Экология современного производства

 

Рассмотрим шлакообразование на разных стадиях сталеплавления.

Процесс производства стали в кислородном конвертере состоит из следующих основных периодов: загрузки металлолома, заливки чугуна, продувки кислородом, загрузки шлакообразующих, слива стали и шлака.

Загрузка конвертера начинается с завалки стального лома. Лом загружают в наклоненный конвертер через горловину при помощи завалочных машин лоткового типа. Затем с помощью заливочных кранов заливают жидкий чугун, конвертер устанавливают в вертикальное положение, вводят фурму и включают подачу кислорода с чистотой не менее 99,5 % О2. Одновременно с началом продувки загружают первую порцию шлакообразующих и железной руды (40 - 60 % от общего количества). Остальную часть сыпучих материалов подают в конвертер в процессе продувки одной или несколькими порциями, чаще всего 5 - 7 минут после начала продувки.

На процесс рафинирования значительное влияние оказывают положение фурмы (расстояние от конца фурмы до поверхности ванны) и давление подаваемого кислорода. Обычно высота фурмы поддерживается в пределах 1,0 - 3,0 м, давление кислорода 0,9 - 1,4 МПа. Правильно организованный режим продувки обеспечивает хорошую циркуляцию металла и его перемешивание со шлаком. Последнее, в свою очередь, способствует повышению скорости окисления содержащихся в чугуне C, Si, Mn, P.

Важным в технологии кислородно-конвертерного процесса является шлакообразование.

Шлакообразование в значительной мере определяет ход удаления фосфора, серы и других примесей, влияет на качество выплавляемой стали, выход годного и качество футеровки. Основная цель этой стадии плавки заключается в быстром формировании шлака с необходимыми свойствами (основностью, жидкоподвижностью и). Сложность выполнения этой задачи связана с высокой скоростью процесса (длительность продувки 14 - 24 минуты). Формирование шлака необходимой основности и заданными свойствами зависит от скорости растворения извести в шлаке. На скорость растворения извести в шлаке влияют такие факторы, как состав шлака, его окисленность, условия смачивания шлаком поверхности извести, перемешивание ванны, температурный режим, состав чугуна и т. д. Раннему формированию основного шлака способствует наличие первичной реакционной зоны (поверхность соприкосновения струи кислорода с металлом) с температурой до 2500о. В этой зоне известь подвергается одновременному воздействию высокой температуры и шлака с повышенным содержанием оксидов железа. Количество вводимой на плавку извести определяется расчетом и зависит от состава чугуна и содержания SiO2 руде, боксите, извести и др. Общий расход извести составляет 5 - 8 % от массы плавки, расход боксита 0,5 - 2,0 %, плавикового штампа 0,15 - 1,0 %. Основность конечного шлака должна быть не менее 2,5.

Окисление всех примесей чугуна начинается с самого начала продувки. При этом наиболее интенсивно в начале продувки окисляется кремний и марганец. Это объясняется высоким сродством этих элементов к кислороду при сравнительно низких температурах (1450 - 1500о С и менее).

Окисление углерода в кислородно-конвертерном процессе имеет важное значение, т. к. влияет на температурный режим плавки, процесс шлакообразования и рафинирования металла от фосфора, серы, газов и неметаллических включений.

Характерной особенностью кислородно-конвертерного производства является неравномерность окисления углерода как по объему ванны, так и в течение продувки.

С первых минут продувки одновременно с окислением углерода начинается процесс дефосфорации  - удаление фосфора. Наиболее интенсивное удаление фосфора идет в первой половине продувки при сравнительно низкой температуры металла, высоком содержании в шлаке (FeO); основность шлака и его количество быстро увеличивается. Кислородно-конвертерный процесс позволяет получить < 0,02 % Р в готовой стали.   

Условия для удаления серы при кислородно-конвертерном процессе нельзя считать таким же благоприятным, как для удаления фосфора. Причина заключается в том, что шлак содержит значительное количество (FeO) и высокая основность шлака (> 2,5) достигается лишь во второй половине продувки. Степень десульфурации при кислородно-конвертерном процессе находится в пределах 30 - 50 % и содержание серы в готовой стали составляет 0,02 - 0,04 %.

По достижении заданного содержания углерода дутые отключают, фурму поднимают, конвертер наклоняют и металл через летку (для уменьшения перемешивания металла и шлака) выливают в ковш.

  Полученный металл содержит повышенное  содержание кислорода, поэтому заключительной операцией плавки является раскисление металла, которое проводят в сталеразливном ковше. Для этой цели одновременно со сливом стали по специальному поворотному желобу в ковш попадают раскислители и легирующие добавки.

Шлак из конвертера сливают через горловину в шлаковый ковш, установленный на шлаковозе под конвертером.

Течение кислородно-конвертерного процесса обусловливается температурным режимом и регулируется изменением количества дутья и введением в конвертер охладителей - металлолома, железной руды, известняка. Температура металла при выпуске из конвертера около 1600о С.

Во время продувки чугуна в конвертере образуется значительное количество отходящих газов. Для использования тепла отходящих газов и отчистки их от пыли за каждым конвертером оборудованы котел-утилизатор и установка для очистки газов.

Управление конвертерным процессом осуществляется с помощью современных мощных компьютеров, в которые вводится информации об исходных материалах (состав и количество чугуна, лома, извести), а также о показателях процесса (количество и состав кислорода, отходящих газов, температура).

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

4. Практический вопрос. Изобразите схему производства алюминия и эмиссию веществ

 

 

Электролиз криолитоглиноземных расплавов является основным способом получения алюминия, хотя некоторое количество алюминиевых сплавов получается электротермическим способом.

Первые промышленные электролизеры были на силу тока до 0,6 кА и за последующие 100 лет она возросла до 300 кА. Тем не менее, это не внесло существенных изменений в основы производственного процесса.

Общая схема производства алюминия представлена на рис. 1. Основным агрегатом является электролизер. Электролит представляет собой расплав криолита с небольшим избытком фторида алюминия, в котором растворен глинозем. Процесс ведут при переменных концентрациях глинозема приблизительно от 1 до 8 % (масс.). Сверху в ванну опущен угольный анод, частично погруженный в электролит. Существуют два основных типа расходуемых анодов: самообжигающиеся и предварительно обожженные. Первые используют тепло электролиза для обжига анодной массы, состоящей из смеси кокса-наполнителя и связующего – пека. Обожженные аноды представляют собой предварительно обожженную смесь кокса и пекового связующего.

Рисунок 1. Схема производства алюминия из глинозема.

Расплавленный алюминий при температуре электролиза (950 – 960°С) тяжелее электролита и находится на подине электролизера. Криолитоглиноземные расплавы – очень агрессивны, противостоять которым могут углеродистые и некоторые новые материалы. Из них и выполняется внутренняя футеровка электролизера.

Для преобразования переменного тока в постоянный на современных заводах применяются полупроводниковые выпрямители с напряжением 850В и коэффициентом преобразования 98,5%, установленные в кремниевой преобразовательной подстанции (КПП). Один выпрямительный агрегат дает ток силой до 63 кА. Число таких агрегатов зависит от необходимой силы тока, так как все они включены параллельно.

Процесс, протекающий в электролизере, состоит в электролитическом разложении глинозема, растворенного в электролите. На жидком алюминиевом катоде выделяется алюминий, который периодически выливается с помощью вакуум-ковша и направляется в литейное отделение на разливку или миксер, где в зависимости от дальнейшего назначения металла готовятся сплавы с кремнием, магнием, марганцем, медью или проводится рафинирование. На аноде происходит окисление выделяющимся кислородом углерода. Отходящий анодный газ представляет собой смесь СО2 и СО.

Электролизеры обычно снабжены укрытиями, отводящими отходящие газы, и системой очистки. Это снижает выделение вредных веществ в атмосферу. Технологический процесс требует, чтобы укрытие было герметично для обеспечения отсоса газа в коллектор с помощью вентиляторов. В удаляемых газах от электролизеров преобладают диоксид углерода (большая часть оксида углерода дожигается либо над электролитом, либо в специальных горелках после газосборного колокола), азот, кислород, газообразные и твердые фториды и частицы глиноземной пыли. Для их удаления и возвращения в процесс применяются различные технологические схемы.

Современные электролизеры оборудованы системой автоматического питания глиноземом (АПГ) с периодом загрузки 10 – 30 мин.

Таблица 1

Технические удельные нормативы эмиссий газообразных  
примесей в атмосферу при производстве первичного  
алюминия методом электролиза для всех типов предприятий

№   п/п	Процесс	Наименование   загрязняющих веществ (ЗВ)	Содержание лимитирующей   примеси, не более
			на источнике   выброса, мг/Нм3	т/т алюминия
1.	Электролиз   глинозема	фториды газообразные (НF)	0,5	0,00005
		оксид углерода СО	1500	0,050
		диоксид серы SO2	50	0,005
2.	Разливка в чушки и   складирование   товарного алюминия	фториды газообразные (НF)	0,5	0,0002
		оксид углерода СО	1500	0,0005
		диоксид серы SO2	50	0,0002
		оксиды азота NО2	200	0,5*10-4
3.	Спекание угольных   анодов	фториды газообразные (HF)	0,5	0,00005
		диоксид серы SO2	200	0,005
		оксид углерода СО	1500	0,0005
		оксиды азота NO2	200	0,0016

 

Промышленный способ получения алюминия электролизом криолитоглиноземных расплавов, несмотря на длительное его применение, имеет ряд существенных недостатков: высокий удельный расход электроэнергии, низкие удельный съем металла и срок службы электролизеров, большие трудовые и капитальные затраты, выделение вредных веществ в атмосферу и ряд других. В связи с этим предлагаются другие способы получения алюминия. Рассмотрим некоторые из них.

Электротермическое получение алюминиево-кремниевых сплавов.

Общая технологическая схема производства алюминиево-кремниевых сплавов представлена на рис. 2. В качестве исходного сырья, кроме каолинов (Al2O3×2SiO2×2H2O), могут быть использованы кианиты (Al2O3×SiO2), дистенсиллиманиты (Al2O3×SiO2) и низкожелезистые бокситы.

Сплав после электроплавки поступает на очистку от неметаллических примесей. Для этого подают флюс, состоящий из смеси криолита и хлорида натрия, который смачивает эти примеси и "собирает" их. Рафинированный силикоалюминий имеет средний состав (%): А1 – 61; Si – 36; Fe – 1,7; Ti – 0,6; Zr – 0,5; Ca – 0,7. Этот сплав не годится для производства силумина и требует очистки от железа. Наиболее распространен способ очистки марганцем, который образует с железом тугоплавкие интерметаллиды. Полученный сплав разбавляют техническим электролитическим алюминием или вторичным алюминием до состава, отвечающего различным сортам силуминов, и разливают в слитки.

Преимущества такого способа получения силумина перед сплавлением электролитического алюминия с кристаллическим кремнием состоят в следующем: большая мощность единичного агрегата – современные печи имеют мощность 22,5 MB×A, что примерно в 30 раз выше мощности электролизера на 160 кА, а, следовательно, уменьшение грузопотоков, снижение капитальных затрат и затрат труда; применение сырья с низким кремниевым модулем, запасы которого в природе достаточно велики.

Рисунок 2. Общая схема производства алюминиево-кремниевых сплавов.

Тот-процесс

Алюминийсодержащее сырье после соответствующей подготовки хлорируют в кипящем слое в присутствии кокса и SiCl4. Последний используется для подавления реакции хлорирования SiO2. В результате хлорирования в печах кипящего слоя (КС) получается парогазовая смесь (ПГС), в состав которой входят А1С13, FeCl3, TiCl4 и SiCl4. В первом конденсаторе из ПГС выделяется около 75% FeCl3 в твердом состоянии и направляется в реактор-окислитель, где взаимодействует с кислородом воздуха, в результате чего образуются Fe2O3 и С12. Хлор возвращается на хлорирование. Во втором конденсаторе выделяется оставшийся FeCl3 и происходит конденсация А1С13. Хлориды титана и кремния конденсируются в третьем конденсаторе. Разделение этих хлоридов осуществляется в ректификационной колонне.