работ и сплошной выемки полезного ископаемого вместо выборочной;
      повысить технико-экономические показатели металлургических и химических предприятий при переработке обогащенного сырья за счет снижения расхода топлива, электроэнергии, флюсов, химических реактивов, улучшения качества готовых продуктов и снижения потерь полезных компонентов с отходами;
      осуществить комплексное использование полезных ископаемых, так как предварительное обогащение позволяет извлечь из него не только основные полезные компоненты, но и содержащиеся в малых количествах;
      снизить расходы на транспортирование к потребителям более богатых продуктов, а не всего объема добываемого полезного ископаемого;
      выделить из минерального сырья те вредные примеси, которые при дальнейшей его переработке могут загрязнять окружающую среду и тем угрожать здоровью людей и ухудшать качество конечной продукции.
      В нашей стране обогащение полезных ископаемых получило большое развитие особенно за последние 15-20 лет. Современные обогатительные фабрики представляют мощные высокомеханизированные предприятия со сложными технологическими процессами. Полезные ископаемые на обогатительных фабриках проходят целый ряд последовательных операций, в результате которых достигается отделение полезных компонентов от примесей. Процессы обогащения полезных ископаемых по своему назначению делятся на подготовительные, вспомогательные и основные. К подготовительным относятся процессы дробления, измельчения, грохочения и классификации. Дробление и измельчение - процессы уменьшения размеров кусков полезных ископаемых под действием внешних сил, преодолевающих внутренние силы сцепления между отдельными минеральными частицами. Дробление и измельчение не имеют между собой принципиальных различий. Условно принято считать, что при дроблении получают продукты крупнее 5мм, а при измельчении - мельче 5мм. Размер максимальных зерен, до которого необходимо раздробить или измельчить полезное ископаемое при его подготовке к обогащению, зависит от размера включений основных компонентов, входящих в состав полезного ископаемого, и от технических возможностей оборудования, на котором производится последующая переработка дробления продукта. Так, при последующем обогащении методом сухой магнитной сепарации максимальная крупность дробленой руды допускается не более 50мм.
      Грохочение и классификация применяются с целью разделения полезного ископаемого на продукты различной крупности, называемые классами. Грохоче-ние осуществляется рассевом полезного ископаемого на решетах и ситах с калиб-рованными отверстиями, поэтому отделяемый мелкий (подрешетный) продукт содержит зерна определенного максимального размера, соответствующего размеру отверстий просеивающей поверхности. В получаемом крупном (надреше-тном) продукте частично остаются мелкие зерна, количество которых зависит от многих факторов. Грохочение применяется для разделения полезных ископаемых по крупности на ситах с отверстиями размером от нескольких сотен миллиметров до долей миллиметра.
      Классификация осуществляется в водной или воздушной среде и основана на выносе движущимся водным или воздушным потоком мелких зерен. Получае-мые при классификации крупные продукты называются песками, а мелкие - сливом (при классификации в воде) или тонкими продуктами (при классификации в воздухе). Классификация применяется для тонкодисперсных продуктов при разделении по зерну размером не более 1мм. В производственных условиях идеально точное разделение по крупности обычно не достигается. Так, при грохочении часть зерен размером менее отверстий сита остается в надрешетном продукте, а при классификации происходит не только засорение крупных продуктов более мелкими зернами, но и тонкие продукты содержат зерна, крупность которых превышает размер, по которому осуществляется разделение. К основным процессам относятся процессы собственно обогащения, в результате которых полезные компоненты выделяются в виде концентратов, а породные примеси удаляются с хвостами. В процессах обогащения используются различия в крупности, форме, плотности, магнитной проницаемости, смачиваемости, в электропроводности и др.
      Обогащению по крупности используется в тех случаях, когда полезные компоненты представлены более крупными, или, наоборот, например, в россыпях полезные компоненты находятся в виде более мелких частиц. Отделив мелко зернистую часть руды от крупнозернистой (валунов и гали), можно удалить значительную часть породных примесей.
      Различия в форме зерен и в коэффициенте трения позволяют отделить плоские чешуйчатые частицы слюды или волокнистых агрегатов (асбеста) от частиц породы, имеющих округлую форму. При движении по наклонной плоскос- ти плоские и волокнистые частицы скользят, а округлые зерна породы скатывают-ся вниз. Коэффициент трения качения всегда меньше коэффициента трения скольжения, поэтому плоские частицы и округлые зерна сходят с наклонной плоскости с различной скоростью по различным траекториям, что создает условия для их разделения.
      Различия в оптических свойствах компонентов в прошлом широко использовались при обогащении методом ручной рудоразборки. В последние годы все более широкое распространение приобретают фотометрические сепараторы, на которых осуществляется механическая  рудоразборка зерен, обладающих различным цветом и блеском.
      Различия в плотности минеральных зерен используются при обогащении полезных ископаемых гравитационными методами, которые широко применяются при обогащении ископаемых углей, для обогащения различных рудных полезных ископаемых и нерудного сырья.
      На различиях магнитной восприимчивости и магнитной проницаемости компонентов основаны магнитные методы обогащения, широко применяемые для обогащения руд черных металлов, титановых, вольфрамовых, вермикулитовых руд, для выделения железистых примесей из тальковых, графитовых, каолиновых и других неметаллорудных полезных ископаемых.
      Полезные ископаемые, компоненты которых отличаются по электропровод-ности или обладают способностью под действием тех или иных физических факторов приобретать различные по величине и знаку электрические заряды,  могут обогащаться электросепарацией. К таким полезным ископаемым   относятся вольфрамовые, титановые, оловянные, слюдосодержащие, апатитовые и другие руды.
      Различия в смачиваемости компонентов водой используется при обогаще-нии полезных ископаемых флотационными методами. Особенностью флотацион-ных процессов является возможность искусственно регулировать смачиваемость и разделять весьма тонкие минеральные зерна, крупность которых составляет сотые доли миллиметра. Благодаря этим особенностям флотационное  обогаще-ние является одним из наиболее универсальных методов обогащения разнообраз-ных тонковкрапленных полезных ископаемых.
      Применение того или иного способа обогащения зависит от минерального состава полезных ископаемых. При обогащении сложных поликомпонентных руд все большее развитие получают комбинированные способы обогащения, которые позволяют комплексно использовать, достигнув разделения минералов с весьма разнообразными физическими свойствами.
      К вспомогательным относятся процессы, способствующие повышению эффективности основных процессов обогащения (предварительное обеспылива-ние, обесшламливание и др.) и процессы, повышающие эффективность  дальней-шей переработки полученных продуктов обогащения (обезвоживание и сушка).
      Подготовительные, основные и вспомогательные процессы называются технологическими. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

      Доменное производство.
      1.Описание доменной печи
      Доменная печь - печь шахтного типа. Сверху в печь порциями непрерывно загружают шихтовые материалы - агломерат (окатыши) и кокс, которые медленно опускаются вниз; длительность их пребывания в печи составляет 4-6 ч. В ниж-нюю часть печи(верх горна) через фурмы подают дутье - нагретый воздух; у фурм за счет кислорода дутья сгорает кокс с выделением тепла, а горячие продукты сгорания движутся через столб шихты вверх, нагревая ее; время пребывания газов в печи составляет 3-12с. При опускании нагревающейся шихты в ней из оксидов восстанавливается железо, которое науглероживается, расплавляется и каплями стекает в горн, формируя чугун, а невосстановившиеся оксиды в нижней части печи (низ шахты, распар) расплавляются, образуя шлак, который также стекает в горн. Накапливающиеся в горне чугун и шлак, имеющие температуру 1450-1500°С, периодически выпускают через чугунные и шлаковые летки.
      2. Доменное производство.
      Цель доменного производства состоит в получении чугуна из железных руд путем их переработки в доменных печах. Сырыми материалами доменной печи 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. Железные руды вносят в доменную печь химически связанное с другими элементами железо. Восстанавливаясь и науглероживаясь в печи, железо переходит в чугун. С марганцевой в доменную печь вносится марганец для получения 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 кремнезернистой (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 сырые материалы предварительно подвергают специальной подготовке. Исходные материалы для получения кокса - специальные марки каменных углей -измельчают, по возможности удаляют, пустую породу, усредняют угольную шихту и подвергают ее коксованию - спеканию без доступа воздуха в коксовых печах на коксохимических заводах. Готовый кокс дважды подвергают сортировке для отсева мелких фракций: на коксохимическом заводе и перед загрузкой в доменную печь.
      Добываемые на рудниках железные руды дробят, сортируют, при необходи-мости обжигают и обогащают, удаляя частично пустую породу и вредные примеси.
      После усреднения мелкие железные руды и рудный концентрат окусковыва-ется при помощи агломерации или скатывания. В процессе окускования произво-дят частичное или полное офлюсование пустой породы руды добавлением в спекаемою шихту флюса. В большинстве случаев в агломерационную шихту добавляют в необходимом количестве и марганцевую руду. Готовый агломерат или окатыши подвергают сортировке для отсева мелких фракций. Флюс в сыром виде сейчас в доменные печи загружают лишь в незначительном количестве для получения заданного химического состава шлака. Подготовленные  шихтовые материалы в  строгом  соотношении загружают в доменную печь сверху при помощи засыпного аппарата.
      В нижнюю часть доменной печи - горн через фурмы подают воздух, сжатый воздуходувной машиной. Для уменьшения расхода кокса и повышения производительности доменной печи воздух нагревают до 1000-1200 °С, обогащают кислородом, а в горн вдувают природный газ, мазут или пылеугольное топливо. В результате протекания в доменной печи сложных физико-химических процессов между исходными шихтовыми материалами дутьем образуется чугун, шлак и газ. Основной продукт доменного производства - передельный чугун выпускают из горна доменной печи через чугунную летку 8-14 раз в сутки и направляют в сталеплавильные цехи для передела в сталь или на разливочные машины для разливки в чушки и отправки потребителям.
      Кроме передельного чугуна, в доменных печах выплавляют литейный чугун, доменный ферросилиций, ферромарганец и зеркальный чугун. Из литейно-го чугуна отливают изделия главным образом в машиностроении. Доменные ферросплавы используют в сталеплавильном производстве для раскисления стали и присадки соответствующих элементов.
      Шлак в печи образуется в результате плавления пустой породы руды, флюса и золы кокса. Шлак из доменной печи выпускают периодически через шлаковые летки (верхний шлак) и при выпуске чугуна через чугунные летки (нижний шлак). Основную массу жидкого шлака подвергают грануляции, а часть шлака сливают на шлаковых отвалах. Доменный шлак используют для производства цемента, строительных панелей, блоков, шлаковой ваты и для сооружения шоссейных дорог.
      Доменный газ, образующийся в печи при взаимодействии кислорода дутья и шихты с углеродом кокса, после очистки используют как металлургическое топливо в доменном и смежных цехах. Колошниковую пыль направляют на аглофабрику для производства агломерата.
      Важнейшим процессом, протекающим в рабочем пространстве печи, явля-ется восстановление железа и его оксидов. Поэтому доменный процесс принято называть восстановительным. Успешность протекания восстановительного процесса зависит от ряда других взаимосвязанных процессов: движения и распределения шихты газов, образования чугуна и шлака, сгорания топлива в горне и др.
      Современная доменная печь представляет собой печь шахтного типа, сос-тоящую из колошника, шахты, распара, заплечиков и горна. Это высокоавтомати-зированный и механизированный агрегат.
      Агрегатом для осуществления доменного процесса служит печь шахтного типа. Рабочее пространство доменной печи в горизонтальных сечениях имеет округлую форму, а в вертикальном разрезе - своеобразное очертание, называемое профилем. Профиль печи состоит из элементов: горна, заплечиков, распара, шихты и колошника. Форма профиля и размеры его элементов определены сущностью процессов, протекающих в печи.
      Важнейшим условием осуществления доменного процесса в рабочем пространстве печи является непрерывное встречное движение и взаимодействие опускающих шихтовых материалов, загружаемых в печь через колошник, и восходящего потока газов, образующегося в горне при горении углерода кокса в нагретом до 1000-1200°С воздухе (дутье), который нагнетается в верхнюю часть горна через расположенные по его окружности фурмы. К дутью может добавляя-ться технический кислород, природный газ, водяной пар. Кокс поступает в горн нагретым до 1400-1500 °С. В зонах горения углерод кокса взаимодействует с кислородом дутья по реакциям:
      Ск + О2 + 3,76N2 = CO2 + 3,76N2 + 400,928 МДж,
      Ск + 0,5О2 + 1,88N2 = СО2 + 1,88N2 + 117,565 МДж.
      Образующийся в зонах горения диоксид углерода при высокой температуре и избытке углерода неустойчив и превращается в оксид углерода по реакции:
      СО2 + С = 2СО - 165,797 МДж.
      Таким образом, за пределами зон горения горновой газ состоит из оксида углерода, азота и небольшого количества водорода, образовавшегося при разло-жении водяных паров или природного газа. Смесь этих паров, содержащая 32-36% СО; 57-64% N2 и 1-10% Н2 и нагретая до 1800-2000°С, поднимается вверх и передает тепло материалам, постепенно опускающимся в горн вследствие выго-рания кокса, образования чугуна и шлака и периодического выпуска их из домен-ной печи. При этом газы охлаждаются до 200-450°С, а оксид углерода, отнимая кислород из оксидов железа, превращается частично в диоксид углерода, содер-жание которого в доменном газе на выходе из печи достигает 14-20%. Кроме ок-сида углерода, восстановителями являются водород и твердый углерод. Шихто-вые материалы загружают в доменную печь при помощи засыпного аппарата отдельными порциями - подачами. Они располагаются на колошнике чередую-щимися слоями кокса, руды или агломерата и флюса при работе на неполностью офлюсованном агломерате. Загрузку подач производят через 5-8 мин по мере освобождения пространства на колошнике в результате опускания материалов.
      В процессе нагревания опускающихся происходит удаление из них влаги и летучих веществ кокса и разложение карбонатов. Оксиды железа под действием восстановительных газов СО и Н2, а при температуре выше 1000°С и твердого углерода кокса постепенно переходят от высших степеней окисления к низшим, а затем - в металлическое железо по схеме Fe2O3 - Fe3O4 - FeO - Fe. Свежевосстанов-ленное железо заметно науглероживается еще в твердом состоянии. По мере науг-лероживания температура плавления его понижается.
      При температуре 1000-1100°С восстановление железа почти заканчивается и начинает восстанавливаться более труднорастворимые элементы - кремний, марганец и фосфор. Науглероженное железо, содержащее около 4% углерода и некоторое количество кремния, марганца и фосфора, плавится при температуре 1130-1150°С и стекает в виде капель чугуна в горн. В нижней половине шахты начинается образование жидкого шлака из составных частей пустой породы руды и флюса (SiO2, A12O3, CaO, MgO). Понижению температуры плавления шлака способствует невосстановленные оксиды железа и марганца (FeO и МnО). В стекающем вниз шлаке под действием возрастающей температуры постепенно расплавляется вся пустая порода и флюс, а после сгорания кокса - и зола. При взаимодействии жидких продуктов плавки с раскаленным коксом в заплечиках и горне происходит усиленное восстановление кремния, марганца и фосфора из их оксидов, растворенных в шлаке. Здесь же поглощенная металлом в ходе плавки сера переходит в шлак. Железо и фосфор печи полностью восстанавливаются и переходят в чугун, а степень восстановления кремния и марганца и полнота уда-ления из чугуна серы в большей мере зависят от температурных условий, хими-ческого состава шлака и его количества. Жидкие чугун и шлак разделяются в горне благодаря различным удельным массам. По мере скопления их в горне чугун выпускают через чугунную летку, а шлак - через шлаковые летки (верхний шлак) и чугунную летку во время выпуска чугуна (нижний шлак).
и т.д.................


Перейти к полному тексту работы


Скачать работу с онлайн повышением уникальности до 90% по antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru


Смотреть полный текст работы бесплатно


Смотреть похожие работы


* Примечание. Уникальность работы указана на дату публикации, текущее значение может отличаться от указанного.