/
Текст
ВЕГМЛ
КВ4ТКИИ
Е. Ф. ВЕГМАН
КРАТКИЙ
СПРАВОЧНИК
ДОМЕНЩИКА
Москва
«МЕТАЛЛУРГИЯ»
1 981
УДК 669.16
Рецензент: канд. техн, наук Е. И. Тихомиров
УДК 669.16
Вег м а н Е. Ф. Краткий справочник доменщика. М., «Ме-
таллургия», 1981, с. 240.
В справочнике приведены термохимические константы
веществ, данные о физико-химических свойствах газов,
жидкостей, твердых веществ, химические и минералогиче-
ские составы сырых материалов доменной плавки, а также
данные о ходе и технико-экономических показателях до-
менной плавки. Публикуются полные расчеты агломера-
ционных и доменных шихт, данные о профилях доменных
печей. Содержащаяся в справочнике информация позво-
ляет вести приближенные технологические расчеты в об-
ласти металлургии чугуна.
Справочник предназначен для инженерно-технического
персонала аглофабрик, фабрик окатышей и доменных це-
хов, для студентов металлургических институтов и техни-
кумов. Ил. 63. Табл. 83.
31004—188
В ----------- 25—81 2602000000
040(01)—81
© Издательство «Металлургия», 198!
ОГЛАВЛЕНИЕ
Стр.
I. Общий раздел................................................... 5
Сведения о Международной системе единиц измерения СИ (SI) . . 5
Плотность и насыпная масса элементов, веществ, материалов, минера-
лов и горных пород................................................ 6
Плотность жидкостей................................................... 9
Плотность газов.......................................................10
Давление водяных паров............................................11
Динамическая вязкость газов...........................................II
Характеристики термопар...........................................12
Термические константы элементов и веществ.............................13
Теплоемкость элементов и соединений...............................24
Теплоемкость материалов, минералов, горных пород..................30
Теплоемкость газов....................................................34
Коэффициенты теплопроводности газов...............................35
Коэффициенты теплопроводности элементов, соединений, материалов,
минералов и горных пород..........................................36
Некоторые даты из истории металлургии железа..........................39
II. Кокс, уголь, газообразное и жидкое топливо...................43
Химический состав каменных и бурых углей..........................43
Химический состав мазута..........................................45
Состав природных горючих газов, газовых и конденсатных месторож-
дений ............................................................45
Состав промышленных горючих газов.................................50
Пределы воспламеняемости различных газов и паров в смеси с возду-
хом (20° С, 0,1 МПа)................................................50
Металлургические свойства кокса..................................51
II!. Руды и концентраты их обогащения................................60
IV. Производство агломерата и окатышей...............................79
Некоторые даты из истории развития методов подготовки шихты
к доменной плавке...................................................79
Расчет агломерационной шихты.........................................81
Тепловой баланс зоны горения твердого топлива........................99
Расчет шихты при производстве окатышей...........................101
Тепловой баланс агломерации бурых железняков Эльзаса и Лотарингии Ю2
Структура теплового баланса спекания офлюсованного агломерата на
аглоленте..........................................................103
Материальный баланс агломерации.....................................ЮЗ
Диаграммы состояния, используемые при расшифровке микроструктуры
офлюсованных агломератов............................................ЮЗ
Минералогический состав и текстура агломерата.......................ЮЗ
Минералогический состав окатышей...................................109
Методы испытания механической прочности агломерата и окатышей . 109
Размягчаемость руд, агломератов и окатышей в окислительных условиях И2
Восстановимость руд, агломератов и окатышей........................112
.Важнейшие зависимости, используемые в технологических расчетах . . ИЗ
Влияние различных технологических факторов на показатели процессов
окускования железорудного сырья....................................115
Шихта агломерационных фабрик СССР..................................118
Показатели работы агломерационных фабрик СССР......................120
Качество и себестоимость агломерата................................124
Показатели работы фабрик окатышей...................................127
Характеристики агломерационных лент СССР............................128
1*
3
Стр.
Производство кокса, товарной железной руды, агломератов, окатышей,
чугуна по странам........................................... 131
V. Производство чугуна в доменных печах............................133
Некоторые даты из истории доменного производства...................133
Расчет состава доменной шихты, материального и теплового балансов
доменной плавки комплексным методом А. Н, Рамма...............135
Расчет состава доменной шихты комплексным методом с использовани-
ем формул А. Н. Похвиснева....................................161
Тепловые балансы плавок в доменных печах..........................164
Зональные тепловые балансы.........................................166
Теплообмен в доменных печах........................................172
Движение шихты и газов в доменной печи...........................173
Горение кокса у фурм...............................................177
Восстановительные процессы.........................................131
Чугун..............................................................191
Шлакообразование в доменных печах..................................197
Технико-экономические показатели доменной плавки.................
Влияние технологических факторов на технико-экономические показате-
ли доменной плавки .......................................... 222
Себестоимость передельного чугуна..................................224
Профиль доменной печи..............................................225
Приложения.........................................................232
I
ОБЩИЙ РАЗДЕЛ
Сведения о Международной системе
единиц измерения СИ (SI)
Система принята в октябре 1960 г. на XI Генеральной конференции по
мерам и весам. В СССР утверждена как ГОСТ 9867—61 (табл. 1).
Таблица 1
СИСТЕМА ЕДИНИЦ ИЗМЕРЕНИЯ СИ (SI>
Измеряемая величина Единица измерения Обозначение Примечания
русское междуна- родное
/. Основные единицы •
Длина метр м ш
Масса килограмм кг kg
Время секунда с S
Сила электрического тока ампер А А
Термодинамическая темпе- кельвин к к
ратура Кельвина
Количество вещества моль моль mol
2. Дополнительные единицы Плоский угол радиан рад rad
Телесный угол 3. Производные единицы стерадиан ср sr
Площадь квадратный м2 m2
Объем, вместимость метр кубический метр м3 m3
Скорость метр в секунду м/с m/s
Ускорение метр на секунду в квадрате м/с2 m/s2
Частота периодического герц Гц Hz
процесса Плотность килограмм на кубический метр кг/м3 kg/m3
Сила ньютон Н N кг-м/с2
Давление (механическое на- паскаль Па Pa Н/м*
пряжение) Поверхностное натяжение ньютон на метр Н/м N/m
Работа, энергия, количество джоуль J Н-м
теплоты Мощность ватт Вт w Дж/с
Динамическая вязкость Кинематическая вязкость паскадь-се- кунда Па-с Pa-s Н-с/м2
квадратный метр на секун- ду м2/с m*/s
Количество электричества, электрический заряд кулон Кл c А-с
Электрическое напряжение, вольт В V Вт/А
разность потенциалов Электрическая емкость фарада ф F Кл/В
Электрическое сопротивле- ом Ом Й В/А
нпе
Электрическая проводи- сименс См S
мость
5
Продолжение табл, 1
* Обозначение
Измеряемая величава Единица измерения русское междуна- родное Примечания
Магнитный поток Магнитная индукция Индуктивность Напряженность магнитного поля Удельная теплоемкость Энтропия системы Коэффициент теплопередачи Теплопроводность Доза излучения вебер тесла генри ампер на метр джоуль на ки- лограмм-кель- вин джоуль на кельвин ватт на квад- ратный метр- кельвин ватт на метр- кельвин джоуль на ки- лограмм Вб г А/м Дж/(кгХ ХК) Дж/К Вт/(м2-К) Вт/(м-К) Дж/кг Wb т н А/т J/(kg-K) J/K W/(m2X ХК) W/(m-K) J/kg Кл-м 1 максвелл (Мкс)= =10—8 Вб Вб/ма 1 гаусс (Гс)=Ю^ Т Вб/А 1 эрстед О)= =79,5775 А/м
Плотность и насыпная масса элементов, веществ,
материалов, минералов и горных пород
Таблица 2
ПЛОТНОСТЬ р И НАСЫПНАЯ МАССА d РАЗЛИЧНЫХ МАТЕРИАЛОВ**, т/м3
Материал Р*2 («0 Материал Р“ «Г)
Агломерат офлюсован- Бакальской (1,4)
ный: Дзержинской . . . . (1,6-1,8)
нкгок 3,28(1,7-2,0) Криворожской . . . (1,84)
югок 3,46(1,7-2,0) Запорожской . . . . (1,88)
ммк 3,17(1,7-2,0) Макеевской . . . . (1,90)
завода «Азовсталь» . (1,8-2,2) «Азовстали» . . . . (2,00)
Ждановского завода . (1,8)
Аглошихта фабрик: (1,75-1,90) Коммунарской . . . (1,78)
ММК югок (1,8)
Лебяжинской .... (2,1) нкгок (1,8)
Абагурской (2,0) Камышбурунской . . (1,43)
охмк (1,69) Аглоспек на агломераци-
Череповецкой .... (2,0) онной ленте 1,88
нлмз (1,83) Алюминий 2,70
НПО «Тулачермет» . . (1 ,99) Асбоцементные плиты . 0,4
Западно-Сибирского (2,2) Асфальт 1,1-1,5 2,54
завода Базальт
Челябинской .... (1,9) Бетон 1,8—2,4
Руставской (1,79) Бронза оловянистая . . 8,6—9,3
«КМАруда» .... (2,0) Бронза фосфористая . . 8,7—8,9
Продолжение табл. 2
Материал Р‘2(4) Материал р”(4)
Бумага 0,7-1,15 (<0,84 мм, 60,6% Fe) (2,32)
Вата стеклянная . - 0,20 Латунь 8,4—8,7
Витрен *3 1,16-1,32 0,30 Лед 0,917
Войлок минеральный . . Линолеум 1,18
Габбро 2,95 Липарит 2,35
Глина 2,68 Магний 1,741
(1,0-1,5) Медь литая 8,93
Гранит 2,57—2,59 Мел 2,69
Гравий (1,5-1,9) Мрамор 2,68-2,71
Графят 2,1-2,25 Огарки пиритные . . . 1,77
Дерево: (1,16)
береза 0,51-0,77 Огнеупоры:
дуб 0,60-0,90 алундовые 2,3-2,6
ель 0,48-0,70 асбестовые 0,47
кедр 0,49-0,57 графитовые 1,60
клен 0,62-0,75 динасовые 2,34-2,40
липа 0,32-0,59 » легковесные 1,2
сосна 0,37-0,60 дунитовые плавленые 3,03
ясень 0,65-0,85 каолиновые легковес-
Диабаз 2,79 ные 1,3
Дюралюминий .... 2,79 карборундовые . . . 2,1-2,6
Железо литое .... 7,86-7,87 корундовые 3,75-3,85
» губчатое . . . 2,0 корундовые легковес-
Земля (2,1-2,3)*« ные 0,57-0,70
(1,2-1,7) магнезитовые .... 2,6-3,0
Известь обожженная . . (0,5) муллитовые .... 3,29
» гашеная . . . 2,3 пеношамотные . . . 0,85-1,05
Известняк крупный . . 2,72 углеродистые блоки . 1,30-1,35
» мелкий . . . (1,6-2,2) (1,2-1,5) ультра легковесные . 0,34-0,40
цирконовые .... 3,1-3,4
Капрон 1,14 шпинельные плавленые 3,0-3,1
Картон 0,69 шамотные легковесные 0,4-1,3
Кварцит 2,57—2,66 » обычные 1,8-2,0
Клинкер цементный . 3,15 » плотные . . 2,05-2,20
Кожа сухая 0,86 » особоплотные 2,25-2,30
Кокс донецкий .... (0,43-0,45) Окалина (1,7-2,0)
» кузнецкий .... Коксовая мелочь в круп- (0,46-0,48) Окатыши *5:
ных штабелях .... (0,53) Сев ГОК:
истинная 4,51 3,48
Концентрат: кажущаяся ....
криворожский магне- титовый (<0,84 мм, ЦГОК:
53,5% Fe) (2,1) истинная 4,57
КМА (662,8% Fe) . . 4,58 кажущаяся .... 3,30
Оленегорский ССГОК:
«0,84 мм, 63,2% Fe) 4,9 истинная 4,74-4,80
ЮГОКа (<0,1 мм, 58.5% Fe) (2,36) (1,935) кажущаяся .... (1,9-2,1) 3,49-3,56
НКГОКа (65,1% Fe) ЛебГОК:
качканарский .... 4,7 истинная 4,91
кажущаяся .... 3,60
7
Продолжение табл. 2
Материал
Материал
Р°(Ю
Костамукшский ГОК:
истинная ...........
кажущаяся . . . .
• Качканарский ГОК:
сырые .............
Парафин ..............
Пемза шлаковая, фрак-
ции:
5—10..................
10—20...............
Песок.................
Песчаник..............
Пироксенит . . . .
Плексиглас............
Полистирол ...........
Полиэтилен............
Пробка ...............
Резина мягкая . . . .
» твердая . . . .
> чистая . . . .
Руда железная*®:
оолиты лисаковской
руды (45% Fe) . . .
железняк магнитный .
> красный . .
» бурый . . .
мартит Высокогорский
» СОКОЛОВСКИЙ .
КМА.................
криворожская
(<6 мм).............
керченская (<6 мм) .
оленегорская . . . .
Руда марганцевая . . .
Сера ромбическая . . .
» моноклинная . . .
> аморфная . . . .
Сиенит ...............
Снег рыхлый...........
Сталь катаная . . . .
> литая ............
Стекло................
Стружка стальная . . .
Титан ................
Торф воздушно-сухой .
» влажный . . . .
Уголь каменный, фрак-
ция:
4,42
3,34
3,157
0,87-0,91
(0,55-0,95)
(0,7-0,85)
1,5-1,7
(1,4-1,7)
2,50-2,67
3,20
1,18
1,05
0,92
0,22-0,26
U
1,19
0,91-0,93
3,35
(2,2-3,0)
(2,0-2,7)
(1,Ь2.0)
(1,6)
(1,775)
3,38
3,38 (2,5)
(1,7-2,0)
2,07
1,96
1,92
2,62
0,12
7,85-8,00
7,5-7,92
2,4-2,8
(2,0-2,8)
4,5
(0,33-0,41)
(0,55-0,65)
0,12—0,25 мм, W=
= 20%...............
0.25-0,5 мм, №=20%
0,5—1,0 мм, №=11%
2—4 мм, №=10% . .
1—2 мм, №=10% . .
(Уголь Донецкого бассей-
на: *7
газовый.............
жирный..............
коксовый............
отощенный спекаю-
щийся ..............
тощий...............
антрацит ...........
Уголь Кузнецкого бас-
сейна:
газовый.............
жирный .............
коксовый............
отощенный спекаю-
щийся ..............
тощий...............
(0.50)
(0.52)
(0.62)
(0,64)
(0.64)
1,28
1,25
1,25
1,28
1,31
1,53-1,90
(0,8-0,95)
1,22-1,26
1,26-1.27
1,26-1,27
1,28-1,29
1,32-1,35
Угольная шихта коксо-
вых печей на основе куз-
нецких углей:
№=2,5%.............
№=5%...............
№=10%..............
№=12% *®...........
Угольная шихта, нагре-
тая перед укладкой в
печь до 210° С . . . .
Уголь древесный:
дубовый.............
сосновый...........
березовый..........
Фарфор...............
Фаянс ...............
Ферросилиций . . . .
Фосфор белый . . . .
» красный . . . .
> металлический .
Фюзен *3.............
Цемент затвердевший .
Цинк литой ..........
Чугун (4% С) . . . .
(0,75)
(0,73)
(0,68)
(0,70)
(До 0,87)
0,57
(0,15-0,22)
0,28-0,44
(0,14-0,145)
(0,195-0,205)
2,3-2,5
1,925-1,960
6,3-7,0
1,83
2,20
9 44
1,359-1,465
2,7-3,0
6,92
7,0
8
Продолжение табл. 2
Материал
Р**(4> Материал Р*’«0
Шлак доменный в кус-
ках средней крупности .
Шлак сварочный . . .
Шлак мартеновский и
конверторный в кусках
средней крупности . . .
(1.8-2,2)
(2,0-2,2)
(1.6-1,8)
Щебень из доменного
шлака .................
Щебень из сталеплавиль-
ных шлаков ............
Эбонит ................
I
2,38-2,76
(1,15-1,44)
3,1-3,5
(1,6-1,76)
4,77
•* Данные о плотности минералов см.
в разделе III.
• 2 Имеется в виду кажущаяся плот-
ность, т. е. масса единицы объема пори-
стого материала.
• 3 Минералогическая составляющая
угля.
• 4 Поверхность пор порошка губчатого
железа после магнитной сепарации состав-
ляет 2,8 м2/г.
Пористость (общая) окатышей, %:
СевГОКа 22,8, ЦГОКа 27,8, ССГОКа 24,9—
26,0, ЛебГОКа 26,7, Костамукшского ГОКа
24,4.
• в См. также рис. 1.
♦7 Пористость угля средней степени ме-
таморфизма ^5% (абс.). Объем микропор
от 3 до 50 ммк составляет 40%; объем
микропор «50 ммк) —60% (отн.).
*8 Добавка к угольной шихте 0,1% ке-
росина увеличивает ее насыпную массу на
18—20%.
Рис. 1. Зависимость кажущейся плотности
железных руд от содержания в них же-
леза (плотность пустой породы принята
равной 3 г/см3)
Плотность жидкостей
Жидкость Т, К Р» т/м3 Жидкость 7, К р, т/м3
Азот Аргон Ацетилен Бензин Бензол Бром Водород 77,9 89,85 249,5 293,0 273,0 293,0 23,11 0,8043 1,3739 0,52 0,68-0,72 0,899 3,12 0,0672 Воздух Вода пресная * > морская *♦ Гелий Глицерин Железо, сталь: 126 277 293 4,62 293 0,92 1,00 1,01-1,05 0,1139 1,26
9
Продолжение
Жидкость т, к р. т/м3 Жидкость т, к р, т/ы3
0% с 1773 7,46 Сера 386 1,81
0,2% С 1773 7,06 Спирт метиловый 293 0,7928
1,0% С 2,4% С 1773 1773 6,78 6,64 Углерода двуок- сид СО2 213 1,19
Керосин Кислород 293 90,3 68 0,82 1,14 1,25 Углерода оксид СО Цинк 83 0,79 6,48
Масло машинное 293 0,9-0,92 Чугун, 4% С 1673 6,74 6,70
» касторовое 293 0,960-0,967 1723
Метан 109 0,415 1773 6,63
Нефть 293 0,81-0,85 1823 6,46
Озон 90 1,71 1878 6,38
Свинец 598 10,645 Чугун, 4,4% С 1773 6,60
1123 10,078 Шлак доменный Этан 1723 185 2,68-2,84 0,546
• Вещества, растворенньи е в речной воде, г/т: СО$51,2, СО^ 29,8, SO4~17,7t
SiOj 17.1, Cl” 8,3. Na + 8,4, Mg+2 5, (Al, Fe)sO34.0, K+3.1, NO3 1.3.
** Вещества, растворенные в морской воде, г/т:
С1” 19360, Na+ 10770. SO^2 2701. Mg+2 1298, Са+2 408, К+ 387. НСО” 128, Вг” 66.
Н,ВО3 27, Sr+2 14.
Плотность газов
Элемент, соединение, газовая смесь кг/м3 Элемент, соединение, газовая смесь р*. кг/м3
Азот 1,2505 Колошниковый газ до- 1,273—1,277
Аммиак 0,7714 менных печей
Аргон 1,7839 Криптон 3,74
Ацетилен 1,1709 Ксенон 5,89
Водород 0,08987 Метан 0,7168
Водород сернистый 1,5392 Неон 0,8999
(H2S) Озон 2,22
Водяной газ 0,6900 Пропан 2,0037
Водяной пар 0,8040 Серы двуоксид (SO2) 2,9263
Воздух ** 1,2928 Углерода двуоксид 1,9768
Гелий 0,1785 (СО2)
Генераторный газ 1,12—1,18 Углерода оксид (СО) 1,2500
Диметиламин (при 1,966 Фтор 1,695
20° С) Хлор 3,22
Кислород 1,42904 Этан 1,356
Коксовый газ 0,44 Этилен 1,2605
* Значения плотности газов даны при нормальных условиях (273 К, 0,1 МПа). Плот-
ность газа при давлении р и температуре Т может быть вычислена по плотности газа
ро при 273 К и 0,1 МПа по формуле р-роР 273/Г.
♦♦ Состав сухого атмосферного воздуха, % (объемн): N2 78,084±0,004, О2 20,946±0,002,
Аг 0,934+0.001, СО, 0.030±0,003, №(1,818+0.004) 10 “3. №(5,24 +0.004) Ю”4. СН4 2,2-Ю”44
Кг(1,14±0.01) 10~4, N02(0,5±0,1)10”4 . Н,0.Б10~4, Хе(8.7±0,1)10—6. 03(0-0.07) 10”•
- — --------------»
10
Давление водяных паров
Т, к ! Давление насыщенного водяного пара. кПа, в равновесии с водой при изменении температуры. К
0 1 1 2 1 з 1 4 1 _5 1 6 1 7 1 8 1 9
273 0,610755. 0,656552 0,705389 0,757462 0,812869 0,871905 0,934765 1,001254 1,072058 1,147274
283 0,227100 0,311731 1,401559 1,496680 1,597397 1,704093 1,816967 1,936411 2,06233 2,19570
293 2,33691 2,48597 2,64288 2,80763 2,98219 3,16655 3,35974 3,56372 3,77848 4,00403
303 4,24135 4,49142 4,75326 5,02882 5,31812 5,62212 5,93986 6,27426 6,62436 6.99112
313 7,37456 7,77761 8,19832 8,63863 9,09954 9,58203 10,08511 10,61172 11' 16187 11,73556
323 12,33474 12,96040 13,61156 14,29214 15,00116 15,73959 16,50941 17,31159 18 Л4613 19,01500
333 19,9172 20,8586 21,83930 22,8494 23,9085 25,0068 26,1144 27,3310 28;5568 29,8415
343 31,1654 32,5383 33,9602 35,4312 36,9611 38,5497 40,I874 41,8938 43,6492 45,4732
353 47,3561 49,3076 '51,3277 53,4165 55,5740 57,8001 60,1046 62,4876 64 ,'9491 67;4890
При определении
точки росы
таблице парциальное давление водяных паров
отходящих от
по данной
аглоленты газов
Примечание.
в газах сравнивают с давлением насыщенного водяного пара в равновесии с водой.
Динамическая вязкость газов
Динамическая вязкость газов, Па-с
N. Аг Н, н.о воздух Не о, Кг Хе сн4 Ne soe со, со
143
173
198
223
273
373
473
573
673
773
873
973
1073
1273
967 1180 542 990 1235 1085
1143 1405 618 —а 1170 1400 1286 ММ
1285 1585 677 1312 1526 1452
1419 1760 733 1445 1640 1612
1665 2085 840 883 1708 1860 1910 2330
2086 2695 1033 1250 2180 2281 2437 3060
2464 3223 1213 1615 2558 2672 2867 3725
2800 3680 1382 1985 2942 3055 3310 4325
3118 4110 1538 2350 3275 3415 3686 4850
3403 4505 1686 2720 3567 3750 4030 5350
3665 4870 1828 3090 3842 4070 4350 5840
3916 5215 1965 3460 4110 4370 4652 Нет св.
4160 5550 2103 3820 4365 4660 4940 » »
4600 6160 2355 4560 4850 5240 5470 » »
— 566 1315 ММ
677 2182 886 изо
769 2388 855 1007 1275
—• 860 2600 955 1126 1400
2110 1028 2975 1158 1367 1662
2820 1332 3646 1611 1827 2076
3484 1604 4248 2040 2254 2452
4080 1850 4785 2455 2646 2788
4620 2080 5300 2820 2994 3090
5120 2268 5796 3155 3309 3370
5600 2465 6255 3465 3605 3630
2650 6689 3760 3876 3870
2820 7100 4040 4140 4100
3135 7855 4540 4658 4530
Характеристики термопар
Термопара Рабочий интервал температур, К Максимальная Т. 9. Д. С,. мВ Погрешность измерений, К Рабочая среда
Медь — константан 2—700 21 ±(0,1-1) Окислительная, воздух
Медь — (золото 4-2,11% Со) 2—300 10 ±(0,03—0,7) Воздух
Медь—(серебро+0,37% Au) 25—300 0,2 db0,05 >
Железо — константан 70—1300 58 ±1 Окислительная
Хромель — алюмель 220—1600 52 ±(5—10) Окислительная или нейтраль-
Хромель — копель 220—1100 66 ±(3-5) ная То же
Платина—(платина+10% Rh) 250—2100 17 ±(1—3,5) Воздух
Никель — низуюм 250—1500 49 ±1 Окислительная
(Вольфрам+5% Re) (вольфрамЧ-20% Re) 400—2800 30 ±(0,1—4) Вакуум или нейтральная
Вольфра м — молибден 1300—2800 8 ±5 Вакуум или нейтральная
НК—СА 570—1300 13 ±2 Воздух
Платина — (платина+30% Rh) 570—2100 14 ±3,3—6
Сравнение температурных шкал
Шкала Обозначение Точка таяния льда Точка кипения воды Температурный интервал
Цельсия t,°c 0 100 100
Абсолютная т, к 273,15 373,15 100
Реомюра t, °Re 0 80 80
Фаренгейта Г °F 32 212 180
Примечания. 1. Формулы пересчета температур:
ГК—273,15 ГС Г Re ГЕ—32
5 = 5 = 4 = 9
2. Пересчет температур с градусов Ренкина Г R на абсолютную шкалу:
ТК-(5/9)ГЯ.
Термические константы элементов и веществ
В табл. 3 приведены важнейшие термические константы элементов и веществ, расположенных по латинскому алфавиту
Таблица 3
ТЕРМИЧЕСКИЕ КОНСТАНТЫ
Фазовые переходы
Формула Агрегатное состояние (название вещества) АЛ 298.15. кДж/моль рО s 298,15, Дж/моль • К тип перехода р, Па т. к ДН, кДж/моль (>1 Ч1ГОЛ)/Ж# SV
AljO3 AIiO3-H2O Крист., гекс, (а-корунд) Крист. II, ромб, (бёмит) Крист. I, ромб, (диас- —1675,7 —1971 —2004 50,92 96,86 70,42 Крист.-* Ж Нет св. 2326 113,0 48,58
А1аО3-ЗН,О пор) Крист. I, монокл. (гиб- бсит) Крист. II, монокл. (байе- —2588,6 —2578,6 140,2 ' 1 1
А1(ОН)8 Al^ijOr2H,O рит) Аморфн. Крист., трикл. (каоли- —1276,1 —4098,6 85,35 203,09 —•
AleSijO13 AS2S3 AS4S4 НИТ ) Крист., ромб, (муллит) Крист., монокл. (аури- пигмент) Крист., монокл. (реаль- —6819,9 —159,0 —269,4 254,30 163,6 254,0 Крист. -> Ж Крист.-* Ж Крист. ->Ж Нет св. Нет св. 1,19-Ю3 2208 583 594
ASfOj AsaO5 BaO гар; Крист., куб. (арсенолит) Крист. Крист. —1334,70 —926,42 —556,5 233,5 105,4 70,3 Крист.-+Ж Нет св. 2198 57,7
Формула Агрегатное состояние (название вещества) ah29S,15, кДж/моль
BaSO4
Ba2SiO4
C
C
Крист.
Крист.
Крист,
фит *2)
То же
гекс, (гр а-
—1465,2
—2265,6
О
О
Крист. II, куб. (алмаз) Аморфн. *3 Г 1,828 12,552 715,066
со Г —110,524
со2 Г —393,513
сн4 Г (метан) —74,81
с2нв Г (этан) —84,73
CaF2 Крист, (а) Крист. (Р) —1214,6
СаО Крист. —633,9
Са(ОН)2 Крист. —986,6
CaS Крист. —460,2
CaSO3 Крист. —1167
CaSO4 Крист. —1432,6
Са3[РО4]2 Крист, (а) —4126,3
2СаО • Р2О5 Крист, (а) Крист, (р) Нет св.
СаС2 Крист, (а) —59,0
Продолжение табл. 3
0 5 298,15. Дж/моль К Фазовые переходы
тип перехода р, Па т. к ДН. кДж/моль AS, Дж/(моль-К)
132,2 Крист.-*Ж Нет св. 1623 40,6
182,0 Крист.-> Ж Нет св. 2033 709,581
5,740 Крист.1->С (газ) 0 2398,3
4,8-10—113 298,15 715,066
5,740 Крист .1->Ж 1,2-10’ 4020 22,72
4,9’10» 4600 105
Крист. I Крист. II Крист. 1->Ж |1,24-10м 4100*1
2,368 Крист.П->Ж
157,988 197,543 213,68 186,31 229.49
68,83 Крист, (а) -* Крист. (Р) Нет св. 1424 4,77 29,7
Крист. (0) *Ж » » 1691
39,7 Крист.-* Ж » » 2873 79,5
72,8
56,5
101,7 28,0
106,7 Крист. ->Ж Нет св. 1673
241,0 Крист. (ос) -> Крист. (Р) » » 1373 15,5
189,33 Крист, (а) >Крист.(Р) » » 1413 6,7 100,8
Крист.(0) *Ж » » 1626
70,3 Крист.(а) >Крист.(Р) » » 720 5,56
СаСО3
CaMg(CO3)2
CaO* SiO2
3CaO*2Si02
2CaO-SiO2
3CaO*SiO2
CaO-TiO2
CaO • 2AI2O3
CaO - A12O3
2CaO- A12O3
3 CaO * Al 2O3
4CaO • AI2O3
12CaO-7412O3
CaO • A12O3 • 2SiO2
CaMgSiO4
Ca3Mg(SiO4)2
CaO-FeaO3
2CaO-Fe203
CoO
Fe
Fe
Крист. (P)
Крист., триг. (кальцит)
Крист., ромб, (арагонит)
Крист., триг. (доломит)
Крист, (волластонит)
Крист., трикл. (псевдо-
волластонит)
Крист.
Крист, (у)
Крист, (р) (ларнит)
Крист, (а)
Крист,, гекс, (алит)
Крист, (а)
Крист.
Крист.
Крист.
Крист.
Крист.
Крист. *5
Крист, (анортит)
Крист, (монтичеллит)
Крист, (мервинит)
Крист.
Крист.
Крист., куб.
Крист. III, куб. (а)
Крист. II, куб. (у)
Крист. III, куб. (а)
Крист. III', куб. (Р)
—1206,7
—1206,7
—2326
Нет св.
—1579,0
—198,82**
—2251,0
—113,01**
—1660,6
—4,184**
—2321,3
—2945
—3556,4
—4293
—2767,7
-115,5
—238,5
—1665,2
—31,0“
—238,9
О
92,9 88,7 Крист. (Р) —Ж Арагонит- Кальцит » » » » 2573 323 0,188
82,0 210,9 127,6 168,6 93,7 177,82 114,2 Волластонита Псев- доволластонит Псевдоволластонит -> ->Ж Крист, (у) * Крист. (Р) Крист. (Р) -> Крист. (а) Крист.(а) >Ж Крист. (а) Крист. (р) Крист.-> Ж Крист.Ж » » » » » » » » » » » » » » » » 1463 1813 948 1693 2403 1533 2038 1873 5,4 56,1 4,43 3,26 2,30
205,43
202,5
145,2 188,7 52,7 27,15 Крист. III--Г Крист.ПГ>Г Крист. III-> Крист. II Крист. Ш-> Крист. IV Крист, II-> Крист. IV Крист. III -> Крист. IIГ Крист. Ill--Крист. II Крист. ПГ -> Крист. II Крист.Ш -> Крист. ПГ ♦* Крист. Ill' Крист. 11 8,9- 1G—61 }10,0-1СР 1,77-10» 9,0-10-» 2,64-10-е 0 298,15 763*1 1041« 1042 1185 414,6 417,002 0,912 1398,63 0,770
Формула Агрегатное состояние (название вещества) ДН298,15* кДж/моль
Fe0,e47O Крист. II, куб. (у) Крист. II, куб. (у) Крист. I, куб. (б) Ж Крист. I, куб. (6) Ж Г Крист. I', куб. Крист. I, куб. (вюстит) 417,002 —265,3
FeO Крист., куб. Г —264,8 255,596
FeO1J05 FeOi,Q5e Крист. I, куб. Крист. I', куб. Крист. I, куб. —278,6 —280,12
FeOia Крист. I, куб. —292,5
?2i,is Крист. I, куб. —305,8
Крист. I, куб. —319,7
Продолжение табл. 3
„0 5 298,15’ Дж/моль’ К Фазовые переходы
тип перехода р, Па т, к А/7. кДж/моль AS, Дж/(моль-К)
Крист. П-> Крист.1 Крист.П-* Крист.1 3,4b 10-» |1,24-10® 1667 1,109 0,665
Крист.1 1-ОК 1845*1
Крист. I -ж ( 13,76 7,61
Крист.1 ->ж |з,28
Крист.1 ->г 1811*1 393,3 217,19
ж-г (379,53 209,58
Крист. 1-Ж 1 -100 1838
2-10» 1868
3-10® 1698
4-10» 1928
5-10® 1958
6-10» 1988
180,376 ж-г 1,0132-10» 3145 349,8 111,21
Крист. I' -> Крист.1*7 Нет св. 186 0,21 Нет св.
57,57 Крист.1 1-ОК+К, » » 1647 32,17 19,54
60,75 272,0
Крист/ I-OK+K1 » » 1644 34,31 20,88
60,79 Крист. Крист.] ['-> Крист.1*7 -Ж+К1 А А А А 186 1647 0,222 34,01 20,67
Крист. 1-ОК- -К! » » 1661 32,68 19,66
Крист. 1-ОК- -К1 » » 1679 31.04 18,49
Крист.] 1-ОКН НК1 » » 1697 29,41 17,32
ю Fe2O3
tn
♦
е
«
Fe2O3
Fe3O4
Вегман
Крист. Г', гекс, (а, ге-
матит)
Крист. Г, гекс, (а, гема-
тит)
Аморфн.
Крист. III, ромб. (маг-
Крист. II, куб. (магне-
тит)
Крист. I (магнетит)
—822,2
—688,3
-1117,1
FesO4
(1 % катионных
вакансий)
Fe3O4
(2 % катионных
вакансий)
Fe3O4
(4 % катионных
вакансий)
FeO(OH)
FeCl
FeCl3
Крист. Ill (магнетит)
Крист. II (магнетит)
Крист. Ill (магнетит)
Крист. II (магнетит)
Крист. II (магнетит)
FeCl/;
FeClg
Крист., ромб, (а, гетит)
Г
Крист. I', гекс.
Крист. I, гекс.
Ж
Г
Крист., гекс.
—558,1
188
—341,75
—132,55
—399,40
Ж
Крист. I"- Крист.1' Нет св. 258
(переход второго
рода) v Крист.1*7
87,4 Крист. I' » У 953 3,22
Крист.Ш Крист.11*9 118,9 0,66
146,19 Крист. И Крист.1*® » » 851
Крист.1 — Ж*8 Рог 1,013-10» 1856 138,1
0,22-10® 1867
145,6 Крист.Ш Крист. II 0,0582-10* Нет св. 1870 109,7 0,410
» »
144,10 142,38 60,37 257,3 Крист.Ш Крист. II » » 111,2 0,092
Крист.1'- Крист.1*7 » » 23,5 298,15 0,0556 701,6
118,0 Крист. 1-* Г 2,08-10“24 209,2
Крист.1-* ж 43,01 45,27
Крист.1-* •г |9,6-10а 950»* 1 183,09 192,71
ж-*г 140,08 147,44
298,7 ж-г 1,013-10* 1285 125,5 97,69
Крист.-> г 1,14-10-* 298,15 580.65*J 78,74 264,09
Крист, ж 37,86 65,23
Крист. -> г |о,772-10* 68,6 118,16
Ж->Г 1 30,75 52,93
ж->г 1,01310* 588,15 30,33 51,59
00
Формула Агрегатное состояние (название вещества) д^298.15’ кДж/моль
Г —253,5
FeS Крист. III, гекс, (а-трон- лит) Крист. II, ГСКС. (|J)) —100,4
FeSi.003 Крист. I, гекс, (б)
FeSiios Крист. I, гекс. (6)
FeSa Крист. I, куб. (пирит) —163,4
FeS2 Крист. II, ромб, (марка- зит) —139,7
FeSO« Крист. I, ромб, (а) —927,6
FeP Крист., ромб. —137,2
FePa Крист., ромб. —217,6 —161,5
FeaP Крист., гекс.
Fe3P Крист., тетр. —164,0
Рез(РО4)2-8НаО Крист. I", монокл. Крист. Г, монокл. (ви- вианит)
FeAs Крист., ромб. —17,6
FeAsa Крист., ромб, (леллин- гит) —43,51
FeAsO* Крист. IV
FeAsO4 Крист. III, гекс. Крист. II, ромб.
FeAsS Крист., трикл. (арсено- пирит) —105,4
П родолжение табл. 3
<><) 5 298,15’ Дж/моль К Фазовые переходы
тип перехода р, Па т. к ДН, кДж/моль Д$, Дж/(моль*К)
60,29 Крист.Ш-^ Крис Т.П Нет св. 411 2,38 5,81
Крист. И -> Крист.I (6) Крист.Г^Ж » » » » 598 1412 0,50 0,83
52,92 107,5 97,843 127,834 108,717 Крист.1->Ж Крист.Ж Крист.^Ж+Ре2Р К рист. I" -> Крист. I' *7 Крист. Г-> Крист. I Крист. ->Ж Крист.1У->Крист.Ш Крист. III -> Крист. 11 Крист. II-> Крист.1 » » Нет св. » » » » » » » » » » Нет св. » » 1463 1663 1438 9,6 12,40 1303 793 843 993 32,34 22,09
Fe3C Крист. I, ромб, (цемен- тит)
FeCO3 Крист. I', гекс, (сидерит) Крист. I, гекс, (сидерит)
FeSi Крист. I', куб. Крист. I. куб.
FeSi2 Крист., тетр, (р, лебоит)
FeSig^g Крист., тетр. (а. лебоит)
FeSi2,43 Крист.
Fe3Si Крист. II', куб. Крист. II, куб.
FeSiOg Крист.
Fe2SiO4 Крист. 1\ ромб, (фая-
лит)
Fe^SiO4 Крист. I, ромб, (фаялит) Крист. I
Крист. II
ZnFe2O4 Крист. I, куб.
CuFeS2 Крист. II, тетр, (халько- пирит)
CuFeSa Крист. I, куб. Крист. I', куб. Крист, куб. (герцинит)
FeO* Al2Oa
FeO-Cr2O3 Крист., куб. (хромит)
FeO’TiO2 Крист., гекс, (ильменит)
H2 Г
H2O Ж
Г
H2S г
K2O Крист.
Mg Крист. Ж
Г
MgO Крист.
25,104
—738,150
—76,6
—76,2
—66,9
—83,7
—1194,9
—1477,8
—1182,0
—188,3
—1982,4
—1459,8
—1235,5
0
—285,8295
—241,818
—20,9
—361,5
О
148,9
—601,2
108,4 Крист.1Крист.1'*0 » » 485 7,02
95,4 Крист.Г -> Крист.1*7 » » 30,6 0,062
46,0 Кри ст. Г-> Крист.1*10 » » 445
Крист.1->Ж » 5) 1678
52,2 К рист.FeS i+FeS i 2, $ з » » 1238
70,3 FeSi+Si->-Крист. » » 1188
Крист.-> Ж Нет св. 1493 107,5 72,0
103,3 Крист. 11' Крист. II*10 » » 835
93,927 Крист. II -> Крист.1 *11 » » 1323
Крист.1'-> Крист.1 » » 65 0,21
145,2 Крист.1 ^Ж Крист.1-> Крист. II » » 6,2-109 1490 92,17 61,88
153,30 Крист.1->Ж Крист.П->Ж 1793*1
Крист.1 ->Ж Нет св. 1863 10,0
143,800 Крист. IIКрист.1 » » 830 12,13
Крист.1-> Крист.1'*7 Нет св. 930
106,3 Крист.1'-Ж » » 1223
Крист.Ж » » 2073
141,96 Крист.-* Ж » » 2123 90,8
105,8 130,520 Крист.->Ж » » 1658 54,76
70,08 ж-г 1,0132-106 373,15 40,656 108,95
188,723 205,68 Крист.Ж 1,0132‘Ю5 273,15 6,0090 21,999
98,3
32,51 Крист.->Ж Нет св. 923 8,79
Ж-Г 1,0132-10б 1378 140,6
148,57
26,94 Крист.-* Ж Нет св. 3073 77,4
ьэ
о
Формула Агрегатное состояние (название вещества) дн298,15« кДж/моль
MgCO3 MgSiO3 Mg&SiO4 Мп Мп Г Крист., триг. (магнезит) Крист. Крист. Крист. IV \ куб. (а) Крист. IV, куб. (а) —25,56 —1096,2 —1497,4 —2042,6 0
Крист. III, куб. (₽) Нет св.
Крист. II, куб. (у) Крист. II, куб. (у) Крист. I, куб. (б) Нет св.
Мн МпО Крист. I, куб. (б) Ж Г Крист. II, гекс. 284,5
Крист. I, куб. (машано- зит) Крист. I, куб. Г —385,09 123,784
Продолжение табл. 3
Фазовые переходы
-0 5 298.15’ Дж/моль-К тип перехода р. Па т. к АН, кДж/моль AS, Дж/(моль К)
213,17 65,7 67,8 95,19 32,00 34,39 Крист.Ж Крист.Ж KpHCT.IV'-> Г КристЛУ' -> КристЛУ*7 Крист.1 V-> Г Крист. IV -> Крист.Ш К рис т. III-> Кри ст. II Нет св. » » Нет св. 2,9-10~38 1,0-10“3 1,0-10» 11,2 1,0-10» 1836 2133 0 100 298,15 980 1136 1360 1411 61,5 64,0 283,311 284,5 2,22 2,13 954,24 2,25 1,59
32,43 173,602 61,50 Крист II->Крист.1 КристЛ!Крист.1 КристЛ-> Ж КристЛ-* Г Ж-г КристЛ-^ Ж ж->г КристЛ I Крист.1*7 Крист. I -* Крист. 111 25,8 1,0-10» 11,22-10» 1,0-10» 1,0132-10» Нет св. 3-108 1,0-10» 1410 1463 1517*1- 1558 1 2350 117,8 119,3 293 1,88 12,05 259,8 247,78 226,8 0,774 1,34 7,95 171,29 163,34 96,48
226,35 КристЛ-* Ж Нет св. 2115 43,9 20,75
b5
MnOa
MnaO3
MlljOg
МП3О4
MnS
Mn3C
MnCOg
MnSi
MnSiO3
MnSiOs
MrifSiC^
NiO
O2
O3
О
P
P
Крист. I', тетр.
Крист. I, тетр. (0-пиро-
люзит)
Крист. I Г, ромб.
Крист. II, ромб.
Крист. II, тетр, (гаусма-
нит)
Крист. I, куб.
Крист. I, куб.
—521,49
—957,7
—1387,62
—214,34
Г
Крист., ромб, (а)
Крист. I, гекс, (родохро-
зит)
Крист. I, куб.
Крист. IV
(а, родонит)
Крист. I, трикл. (родо-
нит)
Крист., ромб, (тефроит)
Крист., куб.
Г
Г (озон)
Г
Крист. IV (белый)
Крист. III, куб. (белый)
Крист. III, куб. (белый)
Ж
Крист. II, трикл. (крас-
ный)
Ж
Крист. I, ромб, (черный)
Ж
264,872
5,65
—881,657
—77,8
—1320,80
—1730,5
—239,74
0
142,2
249,182
0
—17,36
—38,9
53,14 КристЛ' - > Крист.! 1*’ в В 92,0 0,234
КристЛ' -►Крист •II*7 в в 79,4 0,376
110,4 КристЛ I- > Крист. 1 Нет св. 943 14,60
154,8 Kpиcт.II- > Крист. I в » 1433 20,9
КристЛ-> Ж > в 1833 127,6 69,62
80,7 Крист Л г » в 298,15 543,9 1824,31
КристЛ-> ж в в 1803 26,11 14,48
238,9 98,7 109,54
47,07 Kpиcт.I-► ж » в 1543 59,99 38,91
89,1
КристЛ-* Ж+SiO, Нет св. 1559 40,2 25,77
163,2 37,99 205,037 238,82 160,946 Крист. як в в 1620 88,7 54,77
Крист ЛУ КристЛП Нет св. 195,35 0,5213 2,669
41,09 КристЛП -Г в в 298,15 316,465 1061,5
КристЛП -Ж 0,6585 1,699
КристЛП 21,2 317,29“' 14,6022 46,0
ж-г J 13,93 43,9
22,80 КристЛ! - >Г 298,15 333,829 1119,667
КристЛ 1- >ж 866*i I 16,74 19,25
КристЛЬ >г 45,6-105 28,20 32,55
ж-г 11,46 13,22
22,68 КристЛ -> г Нет св. 298,15 355,376 1191,94
Ж->Г 1,01325-10» 530 13,05 24,631
to ьэ Формула Агрегатное состояние (название вещества) ДН298.15’ кДж/моль
р Р20в PbS РЬО S Г Крист. Крист., куб. (галенит) Крист., тетр, (красный) Крист. III, ромб. 316,465 —1548,1 —100,4 —219,288 0
Крист. II, монокл. 0,376
so, so3 HsS Si Si Крист. I, монокл. ж г Г Г Г Крист. I, куб. Крист. I, куб. 272,889 —296,90 —395,85 —20,9 0
ж
SiOj г Крист. VIII, гекс, (а- кварц) Крист. VII, гекс. (0- кварц) 452,027 —910,94
Продолжение табл. 3
5 298.15* Дж/моль-К Фазовые переходы
тип перехода р. Па т. к АН. кДж/моль AS, Дж/(моль-К)
163,084
135,9 Крист. ж Нет св. 853 48,1
91,2 Крист.-* ж 7,1-Ю3 1350
66,1
31,92 Крист.Ш -*Г 298,15 272,889 915,4
Крист.Ш ->Крист.П 5,01-10—1 368,46 0,402 1,09
Крист.Ш ->ж 17,3 385,95
32,55 Крист.П- >г 0 270,391
КристЛ!- * КристЛ Нет св. 374,15 0,0017 0,004
Крист.П- >ж 24,01 392,45
КристЛ-* ж 19,96 388,33 1,7175 4,422
167,711 248,07 256,69 205,68 ж-> г 1,01325-10» 717,75 9,2 12,85
18,83 КристЛ-* Siraa 3,9-10—67 298,15 452,027 1516,3
Крист.1-* ж 49,8 29,50
КристЛ-* г 4,73-10-2 1688*1 443,1 262,50
ж- г ь 393,3 233,01
167,866 Ж->1 г 1,01325’105 3522 355,6 100,96
41,84 Крист. VIII -* Крист. VII Нет св. 846 0,63 0,75
Крист. VII ->ж » » 1883 8,53 4,52
Крист. VI, гекс, (а-три- димит) Крист. V, гекс. (0-триди- —905,4 43,5 Kphct.VI -> Крист. V » » » » 390 436 0,29 0,17 0,75 0,37
Крист.У- ► КристЛУ
SiOg МИТ ) Крист. IV (тридимит) КристЛУ -►Крист ЛII Нет св. 598 0,20 0,33
Крист. III (тридимит) —908,26 42,67 Крист.Ш -►КристЛ В » 1743 0,20 0,12
Крист. II, тетр, (а-кри- стобалит) КристЛ!- > КристЛ » » 515 1,29 2,51
Крист. I, куб. (Р-кристо- балит) Аморфный, мелкодис- персный —896,84 КристЛ н ►Ж » » 2001 7,69 3,85
Г —326 227,6
SiO Г —103,3 211,46
SiC Крист. II, куб. —66,1 16,61
TiO Крист., монокл. —525,9 —943,87 34,77
TiO» Крист., рутил 50,33
ZnS Крист., куб. (сфалерит) —205,4 57,74 Крист.-> Ж » » 2048
ZnO Крист., гекс, (цинкит) 1 —350,627 43,64 Крист. Ж » » 2248
Примечания: 1. Д/^298,15 — энтальпия образования вещества при 298,15 К из элементов.
2. 5298,15"’ энтропия при 298,15 К.
3. Здесь и везде в справочнике приняты некоторые сокращения. Фазы: Г — газовая, Крист. — кристаллическая, Ж — жидкая, Аморфн. —
аморфная. Кристаллические решетки: куб. — кубическая, гекс.— гексагональная, триг. — тригональная» тетр. — тетрагональная, ромб. — ром-
бическая, монокл. — моноклинная, трикл. — триклинная.
♦ * Тройная точка.
♦ 2 Ачесоновскнй искусственный.
♦ 3 Представляет собой чрезвычайно мелкокристаллический графит с повышенным запасом поверхностной энергии. Так, если кристаллы
о о
графита обычно достигают размеров до 2000 А, то размеры кристаллов «аморфного» графита не превышают 15—20 А в ацетиленовой саже,
о о
16—32 А в прокаленном донецком антраците и 14—25 А в каменноугольном коксе. В саже, полученной разложением оксида углерода при 400
о
и 550° С, эти размеры составляют соответственно 35—40 и 150—160 А. В сравнении с обычным крупнозернистым графитом энтальпия «аморф-
ного» углерода увеличивается на 9,53—15,29 кДж/моль; при этом высокие значения относятся к наиболее дисперсным разновидностям.
* 4 Из оксидов.
* 5 В пересчете на (12/7)СаО-А12Оз.
* 6 Точка Кюри.
• 7 Точка Нееля — переход типа антнферромагнетик->парамагнетик.
* ’ Кислородная атмосфера.
* 9 Фазовый переход первого рода, связанный с упорядочением ионов Fe3*^ й Fe3*^ в октаэдрических узлах.
* 10 Магнитное превращение.
w *п Превращение типа порядок-^беспорядок. ______
Теплоемкость элементов и соединений
Таблица 4
УДЕЛЬНАЯ ТЕПЛОЕМКОСТЬ ЭЛЕМЕНТОВ И СОЕДИНЕНИЙ В ЗАВИСИМОСТИ ОТ ТЕМПЕРАТУРЫ ПРИ НОРМАЛЬНОМ
ДАВЛЕНИИ Ср, Дж/(моль-К)
Химическая формула Агрегатное состояние*1 •2 ср298. 15* Дж/(моль К) Коэффициенты в уравнении зависимости с от температуры*3 _ cp=a4-10*~^T4-105CT—2, Дж/(молЬ’К) * АТ. К
а ь с
А1 Крист., куб. 24,351 20,66 12,38 298—Т пл
ж 29,29 Тпл-2700
г 21,39 20,79 0,50 298—5000
A12O3 Крист., гекс, (корунд) 79,03 114,56 12,89 -34,31 298—1800
AljjOg • HgO Крист. П, ромб, (бемит) 131,25 298
Крист. I, ромб, (диас- 105,52 298
пор)
А12О3-ЗН2О Крист. I, монокл. (гибб- 186,15 298
AlgSigO^ • 2Н2О СИТ ) Крист., трикл. (каоли- нит) 245,27 298
Al6Si2O13 Крист., ромб, (муллит) 326,10 298
ВаСо3 Крист, (а) 85,35 86,90 48,95 —11,97 298—1040
Крист. (3) 154,8 1079—1241
Крист, (у) 163,2 1241—1600
С Крист. I, гекс, (графит) 8,53 16,7 4,26 —8,4 298—2300
Крист. II, куб. (алмаз) 6,12 9,12 13,22 —6,19 298—1200
Г 20,84 298—1900
co Г 29,112 28,41 4,10 -0,46 298—2500
CO2 Г 37,112 44,14 9,03 —8,53 298—2500
CH4 г 35,60 23,64 47,86 —1,92 298—1500
Г (этан) 52,67 298
CaF 2 Крист, (а) 67,03 59,83 30,45 1 ,97 298—1424
Крист. (Р) 107,99 10,46 ——• 1424-Тпл
Ж 99,91 — — Тпп—1800
СаС13
CaO
Ca(OH)g
CaS
CaSO4
Сз3(РО4)3
2CaO-PtO5
CaC2
СаСОя
CaMg(CO8)3
CaO«SiOg
2CaO-SiOa
3CaO-SiOa
CaO.TiOa
CaO-2A!aO3
CaO-Al2O3
12CaO-7Al2O3
3CaO»Al2O3
CaO- Al2O3-2SiOa
Ca3Mg (SiO4)a
CaO • FeaOa
2CaOFe2O3
Крист,
Ж
Крист.
Крист.
Крист.
Крист.
Крист, (а)
Крист. (Р)
Крист, (а)
Крист, (р)
Ж
Крист, (а)
Крист, (р)
Крист.
Крист., триг. (доломит)
Крист., трикл. (псевдо-
волластонит)
Крист. (Р) (ларнит)
Крист., гекс, (алит)
Крист, (а)
Крист. (Р)
Крист.
Крист.
Крист.
Крист.
Крист.
Крист, (анортит)
Крист, (мервинит)
Крист.
Ж
Крист.
; Ж
72,61
42,8
87,49
47,40
99,62
231,6
228,2
62,31
81,80
90,0
128,6
97,65
153,7
71,88 103,34 12,72 —2,51 600-Тпл Т’пл-1700
49,62 4,52 —6,52 298—1177
59,33 133,97 —9,08 360—670
42,68 15,90 273—1000
70,21 98,74 — 299—1400
180,92 166,02 —20,92 298—1373
330,54 — — 1373—1600
229,70 53,97 —53,26 298—1413
318,44 — — 1413—1626
405,22 — —— 1626—1700
68,61 11,88 —8,66 298—720
64,43 8,37 720—1275
104,52 21,92 —25,94 298—1200
167,74 — — 298—376
111,46 15,06 —27,28 298—1450
151,67 36,94 —30,29 298—1200
208,57 36,07 —42,47 298—1800
127,49 5,69 —27,99 298—1530
134,01 *— —— 1530—1800
276,52 22,93 —74,47 298—1800
150,62 24,94 —33,30 298—1800
1263,40 274,05 —231,4 298—1310
956,13 411,87 — 1310—1800
260,58 19,16 —50,25 298—1800
269,53 57,32 —70,67 298—1700
221,21 32,80 —65,86 298—1600
164,93 19,91 —15,31 298—1510
229,70 — — 1510—2000
247,86 — —48,87 298—1750
310,45 — 1750—2000
to ф - .
Химическая формула Агрегатное состояние*1 ♦2 ср 298,15* Дж/(моль - К)
Fe Fe Feo,9470 FeO FeOl.ose Fe2O3 FesO4 Крист. Ill, куб. (а) Крист. III, куб. (Р) Крист. II, куб. (у) Крист. I, куб. (б) Ж Г Крист. I, куб. (вюстит) ж Крист., куб. Г Крист. I, куб. Крист. Г, гекс, (а-гема- тит) Крист. I, гскс. (р-гема- тит) Крист, (у) Крист. II, куб. (магне- тит) Крист. I, куб. (магнетит) Крист. II (магнетит) 24,98 25,67 48,12 49,92 31,38 50,79 103,76 150,79
FesO4 (1% катионных вакансий) 150,20
Fe3O4 (2% катионных вакансий) Крист. II (магнетит) 150,20
Fe3O, (4% катионных вакансий) FeO(OH) FeCl Крист. II (магнетит) Крист., ромб, (гетит) Г 150,20 74,47 38,07
Продолжение табл. 4
Коэффициенты в уравнении зависимости
с от температуры*3
ср=а+\0 —з' ЬТ+Ю- сТ—2, Дж/(моль - К) дт, К
а b с
17,49 24,77 273—1033
37,66 — — 1033—1181
7,69 19,50 — 1181—1674
43,93 — — 1674—7’пл
41,84 ж Тпл-1873
19,50 — —- 298—3000
48,78 8,37 —2,80 298-7’пл
68,20 — — 7’пл-1800
51,80 6,78 —1,59 298—1200
298
98,28 77,82 —14,85 298—950
150,62 — 1 950—1050
132,63 7,36 11 ' 1050—1750
91,54 201,67 « 298—900
200,83 —- — 900—1800
298
298
298
298
298
FeCla Крист. I, гекс. Ж Г 76,36 57,74
FeCls Крист., гекс. 94,93
Ж 133,9
FeS Крист. III, гекс, (а-тро- 50,54
илит)
Крист. II, гекс. (Р)
Крист., гекс.
Ж
FeS2 Крист. I, куб. (пирит) 62,17
FeSO4 Крист. I, ромб, (а) 100,58
Fe8C Крист. I, ромб, (цемеи- *Т*Г1*Г 1 105,85
FeCOs 1111 ) Крист. I, гекс, (сидерит) 83,26
FeSi Крист. Iх, куб. 48,53
FeSi2 Крист., тетр. (Р-лебоит) 66,11
FeSi2,43 Крист., тетр, (а-лебоит) 75,31
Fe3Si Крист. II', куб. 98,32
Fe2SiO4 Крист. I, ромб, (фаялит) 132,88
ZnFe2O4 Крист. I, куб. 138,03
CuFeS2 Крист. II, тетр, (халько- 95,81
пирит)
FeO-AlaO3 Крист., куб. (герцинит) 123,55
FeO-Cr2O3 Крист., куб. (хромит)
FeO-TiO2 Крист., гекс, (ильменит)
FeO-TiOa Ж
H3 Г 28,832
H2O Ж 75,299
г 33,577
H2S г 34,22
Mg Крист., куб. 24,6
Ж
Г
79,24 8,70 —4,89 298, 950
102,09 » — 950—1110
298
123,68 —25,56 298—Тпл
298
21,71 110,46 — 298—411
72,80 411 —598
51,04 9,95 — 5Э8-~Т пл
71,13 —В — 7пЛ—2000
74,87 5,52 —12,76 298—1000
298
82,17 83,68 —• 273—463
107,19 12,55 — 463—1500
48,66 112,13 298—855
44,85 17,99 •—- 298—900
152,76
143,51
39,16
55,65
—28,03
298—1490
400—1000
90,25 111,67 298—1298
163,01 22,34 —31,88 298—1800
116,61 18,24 —20,04 298—1640
199,16 — 1640—1800
27,28 3,26 0,50 298—3000
30,00 10,71 0,33 298—2500
29,37 15,40 — 298—1800
22,30 10,25 —0,43 293—Т ид
32,97 —• 1000
20,84 — — 298—300
Химическая формула Агрегатное состояние*1 «2 ср 298,15* Дж/(моль-К)
MgO Крист. 37,78
MfiCO, MgSiO3 Крист.» триг. (магнезит) Крист. 81,84
Mg2SiO4 Крист. 118,0
Mn Крист. IV, куб. (а) 26,27
Mn Крист. III, куб. (р) Крист. II, куб. (у) 26,53 27,57
MnO Крист. I, куб. (6) Ж Г Крист. I, куб. (мангано- 20,79 44,10
MnO2 зит) Г Крист. I, тетр. (Р-пиро- 31,63 54,02
Mn^Og люзит) Крист. II, ромб. 107,5
Mn3O4 Крист. II, тетр, (гаусма- 139,3
MnS нит) Крист. I, куб. Крист. I, куб. 49,91
MngC Ж Г Крист., ромб, (а) 32,93 93,30
MnCOs Крист. I, гекс, (родо- 94,81
MnSiO3 хрозит) Крист. IV, (а-родонит) 86,36
Mn^SiO, Крист., ромб, (тефроит) 129,87
Nt Г 29,125
Продолжение табл. 4
Коэффициенты в уравнении зависимости сп от температуры*3 cp=a+IO—WH-IO3 сТ—2» Дж/(моль-К) АТ. К
а ъ С
42,59 7,28 —6,19 298—2100
77,91 57,74 —17,40 298—750
102,72 19,83 —26,27 298—1600
149,83 27,36 —35,65 298—1808
21,59 15,94 —* 298—1 000
35,06 2,76 — 1000—1374
44,77 1374—1410
47,28 — — 1410-Тпл
46,02 1 Т пл Т кип
298—2200
46,48 8,12 —3,68 298—1800
35,35 1,25 -3,64 298—2000
69,45 10,21 —16,23 298—780
103,47 35,06 —13,51 298—1350
144,93 45,27 —9,20 298—1445
210,03 — 1445—1800
47,70 7,53 298—1803
66,94 — —
105,69 23,43 —17,03 298—1310
92,01 38,91 —19,62 29S—700
110,54 16,23 —25,77 298—1500
27,86 4,27 298—2500
№
О,
Os
Р
Р<
Р
PsOs
S
SO,
SO3
HjS
Si
SiO,
SiO
SiC
*1
*2
•3
«4
Г
Г (озон)
Крист. Ill, куб. (белый)
Крист. II, трикл. (крас-
ный) .
Крист. I, ромб, (черный)
Ж
Г
Крист.
Крист. III, ромб.
Крист. II, монокл.
Ж
Г
Г
Г
Г
Крист. I, куб.
Ж
Г
Крист. VIII, гекс, (а-
кварц)
Крист. VII, гекс. (Р*
кварц)
Крист. II, тетр, (а-кри-
стобалит)
Крист. VI, гекс, (а-три-
димит)
Крист. V, гекс. (Р-три-
димит)
Стекловидный
Ж
Г
Крист. II, куб.
См. примечание 3 к табл. 3.
Точное значение теплоемкости
ср,298.15
29,351
39,246
23,85
21,21
21,59
20,786
22,68
23,64
23,673
39,87
50,67
34,22
20,04
22,254
44,43
29,957
46,99
94,14*«
19,83
44,18
44,60
29,87
26,86
98,32*4
79,20*4
35,02
14,98
14,89
22,59
43,43
57,32
24,10
29,29
46,94
60,29
17,91
13,68
57,07
55,98
55,98
37,22
37,36
, определенное экспериментально.
Приближенные формулы, действующие в широком интервале температур.
Температурная зависимость дана для Р4.
4,184 —1,674 298—3000
8,03 —9,04 298—1500
— — 298—7пл
16,32 298—800
298
— 7’пл—370
3,60 —11,75 298—1500
225,94 298—631
26,11 — 298—368
29,12 — 368—7 пл
23,01 7 пл—Т кип
298
10,63 —5,94 298—1800
26,86 —13,05 298—1200
298
2,34 —4,56 298—7пл
— 7’пл—300°
34,31 —11,30 298—848
8,12 848—2000
88,11 — 298—523
103,76 •— 298—390
11,04 —• 390—2000
15,40 —14,43 298—2000
15,40 —14,43 298—2000
3,10 — 2,93 298—2000
12,55 —12,84 298—1700
Теплоемкость материалов, минералов, горных пород
Таблица 5
СРЕДНЯЯ ТЕПЛОЕМКОСТЬ ВЕЩЕСТВ
Материал т, к Гр, кДж/ /(кг К) Материал г, к Гр, кДж/ /(кг К)
Агломерат 473 0,58 Кирпич:
(54,3% Fe, основ- 673 0,75 красный 273— 0,88
ность 1,0)м 873 0,92 373
1073 0,96 силикатный 273— 0,81
1273 1,05 373
1473 1,09 шамотный j 473 0,94
Агломерат качкаиар- 273 0,73 873 I ,34
ский *2 (59,9 % Fe, 1273 1,25
основность 1,16) 1473 1,28
Аглоспск на ленте по 873 0,88 по л у кислый 473 0,88
окончании процесса 873 1.14
спекания 1273 1,24
Альбит 273 0,71 1473 1,26
Анортит 273 0,71 Кирпич:
Асфальт 293 1,57 динасовый 473 0,99
Базальт 273 1,23 873 1 ,18
Бетон 273 0,84 1273 1,21
Бронза 293— 0,37 1473 1,22
373 магнезитовый 473 0,94
Гематит 273 0,63 873 1,34
Габбро 273 0,88— 1273 1,25
1,13 1473 1,28
Типерстен 273 0,79 графитированный 473 1,36
Глина 273 1,24 Кокс кузнецкий *4 473 1,09
Гранит 273 0,95 673 1,13'
Графит: 873 1,17
монокристаллический 273 0,42 1073 1,34
1273 1,52
поликристаллический 300 0,72 1473 1,55
Кокс донецкий *5 373 0,80
технический 273 0,63 (10% ДР) 573 1,06
273— 1,35 773 1,23
973 U35
273— 1,53 1173 1,43
1373 1373 1,50
Дерево 293 1,25 1473 1,53
Доломит 273 1,09 Концентрат:
Диабаз 273 0,86 качканарский 273 0,91
Диопсид 273 0,71 (60,6% Fe)
Диорит 273 1.12— криворожский маг- 273 0,783
1,16 нетитовый (54,5 %Fe, 373 0,805
Железо самородное 273 0,46 крупность <0,84 мм) 473 0,827
Известняк 273 0,75— 573 0,850
1,71 673 0,872
Известняк Лебяжин- 473 1,09 773 0,894
ский *3 1073 1,13 873 0,916
Капрон 293 2,30 973 0,938
Кварцит 273 0,72— 1073 0,961
1,33 1173 0,983
1273 1,005
1373 1,027
1473 1,048
30
Продолжение табл. 5
— - -
Ср9 Ср, кДж/
Материал Т, К кДж/ Материал г, к
/(кгХК) Чкг хк)
Ортоклаз 1 273 0,63
криворожский 473 0,88 Перидотит 273 0,96—
(58,5% Fe, круп- 873 0,92 1,08
ность <0,1 мм) *в 1273 0,94 Песчаник 273 0,97
1473 1,00 Пироксен 273 0,75
Высокогорский 373 0,96 Полиэтилен 293 2,51
(58,4% Fe, круп- Резина вулканизиро- 293 2,13
ность <0,2 мм) *7 ванная
оленегорский 473 0,63 Руда атасуйская 273 0,636
(60,3% Fe, круп- 873 0,79 (55,4% Fe) 373 0,658
ность <2 мм) *8 1273 0,84 473 0,680
1473 0,88 573 0,703
магнетитовый мок- 473 0,96 673 0,725
рой магнитной сепа- 873 1,00 773 0,747
рации (58,4% Fe) 1273 1,09 873 0,769
Лимонит 1473 1,17 973 0,791
Магнетит 273 0,92 1073 0,814
Мартит джеспилито- 273 0,59 1173 0,836
видный 273 0,54 1273 0,858
Мазут 273— 2,09 1373 0,880
373 1473 0,902
Мел 273 1,93 качканарская 273 0,837
Микроклин 273 0,67 (19,6% Fe) 373 0,863
Мрамор 273 0,75— 473 0,887
0,88 573 0,911
Нейлон 293 1'67 673 0,934
Нефть 293— 2,13 773 0,956
333 873 0,979
Огарки пиритные 273 0,796 973 1,001
(44,5% Fe) 473 О'834 1073 1,021
* 673 873 0,872 0,911 1173 1273 1,041 1,061
1073 0,949 1373 1,080
1273 0,987 гороблагодатская 1473 1,098
1473 1,025 273 0,670
Окатыши сырые (9% W) Окатыши обожженные 673 473 1,55 0,63 (52,45% Fe) *10 373 473 573 673 0,709 0,746 0,782 0,818
(58,8% Fe, основ- 0,71 773 0.852
673 873 0,885
ность 1) *у 873 0,84 973 0 .917
1073 0,92 1073 0,949
1273 1,04 1173 СП 980
Оливии 1473 300 1,09 0,80 1273 1373 К 009 1,038
400 0,92 1473 1,068
500 1,00 соколовская марти- 273 0,754
600 1,05 товая 373 0,780
700 1,09 (60,69% Fe)*11 473 0,805
800 1,11 573 0,828
900 1000 1,13 1,15 673 773 0,851 0,873
1100 1,17 873 0,894
31
Продолжение табл. 5
к Сп» кДж/ Материал Cpi кДж/
Материал г, к т. к
(кгХ К) (кгХК)
соколовская марти- 973 0,913 Сталь, содержащая 1783 0,70
товая 1073 0,932 0,03% С (4л= 1873 0,79—
(60,69% Fe) *“ 1173 0,950 = 1510° С) 0,84
1273 0,967 Сталь, содержащая 1758 0,69
1373 0,982 0,8% С 1873 0,79—
1473 0,997 (4л =1485° С) 0,84
высокогорская 473 0,687 Торф 273 1,76
(52,6% Fe) *12 873 0,796
1273 1473 0,892 0,936 Углерод аморфный в 393 0,84 0,96 1.12
древесном угле 41 о 773
973 1,35
Скрап стальной *13 273 0,57 1073 1,43
чугунный 273 0,77 1273 1,52 1,57
1473
1673 1,62
Стекло: 1873 1,67
органическое 293 1 ,42— Угольная пыль 273— 1,30
1 ,55 373
кварцевое 293— 493 0,89 Уголь:
соответствующее по составу волластони- 273— 973 0,98 длиннопламенный 273 1,30
ту CaO-SiCb 0,47 газовый 273 1,26
Сталь 15 273— 373 1273 273 1,21
0,64
жирный
Сталь 40 373 0,47
1373 0,63 тощий 273 1,12
Сталь 50 373 1173 0,56 0,63 антрацит 273 1,09
32
Продолжение табл, 5
Материал 7, К £5» кДж/ (кгХ ХК) Материал г. X l^“x
Ферромарганец (/пл= 1333 0,78 ( 30,3% SiO2, 463 0,83
= 1060° С) Чугун: 25,7% A120j, 672 0,91
(4,2% С, 4,5% Si, 0,7% Мп, ^пл== 1423 0,73 39,0% CaO, 773 0,92
= 1150° С) 1,32% MgO, 1103 0,95
(3,7% С, 1,5% Si, 1473 0,67 1,03
0,06 % Мп, /пл — = 1200° С) 1,14% MnO, 1443
(4,3% С, 0,09% Si, 0,57 0,73% FeO, 1573 1,16
773
0,08%Мп, 0,021 % Р, 0,037% S) 973 1173 0,63 0,66 1,64% S) 1713 1,25
1373 0,66 0,89
1573 0,87 (41,65% SiO2, 653
1673 0,86 14,35% A12O3, 983 0,94
Шлак доменный: 39,0% CaO, 1373 1,07
(37,0% SiO2, 423 0,80 1,16
7,8% А12О3, 603 0,89 1,44% MgO, 1603
50% CaO, l,3%MgO, 1073 0,94 1,28
2,4% S) 1543 1,06 1,13% MnO, 1818
1643 1,17
1753 1,24 0,76% FeO, 1,6% S)
1853 1,26
* * */>-0,482+1.П6-10~*(Т—373)—0,0624 • 10~Б (Т—373)2 в интервале температур 373—
1473 К.
* 2 «/>-0.583+ 0,536 10^ Т,
* 3 ср *'1.115+0,0478 • Ю*-'3(7\_з73) в интервале температур 373—1073 К.
* 4 ср — 1,08+0,125’ 10 “3(Г—473)+0,051 • 10(Г—473)2 в интервале температур 373—
1373 К.
* 5 Теплоемкость, кДж/(кг-К). золы кокса с —0,79 при 373 К; 0,98 при 773 К; 1,08 при
1373 К; 1.09 при 1473 К.
• • £/>“0,854+0,115-10 3 (Т—473) в интервале температур 473—923 К и Ср =0,854+
+0,252 • 10“8(Г—473)—0,012-10“^ (Т—473)2 в интервале температур 923—1473 К.
• ’ Ср «0,964+0,1162-10 3(Г—373) в интервале температур 373—1193 К; £/>-1,06+
+0,472-Ю"-3 (Г—1193) в интервале температур 1193—1473 К.
£р-0,678+0,345-10“3 (7—473)—0,012- 10“^(Т—473)2 в интервале температур 473—
1473 К.
• • ср-0,552+0,523- 10“3<г“373) в интервале температур 373-1193 К; £^-0,996+
+0,269-10"-3 (Г—1193) в интервале температур 1193—1473 К.
• |0 £/>“0,545+ 0,465-10 *"*3(Г—473)+ 1,0-10^(7—473)2 в интервале температур 473—
773 К*, с д-0,486+1,07-10 (Т—373)—0,0524-10 “5 (Г—373)4 в интервале температур 773—
1473 К.
•и с -0,796+0,345-10*“3.(7—473)—0,0167-10“5 (Г—473)’ в интервале температур 473—
1473 К.
•» с д-0,642+ 0,649-10"^ (Г—473)—0,025-10 ^(7—473)3 в интервале температур 473—
1473 К.
*» ср “0,485+0,310-10
3 В. Ф. Ватман
33
Таблица 6
Теплоемкость газов
СРЕДНЯЯ ТЕПЛОЕМКОСТЬ ГАЗОВ, Ср. кДж/(м9-К)
т, к Воздух Ou А у Н3 СО соа Н2О (пар) 1 CHt V
273 1,296 1,305 1 ,294 1,276 1,298 1,599 1,493 1,549
373 1,299 1,317 1,295 1,290 1,301 1,699 1,504 1,641
473 1,306 1,334 1,299 1,296 1,306 1,786 1,522 1,758
573 1,316 1,355 1,306 1,298 1,316 1,861 1,541 1,885
673 1,328 1,376 1,315 1,301 1,328 1,928 1,564 2,014
773 1,342 1,397 1,327 1,304 1,342 1,987 1,589 2,139
873 1,356 1,416 1,339 1,307 1,356 2,040 1,613 2,259
J!73__ 1,370 _ 1,433 1,353 1,311 1,371 2,087 1,640 2,375
1073 1,383 1,449 1,366 1,316 1,385 2,130 1,667 2,492
1173 1,397 1,463 1,379 1,322 1,398 2,168 1,694 2,601
1273_ . 1,409 1,476 1,391 1,328 1,412 2,202 1,722 2,697
.1373 1,420 1,488 1,402 1,335 1,424 2,233 1,749 2,784
1473 1,432 1,499 1,413 1,342 1,435 2,262 1,776 2,861
1573 1 ,442 1,509 1 ,424 1,350 1,445 2,288 1,802
1673 1 ,452 1,519 1,434 1,358 1,456 2,312 1,822
1773 1,461 1,528 1,443 1,366 1,465 2,334 1,851
1873 1,470 1,537 1,452 1,374 1,474 2,354 1,875
1973 1,478 1,545 1 ,460 1 ,382 1,481 2,373 1,898
2073 1,486 1,553 1,468 1,391 1,489 3,390 1,920
2173 1,493 1,561 1,475 1,399 1,496 2,406 1,941
2273 1,500 1,568 1,481 1,407 1,503 2,420 1,961
2373 1,506 1,575 1,488 1,414 1,509 2,434 1,981
2473 1,512 1,582 1,494 1 ,422 1,515 2,447 1,999
2573 1,518 1,589 1,500 1 ,429 1,520 2,459 2,017
2673 1,524 1,595 1,505 1,436 1,526 2,469 2,035
2773 1,529 1,602 1,510 1,444 1,531 2,479 2,031
Примечание. Средние теплоемкости углеводородов составляют соот-
ветственно:
Температура, К.................... 373 473 573 673 773
Ср кДж/(м3-К):
С8Н4 . • • . 2,058 2,280 2,481 2,682 2,862
с2н . . . • 2,494 2,770 3,041 3,305 3,548
с,н8 • . . . 3,506 3,962 4,364 4,757 5,088
. . . . 4,703 5,251 5,770 6,263 6,686
. . . . 5,816 6,506 7,125 7,728 8,251
34
co
Коэффициенты теплопроводности газов
Х«, 10* Вт/(м-К)
т, к на N, Оа воз- дух СО со2 н2о so2 NH3 а, HCJ HaS
273 17,42 2,43 2,47 2,44 2,15 1,37 1,62 0,81 2,15 0,72 1,25 1 ,20
373 21,60 3,15 3,29 3,21 2,75 2,14 2,37 1 ,43 2,97 0,99 1,73 1,65
473 25,79 3,85 4,07 3,94 3,29 2,88 3,35 2,05 4,31 1,24 2,18 2,06
573 29,88 4,49 4,80 4,60 3,84 3,67 4.42 2,66 5,61 1,50 2,65 2,46
673 34,16 5,07 5,50 5,20 4,41 4,43 5,59 3,28 6,90 1,71 3,06 2,80
773 38,35 5,58 6,15 5,74 4,95 5,13 6,84 3,90 8,14 1,91 3,43 3,12
873 42,58 6,03 6,74 6,23 5,49 5,79 8,18 4,51 9,46 2,11 3,87 3,44
973 46,77 6,43 7,28 6,71 - - 6,02 6,45 9,56 5,13 10,77 2,29 4,18 3,74
1073 51,00 6,74 7,78 7,21 6,52 7,07 11,05 5,74 12,10 2,47 4,53 4,02
1173 55,18 7,00 8,21 7,62 6,98 7,66 12,55 6,36 13,41 2,63 4,85 4,28
1273 59,37 7,24 8,58 8,06 7,42 8,21 14,05 6,98 14,74 2,78 5,16 4,51
1373 63,59 7,42 8,91 8,37 7,84 8,72 15,54 7,59 16,05 2,92 5,44 4,72
1473 67,78 7,58 9,19 8,59 8,23 9,20 17,00 8,21 17,33 3,05 5,72 4,91
1573 72,01 7,71 9,41 8,79 8,61 9,64 18,43 8.83 18,61 3,16 5,98 5,07
1673 76,20 7,80 9,58 8,99 8,96 10,05 19,82 9,44 19,83 3,27 6,23 5,21
1773 80,39 7,86 9,75 9,09 9,28 10,42 21,15 10,06 21,05 3,36 6,42 5,33
Примечание. (277 К); 0,66 (285 К); Коэффициенты теплопроводности X жидкостей соответственнв свставляют, 0,65 (313 К); кислород 0,16 (80 К); нефть 0,14 (293 К). Вт/(м-К): бензин 0,11 (323 К); вода 0,54
* При давлении 0,1 МПа.
Коэффициенты теплопроводности
элементов, соединений, материалов,
минералов и горных пород
Материал 7,К X, Вт/ (м.К) Материал т, к X, Вт/ (м-К)
Авгит 273 3,82 1273 7,79
Агломерат 673 0,477 Известняк лебя- 273 2,64
(54,3% Fe, основ- 873 0,549 жинскин 373 2,26
ность 1) 473 1,67
1073 0,621 573 1,45
1273 0,693 673 1,28
1373 0,729 773 1,163
Альбит 273 2,31 873 1,130
Алюминий 300 207 Карборунд (муа- 300 4,81
Алюминия оксид 373 30,27 санит SiC)
Асбест прессован- 293 0,10 Картон 273 0,14
ный Каучук 323 0,04
Асфальт 293 0,7 Кварц монокрн- 273 6,5—7,2
Базальт 273 1,45 сталлический 7,99
Барит 273 1,70 Кварц а
Бетон 273 1,50 Кварцит 273 5,26
Биотит 273 1,95 Кокс: 0,63
Битум 293 0,96 из газового угля 273
Боксит 273 24,99 из жирного угля 273 0,36
Бронза 273 34-153 кузнецкий 373 0,558
Бумага 273 0,06-0,13 473 0,511
Габбро 273 2,8 573 0,465
Галит (NaCl) 273 5,35-7,22 673 0,422
Гематит: 773 0,381
монокристалли- 273 12,1;14,7 873 0,341
ческий *2 973 0,304
поликристалли- 273 10,4 1073 0,269
ческий 1173 0,235
Гипс 273 1,30 1273 0,204
Глина 273 1,49 1373 0,176
Гранит 273 2,40 Концентрат кри- 273 0,372
Графит: ворожский магне-
монокристалли- 302 87,6—389 титовый
ческий *а (54,47% Fe, круп-
поликристалли- 293 268 ность <0,84 мм)
ческий Концентрат:
Диабаз 273 2,29 криворожский 373 0,398
Диорит 273 2,20 магнетитовый 473 0,426
Диопсид 273 5,76 (54,47% Fe, 573 0’458
Доломит Древесина: 273 3,24 крупность <0,84 мм)
березовая 273 0,15 673 0,490
дубовая 273 0,17 773 0,525
еловая 273 0,08 873 0,562
сосновая 273 0,11 973 0,601
Железо 293 78,00 1073 0,643
Железо-армко 273 77,87 IV< и 1173 0,686
Земля инфузорная 273 0,07 д i i и 1273 0,732
(трепел) Известь 373 15,24 1373 0,780
873 8,29
36
Материал т,к Вт/(м-К) Материал г, К X, Вт/ (м • К)
оленегорский 273 0,337 хромитовые*13 1920-1970 1.97
магнетитовый 373 0,368 шамотные *14 1620-1720 1,65
(60,26% Fe, 473 0,399 шамотные лег- 1570 0,29
крупность <0,84 мм) ♦» ковесные *15 шлаковая ва- 750 0,17
573 0,430 Окатыши обож-
673 0,461 273 0,60
773 0,493 женные *17 373 0,629
873 0,524 (58,75% Fe) 0,658
973 0,555 473
1073 0,586 573 0,687
1173 0,617 673 0,716
1273 0,648 773 0,746
1373 0,679 873 0,775
качканарский 273 0,340 973 1073 0,875 1,025
(60,6% Fe, круп- ность <0,84 мм) 1173 Г,175
0,368 0,398 1273 1 ^325
373 473 1373 1473 1'475 1,625
573 673 0,427 0,457 Окатыши ССГОКа 973 1473 1,36 1,04
773 0,487 Ортоклаз 273 2,31
873 973 1073 0,516 0,544 0,574 Песок морской, речной Перидотит 323 273 0,30 4,37
1173 0,603 Песчаник 273 1,66
1273 0,633 Пирит 273 38,9
1373 0,662 Полукокс 273 0,22
1473 0,698 Пробка измельчен- 323 0,04
Концентрат 373 0,400 ная 0,29
ЮГОКа Резина вулкани- 293
(58,5% Fe) Корунд 300 2,36 зированная (50% каучука) • -
Латунь 300 84—105 Роговик магнети- 273 4,17
Лед 273 2,34 томартитовый
Медь 293 395—402 Руда:
Мел 273 J ,58 магнетитовая 273 2,7
Магнетит 273 5,30 таштагольская
Магния окись 273 41,87 шерегешская 2,0
Мергель 273 1,92 магнетитовая 273
Микроклин 273 2,42 краснояровская 3,0—4,7
Муллит 373 5,73 магнетитовая 273
Мусковит 273 2'32 ковдорская
Огарки пиритные 273 0,240 (с апатитом и
873 0,389 форстеритом)
Огнеупоры: 1373 0^514 штаффелит- 273 1,6-1,7
магнетитовая
графитовые *7 2270 81,20 ковдорская
динасовые *я 1970 2,11 мартитовая 273 4,94
корундовые** 1920-1970 5,24 джеспилитовид-
магнезитовые *10 1920-1970 0,75 ная
муллитовые *п 1920 1,299
угольные *1я 2270 16,24
37
Продолжение табл.
« X, X,
Материал т, к Вт/ (м К) Материал т, к Вт/ (м-К)
я мартитовая вы- 273 0,244 Сталь 45 300 48,15
сокогорская 52,6% Fe, 373 473 0,264 0,288 Тальк 273 2,72
крупность , <1,68 мм)*18 573 673 0,310 0,333 Торф 273 0,07
773 873 0,354 0,376 Туф 273 2,34
973 0,399 Уголь каменный:
1073 0,421
1173 0,443 газовый 273 0,12
1273 0,465 жирный 273 0,13
мартитовая со- 273 0,302 0,12
коловская 373 0,322 отоЩенный 27о
(60,69% Fe, крупность 473 573 0,343 0,363 тощий 273 0,12
<1,68 мм) *,я 673 773 0,383 0,404 антрацит 273 0,20
873 0,424 Фаялит 273 3,16
973 0,444
1073 0,464 Фарфор 273 1,05
1173 1273 0,485 0,505 Форстерит 273 5,15
Руда атасуй- 1373 0,525 Флюорит 273 4,03
473 0,32
ская *20 873 0,38 Чугун 300 29,31 —
1273 0,93
Сажа 373 0,03 —58.62
Серебро Сера аморфная 300 283—288 418 0,21 Шлак 273 0,84
Снег уплотненный 273 0,21 Энстатит 273 4,39
Сталь 20 300 59,94
Сталь 35 300 48,15 Эбонит 273 0,17
* * л =«478+0,36-10 3(Г—673) в интервале температур 673—1273 К.
♦ 2 Первая цифра для направления, параллельного оптической оси, т. е. оси симмет-
рии третьего'порядка; вторая для направления, перпендикулярного этому.
♦ 3 Первая цифра для направления, параллельного слоистости кристаллической струк-
туры; вторая — для направления, перпендикулярного слоистости.
♦ < 1=0,558-0,484-10 (Г—373)4-0,102-Ю^в(Г—373)2 в интервале температур 373—1273 К.
* 5 Х=0,303+0,291 • 10 3 (7—373) в интервале температур 373—1373 К.
* в Л-0,396+0,329- 10""3(7—373) +0,064- 10~"в(Т—373)2 в интервале температур 373—
1273 К
*7 X-(140—0,035/) 1,163.
•e X-(0,8+0,0006/) 1,163.
Л-(1,8+0.0016/) 1,163.
• 1в Л—(4,0—0,0015/) 1,163.
• и X- (1,45—0,0002/) 1,163.
• » Л-(20-0,030/) 1,163.
• » Х-(1.14-0,00035/)!, 163.
X-(0,72+ 0,0005/) 1,163.
X-(0,09+0,000125/)!, 163.
• 1в Х= (0,05+ 0.000125/) 1,163.
• ,7 Х= (0,515+0,25-10 3/) 1,163 в интервале температур 273—913 К; X—[0,675+1,29-10 8 X
2Х(/—640) J 1,163. в интервале температур 913—1473 К-
Х=0.244+0,1О6.|О“~8(Г-373)+0,029-10^® <r-373)2 в интервале температур 373-
J373 К.
* 19 Х=0,314 + 0,163- 10~~3(7—373) в интервале температур 373—1373 К.
• м X = (0.232+0.136• 1О^3 /+0,49• 10 ~в/2) 1,163.
38
Некоторые даты
1000000-12000 лет до
н. э.
12000-7000 лет до н. э.
7000-3000 лет до н. э.
4000-3000 лет до н. э.
3000-1000 лет до н. э.
Около 2100 лет до и. э.
1400-1100 лет до н. э.
1000 лет до н. э.
600-700 лет до н. э.
4000 лет до н. э.
3000 лет до н. э.
3000 лет до н. э.
3000 лет до н. э.
2900 лет до н. э.
1500 лет до н. э.
VIII—VII в. до н. э.
700 лет до н. э.
484 г. до н. э.
IV в. до н. э.
из истории металлургии железа
Древний каменный век (палеолит)
Средний каменный век (мезолит)
Новый каменный век (неолит)
Совместное использование каменных и мед-
ных орудий труда (энеолит)
Бронзовый век
Первые сыродутные горны на полуострове
Малая Азия, а затем в Хеттском государ-
стве
Начало железного века в Армении, Колхи-
де, Китае
Начало железного века в Индии, Передней
Азии, Южной части Европы, в причерно-
морских греческих колониях и на террито-
рии России
Начало железного века в Египте, Северной
Европе
Железные бусы из метеоритного железа
(7,8% Ni), найденные при раскопках в од-
ной из гробниц в Египте. Изготовленные
техникой горячей ковки, бусы отделаны зо-
лотом, жемчугом и драгоценными камнями
Железный кинжал (10,8% Ni), найденный
при раскопках около Ура (Ирак)
Стальной кинжал, найденный при раскоп-
ках около Тель-Асмара (Ирак)
Индийский манускрипт, содержащий упо-
минание о железных доспехах
Лезвие стального ножа, найденное в 1837 г.
при раскопках в швах между каменными
блоками пирамиды Хеопса
Бронзовая статуя с железным ядром, най-
денная в Египте
Упоминание о закалке стального меча в
«Одиссее» Гомера (IX книга поэмы)
Железный серп, найденный у основания
Карнакского сфинкса в Египте
Геродот упоминает в тексте одной из книг
о воздуходувных машинах с приводом от
водяного колеса
Аристотель в своей книге о путешествии в
Индию рассказывает об индийской метал-
лургии и впервые употребляет термин «чу-
гун»
39
300 лет до н. э. Железная колонна во дворе церкви Куват- ул-Ислам-Мошее в Дели. Изготовлена в царствование Самандрагупты. Высота 6,6 м над землей и 1,2 м под землей. Получена горячей ковкой из кусков массой по 36 кг (диаметром 400 мм)
VIII в. до н. э. Появление каталонского сыродутного горна
1371 г. Первое подробное описание технологии вы- плавки чугуна в трудах епископа Генриха из Пуатье (Франция)
Середина XIV в. Сооружение первых доменных печей в За- падной Европе
1450 г. Описание доменных печей в книге Филаре- та «Архитектура»
1460 г. Описание расстройств хода доменных печей в трудах епископа Флоренции Антония
1540 г. Описание металлургии железа и технологии • выжига древесного угля в книге В. Верин- гуччио «Пиротехника»
1556 г. Выход в свет в Базеле книги Георга Бауэ- ра (Агриколы, 1494 —1555 гг.) «О царст- ве металла»
1631 г. Основание первого доменного завода на Урале (в Нидинске, Ирбитского округа)
1632 г. Грамота царя Михаила Романова, выдан- ная голландцу А. Виниусу и англичанину А Вилькинсону на право строительства Го- родищенского доменного' завода на р. Ту- лице (13 км от Тулы). Первый чугун по- лучен в 1637 г.
1699 г. Основание Невьянского завода. Первый чу- гун получен 15/XII 1701 г.
1700 г. Указ Петра I об учреждении в Москве Рудного приказа (существовал до 1711 г.)
1701 г. Первый чугун Каменского завода в Сибири
1701 г. Основание Олонецкого завода (в Петров- ске, Олонецкого края)
1703 г. Основание Алапаевского завода на Урале
1715 г. Указ Петра I об учреждении в Петербурге Рудного приказа -
1719 г. Указ Петра I об учреждении Берг-коллегии (в 1806 г. преобразована в Горный депар- тамент)
40
1723 г. Основание Екатеринбургского завода на Урале
1725 г. 1727 г. 1732 г. 1735 г. Основание Нижне-Тагильского завода Основание Синячихинского завода на Урале Основание Сыссертского завода на Урале Патент А. Дерби (1711—1763 гг.) на коксо- вание каменного угля. Успешные опыты до- менном плавки на коксе на заводе Коло- брукдейль
1736 г. 1739 г. 1757 г. 1762 г. 1763 г. Основание Верх-Исетского завода Основание Кушвинского завода Основание Златоустовского завода Основание Белорецкого завода Выход в свет книги М. Ломоносова «Пер- вые основания металлургии или рудных дел>
1766 г. 1812 г. Основание Выксунского завода Начало выдачи привилегий на изобретения в России
1845 г. Пуск Гурьевым домны в Керчи (печь взор- вана англо-французским десантом во вре- мя Крымской войны)
1862 г. Пуск первой домны на казенном Бахмут- ском заводе (Донбасс)
1871 г. Пуск первой домны на Юзовском заводе (г. Донецк)
1872 г. 1879 г. 1881 г. Основание Сулинского завода Основание Чусовского завода Начало разработки Криворожского железо- рудного месторождения
1887 г. Пуск первой домны на Александровском Южно-Российском заводе в Екатеринослав- ле (ныне завод им. Петровского в Днепро- петровске)
1887 г. Изобретение агломерирующего обжига сульфидных руд Геберлейном и Хантингто- ном (Англия)
1888 г. 1889 г. Пуск первой домны на Белорецком заводе Основание Днепровского завода в Камен- ском (ныне Днепровский металлургический завод им. Дзержинского в г. Днепродзер- жинске)
1895 г. Пуск доменных печей на Таганрогском и Петровском (Енакиевском) заводах
1896 г. Пуск доменного цеха Никополь-Мариуполь- ского завода; пуск первых доменных печей на Донецко-Юрьевском (ныне Коммунар- ском) и Надеждинском (ныне им. Серова) металлургических заводах
1897 г. Пуск доменных печей на Судаковском (ны- не Косогорском), Макеевском заводах и на заводе «Русский провиданс» (завод им. Ильича)
41
1898 г. Пуск первой домны Керченского завода
1899 г. Пуск первых доменных печей Краматорско- го и Кадиевского заводов. Основание Выс- шего Екатеринославского горного училища (ныне Днепропетровский металлургический институт)
1900 г. Основание Липецкого завода (ныне завод «Свободный Сокол»)
1918 г. Основание Московской горной академии, металлургический факультет которой был затем преобразован в Московский институт стали
1926 г. Основание Государственного института про- ектирования металлургических заводов (ГИПРОМЕЗ)
1932 г. Пуск первых доменных печей на Магнито- горском и Кузнецком металлургических за- водах
1933 г. Пуск первых доменных печей на заводах «Запорожсталь» и «Азовсталь»
1934 г. Пуск первых доменных печей на Новоли- пецком металлургическом заводе и заводе «Криворожсталь»
1934 г. Пуск первой в СССР установки для прямо- го получения губчатого железа в Иваново
1935 г. Задувка первой домны на Ново-Тульском металлургическом заводе
1940 г. Задувка первой домны на Нижне-Тагиль- ском металлургическом заводе
1944 г. Пуск первой домны Челябинского метал- лургического завода
1944 г. Основание Центрального научно-исследова- тельского института черной металлургии (ЦНИИЧсрмета)
1954 г. Пуск первой домны Руставского металлур- гического завода
1955 г. Пуск первых доменных печей на Череповец- ком и Орско-Халиловском металлургиче- ских заводах
1956 г. Получение формованного кокса из некок- сующихся углей проф. Л. М. Сапожниковым
1960 г. Пуск первой домны на Карагандинском ме- таллургическом заводе
1964 г. Пуск первой домны на Западно-Сибирском металлургическом заводе
1970 г. Черная металлургия СССР вышла на пер- вое место в мире по выплавке чугуна
1975 г. В СССР превзойден рубеж выплавки 100 млн. т чугуна в год
42
II
КОКС, УГОЛЬ, ГАЗООБРАЗНОЕ
И ЖИДКОЕ ТОПЛИВО
Химический состав каменных и бурых углей
Угольный бассейн, месторождение, марка угля w3 р *4 общ оС °общ s' «к Sr °орг сг нг Nr ог vr «5, кДж кг угля
Каменный уголь
Донецкий бас- сейн:
д Г Ж 4,5 3,0 1,0 13,0 7,0 5,0 17.5 18,0 19,5 4.5 3.7 3,0 0,2 0,1 0,1 2,9 2,6 2,5 2,3 1,8 1.1 76.0 80,5 84,0 5,5 5.4 5,2 1.6 1,5 1,5 11.7 8,2 5,7 43.0 39,0 32,0 21689 24 410 25 708
к ОС т ПА А Ткибульское: 1,3 0.8 1,0 1,2 2.0 5,0 4,5 5,0 5,5 5,5 19,0 19,5 18,5 17,0 17.0 3,0 2,5 2,9 2,2 2,0 0.1 од 0,1 0.1 од 2.6 2.0 2,3 1.6 1.5 1.0 1.0 1.1 0,9 0,8 87,0 88,5 89,5 91,0 93,5 4,8 4,5 4,2 3,5 2,0 1.5 1.5 1.4 1.3 0,8 зд 2.5 1.4 1.7 1.5 22^0 16,0 13,0 8,0 3,5 26 294 26 546 26 713 26 797 26 127
д Г Ткварчельское, Ж Печорский бас- сейн: 4,0 3,5 1.5 9,0 8,0 10,5 39,0 33,0 43,0 1,5 1.5 1.5 од 0.1 од 1,3 1Д 2 1,0 1.0 .5 76,0 76,5 78,5 5,8 5.7 6.0 1.5 1.5 1.6 14.4 14,2 11.4 45,0 41.0 42.0 16 539 18 506 16 078
Воркутинское, Ж19 и ЖЮ . . Хальмерюсское, 1,3 5,0 18,0 0,8 од 0,3 0,7 85,5 5,3 2,3 5,9 31,0 26 420
К14 Интинское, Д . Карагандинский 1.1 6.0 6,0 11,0 28,0 28,0 1,2 2.8 0,2 0,9 2,6 0,8 1.0 86,5 74,0 5,1 5.0 2,0 2,0 4,7 15,4 25.0 С9.0 23 112 18 213-
бассейн:
Ж ОС Куучекинское , . 2,0 2.0 2,5 8,0 9^0 28,5 22,0 40,0 1.2 0,8 0,5 0.9 од од 1.4 0.9 П R 84,0 84,0 82,0 78,5 5.2 5,1 5,0 5,3 1.3 1.3 8,1 8,7 28,0 26,0 21 647 23 824.
Экибастузское Кузнецкий бас- 1,2 8.0 40,0 од 0.7 0,7 1,5 1.5 10,7 13.3 2/, 5 32,0 16 915 16 622
сейн:
ленинский и бе- ловский угли: 11,0 7.5 •
Д г Ьайдаевский кон- 3.5 2,0 9.0 11,0 0.4 0,5 Нет сведений > > 78,5 82,0 5.6 5.8 2,3 2,6 13,2 9.1 41,0 39,5 25 122 26 755
центрат, Ж . . Осиновский кон- 1,5 715 13,0 0.6 > » 83,5 5,7 2,5 7,7 38,0 26 839
центрат:
Ж СС Осиновский энер- 1,2 1,3 5,5 5,5 9,0 17,0 0.5 0.4 > > » 86,0 89,0 5.5 4,6 2,5 1.9 5.5 3,9 32,0 16,0 29 518 26 504
гетический уголь Беловский, Ж . 1.4 1.5 5,5 6,0 20,0 18.0 0,6 0,6 > > 84,5 5,5 2,5 6,8 33,0 25 415-
Анжерский; > 1 » 85,5 5,6 2,4 5.8 37,0 26 378
К . . . . . . . . ; Прокопьевске- 1,0 1.0 6,5 6,5 12,5 13.0 0.6 0.5 > » » > 90,5 90,5 4.3 4.2 2.0 2,0 2.5 2.8 17,0 15,0 28 388 28 262'
Киселевский, К Кемеровский: 1,0 5,0 11,0 0.5 » » 88.0 4.8 2,2 4.5 21,0 28 974
ОС, п. с, сш к ; Аралнческий, Т Прокопьевский, 1.0 0,8 1.2 1,3 7,5 6,5 7.5 6,5 14,5 15,0 13,0 19.0 0,4 0,5 0,3 0,7 > > » » » » » 85.5 91.0 85,5 89,5 4,9 4,3 5,4 4Д 1,9 2,0 2,2 2,0 7,3 2.1 6.6 3.6 28,0 14,0 30,0 11,0 26 378 27Б92 26 922 25 834
СС Киселевский, СС 1.3 1.2 5.5 5,5 17,0 9.5 0.5 0,5 » 87,0 4,9 2,2 5,3 23,0 26 604
Угли, добываемые > 87.0 4,7 2,3 5,4 20,0 28 765-
открытым спосо- бом Черемховское, Д; 4,5 14,5 11,5 0,3 > » 84,5 4,2 1.9 9,1 24,5 23908
шахты . разрезы . . . 4.0 6,0 13,0 15,0 21,0 25,0 1.3 1,3 » > » » 78,0 75,5 5,6 5.4 1.1 1,1 13,7 16,3 45,0 45,0 20 977 18 423
Угольный бассейн, месторождение, марка угля wa Ц7₽ лобщ Qc °общ ScC С/) сг °орг сг нг Nr ог уг qS. кДж/кг угля
Черногорское, Д: шахты .... 3.5 14,0 13.0 0.5 Нет сведений 79,5 5,4 1.6 12,9 42,0 23 070
разрезы . . ♦ 4,5 15.0 17,0 0.7 » > 77,5 5,3 1,8 14,6 43.0 20 851
Букачагииское: д Г 6.0 12.0 П.О 0.6 > » 78,5 5,5 1,0 14,3 42,0 23 740
2,5 7,5 3,0 0,6 » > 82,0 5,5 1,0 10,8 40,0 25 876
Бурый уголь
Канско-Ачинский бассейн: Ирша-Бородин- ское, Б2 . ... 11,0 32,0 9.5 0,8 Нет. св. 0.5 0.4 71,0 5,0 1,0 22,1 49,0 15 659
Назаровское, Б2 . 11,0 39,0 12,0 0.8 » 1 ,1 70,5 4.9 0,8 22,9 48,0 13 063
Г усиноозерское, БЗ 6,5 22,5 16.5 0,7 » 0,8 77,5 5,0 1.2 15,5 43,0 18 548
Тарбагата йское, БЗ 7.0 29.5 17,5 1.7 » 2.1 74,5 5.2 1,3 16,9 43,0 15 952
Черновское. Б2 . 8,0 34.0 13,0 0,7 » — 0,8 75,0 5.0 1.2 18,0 44,0 15 617
Харанорское. Б2 . 10,0 39.0 20,0 0,5 » —* 0.6 70,3 4.6 1,0 23,5 44,5 11 849
Арбагарское. БЗ 10.0 28,0 21.0 1.5 > 0,1 0,8 69.5 4.9] 1.51 22,3 ] 45,0 14 152
Примечан и я. р 1. Рабочая масса угля: С + Ь 1р + ор + sp_ F NP + Лр 4- и/р = 100%
^где sj = SOpr Ч-5колч); сухая масса: СС + НС + ОС 4- Sp-f- N°4- ДС=100%; горючая масса:
сг 4- Нг 4- Ог 4-S г + ИГ = 100%: органическая масса С° 4- Н° 4* О° 4" 4" № — 100%:
аналитическая масса (топливо подсушено до влажности, меньшей, чем влажность рабо-
чего топлива): Sa 4" На 4" 4" сг 4“ № 4- А* 44?Я =« 100%. Формулы пересчета состава
топлива:
Исходная Масса после пересчета
масса рабочая сухая горючая органическая
Рабочая . 1 100 100 100
10) — W"P loo— (лр4-1рР) 100 — (sP + АР-НГР)
loo — 1 100 100
Сухая . . 100 100 —Ас «о — (s£+лс) ]
loo — (др 4- jpP) 100 — Ас 1 100
Горючая . 100 100 100 — sf л
Органиче- ская . . . 100 — ( SP +ДР+^Р) too — (s£ 4- дс) 100 —Sk 1
100 100 100
2. Классы грохочения угля: плитный (п)>100 мм; крупный (к) 50—100 мм; орех (о)
25—50 мм; орех с мелким (ом) 13—50 мм; семечко (с) 6—13 мм; зубок (з) 3—6 мм; мел-
кий и семечко со штыбом (мсш) <25 мм; семечко со штыбом (сш) <6 мм; штыб
<ш) <6, <3 мм. Норма качества антрацитового штыба для агломерации железных руд
р с с
{ГОСТ 10566-63): <7,5% ИГ . <15% А . <1,5%5общ.
3. Состав летучих веществ осиновского угля, %: С Оз 4,7, СО 11,4, Н358,0, СН420,6,
СЩНЛ 2,5. Оз 0,5, Ns 2,3. Теплота сгорания угля, ккал/кг, может быть определена по фор-
нуле Д. И. Менделеева: -81СР +ЗООНР=26 (О—S₽) —6WP .
44
Химический состав мазута
<?Н. кДж/кг Сг Нг sr < Ог + Nr ЛР wp
Малосернистый мазут
40614 87,8 10,7 0,7 0,8 0 0
39232 87,8 10,7 0,7 0,8 0,2 3
37934 87,8 10,7 0,7 0,8 0,2 6
36636 87,8 10,7 0,7 0,8 0,2 9
Сернистый мазут
39232 84,0 11,5 4,0 0,5 0,3 3
Состав природных горючих газов и конденсаторных месторождений
Месторождение сн4 с,н. СзНз с*ни с,н„ + 4- высшие со, N, и редкие газы H«s <?н, кДж/м’
Коми АССР: Вой-Вотское 88,6 1,0 0,20 0,09 0,06 0,05 10 30 481
Седь-Иольское 87,3 2,3 1,00 0,30 0,05 0,05 9 32 659
Нибельское . . Нижне-Ом- 87,0 2,3 0,25 0,05 0,03 0,07 10,3 *— 30397
ринское . . . 84,0 4,3 3,8 0,80 0,40 0,15 0,15 10,2 ——* 31 779
Джебольское . Тюменская об я.: 81,8 7,70 3,70 0,10 0,10 2,8 42959
Березовское Южно-Алясов- 88,8-95,1 0,1-1,1 0,05-0,30 0,0-0,1 До 3,0 0,6-1,0 3,3-9,7 —— Нет св.
ское .... 91,3-94,9 0,6-1,4 0,8 0,10-0,62 0,01-0,09 — 0,23-0,77 3,5-5,6 > >
Чуэльское . . 95,5 0,4 0,08 — 0,22 3,0 — » >
Продолжение табл.
Месторождение сн4 c,Hti с3нч с4н10 с,н12 4- 4- высшие со2 N2 и редкие газы H2S Q , кДж/м3 и
Якутская АССР, Усть-Вилюй- ское .... 92,1-93,8 0,7-2,9 0,0-1,0 0,0-0,6 0-0,1 0-0,8 1,5-5,9 Нет св.
Казахская ССР, Узеньское . . 94,0 1,5 0,7 0,2 0,5 0.1 3,0 — > >
Узбекская ССР: Газлинское . . > 92,6-98,0 1,0-3,0 0,2-1,0 0,0-0,8 0,0-0,6 0,1-0,7 0,4-3,7 0,01-0,9 > »
Караул-Базар-- ское .... 85,7-89,6 4,2-9,4 0,0-0,6 0,0-0,2 0,0-0,9 3,3-6,2 0,0-0,05 > »
Южно-Муба- ренское . . . 85,8-90,9 1,3-3,8 0,4-0,9 0,1-1,5 0,2-5,8 -г 3,3-9,3 0,0-0,11 > »
Джаркак . . . 93,3 3,7 0,5 0,3 0,1 2,1 " 36 552
Полв анташ . . 75,7 7,0 2,8 1,9 1,4 0,2 11,0 — 38 395
Киргизская ССР, Майли-Су . . 86,0-94,8 0,2-2,8 0,2-0,5 0,1-0,3 0,2-1,0 0,2-0,3 3,3-9,6 * Нет св.
Туркменская ССР, Кызыл-Кум- ское .... 91,8-94,8 0,4-3,5 1,4-3,3 2,2-2,7 0,2-1,8 _ -
Куйбышевская и Оренбург- ская области:
Дерюжевское .
Аманакское . .
Восточно-Чер-
новское . . .
Ново-Горо-
децкое . . . .
Султангулов-
ское . . . .
Измайловское
Кирюшинское
Мухановское .
Бугуруслан-
ское . . . .
Саратовская
об л.:
Курдюмо-Ел-
шанское . . .
Соколовогор-
ское . . . .
Песчано-Умет-
ское ....
Восточно-Ры-
бушанское . .
Иловлинское .
Генеральское .
Степновское . .
Волгоградская
обл.:
Линевское . .
Коробковское .
Абрамовское .
Зимовское . .
Саушинское . .
Верховское . .
57,4-68,4
77,2
85,0
70,8-76,7
76,9-78,9
37,9-47,4
59,9-65,3
75,4
81,7
92,2-94,0
90,0-91,8
92,8-94,9
93,3
90,5-96,7
83,5
95,1-95,5
81,0-91,9
85,0-95,2
97,0
95,8-98,1
98,2
98,5
1,8-2,5
5,0
5,7
0,6-0,7
4,0-7,0
7,8-11 ,4
2,9-5,1
5,0
5,0
1,8-2,5
2,6-3,О
0,5-1,0
0,7
0,7-1,4
4,3
1,9-2,3
2,5-3,1
0,2-1,1
0,2
0,0-1,2
0,4
0,6
1,2-1,3
0,5
1,9
0,4-1,0
1,7-2,1
6,3-8,7
0,6-1,3
1,7
2,0
0,4-1,0
1,1-1,2
0,2-0,5
0,4
0,5-0,8
1,9
0,7
0,1-0,4
0,1-3,0
0,1
0-0,3
0,1
0,1
0,1-0,7
0,3
0,6
0,1-0,3
0,0-0,3
9,7-14,0
0,0-0,2
1,3
О,1-0,3
0,7
0,1-0,2
0,3
0,3-1,1
1,0
0,4
0-0,2
0,0,2
0,
0,
0,
5,
1,8
0,
О,
1-0,2 0,1 0,9-2,2 0,5 26,8-36,1 16,0 0,0-1,7 0,4
0,4 0,2 6,0 0,2
0-0,2 0,2-0,4 20,0-26,0 0,9-1,6
0-0,1 0,5-1,2 8,2-13,9 0,8-3,6
4-6,8 1,0-2,6 22,3-31,1 0,0-2,0
0,2-0,5 29,3-34,3 0,0-0,6
1,2 0,8 14,0 0,6
0,4 8,5 0,6
0-0,1 0,1-0,2 3,5-3,8 0-0,03
3-0,6 0,4-1,4 3,1-3,2 —
0-0,8 0,3-1,2 3,5-4,0 0,02
0,8 0,9 3,7
2-1,0 0,1 0,5-6,8
0,5 0,2 8,6
0,8 0,2 0,5
0-0,2 1,6-2,0 3,0-14,0
0,0,4 0,1-1,0 0,5-4,0 «мм
— 0,1 2,6 «мм
— 0,0-0,5 0,9-4,2 1
— — 1.2 —
0,1 0,7 м—
23 657-24 483
29 937
40195
28 053
33 054
Нет св.
24 996
35170
36 636
33 580
34 500
Нет св.
» »
* »
» »
35 255-37 809
Нет св.
32 491
32 700
33161
33 245
33 287
Продолжение табл.
00
Месторождение СН4 CfHe С3н8 -j-Bbiinwe со, N, и редкие газы H,S QH, кДж/м’
Астраханская обл.: Промыслов- ское 95,3-98,2 0,0-0,3 ♦ 0,0-0,1 0,3-0,5 1,9-4,0 Нет св.
Азербайджан- ская ССР: Зыринское . . 91,3-93,6 3,2-3,7 1,1-2,1 0,8-2,0 0,3-1,4 0,1-0,5 Ж» » »
Карадагское . 97,0 1,3 0,8 0,4 0,2 0,4 — ЗУ 274
Краснодарский край: Ленинградское 87,2-91,9 4,6-6,3 1,1-2,2 0,2-0,4 1,0-1,50 1,2 0,6-2,6 1,0-2,6 Нет св.
Старо-Минское 75,3-86,6 5,7-9,7 4,8 1,6-6,0 0,4-2,4 2,0-3,7 0,4 » »
Каневское . . 88,8 1,4 0,5 1,8 0,2 2,5 36 720
Челбасское . . 89,8 5,1 1,1 0,2 1.3 0,6 1,9 — Нет св.
Березанское 87,2-90,5 3,6-4,9 0,7-1,2 0,1-0,2 1,0-2,0 3,4-4,0 0,4-1,7 — » »
Анастасьев- ско-Троицкое 92,9-99,1 0,4-6,0 0,0-0,5 0,0-0,5 0,1-0,5 0,0-0,1 — 38311
Калужское . . 91,2-92,9 2,6-3,6 0,1-1,0 0,2-0,4 0,0-2,2 1,9-3,3 0,0-1,1 Нет св.
Майкопское . . 84,6-90,5 2,8-4,4 0,3-1,2 0,0-0,3 0,5-1,4 4,2-11,6 0,6-1,3 — » >
Ставрополь- ский край: Северо-Став- ропольское . . 98,6-99,3 0,3-0,4 0,1-0,2 0,1 0,0-0,1 0,1-1,0 0,1-1,2 33328
Тахта-Кугуль- тинское . . . 98,2 0,3 0,1 0,1 1,3 33077
Расшеватское . 96,6-98,6 0,4-0,6 0,1-0,2 0,0-0,1 —• 0,0-0,2 0,6-2,8 — 33 412
Прикумское . . 93,2-98,7 — — — — 0,0-1,4 0,7-6,9 — Нет св.
Харьковская обл.: Шебелинское . 91,1 ”94,2 4,3-4,8 0,8-0,9 0,3-1,2 0,1-0,2 0,2-1,8 35380
Спиваковское . 92,1-93,8 3,8-4,2 0,8-0,9 0,3-0,6 0,0-0,1 0,1-1,7 1,1-6,2 Нет св.
W е в Месторождение сн4 ctH3 СзН8 С<Н1е
W ф 2 63 Я Полтавская обл.:
Сагайдакское . Загепиловское 89,7-95,0 87,1 5,9 2,1 1,2
Днепропетров- ская обл.:
Михайловское 96,4 0,3 0,1 —
Львовская обл.:
Бильче-Волиц- кое Угерское . . . Дашавское . . Косовское . . Свидницкое . . 98,2 97,3-98,4 98,3 98,5 95,2-96,8 0,2 0,2 0,3-4,5 0,2 0,3-0,5 0,1 0,1-0,2 0,1 0,1 0,2-0,4 0,1 0,1 0,1-0,2 0,1 0,1-0,3
Примечание. Оптовые цены на природный газ, руб/1000 м3:
РСФСР:
Астраханская обл....................................... 15,50
Белгородская обл. . . ................................... 16,50
Вологодская обл..........................................21,50
Липецкая обл............................................. 16,00
Пермская обл........................................... 15,00
Ставропольский край.................................... 10,50
Свердловская обл......................................... 15,00
Тюменская обл........................................... 8,00
Тульская обл.............................................17,50
Челябинская обл........................................ 14,40
Якутская АССР............................................ 12,00
Продолжение табл.
CeHlf + + высшие со. N, и газы редкие HjS QH, кДж/м8
0,5-0,9 4,1-9,8 31 737
3,2 0,1 0,1 40 907
0,5 2,6 32910
0,1 0,2 1,1 33203
0,1 0,2 0,9-1,9 —» 32 451
о,1 1,0 35 715
0,1 1,0 — 33 245
0,3-0,6 0,1-0,3 1,2-2,7 Нет св.
УССР:
Днепропетровская обл................................... 16,00
Донецкая обл............................................14,00
Запорожская обл........................................ 16,00
Луганская обл.......................................... 14,00
Харьковская обл........................................ 14,00
КазССР:
Кустанайская обл....................................... 13,00
Актюбинская обл........................................ 12,00
Грузинская ССР..........................................18,00
Состав промышленных горючих газов
Газ н2 снл 4 СН п т СО СО, N, <£• кДж/м3
Коксовый *’ из углей: 60,0 26,0 2,2 6,0 2,6 - — 2,7 0,5 18213
донецких смеси кузнецких и ка- 60,5 25,7 2,5 5,6 .2,4 — 3,0 0,6 18222
рагандинеких .... 58,5 25,4 2,2 7,5 2,3 — 3,7 0,5 17916
печорского 59,8 24,6 2,4 6,8 2,4 — 3,5 0,5 17 878
ткварчельского . . . Доменный *2: 57,6 25,8 2,8 6,9 2,7 3,4 0,8 18364
ммк 6,2 —* — 22,9 18,1 — 52,8 3 571
ЧерМЗ *3 5,8 — — 24,1 20,2 — 49,9 3 676
НЛМЗ 9,9 — — 27,5 17,8 — 45,8 — 4 543
ЗСМЗ 2,0 — — 25,8 17,6 —- 54,6 — 3 475
нтмк 6,1 — —- 23,2 16,2 — 54,5 — 3 588
КарМК Генераторный из: 4,2 — — 27,3 16,9 — 51,6 — 3 898
антрацита 13,5 0,5 — 27,5 5,5 0,2 52,6 0,2 5150
газового угля .... 13,5 2,3 2,0 0,3 26,5 5,0 0,3 51,9 0,2 5 820
бурого угля .... 13,0 0,2 30,0 5,0 0,2 49,4 0,2 6113
торфа 15,0 3,0 0,4 28,0 8,0 0,1 45,3 .0,2 6 364
Водяной из бурых углей 50,0 7,0 0,5 24,0 15,5 0,2 3,6 0,2 10 886
Выход коксового газа ~300—320 м’/т угольной шихты.
•2 Цена доменного газа во всех районах СССР составляет 1 руб. 45 коп/1000 м*.
♦3 Череповецкий металлургический завод.
Пределы воспламеняемости различных газов и паров
в смеси с воздухом (20° С, 0,1 МПа)
Газ Предел содержания газа, %
нижний верхний
Метан ♦* СН< 5,00 15,00
Этан СгНе 3,22 12,45
Пропан СзНв 2,37 9,50
Бутан СдНю 1 ,86 8,41
Пентан СбН12 1,40 7,80
Гексан СбНи 1,25 6,90
Этилен С2Н4 2,75 28,60
Пропилен СзНб 2,00 11,10
Ацетилен С2Н2 2,50 80,00
Водород *2Н2 4,10 74,00
Оксид углерода *3 СО 12,50 74,00
Сероводород H2S 4,50 45,00
Аммиак NH3 15,50 27,00
Коксовый 7,00 21,00
Водяной 6,20 72,00
Генераторный 20,70 73,70
Природный 4,50 13,50
Доменный 35,00 75,00
•’ В смеси с кислородом нижний и верхний пределы составляют 5 60%.
♦* То же, 4 и 95%.
« То же. 12.5 и 96%.
50
Металлургические
свойства кокса
Ситовый состав (ГОСТ 17497-72; ГОСТ 13898-68; ГОСТ 8929-65;
ГОСТ 18686-73; ГОСТ 5954-69; ГОСТ 5953-72; ГОСТ 9093-74; ГОСТ
9434—60). Рассев скипового кокса ведется по стандарту на классы, мм: >80,
>60, >40, >25, 60—80, 40—60, 25—40, 10—25, 0—10, 6—10, 0—6.
Средний размер куска кокса (D, мм) зависит от продолжительности кок-
сования угля (/7, ч) и температуры по оси коксового пирога (I, еС) в момент
окончания коксования. При переходе от к и от Л| к П2 изменение сред-
него размера куска кокса от Di до D2
подсчитывается по приближенной фор-
муле
DJDS = Vntitin2t
Рис. 2. Ход разрушения кокса по вы-
соте доменной печи (по Л. М. Сапож-
никову, 1945 г.):
I — колошник; 7/, ///, 7V — соответст-
венно верхние, средние и нижние го-
ризонты шахты; V — распар; V! — об-
ласть фурм
ц0~60нм
30
20
10
Средний размер куска кокса вычисляется по результатам рассева:
D = 0,01 (90а + 706 + 50с + 32,54 + 17.5 е),
где а, 6, с, 4, е — соответственно выход, % (по массе), классов >80, 60—80,
40—60, 25—40, 10—25 мм; 90, 70, 50, 32,5, 17,5 — средний размер кусков кок-
са в приведенных классах.
Коэффициент неравномерности ситового состава кокса
где 42 и 4| — размеры отверстий сит, на которых остается соответственно 10
и 90% массы кокса; 4М — размер отверстия сита, на котором остается 50%
массы кокса.
По предложению К. Н. Сыскова, кусковатость кокса можно оценивать по
величине поверхности кусков кокса, дм2/кг кокса:
S = 65а/рк 4,
где а—выход классов кокса при ситовом анализе, %; рк— кажущаяся плот-
ность кокса (для приближенных расчетов рк =1); 4— средний диаметр кусков
кокса данного класса, мм.
Наибольшую ценность для доменной плавки представляет класс кокса
40—60 мм. В рабочем пространстве доменной печи (рис. 2) кокс разрушается
главным образом в зоне высоких температур (распар, заплечики, горн), где
активный вес шихты и термические напряжения сочетаются с утонением пере-
городок между порами в куске кокса в ходе реакции СО2+Ск = 2СО. В мо-
менты остановок печи, когда на коксовую насадку в зоне высоких температур
приходится значительная часть веса шихты, разрушение кокса усиливается.
Увеличение продолжительности коксования снижает разрушаемость кокса в
доменной печи. Ситовый состав кокса заводов СССР приведен в табл. 7.
Прочность: 1. По ГОСТ 5953—72 прочность кокса оценивается по резуль-
татам барабанного испытания. Диаметр и длина барабана равны 1 м. К внут-
ренней цилиндрической поверхности барабана приварены четыре уголка 1000Х
X50ХЮ мм через 90° по окружности. В барабан загружают 50 кг кокса клас-
са >25 мм. В течение 4 мин барабан вращают с частотой 25 об/мин. После
этого испытания выполняется рассев кокса. Массы классов >40, >25 и
4*
51
ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ, ПРОЧНОСТЬ И ЦЕНА*1 КОКСА
Металлургический завод Номер коксовой батареи Влажность кокса, % Технический анализ сухой массы, %
Скелет Ас S V
Череповецкий , 1—2 2,8 87,81 10,80 0,49 0,90
3—4 1,9 87,80 10,80 0,50 0,90
5—6 2,2 87,99 10,60 0,51 0,90
7—8 —— 88,20 10,40 0,50 0,90
Новолипецкий 1—4 3,1 86,99 10,69 1,48 0,84
5—6 0,4 87,85 10,64 0,69 0,82
ммк Блохи I 3,04 86,89 11,85 0,5 0,76
II 3,20 86,86 11,90 0,5 0,74
ммк III 3,04 87,07 11,70 0,5 0,73
1У 3,24 86,79 11,95 0,5 0,76
нтмк I 2,24 86,79 12,22 0,41 1,10
II 2,25 86,34 12,24 0,42 1,00
кмк 1,1 3,39 87,72 10,8 0,42 1,06
охмк 1 1,4 85,96 12,5 0,67 0,87
ЗападнО’Си’ 1—4 2,2 88,75 10,00 0,40 0,85
бирский 5—6 1,7 88,63 10,10 0,39 0,88
чмз Блоки I 2,62 87,25 11,18 0,46 1,11
и 2,47 87,32 11,10 0,46 1,12
Карагандин- 1—4 3,11 1,60 86,09 12,40 0,61 0,90
ский 5-6 86,09 12,40 0,61 0,90
Таблица 7
Прочность при испытании в малом бараба- не Прочность при испытании в барабане Сундгрена Содержание, %, классов кокса, мм
М40 мю остаток, кг провал 0—10 мм, кг > 80 60-80 40—60 25—40 < 25
— * *1 336,4 34,9 8.2. 48,6 34,0 6,8 2,2
73,4 8,2 338,4 38,5 7,3 49,3 35,3 6,2 2,0
76,0 7,6 — 24,5 38,1 33,5 2,4 1,5
76,9 6,8 — 8,9 55,5 28,2 5,8 1,6
— «ж» 326 39,5 8,5 60,1 25,1 4,2 2,1
79,6 7,1 i —— 9,4 22,2 48,1 17,3 3,0
75,6 8,9 317 44 59,8*а 31,7 5,9 2,6
73,9 8,4 322 35 64,4*’ 28,2 5,1 2,3
71,5 8,4 315 40 67,9*’ 28,4 1.9 1,8
74,5 8,4 324 36 1 * 62,4*’ 29,9 5,4 2,3
— 314.0 38 21,8 43,6 27,4 5,2 2,0
— 320,0 39 26,9 46,2 21,6 3,4 1,9
73,6 6,6 318,0 31 ^,6 23,9 45,3 24,0 3,2
73,0 10,0 — — -3-,0 13,6 52,1 22,5 8,8
79,3 7,6 339 37 13,8 37,4 40,5 5,8 2,5
78,4 7,6 333 Нет св. 9,6 32,4 47,6 7,8 2,6
69,6 10,0 324 Нет св. 24.1 36,0 32,0 5,1 2,8
69,4 9,8 319 » > 22,6 36,1 33,9 4,7 2,7
75,5 8,8 331 38 8,8 10,6 41,0 35,6 9,7
77,6 8,6 * 8,6 8,8 41,0 39,5 7,3
«Запорож- —- 3,32 87,89 9,69 1,82 0,60 76,6 7,1
сталь»
«Азовсталь» 1 4 3,88 87,56 9,82 1,82 0,80 - - -
5—8 3,29 87,56 9,82 1,82 0,80 — — — -
Криворожский \ — 2,93 87,63 9,71 1,75 0,91 78,6 6,7 •— 1 — •—*
Донецкий 2,49 88,27 9,14 1,58 1,01 79,1 Нет св. — «*—• 5,1 29,9 51,1 И.7 2,2
Ждановский Блок
им. Ильича I 3,18 87,79 9,62 1,79 0,80 76,1 7,6 — 6,0 33,1 50,5 8,4 2,0
II 3,12 87,83 9,58 1,79 0,80 73,8 7,6 — — 8,2 31,8 49,1 9,0 1.9
Коммунарский — 1,8 87,54 9,70 1,80 0,96 77,1 7,3 1 1 — - -
Краматорский — 2,6 88,15 9,40 1,74 0,71 75,3 6,8 -- —г
Днепродзер- жииский — 3,01 88,55 9,00 1,56 0,89 75,3 Нет св. —— — —• —
Баглейский — 2,70 87,45 9,80 1,85 0,90 75,6 6,3
Енакиевский 2,03 87,70 9,52 1,79 0,99 76,5 6,6 •— 6,7 26,3 50,5 14,3 2,2
Горловский — 3,35 87,63 9,49 1,84 1,04 78,3 7,3 —- •— 3,5 Нет св. 77,5» 15,9 3,1
Макеевский — 2,2 88,13 9,20 1,77 0,90 74,3 Нет св. — 1 1 1 *
Ясиновский I 2,4 88,15 9,40 1,75 0,70 — ММ • -
Ясиновский II — 2,7 88,15 9,40 1.75 0,70 — *4 ч * ** - - —
Рутченковский — 2,6 88,13 9,40 1,77 0,70 75,8 6,8 — а » — —1
Им. Петров- — 4,4 88,12 9,54 1,74 0,60 ——' —— — — -
ского
КХЗ г. Кошице — 4,3- 87,59— 10,59— 0,6 0,6— ——— —
(ЧССР) 5,8 88,21 11,09 0,72
Кокс силез- 3,0 88,02 10,03 0,95 1,00
ский (ПНР)
Цена кокса, руб/т на заводах: Череповецком 44, Новолипецком 47-51, ММК 38, НТМК 38, КМК 30,5. ОХМК 40, Западно-Сибирском
30,5, «Запорожсталь» 43,5. Цена коксовой мелочи, руб/т, на заводах: А
Череповецком 29, Новолипецком 29, ММК 23, НТМК 23, КМК 18, ОХМК 24, Западно-Сибирском 18, «Запорожсталь» 26.
*2 Класс >60 мм.
° Класс 40—80 мм.
10 мм (соответственно М40, М25, МЮ, %) характеризуют прочность и исти-
раемость кокса. Обычно величина М40 колеблется в пределах 70—80, а М10 —
6—10% (см. табл. 7).
2. На ряде заводов для определения прочности кокса используют барабан
Сундгрена (диаметром 2, длиной 0,8 м; образующая барабана составлена из
круглых прутьев диаметром 25 мм, соединяющих два глухих днища; расстоя-
ние между прутьями 25 мм). Проба класса >25 мм массой 411 кг (25 пудов)
помещается в барабан, который затем вращают с частотой 10 об/мин в течение
15 мин. В ходе испытания мелочь <25 мм проваливается между прутьями ба-
рабана. Показателями прочности кокса по этому методу являются масса «ос-
татка» в барабане и масса мелочи <10 мм в провале, выраженные в кило-
граммах. Значения показателей приведены в табл. 7. Прочность кокса опреде-
ляет предельно допустимую в данных условиях высоту доменной печи. Для
печей с полезным объемом до 3200 м3 следует использовать кокс с барабан-
ным числом не менее 320—330 кг; для более крупных печей барабанное число
кокса должно быть 340—350 кг.
За рубежом используются более сложные комплексные показатели оцен-
ки качества кокса по результатам его испытания в малом барабане.
3. Индекс Ильзедер
1 = (A/D) 100— С,
где А, С — масса классов соответственно >60, <40 мм после испытания кокса
в малом барабане, %; D — содержание класса >60 мм в товарном коксе, %.
4. Показатель Графа
К = AD/[100 (L +0,75 S)],
где Я, S, L — масса классов соответственно >60, 20—40,
пытания кокса в малом барабане, %.
5. Индекс физической прочности кокса (США)
<10 мм после ис-
а = 0,62 А + 0,25 + 0,1 С +0,1 D (100 — £):100,
где А и В — выходы классов >25,4 и 50,8 мм после испытания в малом ба-
рабане; С — общая пористость кокса, %; D и Е — содержание классов
>50,8 и >101,6 мм в товарном коксе, %.
Для кокса средней прочности а должен быть выше 60.
6. Индекс ценности кокса (Англия)
Р = (4С — 4,5S — 10 V — 235): 1,96,
где С, S, V — содержание нелетучего углерода, серы и летучих в коксе, %;
Е— выход мелочи <13 мм после испытания кокса на сбрасывание, %.
7. Показатель физической ценности кокса (Франция)
у = М40 + М20 — МЮ — 200 5,
где М40, М20, МЮ — выход класса >40, >20, <10 мм после испытания в
малом барабане, %; F — насыпная масса кокса, т/м3.
Для кокса хорошего качества у = 664-80. Браковочный предел равен 60.
Показатель был предложен инж. Тибо в 1916 г.
8. Индекс спеченности кокса (Франция)
е = М40 + М20—МЮ.
Кокс с индексом е<170 бракуется.
К сожалению, приведенные показатели прочности кокса слабо связаны с
технико-экономическими показателями доменных печей.
Форма кусков кокса. Средняя масса кусков донецкого кокса классов >80,
60—80, 40—60 и 25—40 мм составляет соответственно 330, 165, 78 и 23 г.
Средняя масса кусков кузнецкого кокса этих фракций равна соответственно
380—420, 185, 68—73 и 20 г.
Поверхность куска кокса, м2:
F = fd\
54
объем куска кокса, м3:
масса куска кокса, кг:
т = fcpd3,
где d — проекция диаметра куска кокса, м; F — коэффициент поверхности (для
донецкого кокса 2,7—3,0); k — коэффициент объема (для донецкого кокса
0,27—0,29).
Коэффициент формы кусков кокса вычисляется как отношение f: k. Чем
больше развита столбчатость кокса (отношение длины куска к его ширине),
тем большие значения принимает коэффициент формы. Столбчатость куска
кокса растет с увеличением доли газовых углей в коксовой шихте.
Столбчатость нормального донецкого кокса колеблется в пределах 1,3—
1,4. Столбчатость кокса, полученного из шихт на основе кузнецких углей, со-
ставляет 1,3—1,35 для класса >-80 мм, 1,35—1,7 для класса 60—80 мм, 1,3—
1,56 для класса 40—60 мм, 1,38—1,42 (в среднем 1,42) для класса 25—40 мм.
Нормальный кокс характеризуется столбчатым строением с умеренным
коэффициентом столбчатости (см. выше). Куски кокса из зоны, близкой к
стенам коксовой печи, по виду напоминают цветную капусту, а в осевой части
коксового пирога — губку. Перегрев свода или пода коксовых печей ведет
к получению искривленных серповидных кусков кокса. Цвет нормального кок-
са серебристый, матово-серо-черный. Серебристость поверхности куска кокса
усиливается с увеличением продолжительности коксования. Бурая или крас-
новатая окраска поверхности кусков кокса на отдельных участках связана с
цветом золы кокса.
Трещиноватость куска кокса определяется наложением на его грани рамки
с прозрачной сеткой (квадраты сетки 10X10 мм). Определяют площадь грани
и длину продольных и поперечных трещин. Испытанию подвергают не менее
25 кусков кокса.
Поперечная трещиноватость
Т попер == 2/допер/25,
продольная трещиноватость
Т прод = 2/ПрОд/55,
общая трещиноватость
попер Тпрод»
где S/попер и 2/прод — соответственно суммарные длины проекций поперечных
и продольных трещин по всем граням 25 кусков кокса; SS — сумма площадей
проекций всех граней 25 кусков.
Величина /Общ для донецкого кокса составляет 0,11—0,25; для кузнецко-
го кокса этот показатель выше. Отношение Тпопер : Т'прод для донецкого кокса
составляет 1,45—1,90, для кузнецкого кокса 1,1—1,35. Пористость кокса оп-
ределяют по формуле, %:
^общ ~ Ю0 (^ист ^каж)/^ист»
где </Яст—истинная плотность вещества кокса (1,84—1,94 г/см3); dKaw — ка-
жущаяся плотность кокса, г/см3.
Пористость кусков нормального по качеству кокса составляет 45—55%
(в том числе 40—50% видимая глазом). Удельная поверхность пор, м2/г: кок-
са КМК 17, полукокса 180—220, древесного угля 230—250, формованного
кокса 195.
Реакционная способность кокса по ГОСТ 10089—62 характеризуется кон-
стантой скорости реакции СО2+СК = 2СО, мл/(г-с):
55
где v — скорость подачи СО2, мл/с; g— содержание углерода в навеске кок-
са, г; Гр — температура реакции, К; — температура помещения К; R—
степень преобразования газа-реагента в ходе реакции
/? = 2 In [1 /(I — г)] — г, где г = СО/(СО + 2СОа).
Определение реакционной способности кокса при 950—1100° С ведется в
токе СО2 (3 мл) при массе кокса 10 г последовательно для фракций 3—4 и
0,5—1 мм. Реакционная способность составляет, мл/(г-с): графита 0,22, кокса
КМК 0,76, кокса НТМК 0,75, кокса ЧМЗ 0,25 полукокса до 8, древесного уг-
ля до 11,1, антрацита 0,51, пекового кокса 0,34, газового кокса 1,85, нефтяно-
го кокса 0,42, формованного кокса 9.
Реакционная способность кокса линейно зависит от поверхности пор,
доступных газу-реагенту, она зависит также от степени графитизации ве-
щества.
Высокая реакционная способность кокса создает благоприятные условия
для его частичной газификации (СО24-Ск — 2СО) в высокотемпературной
зоне доменной печи выше фурм, что приводит к снижению теплового к. п. д.
кокса, увеличению его удельного расхода в расчете на 1 т чугуна и, кроме
того, к утонению перегородок между порами в куске кокса с потерей проч-
ности. По данным В. Петерса («Черные металлы», 1962, № 16, с. 3—10 с ил.),
увеличение реакционной способности скипового кокса вдвое в ходе промыш-
ленных опытов привело к росту его удельного расхода в среднем на 30 кг на
1 т чугуна. Следует, однако, учитывать, что в доменных печах возможно насы-
щение кокса парами щелочных соединений, что в значительной мере нивелиру-
ет различия в исходных реакционных способностях различных коксов при под-
ходе кусков к высокотемпературной зоне в доменной печи.
Горючесть кокса характеризует скорость его горения в кислороде. Чрез-
мерно высокая горючесть уменьшает объем фурменных очагов, объем кону-
сов схода кокса к фурмам*, ухудшает ход печи, затрудняет повышение темпе-
ратуры дутья.
Химический состав кокса (ГОСТ 8606—68 или ГОСТ 4339—65; ГОСТ
5889—67; ГОСТ 5807—70; ГОСТ 8606—72; ГОСТ 4339—74; ГОСТ 3929—65).
1. Содержание нелетучего углерода. Кокс содержит обычно 84—87% не-
летучего углерода (см. табл. 7). Атомы углерода образуют в коксе цикли-
чески полимеризованные плоскостные структуры, совокупность которых созда-
ет плоские блоки с приближенно упорядоченным строением. Степень упоря-
доченности блоков составляет при спекании в течение 14—16 ч при 1100° С
70—83%. Графитизация, т. е. взаимная ориентация плоских сеток в про-
странстве с образованием трехмерной базоцентрированной гексагональной
кристаллической решетки графита, начинается при вторичном нагреве кокса
практически лишь с 1700° С.
По данным Г. И. Иванцова, Д. М. Златоустовского, Н. Н. Зверева и
В. А. Землянскова (МГМИ), реальная степень графитизации кокса по резуль-
татам рентгеновского исследования составляет, %: 18 для скипового кокса,
30 для фурменного и 45 для кокса из шлаковой летки.
При горении графита до оксида углерода выделяются 9205 кДж/кг С, а
аморфный углерод дает 10330 кДж/кг С. По данным* института ИРСИД
(Франция, 1957 г.), .при горении углерода кокса до оксида углерода СО на
фурмах выделяются 10073 кДж/кг С, что соответствует степени графитиза-
ции 25,1%.
В 1949 г. проф. А. Н. Рамм предложил принять в тепловых расчетах сте-
пень графитизации кокса на фурмах равной 50%. При горении до СО и СО2
в этом случае выделяются соответственно 9790 и 33388 кДж/кг С. Эти реко-
мендации широко используются в СССР для проектных и заводских расче-
тов. С учетом приведенных выше данных МГМИ эти рекомендации сохраняют
свое значение и в настоящее время.
2. Летучие вещества. Содержание летучих в коксе колеблется в пределах
0,7—1,0% (табл. 7). Исследования состава летучих при вторичном нагреве
кокса дали следующие результаты, % (объемн.):
56
Таблица 8
СОСТАВ ЗОЛЫ КОКСА, %
Металл ур гнческий завод S1O, Al,О, CaO MgO 11 MnO k Fe.O. P.O. ТЮ, so.
ммк 50,2 28,10 5,60 1,60 0,11 8,4 0,95 Нет св. 1,83
кмк 48,44 23,20 6,79 1,75 0,13 10,40 0,97 1,22 3,90
Западно-Сибирский . 52,83 26,18 4.29 1,33 0,25 7,28 1,01 1,33 2,29
нтмк 56,21 20,36 5,45 2,38 Нет св. 7,96 0,66 Нет св. 3,80
Череповецкий . . . 56,11 25,68 3,40 2,25 > 8,07 0,28 » 1,73
охмк 50,8 26,60 5,20 2,20 » 11,3 1,56 » 3,14
Карагандинский . . 49,5 27,20 4,40 1.8 » 11,6 0,87 1.9 1,27
Челябинский .... 48,25 22,82 6,06 2,36 0,30 9,69 1,00 0,85 Нет св.
Днепровский им. Дзержинского . . . 41,20 21,55 4,46 1,77 0,13 Нет св. Нет св. Нет св. >
«Запорожсталь» . . 36,27 22,21 5,08 1,70 0,39 32,37 0,30 Нет св. 1,08
«Азовсталь» .... 39,03 20,59 3,20 1,07 0,43 28,42 0,31 > 1,90
Ждановский им. Ильича .... 1 38,00 21,40 5,10 1,50 0,43 • 32,30 0,40 0,75
сл
□5
Продолжение
Металлургический завод SIO, А1,О3 СаО MgO МпО Fe,O, PSOB тю, so.
Донецкий 37,81 21,66 3,56 1,60 Нет св. 30,26 0,32 Нет св. 0,78
Енакиевский .... 39,15 23,04 3,03 1,09 0,10 28,71 Нет св. » Нет св.
Коммунарский . . . 38,9 24,10 4,10 1,63 0,37 28,60 0,20 > 1,06
Криворожский . . . 42,4 22,40 2,80 1,16 Нет св. 25,80 0,10 > 2,00
Новолипецкий, номер батареи: 1-4 43,61 24,32 2,26 0,94 > 22,17 Нет св. Нет св.
5-6 53,36 23,73 3,12 0,89 в 13,42 в в
Кокс из углей Яку- тии 53,9— 56,5 26,5— 29,4 5,4- 1,6 1,0—0,4 Нет св. 10,0—10,6 Нет св. в Нет св.
Кокс из сахалинских углей 55,7 23,7 4,5 1,5 > 13,3 в » в
Кокс из верхнесилез- ских углей (ПНР) . 24,50 15,50 7,40 0,92 Мп8О, 17,56 19,46 0,56 » 12,40
СО, СО СН4 Н2 Ns
Кокс:
ММК.................
деремский ..........
рурский:
а.................
б.................
13,2 24,1 0,9 39,5 22,3
12,9 21,3 3,6 51,3 10,9
9 47,9 1,2 39,2 2,7
13,2 53,2 1,0 29,5 3,1
3. Сернистость кокса. Коксы из кузнецких и карагандинских углей содер-
жат 0,4—0,6% S, донецкий кокс — до 2,0% S. По А. С. Бруку и И. Г. Петренко
(1939 г.), сера в коксе Криворожского КХЗ содержится в сульфидах (трои-
лит, FeS) (20,8%), сульфатах (1,7%); содержание органической серы состав-
ляло 77,5% (общая сернистость кокса 1,78%).
Последующие исследования показали следующее распределение серы в
донецком коксе различных КХЗ: органическая сера 71,4—76,7%, троилит
18,0—26,6%, сульфатная сера 1,7—7,3%.
4. Зольность кокса колеблется от 9,5 до 10,5% в донецком и от 11,0 до
12,5 в коксе из смеси кузнецкого и карагандинского углей. Состав золы кокса
приведен в табл. 8.
5< Влажность кокса определяется высушиванием при ПО—200* С. Влаж-
ность кокса зависит от режима мокрого тушения, температуры коксового пи-
рога на выдаче из печи и многих других факторов.
Обычно при мокром тушении влажность кокса составляет 2—5%, при вы-
держивании на открытых складах влажность кокса снижается до 1%. Влаж-
ность кокса сухого тушения составляет 0,1—0,4%. Абсолютная влажность
кокса не оказывает существенного влияния на ход доменной плавки. Важным
является постоянство влажности кокса. Контроль влажности кокса ведется
либо ежесменно химической лабораторией, либо непрерывно с помощью ней-
тронных влагомеров.
59
09
РУДЫ И КОНЦЕНТРАТЫ
ИХ ОБОГАЩЕНИЯ
Таблица 9
ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ ЖЕЛЕЗНЫХ, МАРГАНЦЕВЫХ РУД, КОНЦЕНТРАТОВ ИХ ОБОГАЩЕНИЯ, ФЛЮСОВ, СУРРОГАТОВ РУД, %
(НА СУХУЮ МАССУ) (ПО ДАННЫМ НА 1977 г.)
Месторождение О ю о с р общ я ю о со FeO О к ф SiOt о" и СаО MgO м о , О • я QZ 1 П.п.п. 1
I. Северо-Запад Европейской части СССР
Оленегорское (докембрий- ское осадочное): среднее по месторожде- нию 32,50 0,031 0,С35 0,040 Нет св. 43,00 0,25 2,41 1,52 — 1 Нет св
промышленный концент- рат магнитно-гравитаци- онного обогащения *2 . . 65,08 0,040 0,014 0,052 22,39 68,22 8,06 0,09 0,11 0,13 - 0,24
Енско-Ковдорское (магма- тическое) : среднее по месторожде- нию *3 31,50 Нет 2,86 0,18 11,9 31,77 9,0 2,7 8,4 10,5 0,40
промышленный концен- трат мокрой магнитной сепарации *4 63,48 св 0,44 0,09 0,07- 23,48 64,60 0,72 0,65 0,53 4,73 1,25 До
0,3 • 1,49
Африканда (магматиче- ское), среднее по месторож- дению Пудожгорское (магмати- ческое) : среднее по месторожде- нию *в 13,5*в 28,7 Нет св. 0,10 t 0,12
концентрат мокрой маг- нитной сепарации*7 . . 49,0 Нет св едений
Межозерское (докембрий- ское осадочное), среднее по месторождению *в . ... 32,9 Нет 0,1 0,4
Костамукшское (докем- брийское осадочное): среднее по месторожде- нию *10 33,8 св. 0,07 0,2
окатыши из концентрата магнитной сепарации (проектные данные) . . 65,38 0,08 0,03 0,05
Кировогорское (докембрий- ское осадочное): среднее по месторожде- нию*11 33,0 Нет 0,035 0,11
концентрат мокрой маг- нитной сепарации . . . 65,0 св. 0,09 0,004 0,01
Нет сведений
Нет св 29,0 11,0 5,0 3,9 8,9 —— »>
4,5 Нет сведении 14,5 Нет св.
Нет св. 40—45 0,5— Нет св. Сл. » >
3,5*»
» 41,0 0,5 1,0 1,0 1 Чет сведений
3,70 89,36 5,59 0,52 0,16 0,19 0,17 — 0,35
Нет 1 св. 42,0 0,6 1,4 1,8 1 Чет сведем [ИЙ
20,84 69.70 8,19 0,22 0,55 0,35 — Нет св.
Продолжение табл, 9
Месторождение д’ ю о £ д’ о о с д чэ о с. д чэ о сл о о» U. <5 м €1 U. м о СЛ <5 н О сз и О 2> м о O*BN + + о‘м П.п.п.
11 . Центр и Юг Европейский члсти СССР
Курская магнитная анома- лия (докембрийское осадоч- ное) *12: магнетитовые кварциты Южно-Коробковского участка 33,2 • 0,17 0,015 0,07 11,5 34,65 44,0 3,9 2,3 2,1 Нет СВ
концентрат магнитной се- парации комбината «КМА-руда» (г. Губ- кин) *13 68,2 0,05 0,016 0,023 28,0 • 66,4 4,80 0,25 0,30 0,29 0,27 0,35
Лебединская аглоруда *14 Лебединская доменная руда*15 55,74 52,83 0,10 0,08 0,042 0,080 0,026 0,280 13,38 16,90 64,75 56,60 11,08 8,50 2,91 4,10 1,60 1,45 1,40 0,80 0,15 0,75 4,59 9,85
железистый кварцит . . Лебединского месторож- дения 33,51 •— 0,091 0,065 13,10 33,30 42,59 1,86 1,62 1,34 1 — —
концентрат магнитной се- парации Лебединского ГОКа*1® 68,00 0,009 0,020 26,50 67,53 4,50 0,15 0,30 0,40 — 0,24 0,30
то же, глубокого обога- щения Стойленская аглоруда *17 71,7 51,96 0,03 0,18 0,003 0,026 0,010 0,036 Нет 5,14 св. 68,52 0,35 13,40 0,15 5,30 0,1 1,07 0,1 0,44 —- 0,12 5,75
концентрат магнитной се- парации Стойленского ГОКа *1в 65,60 0,046 0,016 0,049 27,50 63,20 7,50 0,45 0,22 0,50 — 0,11 0,55
михайловская аглоруда . 57,28 0,05 0,04 0,22
концентрат магнитной се- парации Михайловского ГОКа #19 66,3 0,015 0,005 0,030
руда Яковлевского место- рождения 60,5 — 0,02 0,10
Криворожский железоруд- ный бассейн *20 (докемб- рийский осадочный):
первомайское РУ:
кусковая магнетитовая руда 52,30 0,116 0,038 ‘ 0,058
магнетитовая аглору- да *21 51,30 0,116 0,030 0,085
РУ им. Ленина: аглоруда кусковая руда .... 54,30 47,26 0,023 0,016 0,016 0,015 0,008 0,006
РУ им. Р. Люксембург: аглоруда кусковая руда .... 55,81 48,4 0,016 0,016 0,026 0,026 0,008 0,007
РУ им. XX партсъезда: аглоруда шахты «Цен- тральная» 53,5 0,016 0,015 0,008
шахта «Южная» аглоруда кусковая руда .... 56,3 48,5 0,016 0,008 0,016 0,015 0,007 0,006
РУ им. Фрунзе: аглоруда кусковая руда .... 60,00 49,57 0,039 0,031 0,029 0,032 0,024 0,026
5,35 75,96 10,42 1,08 1,69 0,32 — —* 4,46
28,03 63,60 6,32 0,19 0,26 0,39 — 0,29 0,88
1,50 84,76 5,10 2,40 3,40 0,60 — — 3,40
18,90 54,83 15,50 0,55 1,40 4,23 0,070 1,80 1,45
18,10 53,20 15,80 0,90 1,35 4,15 0,080 1,61 1,90
0,84 76,60 20,90 0,60 0,12 0,15 0,040 0,21 0,54
1,26 66,10 31,10 0,44 0,12 0,08 0,022 0,26 0,35
0,78 78,8 18,1 0,75 0,13 0,09 0,025 0,25 0,91
0,93 68,1 28,9 0,61 0,12 0,06 0,036 0,19 0,78
0,64 75,7 21,9 0,76 0,14 0,06 0,047 0,22 0,62
0,61 79,8 17,6 0,83 0,10 0,09 0,042 0,25 0,70
0,70 68,5 29,0 0,66 0,15 0,10 0,028 0,19 0,52
1,58 84,0 10,4 1,53 0,30 0,41 0,078 0,30 1,04
3,68 66,7 25,3 1,10 0,55 0,56 0,048 0,22 1,00
Продолжение табл. 9
Месторождение а о 0) Сх. з* 40 О С а* 40 О CU а 40 О СЛ О V и. <5 ф № «« о сл <5 м < О л и О Ъй м о в» O*BN + + о’м П.п.п.
РУ им. Коминтерна:
шахта «Заря»: аглоиуда 63,80 0,023 0,042 0,008 0,52 90,60 8,20 1,10 0,20 0,05 0,056 0,39 0,83
аглоруда магнетитовая 62,70 0,031 0,043 0,007 0,52 89,00 7,50 1,08 0,17 0,10 0,058 0,45 0,86
кусковая руда .... 51,70 0,031 0,063 0,012 0,55 73,30 22,5 1,46 0,24 0,12 0,056 0,37 0,90
рядовая руда .... 53,30 0,023 0,062 0,005 0,55 75,50 21,0 1,44 0,24 0,08 0,056 0,41 0,80
ЦОФ, аглоруда . . . 52,40 0,031 0,052 0,009 0,70 74,10 21,9 1,35 0,20 0,12 0,055 0,38 0,92
шахта «Большевик»: аглоруда кусковая руда .... 53,60 0,039 0,070 0,094 1,00 75,50 19,4 1,42 0,14 0,12 0,077 0,35 1,60
52,26 0,031 0,063 0,032 1,20 73,30 22,2 0,93 0,07 0,09 0,056 0,28 1,60
рядовая руда .... РУ им. К. Либкнехта: 50,20 0,039 0,053 0,033 1,10 70,50 25,0 1,31 0,06 0,16 0,065 0,28 1,58
шахта «Родина»: аглоруда кусковая руда .... 56,90 0,031 0,027 0,008 0,65 80,6 16,3 0,95 0,03 0,06 0,065 0,11 1,04
49,90 0,031 0,025 0,009 0,84 70,3 26,4 0,97 0,03 0,09 0,052 0,13 0,94
рядовая руда .... 52,08 0,031 0,030 0,010 0,71 73,6 23,2 1,10 0,03 0,14 0,054 0,12 0,96
КСМ-2: аглоруда кусковая руда .... 55,32 0,039 0,033 0,008 0,45 78,6 18,1 1,12 0,03 0,09 0,063 0,12 1,38
49,60 0,031 0,041 0,009 0,94 69,5 26,2 1,39 0,03 0,24 0,059 0,13 1,13
рядовая руда .... ЦОФ, рядовая руда . . 50,70 0,046 0,034 0,011 0,68 71,7 24,4 1,24 0,07 0,14 0,058 0,14 1,29
52,0 0,023 0,026 0,010 0,75 73,5 23,4 1,03 0,07 0,09 0,054 0,11 1,00
РУ им. Кирова: шахта «Артем-2»: аглоруда кусковая руда .... рядовая руда .... 53,8 49,28 52,17 0,070 0,070 0,108 0,062 0,056 0,064 0,037 0,039 0,036 0,33 0,55 0,40 76,4 . 69,80 74,20 15,4 21,10 17,60 3,93 4,22 4,03 0,10 0,07 0,07 0,16 0,27 0,34 0,132 0,151 0,146 0,39 0,60 0,57 2,66 2,62 2,67
шахта «Артем-1», агло- руда 51,32 0,039 0,018 0,009 0,88 72,30 24,5 0,94 0,03 0,04 0,055 0,19 0,86
tn hi • РУ им. Дзержинского: шахта «Победа»: аглоруда 52,78 0,070 0.076 0,009 0,60 74,70 12,30 6,94 0,07 0,32 0,197 0,87 3,32
е * кусковая руда .... 51,68 0,054 0*072 0,008 0,65 73,11 13,30 7,59 0,03 0,29 0,206 0,74 3,52
и л 2 рядовая руда .... шахта «Гигант»: 51 ,90 0,062 0,077 0,009 0,70 73,40 13,2 7,20 0,20 0,20 0,207 0,85 3,20
CJ Т аглоруда 53,8 0,062 0,083 0,009 1,10 1,20 75,60 11,80 5,60 0,22 0,40 0,165 0,77 3,27
кусковая руда .... 50,4 0,054 0,074 0,011 70,70 15,70 6,70 0,14 0,45 0,182 0,84 3,08
рядовая руда .... шахта «Саксагань»: 55,1 0,062 0,0^9 0,010 0,95 77,70 10,30 5,80 "0,14 0,34 0,157 0,71 3,40
аглоруда 53,86 0,046 0,060 0,009 0,70 76,16 14,20 4,62 0,14 0,29 0,158 0,68 2,47
кусковая руда .... 51,10 0,046 0,050 0,022 0,60 72,30 18,20 5,00 0,13 0,15 0,155 0,64 2,14
рядовая руда .... шахта «Северная»: 52.20 0,046 0,065 0,010 0,71 73,80 15,30 5,50 0,16 0,34 0,160 0,73 2,65
аглоруда 54,70 0,039 0,032 0,004 1 ,40 76,60 17,8 1 ,80 0,13 0,10 0,081 0,19 1,24
кусковая руда .... РУ им. Ильича: шахта «Южная»: 50,50 0,039 0,035 0,004 1,40 70,60 23,6 1,90 0,10 0,04 0,065 0,16 1,51
аглоруда 50,00 0,023 0,100 0,033 8,03 62,5 24,1 1 ,95 0,24 0,65 0,067 0,25 1,00
кусковая руда .... шахта «Северная»: 50,47 0,016 0,110 0,031 9,58 61 ,5 23,1 1,88 0,40 0,70 0,062 0,30 Нет св.
аглорула 54,40 0,016 0,043 0,013 3,03 74,40 16,40 2,85 0,30 0,34 0,104 0,25 1,90
кусковая руда .... 52,35 0,00* 0,036 0,011 3,60 70,80 20,10 1 ,92 0,30 0,42 0,075 0,29 1,37
ЦОФ, аглоруда .... шахта «Новая»: 53,60 0,023 0,048 0,010 1,86 74,50 19,90 0,67 0,07 0,10 0,018 0,17 2,35
аглоруда 49,2b 0,016 0,039 0,135 12,30 56,75 16,20 1,22 3,45 2,97 0,030 0,27 4,50
кусковая руда .... РУ «Ингулец»: шахта «Центральная»: 49,90 0,023 0,035 0,132 12,10 57,80 15,60 0,88 3,55 3,03 0,018 0,28 4,55
аглоруда ., 52,70 0,023 0,036 0,065 0,93 74,30 20,90 1 ,46 0,07 0,17 0,042 0,19 1,31
С? йп кусковая руда .... 52,70 0,008 0,029 0,047 1,09 74,10 22,20 0,69 0,14 0,18 0,022 0,17 1,00
Продолжение табл. 9
Месторождение
ЦОФ:
аглоруда .............
кусковая руда ....
рядовая руда . . . .
карьер:
аглоруда ............
кусковая руда . . . .
рядовая руда . . . .
Запорожский железорудный
комбинат № 1:
аглоруда ............
кусковая руда . . . .
Ингулецкий ГОК, концент-
рат мокрой магнитной сепа-
рации *22 . . ...........
ЮГОК, концентрат мокрой
магнитной сепарации *23
НКГОК, концентрат мокрой
магнитной сепарации *24 .
ЦГОК, концентрат мокрой
магнитной сепарации *25 . .
СевГОК, концентрат мокрой
магнитной сепарации *2в . .
Днепровский ГОК, концент-
рат мокрой магнитной сепа-
рации *27................
d о о 5 ю ио S’ ю S VD W (Л
52,20 0,023 0,037 0,030
53,10 0,023 0,110 0,100
50,71 0,023 0,046 0,035
51 ,44 0,023 0,068 0,035
54,60 0,046 0,076 0,066
52,90 0,054 0,072 0,073
61,2 0,031 0,023 0,008
52,0 0,016 0,021 0,005
63,70 0,031 0,021 0,094
64,60 0,016 0,011 0,019
65,70 0,016 0,013 0,034
64,80 0,016 0,063 0,027
65,20 0,016 0,007 0,026
64,80 0,031 0,008 0,047
о U> О О) Du м о ел о «ч О <я о
1,61 72,80 22,80 0,75 0,18
1,77 73,90 14,00 2,92 0,67
1,80 70,40 24,00 0,81 0,16
0,58 72,85 16,00 3,46 1,06
0,67 77,30 12,50 2,15 0,55
0,60 74,90 13,40 2,81 0,89
1,20 86,10 9,96 1,40 0,14
1,00 73,20 23,2 1,00 0,11
26,70 61,40 9,92 0,40 0,32
26,40 63,1 8,86 0,22 0,21
27,00 63,9 7,78 0,26 0,25
19,40 71,10 8,40 0,69 0,25
26,70 63,5 8,54 0,20 0,50
27,40 62,2 8,80 0,30 0,28
о ъс £ о н . о —U сч ’ СО О* сч । П.п.п.
0,11 0,026 0,17 1,10
0,50 0,073 0,17 5,05
0,12 0,029 0,19 1,94
0,36 0,098 0,22 4,73
0,20 0,150 0,23 5,68
0,30 0,162 0,27 5,63
0,26 0,064 0,24 0,89
0,18 0,048 0,23 0,75
0,69 0,044 0,27 0,61
0,36 0,042 0,25 1,55
0,31 0,046 0,26 0,49
0,10 0,056 0,17 0,72
0,31 0,038 0,33 0,53
0,54 0,038 0,33 0,90
сл Кременчугский железоруд- ный бассейн (докембрий- ский осадочный): богатая руда .... магнетитовые кварциты 60,8 34,60 Нет св. 0,037 0,062 0,027 0,29
Хоперское (осадочное), средний анализ руды *28 . 47,02 1,72 1,39 0,02
Малкинское (осадочное), средний анализ руды *29 . 32,3 Нет сведений
Керченский железорудный бассейн (осадочное мор- ское): камыш-бурунская мульда: среднее по запасам *зи . 38,3 1,99 0,98 0,13
коричневая руда *31 . 37,2 2,31 0,96 о,н
табачная руда *32 . . . 39,1 1,74 1 ,00 0,15
концентрат Камыш-Бу- рунского ГОКа *33 . . . 46,07 2,12 1,16 0,097
эльтиген-ортельская муль- да: среднее по запасам *34 . 40,3 1,36 1,06 0,15
среднее по Керченскому бассейну *35 37,3 1,74 0,96 0,18
Дашкесанское (контакто- во-метасоматическое) : доменная руда .... 55,85 0,32 0,07 0,09
концентрат Азербайд- жанского ГОКа *30 . . 60,50 0,31 0,04 0,08
О)
Нет св. 9,1 Нет сведений
15,9 Нет св. 41,4 1,5 * 1,5 2,7 Нет св. 3,8
—*- 67,18 7,86 0,68 4,38 0,20 » » 14,03
35 .,0 14,9 1 Тет сведений
Нет 19,0 5,0 1,9 1,1 Г 1ет сведений
св. » » 19,3 18,4 5,1 5,0 1.8 1,9 1,2 1 ,о » » » »
— 65,81 10,77 3,30 1,34 0,74 0,140 Нет св. 11,55
Нет св. 12,0 Нет сведен! 4Й
То же 19,4 5,3 1,9 1,0 Нет св. 10,5
18,5 55,85 14,8 2,5 6,24 0,92 0,05 *— 0,30
23,0 60,90 8,6 — 1,7 3,9 0,9 0,04 - -T-JjГ 0,21 - — ."ТЕ
00
Месторождение 3 о <v Cl. 3 ю с ё 3 о о д. 3 хэ о сл
Северные уральские рудни- ки (контактное): магнетитовая руда *37 . 45,1 — 0,042— II 0,12—
концентрат 57,8 56,5 0,31 0,16 0,07 1,41 Нет св.
Богословская группа (кон- тактные), руда: ауэрбаховская .... 55,68 0,25 0,028 0,045
воронцовская .... 48,6 Нет 0,06 3,76
покровская 55,7 св. 0,25 0,07 0,04
Качканарское (магматиче- ское): бедные титано-магнети- товые руды 16,7 0,02 0,03
концентрат КачГОКа*38 65,40 • 0,19 0,015 0,10
Гора Благодать (контакто- во-метасоматическое) , маг- нетитовая руда*39 .... 52,00 1,15 0,05 0,75
Лебяжинское (контактово- метасоматическое) : магнетитовая руда *40 . 46,95 0,48 0,23 0,08
концентрат*41 .... f 58,7 0,24 0,14 0,07
Продолжение табл. 9
о £ о" •» U, м о (/) <5 и о и и О ъс г О нм О’еМ + + о’м П.п.п.
г. Ура; 1
Нет СВ. 5,0— 18,0 2,5- 8,0 0,2— 3,6 0,2— 1,7 Нет сведений
18,0 60,7 11,8 4,5 3,1 0,8 Нет св. 0,5
1,8 77,5 10,20 3,20 3,97 0,76 » 18 ,0
Нет ’ св. 12,0 6,6 1 1ет сведений
22,8 54,3 12,4 3,6 5,1 0,73 — 0,43
Нет • св. 39,2 5,1 16,6 12,9 Нет св. 4,2
28,90 61,31 3,95 1,80 0,78 0,98 0,79 —• 1 ,92
24,8 46,8 14,4 5,3 2,9 2,33 * 1,85
18,66 46,36 13,33 5,37 5,91 4,55 — 3,68
23,00 58,4 8,21 3,10 3,27 2,12 — — 1,08
Гора Высокая (контактово- метасоматическое) : магнетитовая руда *42 . 53,88 0,93 0,11 0,05
концентрат мокрой маг- 58,07
нитной сепарации . . Осокино- Александровское (контактово-метасоматиче- 0,77 0,074 0,05
ское), магнетитовая руда . Алапаевское (осадочное), 27,3 Нет св. 0,29 0,13
бурый железняк Первоуральское (магмати- ческое) , агломерационный концентрат обогащения ти- 45,95 0,22 0,06
тано-магнетитовой руды *43 Теченское (контактное), 28,0 0,21 0,03 0,04
магнетитовая руда .... Кусинское (магматиче- ское), титано-магнетитовая 35,4 0,39 0,07 1 ,17
руда*44 Зигазино-Комаровское (оса- 54,40 0,11 0,10
дочное), бурый железняк . Магнитогорское (контак- тово-метасоматическое) : 50,40 1,15 0,08 0,018
аглоруда 59,96 0,11 0,05 1,37
доменная руда *45 . . Бакальское (гидротермаль- ное) : 54,50 0,26 0,07 0,05
сидерит*46 34,2 1,16 0,03 0,16
обожженный сидерит . 40,77 Нет св. 0,189
бурый железняк *47 . . <0 50,1 1,26 0,034 0,03
19,2 55,7 8,56 3,89 4,10 2,41 — — 4,41
20,0 60,5 8,08 2,30 3,10 1,80 —* — 3,00
Нет св. 32,0 11,5 6,5 3,0 1 -1ет сведен [ИЙ
—— 65,7 17,3 7,2 0,48 0,67 0,04 — 7,87
15,44 22,86 25,45 11,55 9,35 9,58 2,80 1,25
14,4 34,6 22,0 6,0 14,0 2,0 — Нет св
24,0 51,10 3,70 3,25 0,02 3,58 12,56 Нет св.
72,00 13,60 2,90 0,40 0,11 —— — 9,50
Нет св. 4,90 2,22 3,73 1,34 — — 2,08
7,96 69,0 12,21 1,52 2,52 2,36 0,26 — 3,54
28,86 16,75 6,88 2,59 2,96 8,92 — 31,31
8,02 49,33 10,82 2,56 4,50 13,02
1,56 69,91 10,14 3,57 0,52 1,21 — 11,35
о
Продолжение табл. 9
Месторождение S’ ю о <и S’ ю о ё S ю о CU S о о сЛ о IX. О' О) СХ сГ (Л гз О < о я и MgO о +°" 1 я OZ «+ П.п.п.
Орско-Халиловское (оса- дочное), кусковая руда Но- во-Киевского рудника . . 39,27 0,09 0,20 0,04 0,20 55,92 15,72 13,05 1,09 1,18 0,40 — 9,4
Атасуйский железорудный район: Западный Кара-Джал (осадочное метаморфизи- рованное) : аглоруда 45,0 1,07 0,04 IV. 0,92 Казахстан Нет св. 20,78 4,38 0,75 0,37 Нет св. 2,07
концентрат*48 .... 50,0 0,60 0,04 0,47 23,4 45,37 17,57 3,60 3,36 Нет сведений 3,5
Восточный Кара-Джал (осадочное метаморфизиро- ванное), гематитовая руда Большой Ктай (осадочное метаморфизованное), кон- центрат *4Э 51,0 47,0 2,3 1,36 0,025 0,49 0,09 0,38 15,0 50,43 26,5 Ь 0,92 1ет све, 1,10 цений Нет 0,82
Аятское (осадочное): средний анализ бурого железняка 37,1 0,88 0,40 0,35 Нет 16,0 8,6 1,80 св. 1,02 Н ет св. 17,3
концентрат обжигмаг- нитного обогащения . . 52,0 1,16 0,41 0,10 25,0 св. 46,6 14,6 8,5 1,6 0,9 —
Лисаковское (осадочное) : средний анализ бурого железняка 36,4 Нет 0,48 0,03 Нет св. 31,0 4,67 0,73*Б° Нет св. П.7
концентрат гравитаци- онно-магнетитового обо- гащения *51 47,46 св. 0,29 0,61 0,05 0,66 67,13 10,94 4,96 0,65 0,59 0,25 Нет 12,77
концентрат обжигмаг- нитного обогащения *52 . 60,00 0,23 0,74 0,02 20,00 63,45 7,86 5,26 0,60 0,50 0,10 . св. —
Соколовско-Сарбайское (контактово-метасоматиче- ское) : доменная руда *53 . . 58,20 0,07 0,10 0,23 26,10 54,13 5,95 1,26 3,17 1,33 0,21 Нет св. 2,52
аглоруда *54 55,43 0,11 0,11 0,13 22,82 53,83 9,95 2,18 4,02 2,42 0,25 2,80
концентрат магнитной сепарации *5S . ... 66,10 0,10 0,05 0,33 27,05 64,40 3,86 1 ,25 1,12 0,89 0,24 0,15 1,39
Качарское (контактово-ме- тасоматическое) : богатая магнетитовая руда 59,10 0,19 0,03 0,06 Hei ' св. 8,70 2,90 1,80 3,1 Н ет св. 2,3
концентрат мокрой маг- нитной сепарации *56 . 65,00 0,19 0,02 0,10 28,68 61,00 4,50 2,00 0,90 1,00 0,08 1 0,4
Горная Шория (контактово- метасоматическое), концен- трат: темир-тауский *57 . . . 59,5 0,21 0,07 V. 0,67 Сибир 23,0 ь 59,5 4,77 2,81 3,50 1,63 0,16 Нет св. 2,00
одра-башский 56,4 0,35 0,02 0,02 24,1 53,9 9,58 3,60 3,90 1,87 0,22 2,28
таштагольский *58 . . . 57,4 0,27 0,07 0,04 21,5 58,2 7,07 4,10 4,55 1,59 0,10 » » 2,25
шалымский *59 . . . . 59,75 0,34 0,05 0,38 20,0 63,2 6,12 2,89 3,12 1,95 » » 1,12
шерегешский *00 . . . . 59,4 0,12 0,07 0,35 19,9 62,8 4,50 4,56 2,66 1,81 —• э » 2,35
•ч
to
Месторождение а о <U U-. а ю о с £ а ю о а о СО
Абаканское (контактово- метасоматическое) : магнетитовая руда *81 . 45,5 0,07 0,19 2,30
концентрат из окислен- ных руд *62 62,52 0,19 0,11 0,29
концентрат из магнети- товых руд *63 60,45 0,15 0,11 0,52
Тсйское (контактово-мета- соматическое); концент- рат *64 57,0 0,31 0,03 0,06
Ангаро-Питский бассейн (осадочный): Нижне-Ангарское, гема- титовая руда 39,4 0,05 0,07 0,12
-Ишимбинское, средний состав руды 42,9 Нет 0,039 0,006
Нижне-Тунгусский бас- сейн, средний состав ру- ды *65 35— св. Нет 0,03— 0,06—
Ангаро-Илимский железо- рудный район (гидротер- мальный) : Рудногорское: магнетитовая руда . . 40 38,4 св. 0,09 0,08 0,44 0,43 0,05
концентрат 58,0 0,15 0,30 0,01
Продолжение табл. 9
О ф СЦ о QJ* [X. 2 сл А1;О, О 03 о MgO м о •н н +q qg Е cf с
Нет св. 13,8 4,2 4,1 2,2 Нет св. 3,5
17,9 69,5 6,20 1,36 2,30 1,20 0,20 Нет св. —
20,0 64,2 7,38 1,50 2,28 1,40 0,13 » » 1,30
22,5 56,5 5,00 3,07 1,78 5,82 0,35 » > 4,3
Hei ' св. 37,2 7,9 0,2 0,2 Не !Т CB. 2,4
» 31,0 Нет сведений
Не’ г сведе НИЙ * 14—16 Нет сведен ИЙ
Hei ' св. 12,4 5,8 9,9 8,4 Нет св. 9,1
18,0 63,0 4,6 2,2 3,2 2,8 0,2 0,33 4,72
Коршуновское: магнетитовая руда . . 34,5 0,05 0,26 0,04 Нет св. 23,4 5,7 - 9,0 9,7 Нет. св. 9,7
концентрат *06 . . . Березовское (катагенети- ческое): 61,0 0,13 0,11 22,0 62,76 4,20 3,39 1,50 4,0 0,38 — 1,23
бурый железняк . . . 50,4 0,70 0,11 0,04 Нет. св. 14,7 2,6 0,4 0,1 Нет св. 9,5
сидерит Сиваглинское (контактово- метасоматическое)» руда: 38,0 0,76 0,07 0,94 » в 12,4 2,2 1,8 1,2 » » 27,0
магнетитовая .... гематитовая Таежное (контактов о-ме- тасоматическое) : магнетитовая руда . . 53,6 53,1 Нет св. > 0,08 0,11 2,08 0,17 » > в в 12,8 8,6 5,3 3,6 0,9 2,5 2,8 1,9 » в в в 2,3
44,4 0,05 2,08 » в 12,8 3,1 1,8 13,4 > в 10,8
концентрат Кимканское (докембрий- ское осадочное)» магне- 64,2 0,01 1,Н > в 1,9 0,9 0,4 4,6 » в 3,0
титовые кварциты . . . Гарннское, магнетитовая 35,6 0,7 0,26 0,01 в » 39,1 3,6 1,1 3,6 > в
руда Николаевское (на Аму- ре), (осадочное), бурый 34,1 0,26 0,23 1,19 в в 24,7 6,7 11,0 2,7 » в 8,5
железняк 42,92 2,19 0,17 0,042 > » 7,97 2,48 Сл. — Нет. св.
Некоторые зарубежные железорудные месторождения
ЧССР: Эйповицкое у Баррандиен (Чехия), руда .... 25,8 Нет св. 0,25 Нет св. 28,6 11,8 2,2 2,3 Нет сведений
Продолжение табл. 9
Месторождение S’ ю 0, ,-г d кэ о с Е 5" пГ S’ о о СО о (U U- 6 О Ll, еч О «*-« GO 6 м О ге О MgO <5 O’BN + + о’м П.п.п.
Рожнява (Словакия): руда 37,02 1,96 0,02 0,26 45,40 2,87 9,42 1,12 1,23 3,52 Нет сведений
обожженный сидерит*67 46,04 1,99 0,06 0,41 11,47 53,38 14,06 2,23 0,99 5,70 Нет св. 5,63
Рудняны (Словакия) *68:
сырой сидерит . . . . 33,07 2,04 0,02 0,92 38,89 4,19 10,68 2,59 0,83 4,55 х » 28,99
обожженный сидерит . 44,28 1,91 0,05 1,01 9,79 52,40 13,46 2,69 0,85 5,27 X » 5,45
концентрат 46,96 2,25 0,21 0,83 18,09 45,74 И ,05 1,83 2,57 3,68 2» » 4,03
Нижняя Слана (Слова- кия), концентрат обога- щения сидеритов . . . 43,4 2,2 0.16 0,64 12,66 48,45 13,05 1,83 3,02 6,48 » » 0,03
ГДР, руда:
айзенбергская 33,0 Нет св. 0,80 Нет сведений 26,80 10,49 2,60’69 Нет сведений
баделебенская 19—30 Нет сведений 15—46 Нет сведений
СРР, руда Чунгани *70 . . 33,6 Не' г св. 0,3— 2,0 Нет св. 23,8— 39,4 17,1- 3,1 12,6— 7,2 6,2— 7,4 1,2- 7,5 Hei св.
Суррогаты железных и марганцевых руд
Пиритные огарки: подмосковных заво- дов *71 48,90 1,39 0,01 1,97 Нет св. 9,89 2,09 0,24 Нет сведений
заводов Ленинградской области 49,84 0,58 0,01 2,76 11,27 1,70 0,50 0,50 »
Витковицкого завода (ЧССР) 65,04 0,17 0,01 0,35 5,33 1,70 0,60 0,56
Сварочный шлак: кмк Енакиевского металлур- гического завода . . . 53,96 47,70 0,91 0,77 0,13 0,11 0,03 0,6 50,73 61,33 20,85 9,80 33,82 4,87 1,59 4,40 0,36 7,8 0,23 » » Нет св. л*
Чусовского металлурги- ческого завода .... 50,00 Нет 0,03 0,06 62,55 —— 31,00 2,00 Сл. Сл. » »
Окалина» средний состав по данным института «Гипро- мез» 63,0 св. 0,33 0,30 0,10 90,0 7,25 1,17 0,20 ———а > »
Шлаки: конверторный Новоли- пецкого завода .... 17,17 5,80 0,87 0,20 15,0 5,0 13,8 0,5 51,7 2,0 » »
конверторный Западно- Сибирского завода . . . 16,20 5,75 0,46 0,14 14,09 7,48 15,20 2,17 51,32 1,87 » » -
«зеленый» доменный шлак выплавки ферро- марганца на Косогор- ском заводе *72 . . . . 0,23 9,60 2,80 0,3 30,0 8,0 38,0 5,0 »
Товарные марганцевые ру- ды, месторождение: Никопольское*73 .... 3,5 38,0 0,22 Нет МпО МпО, 60,2 Fe2Os 5,0 SiO2 20,0 A1,OS 6,0 СаО 2,0 MgO 0,3 ZnO 6,0
Чиатурское 1,5 40,0 0,15 св. 0,06 7,0 55,0 2,1 24,0 3,0 2,0 о — 5,0
Полуночное 4,2 25,0 0,17 0,40 16,0 20,0 6,0 34,0 5,0 3,0 12,6
Марсятское 7,3 3,5 20,0 0,44 0,20 7,0 23,0 10,4 33,0 6,0 4,0 3,0 12,1
Джездинское 25,0 Н. с. 0,12 4,6 34,0 5,0 36,0 11,0 2,0 1,1 *— 6,0
Атасуйское 2,6 35,0 0,04 0,28 4,0 50,3 3,7 14,1 4,5 4,1 1,5 — 7,0
Мазульское 10,5 20,0 0,34 0,04 2,0 29,3 15,0 32,0 7,0 2,1 3,0 0,3 8,4
Усинское 4,9 25,0 0,17 0,80 39,6 7,6 25,0 2,0 7,0 2,0 15,0
Месторождение 3 $ S ю о с 3 S ю о А S о о СО
Известняк Европейской ча- сти СССР, месторождение: Пикалевское 0,35 0,01 0,02
Барсуковское *74 . ... 0,39 - 0,05
Студеновское *75 .... 0,21 •— 0,01
Еленовское: обычный известняк . . 0,49 0,01 0,01 0,12
доломитизированный . . 0,02 0,01 0,01 0,20
Карабукубское .... 0,21 0,12
Балаклавское 0,28 0,02 0,02
Садахлинское 0,24 — 0,05
Известняк Урала: Аккермановское .... 0,35 0,01 0,02
Агаповское *7в 0,80 0,29 0,01 0,05
Тургоякское 0,52 0,36 0,01
Северо-Лебяжинское . 1,59 — 0,03 0,01
Известняк Сибири, Даль- него Востока, Казахста- на, месторождение: Гурьевское 0,10 0,04 0,26
Лондоковское 0,37 0,04 0,06
Южно-Топарское . . . 0,38 — 0,03 0,02
Бентонит, месторождение: Саригюхское (АзССР) *77 3,8 0,07 0,08 0,112
Продолжение табл. 9
О £ <5 м а> Ъ о с/5 о” м 9 о £ г <5 pl К,о + 4- Na,О П.п.п.
FeO Fe,O3 0,5 SiO, 1.4 AljOj 0,2 CaO 53,0 MgO i.i Мп8О4 43,73
0,55 0,79 0,12 54,5 0,78 43,13
— 0,30 1,50 0,50 53,0 1,50 43,17
Нет 0,70 1,60 0,80 53,5 0,70 — 42,37
св. » 0,03 1,60 0,80 40,0 14,0 —мм 42,37
0,30 1,30 0,50 54,0 0,70 —м — 42,39
0,40 2,00 0,60 54,0 0,50 — 42,40
•— 0,35 2,00 0,50 54,0 0,35 — — 42,66
0,50 1,70 0,50 54,0 0,7 42,53
— 1,15 1,50 0,50 52,0 3,5 0,41 II 42,70
м« 0,74 0,54 0,44 54,8 0,3 0,50 43,17
1 ““ 2,27 1.41 0,48 51,8 2,2 - — 41,67
0,15 1,50 0,25 54,0 0,6 43,24
—— 0,53 2,28 1,12 53,7 0,32 — 41,79
0,55 1,00 0,35 54,0 0,55 —* — 43,42
— 5.4 62,2 14,6 3,26 3,60 МпО 0,09 Као+ 4- Na,0 4,0 7,16
Черкасское (УССР) . . Огланлинское (Турк ССР) Нет св. Н ет 0,04 сведе) 0,042 чий 0,4 Нет св. 2,8 57,0 69,3 16,1 12,7 2,62 2,51 1,80 1,88 Нет св. Н 2,28 ет св. 10,22 7,24
Курцевское (УССР) . . >: > 3,2 48,7 14,1 4,22 4,33 4,29
Горбское (УССР) . . . » 7,08 52,22 20,43 0,70 0,48 9,89
Асканское (ГрССР) . . » » 3,00 60,11 15,23 1,47 3,35 » 14,9
Азкамарское (АрмССР) X ► » 6,10 54,96 17,05 1,14 2,47 > 10,09
Гумбрийское (ГрССР) . » » 5,30 57,70 12,11 3,89 3,39 15,26
Келесское (КазССР) . . > 6,74 65,67 14,34 1,32 1,66 > 5,78
* 1 Магнетитовые кварциты с отношением магнетит : гсматит=3 : 1.
♦ 2 Выход концентрата 7 = 39,14%; извлечение железа в концентрат е=81,9%; цена 1 т концентрата 9 р. 80 к.
* 3 Бедные магнетитовые руды с пустой породой из апатита, оливина и кальцита.
* 4 7=37,97%, £=91,04%, цена 1 т концентрата 9 р. 60 к.
* 5 Титаномагнетит с примесью перовскита; лабораторный концентрат содержит до 61% Fe.
♦ 6 Магнетит с ильменитом, вкрапленные в амфиболитизированный диабаз и габбро-диабаз; 0,07—0,15% Си, 0,004—0,0097% Со.
* ' 0,78% V2O5.
Амфиболо-магнетитовые кварциты и сланцы (магнетит с кварцем, роговой обманкой, хлоритом и биотитом).
• ’ AhOa+MgO; концентрат мокрой магнитной сепарации содержит до 65% Fe.
* 10 Железистые кварциты магнетитовой разности с амфиболово-биотитовой пустой породой.
* п Магнетит в железисто-амфиболовых кварцитах и сланцах.
* 12 Богатые гематитовые и мартитовые руды располагаются в КМА поверх бедных железистых кварцитов. Помимо гематита, мартита, магне-
тита, в руде встречаются также сидерит и бурый железняк. Пустая порода отличается присутствием лишь небольших количеств кварца;
главную ее массу составляют хлориты (тюрингит и шамозит), тремолит, актинолит, мусковит, биотит, эгирин, куммингтонит, щелочные ам-
фиболы, кальцит.
♦ w При 66% Fe в концентрате 7=41,6%, £—82,4%; удельная поверхность концентрата 1530 см2/г. Цена 1 т концентрата 10 р. 40 к.
♦ м Цена 1 т руды 6 р. 60 к.
* ’5 Цена 1 т руды 7 р. 50 к.
* 19 7—37,3%, £—78,1%; цена 1 т концентрата 14 р. 10 к. Удельная поверхность 1425 см2/г.
♦ 17 Цена 1 т руды 5 руб.
* 18 Удельная поверхность 1320 см2/г.
♦ ’э y—34,4%; е-5ё,48. Удельная поверхность 2100 см2/г. Цена 1 т концентрата И р. 90 к.
Продолжение
* 20 Около 90% всех запасов богатых руд бассейна представлено мартитами и гематито-
выми рудами» образовавшимися при окислении и естественном обогащении железистых
.кварцитов (средн последних до 80% кварцитов гематит-мартитовых разностей). В отли-
чие от руд КМА для криворожских руд и кварцитов характерно присутствие в пустой
породе кварца—силикаты играют подчиненную роль. В связи с этим для криворожских
.руд и концентратов характерна хорошая спекаемость на агломерационных лентах.
*л Цены на криворожские руды: аглоруда 5 руб/т; рядовая доменная 4 р. 20 к./т.
,<2г Пустая порода концентрата состоит из 40% кварца, 53% силикатов (куммингтонита,
'биотита, хлоритов), 7% карбонатов (пистомезнта, кальцита); у=39,99%; 8 =75,58%. Цена
I т криворожского концентрата при 65% Fe в среднем составляет 8 р. 60 к.
**3 7=45,6%, е=83,2%; пустая порода концентрата состоит из 64—68% кварца, 20—22%
силикатов (хлоритов, биотита, куммингтонита), 10—16% карбонатов (сидероплезита, ан-
керита).
у = 40,01%, е=74,90%; пустая порода концентрата состоит из 37% кварца, 51% силика-
тов (хлорита, биотита, куммингтонита), 12% карбонатов (сидероплезита, анкерита).
у =>34.09%; 8=67,41%, пустая порода концентрата состоит из 5—70% кварца. 2—95%
силикатов (хлоритов, куммингтонита, актинолита, диопсида, биотита), 7—28% карбонатов
(сидероплезита, доломита). Содержание фракции <0,074 мм 93,3%. Удельная поверхность
2029 см-'г.
*2в 7=40,08%, 8=74,52%; пустая порода концентрата состоит из 19—74% кварца, 17—80%
•силикатов (куммингтонит, родусит, эгирин, стильпномелан, биотит), 1—9% карбонатов
(кальцит, доломит, анкерит). Содержание фракции <0,05 мы 91,7%. Удельная поверх-
ность 1780 см 2/г.
*2? 7=39,95%, е=76,6%; пустая порода концентрата состоит из 25% кварца, 66% силика-
тов (куммингтонит, биотит, хлориты, родусит), 9% карбонатов (сидероплезит, доломит).
Содержание фракции <0,0/4 мм 94,4%. Удельная поверхность 1730 см2/г.
*28 Бурый железняк, содержащий значительные количества фосфорита.
"*29 Бурый железняк.
*30 0,11 % As.
*31 0,11% As.
*32 0,1 1% As.
*33 7=63,37%; 8=71,57%.
*34 0,12% As.
♦ ЗБ 0,11% As.
*36 7=67.41%, е=98,55%.
* 37 К западу от р. Ивдель.
* 38 Цена 1 т концентрата 12 р. 90 к.
* 39 0,09% СиО.
0,1% СиО.
*41 0,05% СиО.
* 42 До 0,19% СиО.
0,13% СиО.
*44 0,13% Сг2Оз.
* 45 Цепа 1 т руды 4 р. 80 к.
* 46 Цена 1 т сидерита 6 р. 30 к.
* 47 Цена 1 т бурого железняка 6 р. 90 к.
*48 0,01% СиО. 0,045% As2S:l. 1,76% ВаО.
0.05% AS2O5, 1,84% ВаО. Пустая порода концентрата содержит барит (тяжелый шпат,
BaSO4).‘
CaO + MgO.
*51 Цена 1 т концентрата 7 р. 30 к.
0,03% ZnO.
*53 0,02% СиО. 0,02% ZnO. Цена I т руды 8 р. 40 к.
*54 0,016% Си, 0,02% Zn. Цена 1 т руды 6 р. 10 к.
0,02% Си. 0,021% Zn. Цена 1 т концентрата 15 р. 40 к.
*Бе 0,02% СиО, 0,02% As2O„ 0,02% ZnO, 8=99,32%.
* Б7 0,13% АчЮ-„ 0.4% ZnO.
# Б8 0.04% ZnO. Цена 1 т концентрата 16 р. 40 к.
* 50 0,09% Zn.
-*60 0.16% ZnO, 0,08% СиО.
*61 0.018% Zn. 0,013% As, 0,031% Sn.
0.05% СиО, 0,06% ZnO.
0.01% СиО, 0.05% ZnO.
*64 0,01% СиО. 0.06% ZnO.
♦« 0,08% Си, 0,04% Pb, 0,02% Zn.
* вв 7=38,49%; 8=84,53%. Цена 1 т кежцентрата 12 руб.
* 87 0,42% С. 0,25% ВаО.
• « 1.82% ВаО.
2.60% (CaO+MgO).
*70 (0,03-0.07)% V2O-.
* 71 Обычно содержат ZnS, Cu2S. PbS, As2Sa и AsS, Sb2Sj.
*72 6,3% CaS.
* 73 цена 1 т руды 19 p. 80 к.
* 74 Цена 1 т известняка 2 p. 25 к.
* 75 To же, 1 p. 85 к.
* **^ 1 p. 49 к.
* 77 Удельная поверхность 5700 см2/г. Цена 1 т бентонита 20—25 руб. За рубежом цена
1 т бентонита 35 дол. США.
78
IV
ПРОИЗВОДСТВО
АГЛОМЕРАТА И ОКАТЫШЕЙ
Некоторые даты из истории
развития методов подготовки шихты к доменной плавке
1619 г. Первая в мире доменная плавка на специально подготовленном
каменном угле проведена Д. Додлеем (1599—1684 г.) в районе
г. Додлей (Англия). Его закрытые патенты 1619 и 1638 гг. (англ,
патент № 117) утеряны.
1628 г. Начало добычи железных руд на Урале
1683 г. Описание коксования каменного угля Иоганом Иоахимом Вехе-
ром (Германия)
1735 г. Изобретение А. Дерби (1711—1763 гг.) способа коксования ка-
менного угля. Успешные промышленные опыты на английском за-
воде Колобрукдэйл
1781 г. Изобретение закрытой коксовальной печи Дандональдом (Ан-
глия)
1858 г. Изобретение щековой дробилки Блэком (США)
1881 г. Начало разработки Криворожского месторождения
1887 г. Изобретение технологии агломерирующего обжига сульфидных
руд (при продувке слоем воздуха снизу вверх) Ф. Геберлейном
и Т. Хантингтоном (Англия)
1902 г. Предложение А. М. Брезгунова о вводе в доменную шихту мар-
теновских шлаков
1902 г. Изобретение В. Джобом способа агломерации пиритных огарков
и пылеватых железных руд с‘добавкой угля при продувке слоя
воздухом снизу вверх (герм, патент № 137438). Первые успешные
опыты агломерации колошниковой пыли на заводе фирмы Коке-
риль в Люттихе (Бельгия)
1905 г. Разработка Е. Завельсбергом способа агломерации железных руд
с добавкой к шихте угля п коксовой мелочи (герм, патент
№ 210742)
1906 г. Изобретение А. Дуайтом и Р. Ллойдом (США) конвейерной агло-
мерационной машины с вакуумным режимом спекания (патенты
США № 882517; 916396)
1909 г. Изобретение карусельной агломерационной машины фон Шлип-
пенбахом (герм, патент № 226033)
1911 г. Изобретение газовой агломерации А. Кролем (герм, патент
№ 271986)
1911 г. Пуск первой в мире аглоленты с площадью спекания 8 м2 в Бёд-
боро (штат Пенсильвания, США) на заводе фирмы «Брук Айрон
Компани»
1911 г. Изобретение двухслойного спекания X. Г. Торульфом (герм, па-
тент № 384372)
1912 г. Установка шести агломерационных чаш (котлов) Геберлейна-
Хантингтона на Таганрогском металлургическом заводе (работа-
ли до 1915 г.)
79
Я912 г.
1913 г.
1914 г.
1916 г.
1919 г.
1920 г.
1925 г.
1929 г.
1930 г.
1930 г.
1930-1932
г.г.
1932 г.
1935 г.
1947 г.
1949 г.
1956 г.
1958 г.
1962 г.
1966 г.
1967 г.
1978 г.
Изобретение технологии производства окатышей из тонких кон-
центратов Л. Андерсеном (шведский патент № 35124)
Изобретение В. Бартшем конструкции аглоленты для работы с
продувом воздуха снизу вверх (герм, патент № 276424)
Патент Дж. Гриневольта на прямоугольные поворотные аглоча-
ши (патент США Л<? 1103196) для вакуумного спекания
Изобретение В. Шумахером дополнительного обогрева спекаемо-
го слоя горячим воздухом, нагретым в кауперах (герм, патент
№ 303799)
Первая установка Зульцера для сухого тушения кокса на заводе
Шлирен (близ Цюриха)
Основание института «Механобр» в Петрограде
Пуск в эксплуатацию аглофабрики с круглыми переносными ча-
шами системы X. Г. Торульфа (фирма AIB) на горе Благодать
Первые лабораторные опыты подачи горячего (500° С) воздуха
под избыточным давлением (^3 кПа) к спекаемому слою на ча-
шевой установке, проведенные В. В. Лизуновым
Изобретение круглой агломашины В. А. Сахарновым
Пуск первой аглоленты на заводе им. Войкова (г. Керчь)
Изобретение А. П. Николаевым двухзонного спекания агломера-
ционной шихты
Первые опыты получения офлюсованного агломерата В. Люйке-
ным и Л. Кребером (Германия)
Опыты инж. Вересотского по спеканию агломерационных шихт
под избыточным давлением ^60 кПа (заводы им. Дзержинского
и «Азовсталь»)
Изобретение П. А. Хватковым конструкции гидравлического уп-
лотнения стыка паллет с вакуум-камерами (авт. свид. СССР
№ 73767)
Изобретение В. В. Виноградовым подогрева шихты перед спека-
нием до температур, превышающих точку росы отходящих газов
Получение формованного кокса из неспекающихся углей Л. М. Са-
пожниковым
Изобретение В. Дэвисом (США) технологии производства метал-
лизованного агломерата при повышенном расходе твердого топ-
лива в шихту (пат. США № 3083090). Осуществлено впервые в
1971 г. на Череповецком металлургическом заводе
Первые опыты термической обработки агломерата (Е. Ф. Вегман,
авт. свид. СССР № 161041). Первое применение в 1969 г. на
аглолентах Руставского и Коммунарского Металлургических
заводов
Разработка (И. С. Гохманом, А. Г. Михалевичем, О. Д. Буна-
ковым, А. А. Буяровым) на технологию агломерации под давле-
нием ^0,5 МПа над спекаемым слоем (авт. свид. СССР
№ 190381)
Изобретение Е. Ф. Вегманом, А. Г. Михалевичем и А. А. Буяро-
вым агломерационной ленты для спекания под давлением (авт.
свид. СССР № 508647)
Годовое производство агломерата и окатышей в СССР превыси-
ло 200 млн. т
>
Расчет агломерационной шихты
Проводя полный расчет шихты, определяют расходы, кг/100 кг агломера-
та: рудной смеси X, известняка У и топливной смеси коксовой мелочи с антра-
цитовым штыбом Z при заданных расходах добавок Af. Решение сводится к
отысканию корней системы трех уравнений, составляемых по балансам основ-
ности, материальному и тепловому. Ниже приведены два примера расчетов
шихты для случаев спекания: 1) смеси бакальских бурых железняков (80%)
и сидеритов (20%) на топливной смеси 80% коксовой мелочи +20% антра-
цитового штыба при 8 кг окалины и 42 кг возврата (на 100 кг агломерата);
2) магнетитового ^криворожского концентрата на топливной смеси 50% кок-
совой мелочи +50% антрацитового штыба при 6 кг извести и 50 кг возврата
(на 100 кг агломерата).
Данные о химическом составе шихтовых материалов приведены в табл.
10. Сумма содержаний всех компонентов в каждой строке должна составлять
100%. Содержания железа, марганца, серы и фосфора в каждом компоненте
шихты рассчитаны по формулам
_ 112 ,56 56 56
Fe0 = ~ FeaO3 + — FeO + — FeS + — FeSa + FeMeT =
= 0,7 Fe2O3 + 0,778 FeO + 0,636 FeS + 0,467 FeSa + FeMeT;
55 55 110
Mn0 = — MnO + — MnOa + — Mn2O3 -
71 o7 IOo
= 0 ,775 MnO + 0 ,632 MnO2 + 0 ,696 Mn2O3;
Po = 0,437 P2O5;
So = Sopr + 0,533 FeS2 +0,364 FeS +0,40 SO3.
1. Уравнение материального баланса агломерации1, кг/100 кг агломерата:
16
87
МпОд , 16 МпаОз
100 +158 100
+ 0 ,428 Fемет,
где dx, dy, dz, dM — потери массы компонентов шихты, кг/100 кг компонен-
тов шихты, при спекании (табл. 11); X, У, Z, М — определяемые расходы руд-
ной смеси (X), известняка (У), топливной смеси (Z) и заданный расход доба-
вок (AI). кг/100 кг агломерата; FeOa™ — заданное содержание закиси железа
в агломерате. Для расчета шихты № 1 задано 17% FeOarnl для расчета шихты
№ 2—15% РеОагл; FeOx, FeOy, FeOz, РеОм — содержание FeO в компонен-
тах шихты, %; МпО2 и Мп20з — содержание пиролюзита и браунита в рудной
смеси, %; Рвмет — содержание металлического железа в готовом агломерате
(для варианта производства металлизованного агломерата).
В правой части у приведенного уравнения учитываются потери массы
компонентов шихты в ходе ее термической диссоциации оксидов железа и мар-
ганца или восстановления этих элементов при спекании. При переходе Ре20з
в FeO по реакции 2Fe2Os=4FeO+O2 образуются 32 кг О2 на каждые 288 кг
получаемой FeO. Таким образом, зная содержание FeO в агломерате, можно
1 По И. Л. Малкину и Ф. М. Базанову (1955 г.) уравнение материально-
го баланса может быть использовано без изменений и при расчете шихт для
производства окатышей.
5 Е. Ф. Вегман
81
Таблица 10
ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ КОМПОНЕНТОВ АГЛОМЕРАЦИОННЫХ ШИХТ, % (НА С :ухую массу)
Компонент FeO Fe,O, MnO SiO2 А12Оз Sopr FeS
шихты CaO MgO FeSx
Шихта № 1:
бакальский бурый же- лезняк . . . 1,56 69,91 1,63 10,14 3,57 0,52 1,21 - —
бакальский сидерит 28,86 16,75 1,50 6,88 2,59 2,96 8,92 —
смесь 80% бурого же- лезняка + +20% сиде- рита .... 7,02 59,29 1,60 9,49 3,37 1 ,01 2,75 —
коксовая ме- лочь .... — 2,80 0,21 6,01 3,20 1,36 0,64 0,31 0,25
антрацито- вый штыб . 1,96 0,17 7,21 3,08 1,11 0,39 0,27
0,39
топливная смесь (80%
коксовой ме- лочи+20% / 1
о • антрацито- вого штыба . Z 2,63 0,20 6,25
известняк . . — 0,82 — 1,18
окалина . . 3,90 94,00 0,50 0,85
Шихта № 2:
магнетитовый концентрат . 21 ,46 64,55 0,08 11 ,65
коксовая ме- лочь . . . — 4,70 0,37 8,42
антрацито- вый штыб . — 2,19 0,11 6,75
смесь 50% коксовой ме- лочи+50% штыба . . . —— 3,45 0,24 7,58
известняк • 0,38 2,10
00 GO известь . . ' 1,01 1 —* 2,02
3,18 1,31 0,59 0,30 0,20 0,08
0,40 52,0 2,60 — ——
0,15 0,40 0,10 '« —"
1,27 0,86 — —-
2,17 0,44 0,26 1,44 0,71
1,83 0,23 0,17 1,21
0,98
2,00 0,33 0,21 1 1,33 0,36 0,49
0,80 43,80 8,90
0,88 84,94 3,0
Компонент шихта so3 P.O. ^нелет со,
Шихта № 1:
бакальский бурый же- лезняк . . . 0,07 0,08 — —
бакальский сидерит 0,40 0,07 — 31,07
смесь 80% бурого же- лезняка + +20% сиде- рита .... 0,14 0,08 —— 6,21
коксовая ме- лочь .... 0,21 0,02 83,89 —
антрацито- вый штыб . 0,31 0,02 77,03 —
топливная смесь (80%
коксовой ме- лочи+20 % 4
Продолжение табл. 10
Удет-топл н,огпдр реобщ Мпобщ робщ So6m
11,31 46,957 1,240 0,035 0,056 •
9,05 1,10 8 >06
антрацито- вого штыба) 0,23 0,02 82,52 « -
известняк . . 0,20 0,04 - f 1 42,76
окалина . . 0,06 0,04 •—
Шихта № 2:
магнетитовый концентрат . 0,05 0,08 — —
коксовая ме- лочь . . . 0,40 0,02 78,79 —
антрацито- вый штыб . 0,54 0,02 80,05
смесь 50% коксовой ме- лочи+50% штыба . . . 0,47 0,02 79,42 —
известняк 0,04 0,02 43,96
известь . . 0,02 0,15 —• 5,61
QO сл
2,49 2,006 0,155 0,009 0,508
— 0,574 _ 0,017 0,080
68,834 0,387 0,017 0,024
' ' 61,881 0,062 0,035 0,020
2,28 5,92 4,10 2,873 0,186 0,009 1,910
— 0,266 0,009 0,016
2,37 0,707 0,065 0,008
g Таблица!!
ПОТЕРИ МАССЫ*1 d КОМПОНЕНТОВ АГЛОМЕРАЦИОННЫХ ШИХТ № I и 2 ПРИ СПЕКАНИИ, кг/100 кг КОМПОНЕНТА ШИХТЫ
Параметр Шихта № 1 Шихта № 2
рудная смесь топливная смесь известняк окалина концентрат топливная смесь известняк известь
Снелет — 82,520 — — 79,420 — —
Улет.топл .... — 2,490 — — —- 4,100 — —
Н2Огпдр .... 9,050 — —1 — ~ — —— 2,370
со2 6,210 42,760 — — 43,960 5,610
0,95Sopr • ... — 0,285 —- — —- 1,263 — —
0,95SFeS FeS< • 0,109 — —> 0,372 * —
0,6SO3 0,084 0,138 0,120 0,036 0,030 0,282 0,024 0,012
Кислород на окис- ление железа сульфидов *3 . . — 0,067 — — •— 0,186 — —
Суммарные потерн массы d . . . . 15,344 85,475 42,880 0,036 0,030 85,251 43,984 7,992
Примечание. Коэффициенты удаления вредных примесей из офлюсованной шихты при агломерации, %: 90—98 суль-
фидной серы; 40—70 сульфатной серы; 15—30 фтора; до 30 Zn. Мышьяк и фосфор целиком переходят в агломерат. Добав-
ка к шихте 2—3% СаС12 позволяет удалить из шихты до 90% РЬ и до 65% Zn.
♦1 По предложению И. Л. Малкина и Ф. М. Базанова (<Сталь>, 1955, № 9, с. 788—790) учитываются все потери массы компонентов шихты,
кроме потерь кислорода при диссоциации и восстановлении, которые учитывают отдельно, кг/100 кг компонента шихты;
d = Снелет + ^лет.топл н*°гидр + с0« + 0,95 <sopr + SFeS, + SFeS^ 0,6 SOa ” °окисл.Ре.
♦2 (0,364FeS + 0,533FeS2)0.95.
•s Количество кислорода на окисление железа сульфидов подсчитывается по уравнениям
4FeS + 7О2—2Ре2Оз+4Б02;
4FeS2+11О2”2Ре2Оз+85О2;
48 48
FeSO,636 0,95--- + FeS2-0,467 • 0,95-.
112 112
вычислить массу потерянного компонентами шихты кислорода (коэффициент
1/9 соответствует отношению 32:288), если учесть и содержание FeO в ших-
те до начала спекания.
Можно учесть также и количество кислорода, выделяющегося из шихты
при переходах МпО^МпО и Мп2О3->МпО (два следующие члена уравнения).
Наконец, по реакции 2Ре2Оз->4Ре4-ЗО2 на 1 кг Fe выделяется 0,428 кг кисло-
рода Ч
Уравнение материального баланса для агломерационной шихты № 1:
/100 — 15,3444 /100 — 42,8804 у /100 — 85,4754
\ 100 / +\ 100 J "Ц 100 / +
/100— 0,036 \ 1 : 7.02Х 3,90-8\
+ ( 100 )8-10э^Т(17—
0,8544 X + 0,5712 Y + 0,1452 Z = 93,8571.
Уравнение материального баланса для агломерационной шихты № 2:
1,0235 X + 0,56027 + 0,1475Z = 96,1462.
При агломерации в зависимости от расхода топлива и ряда других факто-
ров значительное развитие могут получать либо восстановительные, либо
окислительные процессы. В случае расчета шихты № 1 содержание FeO в аг-
ломерате больше, чем в шихте. Если в правую часть уравнения материального
баланса агломерации подставить ориентировочное значение X, которое чаще
всего составляет 85—100 кг/100 кг агломерата, то получим абсолютную поте-
рю кислорода при восстановлении и термической диссоциации, кг Ог/ЮО кг
агломерата:
(1/9) (17 — 0,01-7,02*100 — 0,01-3,90-8) « 1,1.
Если же содержание FeO в шихте больше, чем в агломерате, и процесс
в целом имеет окислительный характер, то подобный подсчет даст отрицатель-
ную величину. Для шихты № 2 имеем, кг О2/100 кг агломерата:
(1/9) (15 — 21,46-85-0,01)^ —0,4.
Подобный приблизительный расчет необходимо делать на начальной ста-
дии подведения баланса, так как при восстановительном характере спекания
в расходной части теплового баланса учитывается теплота диссоциации окси-
дов. При окислительном характере процесса теплота окисления магнетита до
гематита учитывается в приходной части теплового баланса.
2. Уравнение основности агломерата. Основность агломерата в общем
случае должна обеспечивать по возможности полный вывод известняка из
шихты доменных печей. При работе доменной печи без известняка на 100%
офлюсованного агломерата основность агломерата (CaO: SiO2=6) может
быть определена по приближенной формуле И. Л. Малкина и Ф. М. Базанова
(1955 г.):
I К — СаОк) Fep
lOOFetjSiOap
исходя из основности доменного шлака (CaO: SiO2=a), содержаний SiO2 в
рудной смеси и коксе (SiO2p, SiO2K» %), CaO в коксе (СаОк, %), железа в 1 * *
1 Этот последний член был введен Е. Ф. Вегманом в уравнение И. Л. Мал-
кина и Ф. М. Базанова в 1971 г. в связи с опытами производства металл изо-
ванного агломерата на Череповецком металлургическом заводе.
87
рудной смеси (Fep, %) и чугуне (Fe4, %). Более точным является вариант
формулы, в котором учитывается состав выплавляемого чугуна (Si<), расход
агломерата (Я, кг/кг чугуна), расход коксовой мелочи на агломерацию (К'9
кг/100 кг агломерата) и содержание SiO2 в коксовой мелочи (SiO2/f', %):
. Fep [/С(SiOjn а— СаОк)— 2,14Si* о]
b = а + lOOFe -SiO + K'XSiO2K, Fen ’
Для расчетов могут быть использованы упрощенные формулы основно-
сти CaO : SiO2=6 и более сложные соотношения:
b = (CaO + MgO)/SiO2 или b = (CaO + MgO)/(SiO2 + AI2OS).
В расчетных примерах использовано последнее выражение основности.
При этом заданные значения основности составляли 1,4 и 1,2 соответственно
для шихт № 1 и 2.
Уравнение основности агломерата из шихты № 1:
(CaO+MgO)x X+(CaO+MgO)v K+(CaO+MgO)z Z +
(SiO2+Al2O3)x X + (SiO2 + A12O3)v Y + (SiO2 + A12O3)z Z + "
+ (CaO+MgO)MM
"^ + (SiO2 + AI2O3)M M =
(1,01 + 2,75) X +(52,00+2,60) У+(1,31+0,59) Z+(0,40+0,1)-8 4
(9,49+3,37) X+(l ,18+0,40) У+(6,25+3,18) Z +(0,85+0,15)*8 ~ ’
14,244 X — 52,388 У + 11,302 Z = —7,2.
Уравнение основности агломерата из шихты № 2:
0,86 X + (43,80+8,90) У + (0,33+0,21) Z + (84,94 + 3,00) 6 2
(11,65+1,27) X + (2,10+0,8) У + (7,58+2,00) Z + (2,02+0,88) 6
14,644Х—49,22У+ 10,956 Z = 506,76.
3. Уравнение теплового баланса агломерации, кДж/100 кг агломерата
(Е. Ф. Вегман. — «Изв. вузов. Черная металлургия», 1964, № 5, с. 28—32):
?С + ^возд + ?S "Ь ^заж ^дон.об ^окисл +
^гигр + ^гидр + ^карб ^дисс + %тх.г “Ь ^агл ^т.п’
где <7 с —теплота горения твердого топлива в СО и СО2; 4?возд — теплота воз-
духа, всасываемого в слой при температуре цеха или после специального на-
грева в воздухонагревателях; /уш — теплота шихты при температуре цеха или
после нагрева; qs — теплота горения органической серы и сульфидов; <7за-,к —
теплота зажигания агломерационной шихты пламенем газового горна;
<7доп.об — теплота дополнительного обогрева спекаемого слоя пламенем газо-
вого горна; (/окнсл — теплота окисления магнетита шихты до гематита (учи-
тывается в случае, когда количество FeO в шихте больше количества FeO в
готовом агломерате); —-теплота минералообразования при агломерации;
<?гигр — теплота испарения гигроскопической влаги шихты; <?гидр — теплота
разложения гидратов и испарения гидратной воды; z/карб — теплота диссоциа-
ции карбонатов; ?ДИсс — теплота диссоциации оксидов железа и сложных
минералов исходной шихты при спекании; 7отх.г— теплота газов, отходящих
из агломерационной установки; </агл—теплота пирога агломерата; ?т.п— теп-
ловые потери.
а. Теплота горения углерода в СО и СОг
Принимается, что степень графитизации углерода коксовой мелочи не пре-
вышает 20% и тепловые эффекты горения при этом равны соответственно
88
С+1/2 Oa = CO + 10104 кДж/кгС;
С + О8 = СО> + 33685 кДж/кгС.
Для случая горения аморфного углерода антрацита и тощего угля теп-
ловые эффекты составят:
С + 1 /2 О8 = СО + 10330 кДж/кгС;
С + О> = СО, + 33911 кДж/кгС.
Таким образом» для аглошихты № 1 (топливная смесь 80% коксовой ме-
лочи и 20% антрацитового штыба) эти тепловые эффекты составляют»
кДж/кгС:
10104-0,8 + 10330-0,2 = 10149;
33685 0,8 + 33911-0,2 = 33730.
Для аглошихты № 2 (топливная смесь 50% коксовой мелочи и 50% ан-
трацитового штыба) тепловые эффекты составят, кДж/кгС:
10104-0,5 + 10330-0,5 = 10217;
33685 0,5 + 33911 -0,5 = 33798.
Учитывается теплота горения топливной смеси, углерода колошниковой
пыли, чугунного крошья (см. табл. 10), кг/100 кг агломерата:
СШ1=0,8252 2;
С.„ = 0,7942Z.
Перед началом расчета необходимо задаться отношением содержаний С02
к СО в продуктах горения углерода шихты, величина которого зависит преж-
де всего от расхода топлива на спекание. В частности, при спекании магнети-
товых, мартитовых и гематитовых руд и концентратов СОг/СО=3,54-4,5, если
спекается агломерат нормального качества (12—18% FeO). Для агломерации
сидеритовых, бурожелезняковых, шамозитовых и тюрингитовых руд необхо-
дим повышенный расход топлива, что снижает отношение СО2/СО до 2,5—
3,5. При производстве металлизованного агломерата СО2/СО=2,0 4-2,5.
Приведенные сведения относятся к обычным условиям агломерации. При
отклонении от них следует вводить поправки. В частности, при прочих равных
условиях в результате повышенного вакуума, чрезмерно тонкого топлива, зна-
чительной высоты спекаемого слоя СОг/СО уменьшается.
По данным В. Г. Котова:
СО/СО2 = 3,7-10—4 (vdM/v)0'7 (z/dM)2J (dM/dK)°’В 9>
где v — условная скорость просасывания воздуха; и dK — средний размер
частиц спекаемого материала и коксовой мелочи; v— кинематическая вязкость
отходящих газов; z — толщина зоны горения твердого топлива.
В расчетных примерах № 1 и 2 принимаем величину отношения (СО2: СО>
равной соответственно 3 и 4.
Тогда теплота горения углерода составит:
Пример № 1: 0,75-33730+0,25.10149 = 27834 кДж/кгС,
= 27834-0,8252Z = 22968,6z кДж/100 кг агломерата.
Пример № 2: 0,80-33798 + 0,20-10217 = 29082 кгС,
= 29082-0,7942 Z = 23096,9 z кДж/100 кг агломерата.
б. Теплота зажигания и дополнительного обогрева спекаемого слоя (q&o**
*7 доп. об) •
Установка удлиненных газовых горнов, с помощью которых осуществля-.
ется не только зажигание, но и дополнительный обогрев спекаемого слоя, счи-
тается обязательной при проектировании новых агломерационных лент. Соб-
89
ственно для зажигания требуется ^20940 кДж/100 кг агл. Фактический рас-
ход тепла на зажигание и дополнительный обогрев в среднем1 по аглофабри-
кам МЧМ СССР ~25960 кДж/100 кг агл. На передовых аглофабриках
<7эа«+<7доп.об достигает, кДж/100 кг агломерата: НКГОК —29290, НЛМЗ —
32240, Череповецкий завод — 32660, ЮГОК — 38100, ММК — 39780,
КарМК — 41870, НПО «Тулачермет» — 50240. По данным Ф. Каппеля, Ж. Ми-
шара, Дж. Астье и Дж. Жиро, <7заж+<7доп.об на аглофабриках Эльзаса и Ло-
тарингии при спекании бурых железняков и сидеритов составляет 25120—
29310 кДж/100 кг агломерата и до 43130 кДж/100 кг агломерата в ФРГ и
Японии. В проектных расчетах рекомендуется принимать 7заж4-7доп.об=
—33500-^41900 кДж/100 кг агломерата. В примерах № 1 и 2 значения ^заж4-
+7доп.об составляют 33500 кДж/100 кг агломерата.
в. Теплота шихты
Удельная теплоемкость аглошихт колеблется в довольно узких преде-
лах— от 0,9 до 1,0 кДж/(кг-К) (большие цифры относятся к шихтам с по-
вышенным содержанием коксовой мелочи). С учетом массы возврата (соот-
ветственно 42 и 50 возврата/100 кг агломерата) имеем, кДж/100 кг агло-
мерата:
1 = Ь60(Х + Y + Z + 42) = 60Х + 60У + 60Z + 2520;
?ш. № 2 = 9,9 - 60 (X + У + Z + 50) = 54Х + 54У + 54Z + 2700.
г. Теплота горения органической серы и сульфидов (qs)
Горение идет по реакциям
$орг + Ог = SOa + 9278 кДж/кг5;
4FeS2 + 11О2 = 2Fe2O3 + 8SO2 + 7014 кДж/кг FeS2;
4FeS + 7O2 = 2Fe2O3 + 4SO2 + 6906 кДж/кг FeS;
SO2 + 0,5 O2 — SO3 + 3092 кДж/кг S.
Степень выгорания серы составляет 95%. От 20 до 40% SO2 догорает за-
тем до SO3. Теплота горения составит, кДж/100 кг агломерата:
qs №1 =0,003-0,95-9278 Z + 0 ,002-0,95-69067 +0,0008 X
X 0,95-7014 Z +(0,003 + 0,364-0,002+ 0,533-0,0008)0,95-0,3 X
X3092 Z = 48,419 Z;
<7S № 2 = ° >°133-9278 Z-0,98 + 0,0036-0,98-6906 Z + 0,0049 X
X0,95-7014Z + (0,0133+0,364-0,0036+0,533-0,0049) 0,98Х
X 0,3-3092 Z= 194,610Z.
д. Теплота минералообразования
При образовании известковистого оливина, двухкальциевого силиката и
ферритов кальция выделяется тепло, что должно учитываться в приходной
части баланса. Расчет позволяет оценить эту величину равной 14644—
16736 кДж/100 кг агломерата. При спекании бурых железняков Эльзаса и
Лотарингии Ж. Мишар определил ее равной 23028 кДж/100 кг агломерата, но
эта цифра представляется преувеличенной. При расчетах целесообразно за-
даваться qM в пределах 16749—20920 кДж/100 кг агломерата.
В расчетных вариантах принимаем: qM №1 =20000 и qu №2=
= 18000 кДж/100 кг агломерата.
90
е. Теплота окисления FeO до Fe^Oz
Окисление имеет место в тех случаях, когда масса FeO в шихте больше
массы FeO в агломерате. В расчетных примерах это характерно только для
шихты № 2:
7окисл = 13226 (0,01 -21,46 X — 15)/9 = 434,589 X —30376,666,
где 18226 — теплота окисления вюстита по реакции 4FeO+O2=
= 2Ре20з, кДж/кг О; 15 — заданная масса FeO в агломерате, кг/100 кг агло-
мерата; (0,01-21,46X—15)/9 — количество кислорода, кг, необходимое для
окисления вюстита.
ж. Теплота всасываемого в слой воздуха, кДж! 100 кг агломерата
:« #воэд — свозд ^возд ^возд >
где Свозд — теплоемкость воздуха при цеховой температуре составляет
1,296 кДж/(м3-К); Увозд— количество просасываемого через слой воздуха,
м3/100 кг агломерата, определяемое расходом топлива и коэффициентом из-
бытка воздуха (а= 1,2-s-1,5).
Ниже приводится расчет расхода воздуха на спекание:
Условия процесса
(СО2: СО) отх
Реакции горения угле-
рода шихты
Шихта № 1
3
0,75Сш + 0,75О2 =
= 0,75СО2
0,25Сш + 0,125Оа =
= 0,25СО
Шихта № 2
4
0,8Сш + 0,80а=0,8СОа
0,2Сш + 0,Юа = 0,2СО
Требуется кислорода, кг,
для окисления Сш до:
СО...................
СО2..................
Всего требуется кисло-
рода, кг...............
(16/12)0,25СШ = О.ЗЗЗСщ (16/12)0,2СШ = 0,267Сш
(32/12)0,75СШ = 2СШ (32/12)0,8Сш = 2,1ЗЗСШ
2.333С
2,4Сш
ш
Часть необходимого кислорода выделяется из аглошихты № 1 в процес-
се восстановления железа. В случае аглошихты № 2 требуются дополнитель-
ные количества кислорода на окисление магнетита шихты. Во всех случаях
необходимо также учесть потребность в кислороде на окисление пирита
(FeS2), пирротина (троилита, FeS) и органической серы (табл. 12). Необхо-
димые расчеты были проведены при составлении материального баланса аг-
ломерации.
Потребность в кислороде воздуха, кг О2/Ю0 кг агломерата:
шихта № 1
2,333 Сш — 1,5769 +0 ,0078 X + 0,0052 Z;
шихта № 2
2,4 Сш — 1,6667 + 0,0238 X + 0,0207 Z.
Требуется кислорода воздуха с учетом коэффициента избытка воздуха
а№ 1 = и а№ 2 = 1,5, кг О2/Ю0 кг агломерата:
шихта № 1
2,7996 Сш — 1,8923 + 0,0094 X + 0,0062 Z;
шихта № 2
3,6 Сш — 2,5000 4- 6,0357 X + 0,0310 Z.
Переход от веса кислорода воздуха к его объему
Vq2 — (22,4/32)POjj =0,7pOi, м3/100 кг агломерата.
91
Таблица 12
РАСЧЕТ ПОТРЕБНОСТИ РУДНОЙ ЧАСТИ ШИХТЫ В КИСЛОРОДЕ
ИЛИ ЕГО КОЛИЧЕСТВА, ВЫДЕЛЯЕМОГО ШИХТОЙ
Статья баланса кислорода
Результаты расчета
Выделяется шихтой № 1 при терми-
ческой диссоциации и восстановле-
нии оксидов железа; требуется кис-
лорода для окисления магнетита ших-
ты № 2
Требуется кислорода на окисление
Sopr на 30% в SO3 и на 70% в SO2
по реакции
20 Sopr + 23Оа = 14 SO2 + 6 SO3
Требуется кислорода на окисление
FeS и FeSj до Fe2O3 и 5О2:5Оз=
=7 :3 по реакциям
10 FeS +19 Оа = 5 FeaOs + 7 SOa +
+ 3 SOs; 20 FeSa + 61 Oa = 10 FeaOs+
+ 28SOa + 12SOs
(17—0,0702 X — 0,039-8)/9;
(15—0,2146 X)/9
0,0033 Z и 0,01452
0,00192; 0,0062 2
Всего выделяется кислорода ших-
той № 1
Всего потребляется кислорода руд-
ной частью шихты № 2
1,5769—0,0078 X — 0,0052 2
1,6667—0,0238 X — 0,0207 2
1) 1,9597 Сш — 1,3246 + 0,0066 X + 0,0043 2;
2) 2,5200 Сш — 1,7500 + 0,0250 X + 0,02172 2.
Аналогично для азота, объем которого в 3,7619 раза больше:
1) 7,3722СШ — 4,9830 + 0,0248X4-0,0162 2 м3;
2) 9,4800 Сш — 6,5833 + 0.0940Х + 0.08162.
Полный объем сухого воздуха:
1) 9,3319СШ— 6,3076 +0,0314Х +0,0205 2;
2) 12СШ —8,3333 + 0,1190Х + 0,10332.
Объем водяных паров воздуха (1%):
1) 0,0933Сш—0,0631 + 0,0003Х +0,0002 2;
2) 0,12Сш —0,0833 + 0,0012Х+0,00102.
Полный объем влажного воздуха:
1) 9,4252 Сш — 6,3707 + 0,0317 X + 0,0207 2;
2) 12,12СШ — 8,4166 + 0.1202Х + 0,1043 2.
Теплота воздуха <7возд, кДж/100 кг агломерата, всасываемого в спекаемый
слой при 25° С:
1) 1,296 • 25 (9,4252 Сш — 6,3707 + 0.0317Х + 0,0207 2) =
= 1,296 • 25 (9,4252 • 0,8252 2 — 6,3707 + 0,0317 X + 0,0207 2) =
= 1,0271 X + 252,6674 2 — 206,4107;
92
ПРОДУКТЫ ГОРЕНИЯ ГАЗОВОП смеси в горнах
Участвуют в горении
смесь коксового и доменного газов воздух
составляющие содержание, % количество. м3 о„ м« N,. м»
со, 9,7 0,431
со 20,4 0,906 0,453
сн4 8,0 0,355 0,710
н, 16,1 0,711 0,355 1.518Х Х3,762 = = 5,711
N, 42,0 1,868
Н,0 3,8 0,169
. S 100,0 4,440 1,518 5,711
Таблица 13
Образуется продуктов горения, м3
всего, м3 СО, Н,0 N, всего
1,518+ +5,711 0,431 0,906 0,355 ** 0,710 0,711 0,169 1 5,711 м3 (из воздуха) 1,868 ✓
7,229 1,692 1,590 7,579 10,861
2) 1,296-25(12,12 Сш — 8,4166 + 0,1202X + 0,1043 Z) =
= 1,296-25 (12.12-0,7942Z)—8,4166 + 0,1202 X + 0,1043 Z =
= 3,8945 Х +315,2521 Z —272,6978.
з. Энтальпия отходящих газов (qOrx.v)
Расчет этой статьи баланса начнем с определения количества отходящих
газов агломерационной установки.
Зажигательный горн агломерационной машины отапливается смесью кок-
сового (4% СО2, 6% СО, 26% СН«, 50% Н2. 8% N2, 6% Н2О) и доменного
(12% СО2, 27% СО, 3% Н2, 55% N2, 3% Н2О) газов, взятых в отношении
0,28:0,72. Теплота сгорания газовой смеси (9,7% СО2, 20,4% СО, 8% СН4,
16,1% Н2, 42% N2, 3,8% Н2О) достигает 7536 кДж/м3 газовой смеси. Так как
на 100 кг агломерата при зажигании и дополнительном обогреве спекаемого
слоя по условию необходимо 33500 кДж, расход газовой смеси при а=1 со-
ставит 33500 : 7536=4,44 м3/100 кг агломерата (табл. 13).
В ходе агломерации из коксовой мелочи выделяются летучие вещества в
следующих количествах, м3/100 кг агломерата:
1) Улет = 0,0249Z-22,4/2 = 0,2789Z;
2) Улет = 0,0410Z-22,4/2 = 0,4592Z.
Условно принимаем, что летучие вещества (горением которых пренебрегаем)
состоят из Н2. Возможен и точный учет состава летучих (см. раздел «Метал-
лургические свойства кокса»).
Далее следует рассчитать объем продуктов горения твердого топлива и
серы шихты. Количество азота, переходящего в продукты горения, было под-
считано ранее (СШ|== 0,8252 Z; Сш2 — 0,7942 Z);
I) 7,3722 Сга — 4,9830 + 0,0248X + 0,0162 Z = 0,0248X +
+ 6,0997 Z —4,9830.
2) 9,48СШ — 6,5833+0,0940X+0,0816Z=0,0940 Х +7,61O6Z—6,5833.
Количество водяных паров воздуха, м3/100 кг агломерата, с учетом гиг*
роскопической влаги (10 кг/100 кг агломерата) и гидратной воды шихты (см,
расчет количества воздуха):
22 4 22 4
1) (0,0933Сш—0,0631+0,003X+0,0002Z) +10 —7- +0,0905 -7-Х =
18 18
= 0,1129X+0,0772 Z + 12,3813;
2) (0,12 Сш — 0,0833+0,0012 Х+0,0010 Z)+10
22,4
„ 22,4
+ 0,0237.6—-
18
= 0,0012 X + 0,0963 Z + 12,5381.
Количество избыточного кислорода, м3/100 кг агломерата, в отходящих
газах составляет 1/6 часть от общего объема кислорода воздуха при а=1,2
для шихты № 1 (1,2: 0,2=6) и 1/3 часть при а=1,5 для шихты № 2 (1,5:
: 0,5=3):
1) (1,9597 Сш — 1,3246 + 0,0066X + 0 ,0043 Z):6 = 0,0011 X +
+ 0,2702Z —0,2208;
2) (2,52СШ —1,75 + 0,025Х+0,0217Z):3 = 0,0083Х +
+ 0.6744Z — 0,5833.
Количество SO2 и SO3, образующееся по реакциям
20Sopr + 23Оа = 14SO3+6SO3; 10 FeS + 19Оа = 5FeaO3+7 SOa+3 SQjj.
20FeSa + 61 Oa= 10FeaO3 + 28SOa+ 12SO3,
94
а также S03 сульфатов, м3/100 кг агломерата:
1) 0,0030 Z-0,95-22,4/32 + 0,002 Z-0,95-22,4/88 + 0,0008 Z-0,95X
X 22,4-40/(20-120) + 0,0014-0,6Х-22,4/80 + 0,002-0,6 У-22,4/80 +
+ 0,0023 • 0,6 Z • 22,4 /80 = 0,0002 X + 0,0003 Y + 0,0032 Z + 0,0008;
2) 0,0133 Z-0,95-22,4/32 +0,0036Z-0,95-22,4/88 + 0,0049Z-O,95X
Х22,4-40/(20-120) + О,ССС5.0,6 X-22,4/80 + 0,0047-0,6 Z-22,4/80 +
+ 0,0002-0,6-6-22,4/80 = 0,0001 X + 0,0001 Y + 0,0122 Z + 0,0002.
По реакции 0,8 Сш + 0,8 О2=0,8 С02 при горении 0,8 Сш кг углерода обра-
зуется (1,493 Сш) м3СО2 (шихта №2). По реакции 0,75 Сш+0,75 О2=0,75 СО2
при горении (0,75 Сш) кг углерода образуется (1,4Сш) м3 СО2 (шихта № 1).
Следовательно, количество углекислого газа, м3/100 кг агломерата, образую-
щегося при горении твердого топлива и при разложении карбонатов шихты:
1) 1,4 Сш + 0,0621 X 22,4/44 + 0,4276 У • 22,4/44 — 0,0316 X +
+ 0,21777+1 ,!553Z;
2) 1,493 Сш + 0,4396 7-22,4/44 + 0,0237 -6-22,4/44 =
= 0 ,2238 7 + 1,1857 Z +0,0724.
Учтем объем оксида углерода, образующегося при горении углерода ших-
ты. По реакции 0,2 Сш+0,1 О2—0,2 СО при сгорании 0,2 Сш образуется
(0,373 Сш) м3 СО (шихта № 2). По реакции 0,25 Сш4-0,125 О2=0,25 СО при
сгорании 0,25 Сш образуется (0,467 Сш) м3СО (шихта № 1). Следовательно,
образуется, м3/100 кг агломерата:
1) 0,3854 Z;
2) 0,2962 Z.
Общий объем газов, м3/100 кг агломерата, отсасываемых из спекаемого
слоя:
1) 0,1706X + 0,2180 7 + 8,2699Z + 18,0393;
2) 0,Ю36Х +0,2239 7+ 10,3346 Z+ 16,3051.
По экспериментальным данным, величина вредных прососов достигает на
ленточных агломашинах 40—60%. Примем в расчетах эту величину равной
50%. Тогда вычисленный объем газов, м3/100 кг агломерата, необходимо
удвоить:
1) 0,3412 X + 0,436 7 + 16,5398 Z + 36,0786;
2) 0,2072 Х +0,4478 7+ 20,6692 Z + 32,6102.
Температура отходящих газов аглоленты перед эксгаустером обычно состав-
ляет 90—130°С. Примем /отх.г—130°С, Сотх.г=1,35 кДж/(м3-К).
Тогда qo гх г, кДж/100 кг агломерата:
1) 130-1,35 70тх.г = 59,8806 X + 76,518 7 + 2902,7349 Z + 6331,7943;
2) 130’1 ,35 7ОТХ.Г = 36,3636 X + 78,5889 7 + 3627,4446 Z +5723,0901.
и. Энтальпия пирога готового агломерата qarn
По результатам измерений теплоемкости пирога готового агломерата
<7агл« 0,9-*-0,93 кДж/(кг-К) при 600—700° С. Эти данные позволяют вычис-
лить энтальпию 1 т пирога, составляющую при 600 и 700° С соответственно
540 и 650 МДж/т. Необходимо учесть и массу возврата (42 кг и 50 кг/100 кг
годного агломерата):
_ О <7агл = 65000’1 ,42 = 92360 кДж/142 кг агломерата и возврата;
2) <7агл = 54000-1,50 = 81000 кДж/150 кг агломерата и возврата.
95
к. Теплота испарения гигроскопической влаги ^гигр
При переходе (Н2О)ж->(Н2О)Пар теплота испарения равна 2258,6 кДж/кг
Н2О при 100° С и 0,1 МПа. Влажность шихты составляет 10 кг/100 кг аг-
ломерата, в обоих случаях <7гигр== 10-2258,6=22586 кДж/100 кг агломерата.
л. Теплота разложения гидратов и испарения гидратной воды ?гвдр
С учетом реакции Fe2O3-H2O (гётит)->Ре2О3 (гематит) + (Н2О) пар Ж- Ми-
шар рекомендует пользоваться тепловым эффектом 75600 кДж/кмоль. Реко-
мендации базируются на экспериментальном определении этой величины Са-
батье и независимо от него Барсадом при 260—360° С. Величина 4184 кДж/кг
Н2О приведена к 25° С. Следовательно «/гидр, кДж/100 кг агломерата:
1) 4184-0,0905X = 378,652X;
2) 4184-0,0237-6 = 594,9648.
м. Теплота диссоциации карбонатов
?карб = 40,74 (СО2; х. СаСОз X + СО2; у. СаСОа Y + СО2. м. М) +
+ 23,06 (СО2. х. MgCo3 X + СО2. у. MgcOa Y + с°2; М; MgCQ, М) +
+ 18,13 (СО2; х. FeCO> Х+СО2; у. FeCOa У+СО2; м. FeCo3 М)
В этой формуле используются тепловые эффекты разложения карбона-
тов в пересчете на 1 кг диоксида углерода, выделяющегося в ходе этого про-
цесса. В формулу следует подставлять содержание СО2 в компонентах ших-
ты в процентах. При этом распределение СО2 между СаСОз, MgCO3 и FeCOj
принимается с учетом минералогического анализа компонента шихты:
1) ?карб = 6,21 X • 18,13 + 42,76 Y • 40,74 = 112,5873 X + 1742,0424 Y;
2) <7карб = 37,37У-40,74 + 6,597-23,06 + 5,61 -6-40,74 =
= 1674,4192 Y + 1371,3084.
При расчете шихты № 2 содержание СО2 в известняке (43,96%) разделе-
но в отношении 85 : 15 в соответствии с содержанием СаО и MgO в нем.
В некоторых случаях исходная аглошихта содержит сложные алюмосили-
каты (например, тюрингит, шамозит), теплоту диссоциации которых следует
учитывать. В расчетах в качестве пустой породы учитывают только кварц
(SiO2) и опал (SiO2-nH2O).
н. Теплота, расходуемая на диссоциацию оксидов ?ABcc
По реакции 2Fe2O3=4FeO + O2—18226 кДж/кг кислорода вычисляем за-
трату тепла для случая спекания шихты № 1 (при агломерации шихты № 2
идет, наоборот, частичное окисление железа, тепловой эффект которого был
учтен ранее при подсчете прихода тепла):
О <7дисс = 18226(17- 7,02Х/100 —3,90-8/100)/9 = 28740,579-
— 142,1628Х кДж/100 кг агломерата.
о. Тепловые потери qt.n
Величина тепловых потерь, определенная экспериментально на действу-
ющих аглолентах, колеблется от 209200 до 334720 кДж/т агломерата, что со-
ставляет 7—11% от общего расхода тепла на спекание. Принимаем вели-
чину тепловых потерь, кДж/100 кг агломерата: 1) 30000; 2) 25000.
Уравнения теплового баланса процесса агломерации:
1) 347,93Х + 1758,56047 — 20426,95157 + 124144,784 = 0;
2) — 456,1199Х+ 1699,00817 — 20033,31757 + 112724,7271 = Э .
96
Решение систем трех уравнений, составленных по материальному балан-
су спекания, балансу основности агломерата и тепловому балансу агломера-
ции, дает следующие корни, кг/100 кг агломерата:
1) 0.8544Х + 0.5712У + 0,1452Z = 93,8571;
114.244Х —52.388Г+ll,302Z = —7,2;
347.93Х + 1758.5604У — 20426,9515Z =— 124144,784;
Х = 90,2394
У = 26,8133
Z = 9,9229
2) 1,0235X 4- 0,5602У +0.1475Z = 96,1462;
14.644Х-49.22У 4- 10,956Z = 506,76;
— 456,1199Х 4- 1699,0081Y — 20033,3175Z +
4-112724,7271 =0
' Х = 84,4731
Г = 15,9624
Z = 5,0573
4. Проверка количества и основности агломерата на примере расчета
шихты № 1 (проверка на 100 кг агломерата), кг:
ГеаГл = 0,16957'90,2394 4* 26,8133-0,00574 + 9,9229-0,02006 +
+ 0,68834-8 = 48,2333;
Мпагл = 0,0124•90,2394 + 9,9229-0,00155•8•0,00387 = 1,1654;
(FeS»)arn = 9,9229-0,0008-0,05 = 0,0004;
(FeS)arn = 9,9229-0,002-0,05 = 0,0010;
($орг)агл = 9,9229-0,003-0,05 = 0,0015;
(SO3)ara = 0,4-90,2394-0,0014 + 0,4-26,8133-0,002 +
+ 9,9229-0,4-0,0023 + 8 0,4-0,0006 = 0,0829;
Рагл = 90,2394-0,00035 4 26,8133-0,00017 + 9,9229-0,00009 +
+ 8-0,00017 = 0,0469;
Fe(Fe0) = 0,778FeO = 0,778-17 = 13,226;
Fe(FeS) = 0,636FeS =0,636-0,0010 = 0,0006;
Fe.p.ex =0,467FeS =0,467-0,0004 = 0,0002;
(геэз/ Л
Fe(FeaOa) = Feawi — FeFeO — Fe(FeS) FeFe$a =
= 48,2333 — 13,226 — 0,0006 — 0,0002 = 35,0065;
Fe2®3(ara) = FeFe,Oa:® = 50,0092;
р2°5(агл) = 0.0469:0,437 = 0,1073;
МпОагл = Мпагл :0,775= 1,1654:0,7= 1,5037.
Результаты расчетов сведены в табл. 14.
5. Материальный и тепловой балансы спекания (табл. 15, 16).
К. п. д. углерода и к. п. д. тепла при агломерации шихты № 1:
к.п.Дс = (Qc-СО.СоУ^с-СО.)100 = (27834/33730) 100 = 82,52%;
к-"-4епла = (<?полезн/еобЩ) 100 = (22586,0 + 34169,3 +
+ 56869,7 +15911,9 + 92300,0) 100/294427,6 = 75,3%.
1 Теплота готового пирога агломерата включена в полезный расход тепла.
7 Е. Ф. Вегман 97
Таблица 14
CO
00
КОЛИЧЕСТВО И СОСТАВ АГЛОМЕРАТА № 1«
Компонент шихты Расход, кг FeO+Fe2O3+ +S+FeS+ +FeS,+SO3+ +р,о,+ -j-MnO, кг SiO, AlsOp Са2О MgO Всего, кг
100 кг агломе- рата % КГ % КГ % КГ % КГ
Рудная смесь 90,2394 — 9,49 8,5637 3,37 3,0411 1,01 0,9114 2,75 2,4816
Известняк 26,8133 — 1,18 0,3164 0,40 0,1072 52,00 13,9429 2,60 0,6971
Топливная смесь*1 . . . 9,9229 * 6,25 0,6202 3,18 0,3155 1,31 0,1300 0,59 0,0585
Окалина 8,000 — 0,85 0,0680 0,15 0,0120 0,40 0,0320 0,10 0,0008
Всего 68,7060 1 9,5683 1 3,4758 1 1 15,0163 3,2380 100,0044
Реальный расход топливной смеси с учетом ее неполного сгорания при агломерации (агломерат содержит обычно 0,3—0,35% С) соста-
вит 9,94-0,4=10,3 кг/100 кг агломерата.
15 0163 4- 3 2380
♦2 Проверка основности агломерата Ь= -------!--------1---- =1,39943. Ошибка равна 0,00057, т. е. 0,06% (отн.). Ошибка расчета по массе
9,5683 4- 3,4758
агломерата, определенной в таблице, составляет 0,0044 кг, или 0,005% (отн.).
МАТЕРИАЛЬНЫЙ БАЛАНС СПЕКАНИЯ ШИХТЫ № 1 (НА 100 кг АГЛОМЕРАТА)
Таблица 15
Статья расхода КГ
1. Рудная смесь 2. Известняк 3. Топливная смесь 4. Окалина 5. Гигроскопическая влага шихты 6. Газ в горны (плотность 1,074 кг/м3) .... 7. Влажный воздух в горны и в спекаемый слой (плотность 1,2879 кг/м3) 8. Возврат 90,2394 26,8133 9,9229 8,0000 10,0000 4,7695 104,4866 42,0000
Всего 295,9317
Агломерат
Возврат
Статья прихода
кг
Отходящие газы (без учета вредных прососов)
100,0000
154,0347
42,0000
Всего
296,0347
Невязка 0,103 кг, или 0,1% (отн.).
□
Таблица 16
ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС СПЕКАНИЯ ШИХТЫ № I (ПА 100 кг АГЛОМЕРАТА)
Приход тепла кДж о/ /о Расход тепла кДж %
1. Теплота горе- 1. Теплота испа-
ния твердого топ- лива 2. Теплота горения 227915,1 77,5 рения гигроскопи- ческой влаги . . 2. Теплота диссо- циации гидратов и 22586,0 7,7
480,5 0,2
серы и сульфидов испарения гидрат- 34169,3 11,6
3. Теплота зажи- ной воды .... 3. Теплота разло-
гания и дополни- тельного обогрева спекаемого слоя . 33500,0 Н.4 жения карбонатов 4. Теплота диссо- циации оксидов . 56869,7 15911,9 19,3 5,4
4. Теплота шихты 10138,0 3,4 5. Теплота отхо-
5. Теплота всасы- ваемого в слой воздуха .... дящих газов . . . 6. Теплота гото- 42590,7 14,6
2393,5 0,8 вого пирога агло- мерата 92300,0 31,3
6. Теплота мине- 7. Тепловые поте-
ралообразования . 20000,0 6,7 Р» 30000,0 10,2
Всего. 294427,1* 100,0% Всего . . 294427,6 100,0%
* Невязка 0.5 кДж, или 0,0001% (отн.).
Тепловой баланс зоны горения
твердого топлива
Метод предложен Е. Ф. Вегманом (1965 г.) для определения формы кри-
вой минимального расхода твердого топлива по высоте спекаемого слоя. Теп-
ловой баланс составляется для зоны горения твердого топлива толщиной
15—20 мм, перемещающейся с вертикальной скоростью 15—20 мм/мин. Так,
например, при высоте спекаемого слоя 400 мм, толщине зоны горения 20 мм и
вертикальной скорости спекания 20 мм/мин зона горения последовательно
займет 20 расчетных положений, для которых составляется 20 тепловых ба-
лансов. В принципе легко учесть также изменение вертикальной скорости
спекания в ходе процесса агломерации, некоторое расширение зоны горения к
концу процесса, усадку слоя и ряд других второстепенных факторов. Уравнение
зонального теплового баланса имеет следующий вид, кДж/100 кг агломерата:
Яс “Ь <7заж + ^доп.об *7$ “Ь “Ь Ям + Икрист + 9рег
^гидр + ^карб + ^дисс 4" ^отх.г + ^агл ^плавл ^т.п ’
где <7гИдр — теплота диссоциации части гидроксидов железа в зоне горения
твердого топлива. Как показали опыты Р. Берлингейма, Г. Битсианеса и
Т. Джозефа («Metallurgie and Petroleum Eng», 1956, v. 206, p. 853—861),
10—20% гидроксидов железа попадает в зону наивысших температур при спе-
кании гидрогематитовых руд Нью-Фаундленда. По данным Б. М. Боранбаевой,
А. М. Тодорова, Е. Ф. Вегмана, А. Н. Пырикова (Изв. вузов. Черная метал-
лургия, 1975, № 1, с. 21—23), не менее 40% гидратов гравитационно-магнит-
ного концентрата Лисаковского месторождения диссоциирует непосредственно
7*
99
в зоне горения твердого топлива. Задаваясь коэффициентом захвата гидратов
зоной горения (k от 0,1 до 0,4), следует учитывать также крупность шихты.
Подсчет ?гндр ведется по формуле для <7гидр; <7Карб — теплота диссоциации
части карбонатов в зоне горения. Подавляющая масса кальцита, арагонита,
мела диссоциирует непосредственно в зоне горения твердого топлива, так как
этот процесс начинается лишь приблизительно с 800° С. Значительная часть
сидерита (РеСОз), магнезита (MgCOa) также попадает в зону горения твер-
дого топлива. Не менее 60% родохрозита (МпСОз) разлагается в зоне горе-
ния. Подсчет <7каРб ведется по формуле для подсчета <7карб с вводом соответ-
ствующих коэффициентов захвата карбонатов зоной горения (^саСО3=^
^MgCQ). FeCO3, МпСОз =°.6); ?дисс —подсчитывается по формуле для ?днсе.
Распределение FeO по высоте пирога агломерата задается перед началом
расчета; <?отх г—температура отходящего из зоны горения газа, составляет
800—1000° С. Количество отходящих газов подсчитывается по методике, рас-
смотренной выше; дагл — энтальпия слоя готового агломерата, образующегося
на месте расплава в расчетном положении зоны горения твердого топлива;
вычисляется по температуре в зоне горения. Кривая изменения температуры
во времени по высоте спекаемого слоя задается перед началом расчета;
^ллавл — теплота плавления шихты в нижней части зоны горения, равная
приблизительно теплоте кристаллизации расплава в верхней части зоны го-
рения. Это равенство позволяет исключить обе величины <7nJiaBJ/ и <7крнст из
уравнения, что значительно упрощает расчеты; qTn—принимается величина
тепловых потерь 6—10% от общего прихода тепла при прохождении зоны
горения через верхнюю половину спекаемого слоя и 4—6% слоя для второй
половины спекания. Снижение относительной доли тепловых потерь по ходу
агломерации объясняется ростом регенерации тепла и увеличением общего
прихода тепла в зоне горения почти в два раза (к середине спекаемого слоя,
т. е. на расстоянии 150—200 мм от верха слоя, доля регенерированного тепла
в тепловом балансе зоны горения достигает 40—50% и затем стабилизируется
на этом уровне); qc —теплота горения углерода. Изменением величины от-
ношения СОг: СО в продуктах горения по ходу спекания следует задаться
перед началом расчета; <7заж —теплота зажигания (учитывается только в те-
чение первой минуты спекания, когда зона горения находится в крайнем верх-
нем положении); 9 доп .об—теплота дополнительного обогрева учитывается в
течение 2—3 мин после 1 мин спекания. Таким образом, число расчетных по-
ложений, в которых учитывается теплота горения газа над слоем^ зависит от
длины горнов и скорости движения паллет; qs — см. расчет qs\ q^—см. рас-
чет qM*t 7in —температура воспламенения твердого топлива зависит от
концентрации кислорода в газовой фазе (В. Г. Котов, В. А. Шурхал, 1973 г.).
Для кузнецкой коксовой мелочи <7воспл=934—161 lg (О2), для донецкой
коксовой мелочи (?воспл=975—1801g (О2), для донецкого антрацита дВоспл=
= 908—1931g (О2).
Как показали опыты Н. В. Панишева (1977 г.), температура воспламенения
достигается лишь на поверхности частиц шихты — внутри частиц она гораз-
до ниже. В связи с этим рекомендуется принимать в расчетах среднемассовую
температуру шихты на входе в зону горения, близкую к 500—600° С. Исхо-
дя из этого и рассчитывается дш; <7рег — готовый агломерат, передает свое
тепло воздуху, двигающемуся к зоне горения. Таким образом, легко вычис- ’
лить <7рег, зная темп снижения температуры агломерата в каждом элементар-
ном слое и энтальпию каждого слоя (температура в зоне горения была зада-
на перед расчетом). Угол наклона нисходящих ветвей термограмм определяет
темп охлаждения готового агломерата воздухом. Легко вычислить, сколько
100
тепла получает воздух от каждого элементарного слоя агломерата и от всех
слоев агломерата, лежащих в данный момент выше расчетного положения
зоны горения. Казалось бы, что с ростом толщины слоя количество регенери-
рованного тепла должно расти по линейной зависимости. В действительности
такой рост имеет место только при движении зоны горения в верхней части
спекаемого слоя высотой не более 200 мм. В дальнейшем уровень регенера-
Рис. 3. Расчетное оптимальное (/) и фактическое (//) распределение твердого топлива
по высоте спекаемого слоя:
а — при однослойном спекании без сегрегации твердого топлива по высоте слоя (ДОЛС—
нехватка тепла, которую необходимо компенсировать сжиганием дополнительного коли-
чества газа над спекаемым слоем; ДООВ — избыток тепла, т. е. возможность экономии
твердого топлива); б — при двухслойном спекании; в—при однослойном спекании с
учетом сегрегации твердого топлива по высоте спекаемого слоя; г — при двухзонном
спекании; плюс и минус — зоны с избытком и недостатком твердого топлива
ции тепла стабилизируется, так как чем ниже в спекаемом слое располагает-
ся элементарный слой агломерата, тем меньше тепла он отдает воздуху
(меньше время теплопередачи и разность температур агломерата и воздуха),
и так как подключению к теплопередаче очередного слоя агломерата снизу
соответствует выход из теплообмена одного из верхних слоев агломерата.
Подробнее об этом см. в статьях Е. Ф. Вегмана («Trans Indian Inst. Metals»,
June, 1973, № 6, p. 61—65; Сталь, 1977, № 12, c. 1065—1068).
Решение 20 уравнений теплового баланса дает возможность получить
кривую теоретически минимального расхода твердого топлива при агломера-
ции данной шихты слоем заданной высоты (рис. 3). Сравнение ее с реальной
кривой распределения углерода по высоте спекаемого слоя позволяет выявить
резервы дальнейшего сокращения расхода коксовой мелочи. Для этого могут
быть использованы технология двухслойного спекания и конструкция вибра-
ционных питателей ленты, обеспечивающие усиление сегрегации углерода по
высоте спекаемого слоя.
Расчет шихты
при производстве окатышей
Расчету шихты предшествует составление таблицы полных химических
анализов концентратов, известняка, извести, бентонита и других добавок.
Далее определяется потеря массы каждого компонента шихты при обжиге
(без учета окисления вещества окатышей в ходе высокотемпературного об-
жига), см. табл, на стр. 266. Уравнение материального баланса (на 100 кг
окатышей) составляется по методу И. Л. Малкина, Ф. М. Базанова. Предва-
рительно следует задаться содержанием FeO в готовых окатышах. Второе
уравнение составляется по заданной основности окатышей. Решение двух
уравнений с двумя неизвестными дает возможность определить расход кон-
101
центрата и флюса (расход бентонита и других добавок обычно задают перед
началом расчета). *
Расчет теоретически необходимого на обжиг окатышей расхода природ-
ного газа, м3/т, можно вести по методу Г. М. Майзеля, В. М. Абзалова,
А. П. Буткарева, Я. Л. Белоцерковского, В. А. Тверитина (Сталь, 1978, № 7,
с. 585—587) j
у — СР ?тп ~~Ь fiaii ~~Ь Уг ~~Н 9карб (СаО) 9дисс (FeO)j —
^окисл СР ^ух ^ух fp Ур ср Ур *с
IXQ^ fe
где V, 4Х, V" — объемы природного газа, уходящих от машины дымо-
вых газов, рециркулируемого воздуха (на горение газа), рециркулируемых в
зону сушки дымовых газов, м7/т окатышей; Fp, cJJx, ср—средние тепло-
емкости соответственно окатышей, уходящих от машины дымовых газов, ре-
циркулируемого воздуха и рециркулируемых в зону сушки дымовых газов
кДж/м3-°C) ; tm, /ух, /г, /с — температуры обожженных окатышей соответст-
венно на выходе из зоны обжига, уходящих от машины дымовых газов, ре-
циркулируемого воздуха, рециркулируемых в зону сушки дымовых газов, °C;
<?и, 9г, 9карб, 9дисс, 9окисл — удельные теплоты соответственно испарения гиг-
роскопической воды (на 1 кг Н2О), разложения гидратов (на 1 кг гидратной
воды), разложения карбонатов (на 1 кг СаО известняка), диссоциации ге-
матита и окисления магнетита в ходе обжига. Учитывается тепловой эффект
окисления всей массы (FeO)B шихты, за вычетом теплоты диссоциации части
гематита в зоне наивысших температур обжига (РеОд — количество диссо-
циированного гематита в пересчете на количество образовавшейся закиси же-
леза); 9дисс и 9окисл пересчитаны на 1 кг FeO; <?вл, Gr — массы гигроскопи-
ческой и гидратной воды в сырых окатышах; р,— пирометрический коэффи-
циент (~0,85), учитывающий потери тепла в горне и через кладку горна об-
жиговой машины; —низшая теплота сгорания природного газа, кДж/м3;
fe=feife2— выход годных окатышей, учитывающий выход обожженных окаты-
шей из сырых (fej) и годных из обожженных (fe2). Рассмотренная формула
не учитывает теплоты сгорания сульфидов, по эту величину легко вычислить
и добавить в числитель дроби со знаком «минус».
Тепловой баланс агломерации бурых железняков Эльзаса
и Лотарингии (по Ж. Астье и Ж. Жиро, 1955 г.)
Приход тепла* МДж/т агломе- рата О/ /о Расход тепла* МДж/т агломе- рата %
Теплота коксовой Теплота ния . . горения мелочи зажига- • • • 2679,7 251,2 91,5 8,5 Теплота готового агломера- та Теплота диссоциации кар- бонатов Теплота испарения воды и разложения гидратов . . . Теплота отходящих газов . Тепловые потери 649,0 418,7 22,1 14,:
Вс его. . 2930,9 100,0 649,0 963,0 251,2 22,1 33,( 8.Е ) •
Всего 2930,9 100,0
102
Структура теплового баланса
спекания офлюсованного агломерата
на аглоленте
(по Б. Вайландту и Ф. Крузе, 1961 г.)» % (от общего расхода тепла):
Приход тепла
1. Горение углерода в СО2.......................... 77,07
2. Горение углерода в СО............................ 3,82
3. Теплота зажигания................................ 6,50
4. Теплота шихты.....................'............... 3,92
5. Теплота образования силикатов ................... 6,74
6. Горение серы................................... 1,43
7. Теплота окисления магнетита...................... 0,52
Всего.............................100,00
Расход тепла
1. Теплота годного агломерата...................... 16,78
2. Теплота возврата................................. 3,80
3. Теплота отходящих газов..........................46,66
4. Теплота пыли..................................... 0,01
5. Диссоциация карбонатов.......................... 10,07
6. Разложение гидратов.............................. 0,53
7. Испарение воды.................................. 18,18
8. Потери тепла с охлаждающей водой................. 0,66
9. Потери тепла при нагреве колосников паллет ... 1,45
10. Потери тепла в зажигательном горне............. 0,11
11. Потери тепла от выбивания пламени из-под кромок
зажигательного горна................................ 0,08
12. Потери тепла при нагреве бортов паллет.......... 0,40
13. Потери тепла при излучении поверхности пирога
агломерата......................................... 0,21
14. Прочие тепловые потери.......................... 1,06
Всего................................100,00
Материальный баланс агломерации
Диаграммы состояния,
используемые при расшифровке микроструктуры
офлюсованных агломератов
Минералогический состав
и текстура агломерата
При агломерации офлюсованных шихт с нормальным расходом топлива
основной оксидной фазой в агломерате является магнетит, кристаллы кото-
рого скреплены силикатным стеклом и кристаллической связкой. По Е. Ф. Вег-
ману (1957 г.), при спекании руд с чисто кварцевой пустой породой кристал-
лическая связка в неофлюсованном агломерате состоит из фаялита (FeaSiCU);
в слабоофлюсованном агломерате (CaO:SiO2 до 1,0)—из Са-оливина
(CaxFe2-xSiO4); в агломерате, основностью >1,0 — из Са-оливина и фер-
ритов кальция (CaO-2Fe2O3, CaO-Fe2O3, 2CaO*Fe2O3); в железофлюсе — из
103
Мелкий агломерат
„ а 63
Коксовая
мелочь
Вода
62
из доменного цеха
| Он л ад руды
Возврат 592
Агломерационная
шихта
2510
Спекание, 700mz
1389
| Смешивание, о комкование
Зажигание,
коксовый газ
6,5(13тыс.м3/ч)
Воздух для
горения газа
35,9(27,втысм3/ч)
29900 кВт
20, 1кВт- ч/т агломерата I §
20 мПа Вакуум I
Ча
Ча
ад
Агломерат 2352 / Вредные
подсосы . _
__________________воздуха 102 \Пь/льв,5
\J4t69 тыс. м3/мин)
Дробление, грохочение
Постель
200
Агломерат
2075
Горячий возврат 277
9290кВт
Охлаждение вооме
Давление
~ЗкПа
2,9 квт-ч/г
Дробление, грохочение
Холодный Возврат
Готовый
агломерат
1960
915
Грохочение
Агломерат
1590
-Производительность
фабрики 35000 г/сут
Мелкий агломерат
из доменного цеха 196
Доменные печи
Рис. 4. Материальный баланс одной из агломерационных фабрик ФРГ
(по Ф. Каппелю и Г. Вендеборну, 1973 г.)
104
FeO, % (no массе)
Fe, SiOh,% (.no массе)
Рис. б. Диаграммы состояния систем CaO—S1O3— FeO и Ca2SiO4—Fe2SiO4
(по Н. Боуэну, Дж. Шереру и Е. Позняку, 1933 г.; по А. Аллену и Б. Сноу,
1955 г.)
105
SiOi
Fe2Oj, % та массе)
Рис. 6. Диаграмма состояния системы CaO—SlOr~FejOs (по А. Муэну, 1959 г.).
На диаграмму нанесена линия расплавов равной основности (CaO: SiO2=»l,2<
характерная для офлюсованных агломератов
Минор алогический состав
агломерата, % (по массе)
Основность агломерата
Са0‘- Si02 от 0 до 2,07
ipeppumoff кальция
СлО
3i02
Область устойчивости Са-'.оли
Область устойчивости силикат*
кальция СаО
___ ___—-—0,5 “
Область устойчивости L.CaO 1 !
U,V" 5102
Юр
£0
20
Рис. 7. Минералогический состав агломератов различной основности из криворожских
гематитовых руд (по Е. Ф. Вегману, 1956 г.):
1 — гематит; 2—магнетит и вюстит; 3 — Са-оливин; 4—силикаты кальция; 5 — ферриты
кальция
106
ферритов кальция. Силикаты кальция (CaO*SiO2, 2CaO*SiO2) появляются в
массе стекла и кристаллической силикатной связки с основности CaO : SiO2>
>0,5. При спекании руд и концентратов с глиноземистой пустой породой си-
ликаты кальция появляются в структуре агломерата при более высокой его
основности CaO/SiO2 (>0,9 при 4,5% А120з в агломерате и >1,3 при 7—
10% А12О3). Наряду с этим в агломератах из руд с глиноземистой пустой
породой установлено присутствие алюмоферритов и алюмосиликатов. Трех-
кальциевый силикат наблюдается в заметных количествах лишь в агломера-
тах повышенной основности. С ростом основности агломерата количество
стекла в нем сначала несколько возрастает (максимум соответствует основ-
и 4 8 12 16 20
Периферия Центр Периферия
Диаметр блока, мм
Рис. 9. Результаты подсчета коли-
чества минералогических составля-
ющих в полосе шириной 1 мм, про-
ходящей через середину блока по
его диаметру. Аншлиф агломерата
из криворожских руд и концентра-
тов. Основность CaO : SiOa—1,1.
Структура блока концентрически-
зональная (содержание Са-оливи-
на и стекла возрастает к центру
блока, а магнетита — к периферии
блока; на периферии блока наблю-
даются остатки гематита). Подсчет
выполнен планиметрическим мето-
дом. Х210 (Е. Ф. Вегман, 1966 г.)
Рис. 8. Зарисовка одного из аншлифов офлю-
сованного агломерата из криворожских руд и
концентратов. В куске агломерата, состояще-
го из шести соприкасающихся блоков, каждый
блок имеет концентрически-зональное строе-
ние:
1 — периферийная зона из массы кристаллов
магнетита, скрепленных силикатным стеклом
и известковым оливином. Присутствуют так-
же вторичный гематит и остатки рудных ча-
стиц шихты; 2 — промежуточная зона, пред-
ставленная магнетитом и силикатной связкой,
количество которой постепенно возрастает к
центру блока; 3 — центральная зона, или си-
ликатное «озеро», в котором масса силикат-
ной связки значительно превышает массу ден-
дритов и изометрических кристаллов магнети-
та; наблюдаются также остатки коксовой ме-
лочи; 4 — крупная пора между блоками
(Е. Ф. Вегман, 1966 г.)
ности CaO : SiO2«0,7; в заводских агломератах обычно 40—60% стекла от
массы силикатной связки), а затем уменьшается, исчезая из структуры агло-
мерата при основности CaO : SiO2>3. Общая картина изменения минерало-
гического состава агломерата с ростом его основности показана на рис. 7.
Минералогический состав агломерата в сильной мере влияет на его ме-
таллургические свойства. В частности, прочность агломерата резко снижается
при наличии в его структуре остатков шихты, хрупкого стекла и двухкальцие-
вого силиката. Фаялит, Са-оливин, стекло, браунмиллерит (4СаО*А12Оз*
•Fe2O3) понижают восстановимость агломерата. (Подробнее о минералоги-
107
ческом составе агломератов см. Вегман Е. Ф. Теория и технология агломера-
ции. М., «Металлургия», 1974; Окускование руд и концентратов. М., «Метал-
лургия», 1976).
Кусок агломерата не представляет собой монолита. Он состоит из сгуст-
ков вещества — блоков, формирующихся вокруг горящих частиц твердого
топлива (Е. Ф. Вегман, 1966 г.). Каждый блок имеет концентрически зональ-
ную структуру (рис. 8, 9). Последовательность в расположении концентриче-
ских слоев меняется с ростом основности агломерата (рис. 10). Наивысшая
Ц8-&
Cao
JCaO-SiO
2CaO-FezO3
Fex О+C □. 0x * Fe 02-.x *Sc 02
ZFeO-SlO2 FeOx
FeO-Fe^O
Стекло
CaOx'FeO2.x -Si 0г
CaO-Fe2Oj
FeO-FezOs+CaOx
*FeO2_x *StO2
1J-2,0
2CaO-5iO+CaO-Fe2G3
X FeO-Fe2Oj+2CaO-SiOz
Fe 0-Fe2O j+Ca 0x -ГеО2у$1О2+
FexO+fCaO-SiO2 +2Ca(HiO2
2CaO-5iO.
Рис. 10. Изменение характера концентрической зональности блоков в агломератах с ро-
стом их основности СаО : S1O2 от 0,3 до 4,0:
1—4 — спекания криворожских руд с расходом углерода 3,6%; Г—4' — то же, 6,6%;
1,Г— количество силикатной связки увеличивается к центру блока; эвтектика магнети-
та — вюстит Са-оливин расположена в центральном силикатном «озере», а вторичный
гематит — на поверхности; 2,2' — скопление ферритов кальция и магнетита на поверх-
ности блоков; количество силикатной связки увеличивается к центру блока, где рас-
полагается центральное силикатное «озеро» с эвтектической микроструктурой; 3, 3' —
преобладание ферритов кальция на периферии блоков; магнетит наблюдается среди
силикатной связки в промежуточной зоне; в центральной зоне блоков отмечается эвтек-
тические структуры и скопления силикатов кальция; 4, 4' — постепенное уменьшение
» структурной неоднородности блоков (по В. А. Толстунову, 1976 г.)
прочность агломерата в холодном состоянии и при нагреве в восстановитель-
ной атмосфере соответствует величине блоков 18—20 мм, образующихся во-
круг частиц коксовой мелочи крупностью 1—2 мм (Вегман Е. Ф. — <Бюлл.
ин-та «Черметинформация», 1966, № 23, с. 38—39; «Сталь», 1969, № 10,
с. 873—877).
108
Минералогический состав
окатышей
В структуре агломерата хорошего качества не должно содержаться
остатков шихты. При агломерации вся масса шихты проходит через расплав-
ленное состояние. В процессе кристаллизации расплава образуются блоки и
их гроздья — куски агломерата. Коренное отличие структуры окатышей от
структуры агломерата как раз и заключается в том, что в ходе обжига окаты-
шей не более 10—15% их массы проходит через расплав. Как показывают ис-
следования, силикатная связка в окатышах основностью CaO: SiO2=0,5-i-1,0
распределена равномерно между зернами магнетита. В состав силикатной
связки входят железистое стекло, волластонит и псевдоволластонит. Рудные
минералы главной массы окатышей представлены магнетитом и продуктом его
окисления — гематитом. Присутствие последнего является одной из главных
причин разрушения окатышей при их нагреве в восстановительно I атмосфере.
Методы испытания механической прочности
агломерата и окатышей
1. Барабанные испытания агломерата, окатышей и железной
руды по ГОСТ 151367—69 и по методу П. Г. Рубина. По стандарту испыта-
ние проводится в барабане диаметром 1000 мм с длиной образующей 500 мм
(рис. 11), изготовленном из стального листа толщиной 5 мм. Загрузочный люк
барабана плотно закрывается крышкой на резиновой прокладке. Па внутрен-
ней образующей цилиндра привариваются под углом 180° две полки из сталь-
ного уголка 50X50X2 мм. Проба руды (крупностью 10—40 мм), агломерата
(5—40 мм) или окатышей (5—25 мм) массой 15 кг вращается в барабане в
течение 8 мин с частотой 25 об/мин. После этой операции содержимое бара-
бана рассеивают на фракции. Содержание фракции >5 мм в процентах яв-
ляется показателем прочности агломерата, окатышей, руды, а содержание
фракции С0,5 мм — показателем их истираемости.
По методу П. Г. Рубина 20 кг агломерата (крупностью 25—100 мм) за-
гружают в барабан диаметром 1000 и длиной 600 мм с тремя полками, рас-
положенными под углом 120°, и вращают в течение 4 мин с частотой
25 об/мин. Показателем прочности является выход фракции <5 мм. Он
меняется в заводских условиях в пределах от 18,5 до 27%*
2. Оптимальная крупность агломерата для печей малых и сред-
них размеров составляет 5—40 мм, для крупных доменных печей 15—40 мм.
Оптимальная крупность окатышей 9—15 мм.
Рис. 11. Барабан для определения механической прочности агломерата, окатышей и
железных руд:
/ — барабан; 2 — уголки на внутренней поверхности барабана; 3 — загрузочный люк
(крышка условно не показана); 4 — крышка люка; 5 — счетчик оборотов
109
Рис. 12. Схема установки для определения прочности железорудных материалов при
восстановлении:
/ — пробковый кран; 2 — фильтр-пылеуловптсль; 3 — цилиндрический вращающийся ба-
рабан диаметром 145 и длиной 500 мм; 4—нагревательная разъемная электропечь дли-
ной 1100 и внутренним диаметром 240 мм; 5 — электронагревательные элементы прямого
излучения; б — хромель-алюмслевая термопара (типа ТХЛ по ГОСТ 6616—74), располо-
женная па расстоянии 10 мм от поверхности барабана; 7 — терморегулятор РУ-5; 8— по-
тенциометр ПСР по ГОСТ 7161—78; 9 — регулятор напряжения РПТО-330-63; 10 — элект-
родвигатель; II— редуктор; 12— U-образный жидкостный манометр по ГОСТ 9933—75;
13 — оптико-акустический газоанализатор; 14 — пробковый крап; 15—ротаметр РМ; 16 —
устройство для очистки газа-восстановителя от кислорода и влаги (нагревательная печь,
стеклянный сосуд с раствором пирогаллола и осушителя с хлористым кальцием); 17 —
смеситель; 18— баллоны с оксидом углерода, азотом и двуоксидом углерода; 19 — иголь-
чатые вентили; 20 — редукторы типа ДВП-1-65 (для СО); А90 (для N2) и типа ДКП-1-65
(для СО2); 21 — вентили точной регулировки; 22 — пробковый кран для варианта работы
с газогенератором
Рис. 13. Схема установки для определения газопроницаемости и усадки при восстанов-
лении:
/—реакционная камера; 2 — шток с грузом и решеткой; 3— нагревательная печь; 4 —
термопары; 5 — нижняя решетка; б — регистратор усадки; 7 — регистратор температуры;
8 — регистратор перепада давления; 9 — потенциометр; /0—регулятор напряжения; 11—
терморегулятор; 12— вентиль точной регулировки расхода газа; 13 — ротаметр; 14 —
газоанализатор; 15 — устройство для очистки газа; 16, 19 — трехходовые краны; 17 —
сглаживающая емкость; 18— баллон с редуктором; 20 — газогенератор; 21 — проба (под
слой сырья и поверх него укладывают по одному слою керамических шаров)
110
3. Прочность окатышей на сжатие (испытываются последователь-
но не менее 30 окатышей) определяют под прессом, создающим усилие до
4,9 кН на окатыш.
4. Прочность руд, агломератов и окатышей при восстановлении оп-
ределяется по ГОСТ 19575—74 во вращающемся барабане при непрерывной
подаче газа-восстановителя и повышении температуры в электропечи по за-
данной программе (рис. 12). Установка состоит из цилиндрического барабана
(диаметром 145, длиной 500 мм) с толщиной стенок 5—7 мм, на внутренней
поверхности которого закреплены четыре полки высотой 20 мм. С помощью
электропривода барабан вращается с частотой 10 об/мин в течение 185 мин
(масса пробы 500 г, крупность кусков 10—15 мм) при подаче в его рабочее
пространство 15 л/мин газа-восстановителя (32—34% СО, 62—63% N2, 3—
5% СО2). В первые 40 мин температуру в рабочем пространстве электропечи
повышают со скоростью 15° С/мин до 600° С, в последующие 2 ч 20 мин ско-
рость нагрева до 800° С составляет 1,43° С/мин. В течение последних 5 мин
Рис 14. Зависимость перепада давлении
газа-восстановителя в слое (Др) от сте-
пени восстановления руд (р) различных
сортов при 1000° С под нагрузкой 78.4 кПа
газовой смесью СО, Н2, N2:
/—4 — гематит; 5—7 — магнетит; 1 — 64,85%
реобЩ’°’26% Fe0* 2-62,2% Feo6liv 2,84%
FeO; 3—66,1% Иеобщ, 0,52% FeO; 4 —
55,8% Геобщ. 0,91% FeO; 5-30,0% Рсобщ,
10,0% FeO; 5— 66,85% Реобщ, 29,2% FeO;
7-61,9% Feo6uv 25,8% FeO
барабан охлаждают газом-восстановителем при выключенной электропечи до
400—500° С. Показателями прочности при восстановлении является выход
фракции >10 мм после испытания; показателем разрушаемости — выход
фракции 0,5—5 мм; показателем истираемости — выход фракции <0,5 мм.
О прочности сырья при восстановлении можно судить и по изменению пе-
репада давления газа-восстановителя (Др) в слое (проба сырья 1800 г круп-
ностью 10—15 мм) на колосниковой решетке под дырчатым плунжером в уста-
новке, устройство которой показано на рис. 13. Реакционный цилиндр длиной
800 мм с внутренним диаметром 100 мм (толщина стенки 5—7 мм) изготав-
ливается из жаропрочной трубы (сталь марки Х25Т). Давление на плунжер
составляет 100 кПа. Газ-восстановитель содержит 32—34% СО, 1—3% СОг,
63—67% N2, до 1,5% Н2, до 0,1% О2, до 0,2% Н2О (расход 30 л/мин). Нагрев
пробы в электропечи в первые 40 мип до 600° С производится со скоростью
15° С/мин; в течение последующих 260 мин скорость нагрева до 1000° С со-
ставляет 1,54° С/мин при общей продолжительности опыта 300 мин. Как вид-
но ^из рис. 14, кривые изменения Др по ходу опыта для материалов с различ-
ной прочностью при восстановлении существенно различаются. На установке
может быть также получена кривая размягчаемости сырья в восстановитель-
ной атмосфере.
Ш
Размягчаемость
руд, агломератов и окатышей
в окислительных условиях
Определяется на установке (рис. 15), в которой проба сырья (крупно-
стью 1—2 мм) слоем 20—25 мм нагревается в цилиндре под плунжером (дав-
ление на пробу 0,2 МПа). Изменение высоты слоя фиксируется по шкале.
Скорость нагрева пробы составляет 5—10® С/мин. Температура начала раз-
мягчения офлюсованных агломератов колеблется в пределах от 1000 до
Рис. 15. Установка для определения размягчасмости руд. агломератов и окатышей в
окислительной атмосфере:
/ — нагревательная печь; 2 — силитовые стержни; 3 — реостат; 4 —термопара; 5 — галь-
ванометр; 6 — стакан; 7 — стальной полый цилиндр с глухим дном; 8 — проба; 9—плун-
жер; 10— шток плунжера; 11— указательная стрелка; 12 — шарнирная опора стрелки;
13 — шкала; 14 — груз
1150° С (низкие значения соответствуют агломератам с основностью 0,6—0,9;
максимальная температура размягчения характерна для агломератов с основ-
ностью 1,4—1,6). По исследованиям С. А. Гаврилко (1978 г.), температура
начала размягчения агломерата зависит от его основности и степени восста-
новления:
fH.p = 920,624 + 322,851В — 157,55В2 + 20,977В3;
/и.р = 1102,514 — 2,649® + 0,023®2,
где В= (CaO4-MgO)/SiO2; о — степень восстановления агломерата, %.
Восстановимость руд,
агломератов и окатышей
По ГОСТ 17212—74 восстановимость определяется при 800° С в течение
60 мин в 7оке 6 л/мин водорода. Перед пуском водорода в печь образец про-
каливается в течение 50 мин при 800° С в токе азота или аргона.
Устройство установки показано на рис. 16. Взвешивание образца (масса
материала 300 г крупностью 10—15 мм) следует осуществлять каждые 5 мин
опыта.
Восстановимость руд, агломератов и окатышей, по данным К- К- Шкоди-
яа, определяется поверхностью пор, доступных газу-восстановителю. Нското-
112
рос влияние оказывает и минералогический состав пробы, в особенности при-
сутствие трудновосстановимых фаз: фаялита, Са-оливинов, железистых сте-
кол и браунмиллерита. (Подробнее см. статьи К. К. Шкодина, опубликован-
ные в трудах Л ПИ, 1964, № 225, с. 33—102).
Рис. 16. Установка для определения восстановимости руд, агломератов и окатышей:
/ — весы типа ВЛТК’500 для непрерывного взвешивания образца руды; 2—потенцио-
метр: 3— термопара; 4—реакционная трубка (внутренний диаметр 60 мм); 5—электри-
ческая печь сопротивления (температура нагрева 800±10°С, длина изотермической зоны
равна 1,5 высоты испытуемой пробы); 6 — корзинка диаметром 52 и высотой 140 мм из
жаропрочной сетки с квадратными отверстиями (0,5—1 мм); 7 — трехходовой кран; 8 —
сосуды с поглотителями (хлористый кальций, аскарит); 9 — реометры типа РДС для из-
мерения расхода газов; 10 — поглотительный сосуд с хлористым кальцием; // — электро-
печь (600® С); /2 — реакционные трубки с медной стружкой; 13 — поглотительные сосуды
с ангидроном; 14—склянки Тищенко с серной кислотой; 15— игольчатый кран; 16 — бал-
лон с водородом; 17 — баллон с азотом или аргоном
Важнейшие зависимости,
используемые в технологических расчетах
1. Производительность агломерационной ленты, т/сут
Q = 14,4Fpu&,
Q = 14,4В//ги р£,
где F—площадь спекания лепты, м2; р — насыпная масса шихты, т/м3; v —
вертикальная скорость спекания, м/мин; k — выход годного агломерата из
шихты; Ул — скорость движения паллет аглоленты, м"/мин; В —ширина ма-
шины, м; Я —высота спекаемого слоя шихты.
2. Потери напора газа в слое сыпучего материала (Л. К. Рамзии, 1926 р.)
Др = ДЖГ1,
W = Vhp!AH,
где № — скорость фильтрации газа через спекаемый слой, м/с, или количество
воздуха на 1 м2 площади, м3/(м2-с); Н—высота спекаемого слоя, мм; Др —
потери напора газа в слое (вакуум под лентой), мм вод. ст.; Л, п — коэффи-
циенты, величина которых зависит от формы частиц и крупности аглошихты.
Величина этих коэффициентов была определена Р. Бааке в 1931 г. для слоев
влажного возврата различной крупности:
8 Е. Ф. Вегман
ИЗ
Фракция,
мм .... 3—5
1-3
0,5—1 0,3—0,5 0,1—0,3
Коэффици-
енты:
А . . . 0,30
п . . . 1,77
0,66 1,43
1,51 1,39
3,40 6,50
1,30 1,16
3. Минимальная скорость газа vmin, продуваемого снизу через слой ших-
ты, при которой происходит образование кипящего слоя с потерей режима
слоевого горения и регенерации тепла (Р. Морзе, 1941 г.; М. Лева, 1949 г.;
Г. Шенк, В. Венцель, Г. Бутцман, 1962 г.):
1,58 я0.58 0,53
ь ы » тв
umin = 1 ,682 (1 _с)01053 • ро, 47^0.053 -
где е — порозность слоя; d— диаметр частиц слоя, м; ртп — плотность частиц
твердого вещества, кг/м3; рг — плотность газа, кг/м3; ф — динамическая вяз-
кость газа, кг/(м*с).
4. Скорость перемещения тепловой волны в аглошьхтс (у, мм/мин) при
малых расходах топлива, когда общая скорость процесса определяется ско-
ростью теплопередачи под зоной горения (уравнение Н. М. Бабушкина и
В. Н. Тимофеева, 1962 г.):
Ср
v = k—— Wo,
ск.ш
где k — коэффициент пропорциональности; — теплоемкость газа, кДж/ (м3Х
ХК); Ск.ш — кажущаяся объемная теплоемкость аглошихты, т. е. количество
тепла, которое надо затратить для нагрева 1 м3 шихты на 1 К при одновре-
менной компенсации затрат тепла по всем происходящим в шихте эндотерми-
ческим процессам (испарение влаги, частичная диссоциация гидратов, карбо-
натов и т. п.) с учетом выделения тепла, экзотермических реакций (реакций
образования силикатов и ферритов), кДж/(м3*К); — скорость фильтрации
газов в спекаемом слое, м/мин.
5. Скорость горения частиц твердого топлива (q) в аглошихте (по
В. Г. Котову и В. А. Шурхалу, 1975 г.) определяет общую скорость агломе-
рационного процесса при спекании с нормальным и повышенным расходом
топлива, гС/(см2*с):
антрацитовый штыб
9а = 94,6
\°.б —18700/р Г
е
донецкий кокс
9д = 4,о(^Ге-23^;
кузнецкий кокс
qK = 8,9-10? (фТ’6 е-2440°/«г ,
где рО2 —парциальное давление кислорода в газовой фазе; Т— температу-
ра, К.
114
Влияние
различных технологических факторов
на показатели процессов окускования
железорудного сырья
Технологический фактор • Изменение произ- водительности конвейерных ма- шин, % (отн.) гнение рас- 1 коксовой )чи на сиека- % (отн.) Качество агломе- рата (окатышей)
Изм! ходг меле S X
Окомкование аглошихты 0,3% - •
ным водным раствором поли- акриламида +(7-11)
Окомкование аглошихты во-
дой, прошедшей магнитную обработку +(4-5) —
Увеличение доли концентрата в рудной части аглошихты на 1% -0,4 ——
Замена коксовой мелочи в аг-
лошихте антрацитовым шты- бом на 100% -(3-5) —
Прокатка 100% концентрата перед ©комкованием аглоших- ты +210 — —
Увеличение доли возврата в аг- лошихте от 0 до 25—30% . . +30 ——
Добавка 1% (по массе) обож- женной извести к аглошихте . +(3-5) — —*
Добавка ферритной смеси к аглошихте 4-7 — Улучшение рабанного казателя 30% ба- по- на
Подогрев аглошихты до 60— 80° С +(20—30) -(3- •5) ——
Нагрев аглошихты до 700— 800° С перед зажиганием . . . • +(20—30) —(30- —40) Улучшение рабанного казателя 10—20% ба- по- на
Двухслойное спекание . . . +(3-5) -(10- -15)
8*
115
Продолжение табл.
Технологический фактор Изменение произ- водительности конвейерных ма- шин, % (отн.) Изменение рас- хода коксовой мелочи на спе- кание, % (отн.) Качество агломе- рата (окатышей)
Термическая обработка агло- мерата (3 мии, 1100° С) . . . -(5-10) * Снижение со- держания фракции 5— 0 мм в скипо- вом агломерате на 20%
Увеличение вакуума от 9,8 до 15,7 кПа при агломерации тон- кого концентрата (<0,074 мм) +22 —
Увеличение концентрации кис- лорода в воздухе, всасываемом в спекаемый слой аглошихгы в пределах от 21 до 95%, на 1% +(1-2) — Снижение со- держания фракции б— 0 мм в скипо- вом агломера- те на 15—20%
Снижение барометрического давления на рабочей площадке в связи с увеличением высоты площадки над уровнем моря (на каждые 1000 м) . . . . —8
Теплоизоляция газоотводяще- го тракта агломерационной машины -(4-5) — В
Охлаждение отходящих газов аглоленты водой на каждые 10° С +(!,5-2,0) — •
Снижение количества вредных подсосов воздуха на 1% для шихты с гидравлическим со- противлением: низким +(0,5-0,6) •
.высоким +(0,2-0,3) — —-
Увеличение площади спекания аглоленты на 1% без замены эксгаустера +(0,3-0,6) —
116
Продолжение табл.
Технологический фактор Изменение произ- водительности конвейерных ма- шин, % (отн.) Изменение расхо- да коксовой ме- лочи на спекание, % (отн.) Качество агломе- рата (окатышей)
Увеличение высоты спекаемого слоя на каждые 10 мм для шихты с гидравлическим со- противлением: низким -(0,9-2,0) —
высоким -(5-6) — —*
Дополнительный обогрев спе- каемого слоя — —30 % (не более) Снижение со- держания фракции 5— 0 мм в скипо- вом агломера- те на 20—30%
Агломерация смеси руд (20%) и концентратов (80%) под из- быточным давлением ОД— 0,5 МПа +250—700 То же, на 5— 10%
Увеличение содержания коксо- вой мелочи в аглошихте до 22—25%; получение металли- зованного на 30—40% агломе- рата в вакуумном режиме* . 0,5 т/(ма«ч) —
Увеличение содержания коксо- вой мелочи в аглошихте до 13—15%; получение металли- зованного на 30—40% агломе- рата под избыточным давлени- ем 0,2 МПа * 1,8 т/(м2-ч)
Обжиг окатышей при 1200° С под избыточным давлением в сравнении с режимом обжига при атмосферном давлении, МПа: 0,2 +220 % 4,9 кН/окатыш
0,4 1 — 8,30 кН/окатыш
• Опыты на Череповецком металлургическом заводе.
117
118
Шихта агломерационных
фабрик СССР (1977 г.)
Аглофабрика Содержание, %
Fe в аглоруде Fe в концентрате золы в КОКСОВОЙ мелочи золы в антрацито- вом штыбе аглоруды концентрата
ММК: № 1 . . . . 55,5 64,7 « 11,8 667 339
№ 2 . . . . 55,5 64,7 12,8 — 468 475
№ 3 . . . . 55,5 64,7 12,6 1 463 464
№ 4 . . . . 55,5 64,7 13,3 — 415 437
Гороблагодат- ская .... 45,1 60,7 16,2 » 261 762
Высокогорская 54,9 61,3 12,7 — 218 658
Лебяжинская . 54,7 63,6 14,5 — 548 482
КМК:
Мувдыбаш- 54,8 59,0
ская .... 22,4 — 325 724
Абагурская: 47,1 61,3 Нет св.
№ 1 ... . — 170 816
№ 2 . . . 46,6 54,9 » » 235 887
ОХМК .... 58,7 64,1 Нет св. 442 379
Карагандин- ского метал- лургического комбината:
№ 1 ... . 49,8 65,4 16,3 - 742 195
№ 2 ... . 48,3 Нет св. 14,6 — 942 —
Расход компонентов аглошихты, кг/т агломерата
КОЛОШНИКОВОЙ ПЫЛИ окалины шламов отсева агломерата и других отходов марганцевой руды известняка доломита извести коксовой мелочи антрацитового штыба
5 23 145 14 24 79
64 8 — 34 " 1 121 14 19 70 1—
83 8 - 34 —- 120 14 19 70 III
— 151 — 32 — 116 14 18 48 —
4 40 — — 81 — 53 16
46 — 3 89 221 - 70
25 — — 42 — 131 — — 60 —
—- — — 102 — — 69 3
— 55 —• — — 120 - 51 13
— — —— —- — 64 — — 77 22
33 26 84 ——• 216 1 8 60
. . 6 22 186 71 17 59
18 15 24 38 23 229 70 95 —
Череповецкого металлургиче- ского завода: НЛМЗ . . . 54,5 54,6 64,4 65,8 11,8 16,7 16,9 144 535 780 386 10 8 37 6 7 7 85 33 175 80 2 103 6 25 62 40 27
зсмз . . . НПО «Тула- 55,4 62,9 11,5 218 741 5 34 — 7 19 42 —• 21 70
чермет» . . . Металлургиче- ского завода 52,9 63,0 17,4 — 671 354 39 1 9 9 140 140 12 63 29
им. Серова . . 52,6 Нет св. 15,6 — - 929 — 24 17 — — — 146 —1 52 —
ЧМЗ .... Руставского металлургиче- 56,0 Н.4 788 3 70 98 72 1 109 "" 39 51
ского завода . Объединения 57,0 60,5 18,9 — 824 17 75 98 - 8 — 93 34 30 67
«КМА-руда» . 53,4 65,8 12,6 246 768 — — — —• — 164 — 2 72 —
Качканарская . 60,4 17,7 8,6 1063 1 ? — 1 97 - - • —— 56 28
Бакальская . . Завода им. Дзержинского: 43,0 17,0 12,6 1145 62 205 59 32
№ 1 . . . . 57,2 65,1 15,2 21,5 298 580 47 35 5 111 — 44 103 68 33 24
№ 2 . . . . 57,2 65,1 15,2 22,9 306 599 47 ^"» 5 — 27 110 81 1 56
кмз .... «Запорожста- 54,2 64,6 15,0 69 482 96 58 61 238 29 1 76 37 46 42
ЛИ» 54,4 61,1 13,5 16,1 258 672 40 8 3 106 — 87 26 27
Макеевская . . 57,0 64,7 19,3 18,3 400 505 44 11 1 12 164 — 35 16 59
«Азовстали» . . Завода 54,0 64,3 13,3 183 600 74 126 — 11 17 145 — 40 51 —
им. Ильича . . Енакиевского металлургиче- 60,5 64,0 11,8 15,8 106 812 14 4 18 51 26 136 49 24 21 36
ского завода . Коммунарско- го металлурги- 54,1 64,8 Нет св. 15,6 228 645 62 25 — 34 161 43 20 36
ческого завода 54,5 64,8 13,4 17,9 7366 503 45 10 — 47 — 144 55 34 30 35
ЮГОКа . . . 53,9 65,2 10,9 15,2 240 741 — — — — 238 -
Продолжение табл.
Аглофабрика Содержание, % Расход компонентов аглошихты, кг/т агломерата
Fe в аглоруде Fe в концентрате золы в коксовой ме- лочи золы в антрацитовом штыбе аглоруды концентрата колошниковой пыли окалины шламов отсева агломерата и других отходов марганцевой руды известняка доломита извести коксовой мелочи антрацитового штыба
НКГОКа:
№ 1 ... . 54,1 65,7 11,2
№ 2 ... . 54,1 65,7 11,2
Камышбурун- ская .... 45,5 62,5 13,0
Богдановская 62,6 — 10,6
Чусовская . . 61,0 10,6
Златоустов- ская .... 41,2 64,1 15,0
В среднем по Минчермету СССР .... 52,8 63,8 13,9
: 15,1,; . г 15,11, 131 98 847 841 —— 1 • 11
И6,4 1073 116 — —— —
1 1 1 1 1 960 56 162 562 131
970 222 —— 25
$ Нет' св. 375 557 24 21 6
121 31 33 34 12 137 129 274 195 57 133 58 134 36 37 37 15 24 34 34 37 85 73 66 46 39 42 95 23
Показатели работы
агломерационных фабрик СССР (1977 г.)
Аглофабрики о ее а S -ь* ч •с ° $ м >> Простои, % Энергетические затрата на 1 т агломерата
ДГ кг ПГ м ВТ
ММК: № 1 ... . 33,7 25,0 6,4 34 220 5,00 20,9 70,6 1,21 4,0 15,7 —— 22,7 — 0,9
№ 2 ... . 50,4 25,0 6,4 31 200
№ 3 ... . 50,0 25,8 6,4 33 202
№ 4 . . . . 51,3 28,0 6,1 38 200
Гороблагодат- ская .... 74,5 38,1 4,1 69 172
Высокогорская 75,1 34,4 6,8 58 200
Лебяжинская . 46,8 27,3 7,0 55 207
КМК: Мундыбаш- ская .... 69,0 30,5 5,6 59 206
Абагурская: № 1 . . . 82,7 35,0 6 0 60 210
№ 2 . . . 79,0 46,0 6,2 56 230
охмк.... 46,2 Нет св. 7,7 46 232
Карагандин- ского метал- лургического комбината: № 1 ... . 20,8 18,9 5,3 12 260
№ 2 . . . . 79,9*» 34,8 7,3 11 270
Череповецкого металлургиче- ского завода . 84,0 30,9 5,8 58 223
НЛМЗ.... 42,0 30,9« 7,6 46»1 318
зсмз .... 77,2 26,0 41,9 6,5 23 Нет св. 269
НПО «Тулачер- мет» . . . .' 34,5 13,6 7,6 50,7 266
Завода им. Се- рова .... 3,3 60 255
чмз .... 0,4 26,0 8,0 80 200
Руставского металлургиче- ского завода . 94,0 25,0 4,9 20 260
Объединения — «КМА-руда» . ьо v?»’ ДО 75,7 27,0 8,0 20 180
7,80 7,74 6,27 22,3 22,5 20,0 66,9 70,1 66,3 1,35 1,41 1,40 4,5 5,4 9,1 21,3 21,6 33,4 19,6 20,2 18,4 — 0,8 0,8 0,9
10,18 Нет св. 60,4 1,38 5,4 27,7 — — 9,6 — 2,3
10,50 19,8 61,0 1,50 6^2 18,8 •— —- 8,0 0,4
8,12 21,0 Нет св. 1,47 5,6 20,8 — 7,0 0,7
5,30 18,9 64,5 1,23 13,9 20,9 — • —• — 5,7 2,6
8,60 19,4 Нет св. 1,18 7,7 21,4 — ^1— 4,2 1,8
7,50 24,0 » » 1,05 7,8 42,4 — — 6,0 2,5
6,87 21,5 » » 1,21 7,4 36,0 14,0 9,0 0,3
7,60 21,6*» 74,5 1,34 8,1 46,0 1 16,0 3,0
9,65 18,02*» 56,0 0,91 16,4 79,0 — 23,0 — 5,5
8,18 20,3 68,9 1,13 8,0 41,0 25,0 14,0 1.0 — 4,2
7,83 19,2 66,4 1,68 10,7 34,1 31.0 11,0 — 0,4
9,03 23,3 59,0 1,15 8,7 40,6 — 15,5 — — 1,7
7,69 29,4 77,7 1,46 3,3 23,5 43,0 • 9,0 1,0
8,90 30,0 60,0 2,47 3,6 13,5 6,5 0,6
6,00 24,8 74,0 1,49 12,8 19,0 — —‘ 8,0 —• 1,0
6,00 16,0 71,0 0,92 8,0 45,0 — — 10,7 2,8
8,70 25,0 71,0' 1,16 11,0 21,4 — ♦ 6,0 1,9
Продолжение табл.
ьэ Аглофабрика и о а В* ^3 ч о. э ее « О- * я о 8 Л - Энергетические затраты на 1 т агломерата
дг кг ПГ м Вт
Качканарская . 100,0 30,0 6,4 57 220 10,00 15,3 Нет св. 0,88 6,8 48,4 — — 12,0 — 7,1
Бакальская . . 0,3 22,0 Нет св. 50 360 4,80 23,7 » » 1,02 П,1 31,0 — — 8,4 — 0,4
Завода им. Дзержинского: № 1 ... . 66,1 25,0 7,7 25 245 4,70 21,0 62,9 1,28 7,8 27,0 2,0 9,0 — 0,7
№ 2 . . . . 66,2 25,0 7,7 35 290 6,50 21,0 64,1 1,56 8,0 27,4 — 8,0 3,2
кмз .... 87,5 20,0 8,0 40 250 7,50 21,0 Нет св. 1,68 5,2 21,2 11,5 9,0 — — 1,6
«Запорожста- ли» 72,0 8,0 *8,0 42 400 10,08 25,6 92,0 1,87 2,4 17,7 мм 8,0 1,0
Макеевского металлургиче- ского завода . 55,8 19,0 7,4 35 269 7,49 29,0 78,6 1,60 5,4 20,4 4,0 10,0 — 1,7
«Азовстали» 76,6 25,0 7,5 60 330 9,00 30,0 69,0 1,86 6,3 23,8 13,0 — 2,0
Металлургиче- ского завода им. Ильича . . 88,5 18,4 7,7 22 300 8,50 22,4 73,7 1,45 8,9 36,6 — 9,1 —- 4,6
Енакиевского металлургиче- ского завода . 73,9 18,8 8,1 30 376 9,14 22,5 60,0 1,52 3,8 24,0 9,1 6,2 2,9 — 0,3
Коммунарско- го металлур- гического за- вода .... 57,9 14,3 7,5 25 300 9,60 20,0 Нет св. 1,30 6,7 34,5 11,0 11,0 2,5
ЮГОКа . . . 75,5 30,0 9,0 50 280 9,00 21,0 66,5 1,35 6,3 21,6 12,7 7,5 3,5 — 1,0
НКГОКа: № 1 ... . 86,6 19,0 7,6 52, 280 9,00 22,0 Нет св. 1,28 8,2 33,5 11,8 6,9 3,2 — 4,5
№ 2 ... . 89,6 37,0 7,3 52 320 9,50 18,0 60,7 0,79 9,5 55,9 13,7 8,1 3,8 6,9
Камышбурун- ская .... 9,8 44,0 10,4 62 244 9,35 33,2 53,5 1,44 6,7 23,8 — — — 7,0 1,7
Богдановская Нет св. 23,5 8,0 70 250 11,50 25,0 75,0 1,21 16,5 40,9 — — 5,0 2,8
Чусовская . . 100,0 28,0 6,2 60 220 8,00 20,0*г 62,0 1,31 4,9 34,6 — — 5,0 1,1
Златоустов- ская .... 18,6 31,0 8,7 58 200 9,50 20,0 69,0 1,53 14,2 22,9 — — 7,3 0,9
В среднем по МЧМ СССР . 59,8 Н 'ет сведет 1Й 269 Нет сведе! НИЙ 1,38 7,7м 31,8 7,2 7,1 3,5 0,7 2,3
Примечание. Принятые обозначения: Ci—доля концентрата в железорудной части шихты, %; С?— содержание
возврата в шихте, %; Wm — влажность шихты, %; — температура шихты, °C; ЛСл —высота слоя шихты, мм; Ар— вакуум
в коллекторе, кПа; v — вертикальная скорость спекания, мм/мин; К—выход годного от спека*2, %; q — удельная произ-
водительность, т/(м2*ч); N — расход электроэнергии, кВт*ч; ДГ, КГ, ПГ — расходы соответственно доменного, коксового и
природного газов, м3; М— расход мазута, кг; ВТ—расход технической воды, м3.
*1 В числителе для агломерационных машин 1,2, в знаменателе для агломерационных машин 3,4.
*2 Данные 1976 г.
♦3 По МЧМ СССР удельный расход (на 1 т агломерата) сжатого воздуха 8,1 м3, транспортерной ленты 0,012 м2, колосников 0,08 кг.
53 *4 ППР 3,3%, текущие простои 3,4% и капитальный ремонт 1,0%.
V» ----------------------- ,------------------------------------------------------------------------------------------------
to
Качество и себестоимость
агломерата (1977 г.)
Химический состав агломерата
Аглофабрика 0) fe о <и [ь. % о СЛ о’ м о св и О g
ММК: 3,7 12,2 2,1
№ 1 ... . 53,0 12,7 Нет св. 0,1
№ 2 ... . 54,9 14,0 в » 7,7 2,0 10,9 2,1 2,0
№ 3 . . . . 55,0 14,6 в в 7,7 2,0 10,8
№ 4 . . . . 57,0 10,6 » в 6,5 1,8 9,1 1,8
Гороблагодат- ская .... 54,7 14,2 Нет св. 8,2 7,5
Высокогор- ская 51,8 12,2 в » 7,0 —- 14,1
Лебяжинская . КМК: 56,2 15,9 в в 8,4 8,3
Мундыбаш- 13,0 7,8 3,3
ская . . . 54,2 0,8 9,4 2,1
Абагурская: 8,4 10,0 1,5
№ 1 ... . 54,7 12,0 о.з 2,4 2,3
№ 2 . . . . 59,1 14,7 0,3 7,5 5,3 1,5
охмк . . . Карагандин- 53,2 13,1 9,0 1,5 14,0 0,5
ского металлур- гического ком- бината: *
№ 1 . . . . 48,2 9,7 0,9 И >4 Нет св. 13,4 1,9
№ 2 . . . . 46,0 1 1 16,4 0,8 12,1 в » 14,3 1,8
i
Барабанная проба,% Содержание фракции <5 мм по доменному цеху, % Стоимость пере-, дела, руб. Себестоимость, РУб.
co ‘OIS/ОВЭ по Рубину по ГОСТ 15137—69
« 3 Л з <0,5 мм
0,052 1,40 27,2 Нет св. 15,7 2,01 14,76
0,047 1,41 27,0 » » 16,0 1,90 14,17
0,049 1,40 26,0 » » » » • 15,0 2,00 14,14
0,030 1 ,40 25,0 » » 15,5 2,80 14,33
0,054 0,91 Нет св. 57,0 7,8 12,4* 2,03 13,99
0,111 2,01 » » 70,0 5,6 15,4 1,65 12,35
0,042 0,94 » » 60,4 6,6 18,0 1,85 16,17
0,035 1,20 » » 56,4 6,5 11,3 1,69 17,39
0,034 1,20 » » 51,4 8,1 11,8 1,26 15,10
0,015 0,71 » » 77,5 5,8 11,8 1,91 15,99
0,056 1,56 » » 65,5 4,5 23,7 3,03 17,69
0,273 1,18 Н ет сведе! {ИЙ 18,0 * 4,89 18,08
0,096 1,18 » » » » » » 18,4* 3,89 18,78
Череповецкого металлургиче- ского завода . 57,4 14,3 0,3 6,7 1,3 8,7 2,5
НЛМЗ.... 53,0 16,9 0,8 9,1 2,3 10,8 2,5
ЗСМЗ .... НПО «Тула- 57,3 52,1 15,6 0,6 6,5 2,9 6,3 2,8
чермет» . . . Завода им. Се- 18,3 0,1 9,4 3,1 12,1 2,6
рова .... 49,4 16,6 0,2 10,7 Нет св. 16,1 Нет св.
ЧМЗ .... 52,8 17,7 Нет св. 11,7 в в 10,3 » »
Руставского
металлургиче- ского завода . 53,8 13,6 0,8 7,5 3,0 9,8 1.0
Объединения «КМА-руда» 58,0 17,7 Нет св. 8,3 1,0 9,0 0,6
Качканарская . Завода им. 56,5 12,5 » » 5,2 Нет св. 6,6 Нет св.
Дзержинского:
№ 1 ... . 52,7 12,7 » » 10,4 » » 12,3 1.7
№ 2 ... . 52,3 11,5 » » 10,3 в » 12,8 1.7
кмз .... 53,5 13,2 1.0 9,0 0,9 11,9 1.2
«Запорожста- ли» Макеевского 54,2 14,7 0,1 9,2 0,9 12,0 0,9
металлургиче- ского завода . 51,5 12,6 0,7 10,0 1,8 12,8 1.1
«Азовстали» . . 53,4 13,2 0,7 9,1 1,4 12,0 0,6
Завода
им. Ильича . . Енакиевского 53,3 11,3 0,7 9,7 Нет св. 12,2 1.4
металлургиче- ского завода . 53,3 14,3 1.0 9,5 1,5 12,6 0,7
to
СП
0,014 1,30 21,9 62,4 7,4 20,3 3,16 18,04
Нет св. 1,19 27,2 Hei св. 14,3 2,75 15,92
0,020 0,97 Нет св. 65,4 5,7 11.1 3,08 20,27
0,046 1,29 в » 69,8 9,9 18,6 2,41 15,29
0,201 1,50 Нет св. 51,6 Нет св. Нет св. 1,66 13,43
0,048 0,88 27,9 Нет св. в в 22,1 2,59 14,43
0,041 * 1,31 Нет св. 65,0 8,0 26,0* 2,41 17,15
0,027 1,08 » в Нет св. 23,5» 2,05 11,98
Нет св. 1,27 » » 68,4 7,8 10,2» 3,32 16,73
в » 1,18 » » 71,1 8,9 21,8 1,85 12,68
в » 1,24 в в 75,9 7,7 20,4 2,22 12,91
0,043 1,32 24,0 Нет СВ. 23,6 1,72 11,79
0,040 1,30 18,2 » в 13,6 1,30 12,26
0,067 1,28 27,8 в > 21,7 1,42 12,89
0,043 1,32 Нет св. 57,7 Нет св. 26,5 1,75 12,44
Нет св. 1,26 в в 64,8 в » 25,3 2,63 14,30
0,034 1,33 в » 65,3 в в 20,3 1,80 13,36
j- Продолжение табл.
и? Аглофабрики Химический состав агломерата Барабанная п роба, % Содержание фракции <5 мм по доменному цеху. % Стоимость пере- дела. руб. Себестоимость, РУб.
V X о и О. г* ё О (Л 'O'lV о га О О to СЛ е» О СЛ О га О по Рубину по ГОСТ 15137—69
>5 мм <0.5 мм
Коммунарско- го металлур- гического за- вода .... 51,6 13,2 Нет св. 10,5 2,0 13,2 1,4 Нет св. 1,26 Нет сведений 14,2* 2,36 12,87
ЮГОКа . . . 55,0 13,8 » » 9,0 Нет св. 11,0 Нет св. Нет св. 1,22 Нет св. 60,0 Нет св. 29,7 1,04 8,45
НКГОКа: № 1 . . . . 53,9 13,9 0,9 8,7 » » 11,3 0,8 1,30 » » 57,2 8,3 21,9 1,72 11,83
№ 2 . . . . 52,3 10,4 0,9 8,4 13,3 1,4 » > 1,58 » » 72,4 5,0 10,6* 2,84 13,07
Камышбуруп- ская .... 45,5 10,4 1,9 11,7 3,2 14,4 1,1 0,070 1,23 66,7 6,5 34,5 1.74 10,05
Богдановская . 56,7 10,5 Нет св. 8,1 Нет св. 9,9 Нет св. Нет ев. 1,22 Нет св. Нет св. Нет св. 3,57 19,55
Чусовская . . 55,0 24,6 1,7 7,2 2,1 7,0 1,4 0,090 0,97 » » 63,0 4,5 20,0* 3,08 13,29
Златоустов- ская .... 57,3 22,1 0,7 14,9 2,1 0,9 1,6 0,040 0,06 29,0 70,6 20,4 15,1* 2,04 22,24
Бакальская . . 41,8 13,6 1,3 13,1 Нет св. 13,3 6,6 0,136 1,01 Нет св. 69,9 9,3 15,2* 2,05 12,21
В среднем по МЧМ СССР . 53,3 Нет св. 9,1 11,2 Нет св. 1,24 25,4 60,8 6.7 16,2 Нет св.
* По аглофабрике.
Показатели работы фабрик окатышей (1977 г.)
Показатель работы Фабрики окатышей
ссгок КачГОК ЛебГОК МихГОК цгок СевГОК
Расход компонентов шихты, кг/т окатышей: 1018,3
концентрата *2 1116,7 1056,8 1159,8 1108,1 1047,6
(66,42) (62,68) (68,61) (64,04) (65,77) (65,08)
известняка 31,9 77,0 118,4 104,3 86,2
бентонита 9,5 12,6 15,8 7,4 19,5 10,5
Энергетические затраты на 1 т окатышей: 21,3
природный газ, м3 38,4 45,6 26,3 37,4 43,2
условное топливо, кг электроэнергия, кВт-ч 44,90 52,2 30,8 43,8 50,5 24,5
55,4 74,9 69,2 85,7 53,3 Нет св.
техническая вода, м3 2,55 6,90 7,90 16,60 6,80 7,7
колосники, кг 0,107 Нет св. 0,020 0,171 0,022
Удельная производительность, т/(м2-ч) . . 0,845 0,874 0,932 0,599 0,990 0,934
Простои, % 9,34 8,84 14,12 21,14 8,47 12,18
Расходы по переделу, руб/т 4,12 5,26 5,08 7,02 3,24 3,43
Себестоимость, руб/т 14,95 17,34 16,85 21,91 15,11 11,75
Химический состав окатышей, %:
Fe 63,97 56,68 66,27 59,33 60,1 60,29
FeO 2,50 1,72 1,11 0,76 2,85 1,80
CaO 2,64 4,68 0,17 4,60 4,18 4,56
MgO 0,86 Нет св. 0,25 0,37 1.21 0,53
SiO2 4,1 3,7 4,6 9,8 7.7 8,4
AI2O3 1.3 Нет св. 0,3 0,1 0,6 0,3
MnO 0,12 Нет сведений 0,02 0,02
p 0,013 Нет св. 0,011 0,0’4 0,033 0,009
s 0,028 » » 0,036 0,009 0,030 0,020
CaO : SiO2 0,56 1,25 Нет св. 0,49 0,70 0,60
Прочность на раздавливание, кН/окатыш . 2,18 1.71 3,06 2,04 2,57 6,62 1,63 2,13
Содержание фракции <5 мм, % . 2,15 2,60 5,6 6,3
Михайловский горно-обогатительные комбинаты.
•* КачГОК, ЛебГОК. МихГОК— соответственно Качканарский, Лебединский,
ьэ *2 В скобках содержание железа в концентрате.
Характеристики
агломерационных лент СССР
Показатель Тип агломерационной машины
КЗ-50 АКМ 1-75 АКМ 3-100 АКМ 3-85/160 АКМ 7-312 МАК-600 (проект)
Общая площадь рабочая, м2 50 75 105 160 312 600
Площадь спекания, м2 50 75 105 85 312 600
Площадь охлаждения пирога агломерата, м2 Длина газовых горнов зажигания и дополни- — —• —- 75 — «V
тельного обогрева спекаемого слоя, м . . . . 1,83 12,65 12,65 13,1 18,4 19,76
Рабочая ширина паллеты, м 2,0 2,5 2,5 2,5 4,0 6,0
Высота спекаемого слоя, м (не более) . . . Число вакуум-камер в зоне: 0,3 0,3 0,4 0,3 0,35 0,40
спекания 13 15 21 17 26 25
охлаждения агломерата — —* — 15 —•
Вакуум под лентой в зоне спекания, кПа . . Вакуум под лентой в зоне охлаждения агло- 9,8 11,8 11,8 11,8 12,8 Нет св.
мерата, кПа — 4,5 —
Число эксгаустеров Производительность одного эксгаустера, 1 1 1 1 2 2
ма/мин 3500 6500 Нет св. 6500 12000 30 000
Скорость движения паллет, м/мин 1,4—4,36 1,5—4,5 1,5—6,0 1,5—6,0 1,5—7,5 85 2,0—12,0
Мощность привода, кВт 11 13 19 32 75
Комплект паллет Габаритные размеры, м: 70 80 106 151 130 165
длина 37,070 42,805 56,000 79,535 106,000 Нет св.
ширина 7,010 7,983 9,800 12,566 16,000 > »
высота * 10,420 9,630 10,000 10,815 15,900 » »
Масса машины, кг Стоимость машины, млн. руб 312 200 446 000 Нет с 1 649 000 ведений 851 000 2192 700 1,88 » » 3,50
Примечание. В настоящее время крупнейшей в мире является агломерационная лента в Касиме (Япония, фирма
«Сумимото киндзоку когё>) с площадью спекания 600 м2. Основные ее характеристики: ширина паллет 5000 мм; высота
спекаемого слоя 500 мм; скорость движения паллет 1,5—9 м/мин; число вакуум-камер 28; два эксгаустера производитель-
ностью по 27000 мд/мин; вакуум 17,6 кПа; длина зажигательного горна 14000 мм.
Рис. 17. Схема газовоздушных потоков конвейерной машины ОК7-Ю8 (ССГОК) для об-
жига окатышей (активная рабочая площадь 108 м3; концентрация кислорода над слоем
окатышей 9—11% при работе на мазуте; давление в мазутных форсунках. МПа: воздуха
0,4, мазута 0,3; мощность привода 20 кВт; скорость обжиговых тележек 0,5—3,0 м/мин;
ширина 2 м, масса 1269,5 т; удельный расход тепла на обжиг 963—1256 мДж/т окатышей;
высота слоя окатышей на машине 250 мм):
/ — эксгаустер 6500 (—4,1 кПа), ^газа"150вС, 282000 м3/ч); 2—батарейный циклон
250 Р; 3— винтовой шнек; 4 — дроссельный клапан; 5 — задвижка; 6 — дымовая труба;
7 — газовый коллектор; 8 — газовый подколлектор; 9 — дымосос ГД20-500 (отсос газа из
зон обжига и рекуперации; 7.5 кПа; 74000 м3/ч; *газа ^440° С); 10—циклон НИИОГаз;
11—дутьевой коллектор; /2—дымосос ГД20-500 (отсос газа из зоны охлаждения; 4,0 кПа,
92700 м3/ч; t газ*<350° С); 13— ленточный конвейер; 14—вентилятор ВМ160/850у (/возд=
*20°С; 270000 м3/ч; 6,0 кПа); /5 — труба Вентури; / — зона сушки с дутьем вверх (12 м3;
-400° С); II— зона сушки просасыванием газа вниз (8 м2; температура над слоем
1250° С; 3 форсунки); /// — зона подогрева (8 м3; 1250° С, 4 форсунки); /V —эона обжи-
га (28 м3; 1250° С 13 форсунок); I/— зона рекуперации (12 м3; 1250° С; 6 форсунок);
V/, VII—первая и вторая зоны охлаждения (по 20 м2; 400° С); /7, Л — правый и левый
выводы
Рис. 18. Схема газовоздушных потоков конвейерной машины ОК-306 (активная рабочая
площадь 306 м3; ширина обжиговой тележки 3 м; длина ленты 102 м; масса машины
4420 т):
1 — вентилятор отходящих газов Д27.5Х 2(605000 м3/ч; 5,88 кПа); 2—вентилятор для уплот-
няющего воздуха; 3—вентилятор Д15000 зоны охлаждения (900000 м8/ч; 6,0 кПа); 4—
рекуперационные вентиляторы Д15000-11-1 (900000 м3/ч; 5,88 кПа; 350^0; 5 — газоочистки;
6 — нагнетающие вентиляторы зоны сушки: дымососы Д15000-11-1 (900000 м3/ч; 5,88 кПа);
1, II—зоны сушки (63 м2); III — зона подогрева (27 м3); IV — зона обжига (81 м3); V —
зона рекуперации (18 м3); VI — зона охлаждения продувом (63 м3); V// —зона охлажде-
ния прососом (54 м2); В — холодный воздух; П — переток горячего воздуха в зоны реку-
перации, обжига, подогрева и сушки; ВГ — горячий воздух из зоны охлаждения На го-
релки зон подогрева и обжига; С —сброс избыточных газов в атмосферу
9 Е. Ф. Вегман
129
co
о
Рис. 19. Схема устройства обжиговой машины ОК-520: Л 2 — зоны сушки соответственно I, II; — зона подогрева; 4 —зона обжига-
рекуперации; б, 7, 8 — зоны охлаждения окатышей соответственно I, II, III; 9 — бункер-выравниватель температуры окатышей; 10
вое уплотнение; £Ц—£>е; />за — дымососы; цифры с размерностями — соответственно расход, температура и давление газов
на д'ортобое уплотнение
— зона
борто-
Производство кокса,
товарной железной руды,
агломерата, окатышей, чугуна по странам
Страна Производство в 1977 г., млн. т/год
кокс товарная руда агломерат окатыши чугун
Европа
СССР 75,5 239,7 156,7 36,2 107,4
НРБ 1,3 1,0 2,8 — 1,6
ВНР 0,6 0,3 4,4 —— 2,3
ГДР 0,7 3,0 2,6
ПНР 10,2 0,4 14,5 - 9,6
СРР 3,1 U3*1 Нет св. 7,8
ЧССР 9,0 0,9 15,2 9,7
СФРЮ Нет св. — 0,1 2,2
Норвегия 0,3*1 4,3*1 1 .I*2 0,5
Швеция 1,0*1 25,4 3,1*2 8,8** 2,3
Финляндия — 1,0 2,6 0,3 1,7
Бельгия 5,7« 0,1 12,1*1 0,6 8,9
Нидерланды .... 2,8*1 2,7Ф1 — — 3,9
Люксембург .... 1 —, 1,7 8,6*! — 3,6
Великобритания . . . 14,2 3,7 13,7 — 12,4
Франция 10,7 36,6 35,4 — 18,3
Италия 7,8 0,6 15,5*1 0,1 П.4
ФРГ 27,5 2,5 35,9 29,0
Австрия 1,6*1 3,5 5,0 — 3,0
Испания 4,4*1 7,6 8,2*! - - 6,6
Португалия .... 0.2*1 0,4*1 — — 0,3
Швейцария — - - - — 0,03
Г реция 0,3*1 2,0 —•
Америка
США 52,9*1 58,0 33,0*1 42,8 73,8
Канада 5,3*1 54,4 — 29,7 9,7
Бразилия 1 ,8*2 75,2*1 — 4,3*2 8,7
Мексика 2,1*2 3,5 2,0 1,4*1 3,4
Аргентина 0,7*2 0,2*1 — — 1,'
Венесуэла — 23,0*1 0,4
Колумбия 0,5*2 0,5 — — 0,3
Чили 0,3*2 8,0 леев 0,4
Перу 0,1*2 7,0*1 — 3,0*1 0,2
Африка
Ангола 3,3*1 i —— — - ...
Алжир 3,2 — - - - —
АРЕ 0,3*2 1,5 Нет св. 1 ' 1 0,3
Тунис ‘ 0,4 — — ** —
Свазиленд — 1,5 —
Сьерра-Леоне .... — 2,0*1 — — - -
Марокко — 0,4 — — -
Мавритания .... — 9,7 — —
Либерия — 23,4*1 2,0*1
ЮАР 4,0*2 26,0 — - - 6,7
Ю. Родезия .... 0,2*2 0,6*1 — 0,3
9*
131
Продолжение табл.
Страна Производство в 1977 г., млн. т/год
кокс товарная руда агломерат окатыши чугун
Азия Индия 8,3 43,0 1,6*? 9,9
Турция 1,3 1,8« 1,0 — 1,2
Малайзия — 0,3 —
Филиппины - 1 - 1,2*1 ж»
Япония 43,6« 0,7 111,9 6,1 85,9
КНДР —- Нет св. чем» 3,0
Китай —— 50,0 24,0
Австралия и Океания Австралия 5,3*1 93,5 10,5 6,7
Новая Зеландия . . . — 2,3*? —
Примечание. Мировое производство товарной руды приближается
к 900 млн. т/год.
Мировая выплавка чугуна в 1974 г. превысила 500 млн. т/год
(~ 130 кг/душу населения земного шара).
Производство чугуна на душу населения по странам (1974 г.), кг: Люк-
сембург 14778; Бельгия 1326; Япония 823; ФРГ 648; Франция 428; США 423;
СССР 387.
•* Данные 1976 г.
•2 Данные 1975 г.
Рис. 20. Динамика производства чугуна с 1913 г.;
1 — Россия, СССР; 2 — Япония; 3 — США
132
V
ПРОИЗВОДСТВО ЧУГУНА
В ДОМЕННЫХ ПЕЧАХ
Некоторые даты из истории
доменного производства
484 г. до н. э.
1589 г.
1743 г.
1755 г.
1765 г.
1799 г.
1802 г.
1824 г.
1825 г.
1828 г.
1830 г.
1831 г.
1838 г.
1842 г.
1850 г.
1857 г.
1867 г.
1871 г.
1875 г.
1876 г,
Геродот упоминает о воздуходувных машинах с
клинчатыми мехами и с приводом от водяного ко-
леса
Изобретение цилиндрической воздуходувной машины
с приводом от водяного колеса (Джиамбатиста дел-
ла Порта)
Первое применение двухфурменного дутья Махоти-
ным на Невьянском заводе
Паровая воздуходувная машина Вилькинсона на за-
воде в Брэдли (Англия)
Паровая воздуходувная машина Ползунова на Ко-
лываново-Вознесенском заводе в Барнауле
Исследование Седдером возможностей применения
нагретого дутья
Первые полые водоохлаждаемые фурмы на заводе
Брэдли (Англия). По другим данным, водоохлаждае-
мые фурмы изобретены Конди на заводе Кальдер в
Шотландии
Первые опыты Холфилда по электроочистке доменно-
го газа от пыли
Предложение Джеймса Нельсона (1792—1865 гг.) об
осушении дутья
Патент Джеймса Нельсона на нагрев дутья перед
его подачей в доменную печь (английский патент
№ 5701). Осуществлено в 1829 г. на заводе Клайд
(Шотландия)
Предложение Штромейера (Германия) о добавке па-
ра к дутью
Вдувание пылевидного угля в фурмы доменной пе-
чи «Джоном Дэйвсом> (Англия)
Патент Барнета на способ вдувания природного га-
за и нефти в фурмы доменных печей
Изобретение Менненгеймом мокрого очистителя газа
от пыли
Изобретение Парри засыпного аппарата воронка —
конус
Изобретение Э. Каупером (1819—1893 гг.) кирпично-
го регенеративного воздухонагревателя
Изобретение Люрманом (Германия) шлаковой фур-
мочки
Патент Г. Бессемера на способ доменной плавки с
высоким давлением в рабочем пространстве печи (па-
тент США, № 117246).
Выплавка ферромарганца в доменной печи Пурселем
Патент Г. Бессемера на технологию работы домен-
ных печей на дутье, обогащенном кислородом
133
1884 г.
1887 г.
1887 г.
1890 г.
1890 г.
1892 г.
1894 г.
1895 г.
1899 г.
1904 г.
1907 г.
1925 г.
1946 г.
1950 г.
1956 г.
1957 г.
1958 г.
1959 г.
1964 г.
1969 г.
1977 г.
Изобретение Кеннеди бронзовых горизонтальных хо-
лодильников
Конструкция горизонтальных холодильников для за-
плечиков. Внедрена Гейли на заводе «Эдгар Томп-
сон»
Получение Джерсом ферросилиция в доменной печи
завода Эйрсоум (Англия)
Изобретение Бургерсом углеродистых огнеупоров
для кладки нижней части доменной печи
Применение Фрайером осушенного дутья
Изобретение Гейли и Скоттом коробчатых холодиль-
ников и установка их на заводах «Эдгар Томпсон»
Изобретение неизвестным мастером на заводе Камб-
рия-Вон (США) пушки для забивки чугунной летки
глиной
Изобретение разливочной машины Юлингом (пуще-
на в эксплуатацию в 1896 г. на заводе Люси в Пит-
тсбурге (США)
Пуск в эксплуатацию первой печи с тонкостенной
шахтой Бургерса на заводе «Вулкан» около Дуйс-
бурга (ФРГ)
Установка Джеймса Гейли для осушения дутья пу-
тем вымораживания влаги на печи «Изабелла»
(США)
Изобретение вращающегося распределителя шихты
Мак-Ки
Изобретение Шписом полусухой грануляции жидкого
доменного шлака
Первая доменная плавка на дутье, обогащенном кис-
лородом, на доменных печах Ново-Тульского метал-
лургического завода
Первые промышленные опыты вдувания тонкоиз-
мельченного угля на Днепровском металлургическом
заводе им. Дзержинского
Изобретение И. И. Моревым, Н. И. Савичевым,
И. Г. Губенко, А. И. Хабаровым, Н. С. Криволапо-
вым, В. М. Зудиным и Л. Я. Шпарбером поворотно-
го желоба для выдачи чугуна в ковши на два парал-
лельных железнодорожных пути с одного носка ли-
тейного двора (авт. свид. СССР № 116351). Первое
применение желоба на ММК
Первая доменная плавка с вдуванием природного
газа в воздушные фурмы на металлургическом заво-
де им. Петровского
Изобретение А. М. Андоньевым и Г. Е. Крушелем
системы испарительного охлаждения промышленных
печей (авт. свид. СССР, № 70344)
Изобретение Е. Ф. Вегманом и А. А. Вагиным рас-
пределительно-засыпного аппарата с односкатным
вращающимся лотком-желобом (авт. свид, СССР,
№ 125576)
Первые опыты вдувания горячих восстановительных
газов в фурмы доменной печи на заводе «Азовсталь»
Изобретение Р. Маром и Э. Лежием (Франция) рас-
пределительно-засыпного аппарата с односкатным
вращающимся лотком-желобом, меняющим угол на-
клона (собственность фирмы «Поль Вюрт», француз-
ский патент, № 2053327; патент ФРГ, № 2035458)
Задувка крупнейшей в мире доменной печи объемом
5000 м3 на Криворожском металлургическом заводе
134
Расчет состава доменной шихты,
материального и теплового балансов
доменной плавки
комплексным методом А. Н. Рамма
Традиционный «рациональный» метод расчета доменной шихты позволял
при заданном удельном расходе кокса определять расход железных руд и
известняка на 1 т чугуна.
Для определения расхода кокса на плавку компонентов шихты, химиче-
ский состав которых известен, требовалось одновременное составление урав-
нений материального баланса, баланса основности шлака и уравнения теп-
лового баланса доменной плавки.
Первым такое уравнение получил Г. Рокур (1898 г.) для определения
количества углерода, доходящего в доменных печах до фурм в различных
условиях плавки. Эренверт, а затем К. Брискер значительно усовершенство-
вали этот метод, используя тепловое уравнение непосредственно для опреде-
ления удельного расхода кокса (С. Brisker, Bcrechnung und Untersuchung des
Eisenhochofen, Halle, 1909 г.). Однако чрезмерно сложная форма этих урав-
нений затрудняла использование их на практике при определении проектных
показателей доменной плавки.
В 1944 г. проф. А. Н. Рамм предложил новую простую и удобную форму
уравнения теплового баланса доменной плавки (Труды Гипромеза. Метал-
лургиздат, 1941, вып. 3, с. 68), в котором впервые были использованы вве-
денные им понятия о тепловых эквивалентах компонентов шихты и теплоот-
даче углерода в печи. Была усовершенствована также форма уравнений ма-
териального баланса и баланса основности шлака.
Созданный проф. А. Н. Раммом комплексный метод расчета доменных
шихт широко используется специалистами при проектировании доменных це-
хов. Ценность метода заключается не только в простоте, но главным образом
в том, что теоретический удельный расход кокса на плавку, определяемый по
методу А. Н. Рамма в ходе проектных разработок, оказывается затем весьма
близким к реальным расходам кокса на действующих печах, поставленных в
проектные условия.
Созданный почти 40 лет назад комплексный метод прошел испытание
временем и широко применяется сейчас, хотя современная технология домен-
ной плавки существенно отличается от довоенной. В самое последнее время
именно этот метод стал основой для составления программ машинного рас-
чета шихт с помощью ЭВМ.
Ниже подробно рассмотрены особенности комплексного метода и приве-
ден пример расчета доменной шихты комплексным методом А. Н. Рамма для
случая выплавки передельного чугуна в условиях Юга Европейской части
СССР (химический состав компонентов шихт приведен в табл. 17).
Расчет ведется на 100 кг чугуна (составы чугунов см. в табл. 43).
Принято, что выплавка передельного чугуна (4,5% С, 0,5% Si, 0,04% S,
0,15% Мп, 0,01% Ti, 0,10% Р) ведется на смеси (расход X, кг/100 кг чугуна),
состоящей из 60% офлюсованного агломерата и 40% неофлюсованных ока-
тышей. Используются донецкий КОКС (1,7% S, 9,5% А, 2% V, 87,26% Скелет;
расход К, кг/100 кг чугуна), еленовский известняк (расход У, кг/100 кг чугу-
на) и металлодобавки (расход М=1 кг/100 кг чугуна).
А. Уравнение по выходу чугуна из шихты (на 100 кг чугуна)
Xex^Y ег + Кек + Мем + seg = 100,
где X, У, К, М— расход соответственно рудной смеси, известняка, кокса и ме-
таллодобавок, кг; s — расход вдуваемого в воздушные фурмы топлива, кг;
е?, вк, ем — теоретический выход чугуна из 1 кг соответствующего ком-
понента шихты, кг; е8 — выход чугуна из 1 кг вдуваемого в воздушные фур-
мы топлива, кг.
135
GO
* ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ СУХИХ КОМПОНЕНТОВ шихты, %
Шифр !— Кокс Агломерат
с d b=cd d b d
0,700 Fe2O3 FeFe2O3 — - 64,9
0,778 FeO FeFeO 1,05 0,82 12,8
Fe0 0,82
0,466 FeSa FeFeS, — —
0,636 FeS F€FeS 1,05 0,67
1,000 Fe^eT ^емет — *—
Fe 1,59
0,632 MnO2 MnMnO, । —
0,774 MnO MnMnO 0,10 0,08 0,15
Mn 0,08
0,534 (FeS^ SFeS, — —
0,364 (FeS) SFeS (1,05) 0,38 —
0,400 SOs Sso, 0,30 0,12 0,05
1,000 Sopr Sopr 1,20 1,20
S 1,70
0,437 P2O6 P 0,04 0,02 0,10
Таблица 17
Окатыши Рудная смесь*1 Известняк Металле добавки
d d ь d ь d b
88,35 3,00 74,28 8,88 52,00 6,91 0,38 0,27 15,0 10,5
58,91 0,27 10,5
74,0 74,0
58,91 0,27 84,5
0,06 0,11 0,09 0,07 0,05
— 0,09 0,05
0,16 0,09 0,04 0,21 0,08
0,07 0,09 0,04 0,04 0,02 0,08 0,01
0,785 0,684 0,560 0,803 • 0,509 0,800 1,400 11,2 0,8 • N1O Сг,О, vao5 ZnO Ni Cr V Zn 1
TiOs 0,10 0,09 0,10
Si О, Al,О, CaO MgO 4,20 2,20 0,40 0,20 I 8,90 1,00 10,85 1,15 4,01 1,62 1,57 1,07 6,94 1,25 7,14 1,12 1,80 0,28 53,49 0,73 8,0 2,0
CO, 43,02
НзОрндр
Снелет 87,26 1,0
(СО,)К (CO)K (CH4)K HK (N)K 4 2% VK i b 0,35 0,40 0,60 0,25 0,40 ms/t 1,78 3,20 8,40 28,00 3,20 Летучие кокса 20 кг/т кокса, или 44,58 м3/т кокса < •
Сумма 100,00 • 100,00 100,00 100,00 100,00 100,00
41 60% агломерата+40% окатышей.
Выход чугуна из любого материала подсчитывается по формуле, кг чу-
гуна/кг компонента шихты:
е _ FeT)Fe + AlnriMn + Рт1р
е 1,000 — [С] — [Si] — [Ti] — [S] ’
где Fc, Мп, Р — масса соответствующих элементов кг, переходящих в чугун
из 1 кг компонента шихты; i]Fe. ^мгр^Р — коэффициенты перехода соответ-
ствующих элементов в чугун (см. табл. 18). В знаменателе формулы вычис-
ляется требуемое суммарное содержание железа, марганца и фосфора в чу-
гуне. Элементы, входящие в состав чугуна, разделены в этой формуле на две
группы: концентрация железа, марганца и фосфора зависит главным образом
от их концентрации в компонентах шихты; концентрация углерода, кремния,
титана и серы зависит главным образом от режима плавки (нагрева горна
печи, основности шлака и пр.) и в меньшей степени от их концентрации
в шихте.
Коэффициент перехода любого элемента в чугун (т]) связан со степенью
улетучивания элемента (X) и коэффициентом перехода элемента в шлак (ц)
следующим соотношением:
Т) = (1—l)(l—Н)-
С учетом вышеприведенного приняты (табл. 18) следующие коэффициенты
распределения элементов между чугуном, шлаком и газом:
,Пре = 0*996» 'Пр = 1 >000; Т)Мп = 0,600; *ns=0,06; T)Ti=0,10;
pFe = o,oo4; Нр = °; Ммп = 0’400> fs = o,94; 1^ = °
Хре — 0; Лр = 0; = 0; = 9,1; X-pj = 0.
Вычисления теоретических выходов чугуна из компонентов шихты приве-
дены в табл. 19. По этим данным составляется первое уравнение по выходу
чугуна из шихты:
0,6188Х + 0,ООЗЗУ +0,0174К+0,8864-1 == 100,
или
0,6188Х + 0,0033Г + 0,0174К = 99,1136.
Б. Уравнение баланса основности шлака
XROx + YROy + KROZ + MROM + s^Os = °»
где RO — избыток (или недостаток) оснований в компоненте шихты в срав-
нении с заданной основностью шлака. Так как флюс компенсирует недостаток
оснований и в других компонентах, баланс шихты в целом по избытку или
недостатку оснований сводится к нулю. В табл. 20 приведены рекомендации
по выбору основности доменного шлака при выплавке различных видов чу-
гуна на сырье разного качества (см. также табл. 47).
В 1939 г. А. Н. Рамм предложил эмпирическую формулу, связывающую
содержание элементов в шлаке (CaO), (MgO), (А120з), (TiO2), (MnO), (FeO)
и (S) с относительной массой шлака (Й, т/т чугуна) и содержанием кремния
[Si] и серы [S] в чугуне:
(CaO) + (MgO) = 50 + 2,75 (S) — 0,25 [(А12О8) +
0,3 [Si] + 15 [S]
+ (TiO2)]—0,5 [(MnO) + (FeO)] - .
x
Формула дает достаточно точные рекомендации для разнообразных ус-
ловий плавки и в силу этого считается универсальной при выборе проектной
основности доменного шлака.
138
Таблица 18
РАСПРЕДЕЛЕНИЕ ЭЛЕМЕНТОВ В ДОМЕННОЙ ПЕЧИ МЕЖДУ ЧУГУНОМ,
ШЛАКОМ И ГАЗОМ (ПО А. Н. РАММУ, 1971 г.)
Элемент Вид продукции, условия плавки Потери от улетучивания Ь Из остающегося количества переходит
в чугун (Т|) в шлак (ц)
Железо Передельный, литейный чугун 0 0,999—0,992 0,001—0,008»
Ферросилиций 0 0,999—0,998 0,001—0,002
Ферромарганец 0 0,988—0,965 0,012—0,035
Марганец Ферромарганец 0,08—0,15 0,90—0,85 0,10—0,15
Литейный чугун 0 0,80—0,65 0,20—0,35
Передельный чугун 0 0,75—0,55 0,25—0,45
Хром > » 0 0,98—0,92 0,02—0,08
Ванадий — 0 0,94—0,85 0,06—0,15
Никель — До 0,1** 1,00 0
Кобальт, медь, олово, — 0 1,00 0
мышьяк
Цинк 1 " 1,0 0 0
Фосфор Малофосфористый чугун 0 1,00 0
Томасовский чугун, феррофосфор 0 0,96—0,92 0,04—0,08
Сера Ферромарганец, ферросилиций 0,4—0,5 0,01 0,99
Литейный чугун 0,1—0,15 0,03—0,01 0,97—0,99
Передельный чугун 0—0,10 0,12—0,03 0,88—0,97
Фтор ' - 0,01—0,02 0 1,00
Кремний Ферросилиций 0,05—0,10 0,6—0,4 0,4—0,6
Литейный чугун 0 0,25—0,10 0,75—0,90
Передельный чугун 0 0,08—0,02 0,92—0,98
Титан Ванадиевый чугун из титаномагнетитов 0 0,15—0,03 0,85—0,97
Кальций, барий, магний —- 0 0 1,0
Алюминий Обычные условия 0 0 1,0
Очень горячий ход (ферромарганец, плавка До 0,05 0,005 0,995
бокситов)
Калий, натрий | —• 0,3—0,4 0 1,0
, , ♦ Большие значения для более бедных железом шихт.
со ♦♦ При низких температурах колошника (в виде карбонила),
с© - — — — । -
Таблица 19
теоретический выход чугуна и шлака ИЗ КОМПОНЕНТОВ ШИХТЫ;
ИЗБЫТОК (НЕДОСТАТОК) ОСНОВАНИИ В КОМПОНЕНТАХ ШИХТЫ
Характеристики компонентов шихты Кокс Рудная смесь Известняк Металло- добавкн '
Теоретический выход чугуна е, кг/кг
компонента:
Пре Fe 0,0158 0,5867 0,0027 0,8416
+т1Мп^п 0,0005 0,0005 0,0003 —
+ЛрР 0,0002 0,0004 0,0001
Aj 0,0165 0,5876 0,0031 0,8416
Bi = (Ce + Sie+Tie + Se) 0,0505 0,0505 0,0505 0,0505
А 0,0174 0,6188 0,0033 0,8864
V — л ~
1—в
Теоретический выход шлака U, кг/кг
компонента:
(1—)SiO2 0,0420 0,0694 0,0180 0,0800
+А120з+ТЮ2 0,0220 0,0135 0,0028 0,0200
CaO+MgO 0,0060 0,0826 0,5522
+ 1,291 (1—^мп) Нмп Мп 0,0004 0,0005 0,0003
+1,286 nFe Fe 0,0001 0,0030 — 0,0043 ’
+0,5 (1—Xs ) S 0,0076 0,0002 0,0004 —
A2 0,0781 0,1692 0,5737 0,1043
-B'2e 0,0002 0,0069 — 0,0098
и 0,0779 0,1623 0,5737 0,0945
Избыток (+) или недостаток (—) оснований 7?О в компонентах шихты —0,0610 0,0035 0,5204 —0,0951
• Расчет величины В2, кг/кг чугуна:
2,14 [Si] =0,0107
1,67 [Т1] = 0,0002
0,5 [S] = 0,0002
Ва = 0,0111
1. При расчете шихты по основности а= [(СаО) + (MgO)]/[(SiO2) +
+ (А120з)] следует учесть восстановление части кремния из SiO2 в чугун и
частичное улетучивание SiO2:
jRO = CaO + MgO — a {(1 — Xsi) SiO2 — 2,14e [Si] + A12O3},
где 2,14=60/28 — коэффициент пересчета [Si] в SiO2.
2. При расчете шихты по основности а= (CaO)/(SiO2) следует пользо
ваться формулой
ЯО = CaO — а {(1 — Xsl) SiO, — 2,14е [Si]}.
140
Таблица 20
РЕКОМЕНДУЕМАЯ ОСНОВНОСТЬ ДОМЕННОГО ШЛАКА В РАЗЛИЧНЫХ
УСЛОВИЯХ ПЛАВКИ (ПО А. Н. РАММУ, 1971 г.)
Вид продукции Условия плавки CaO-f-MgO CaO
SiO,4-A]jOs SlOa
Мартеновский и томасовский чу- гуны Руды с разнообразным содер- жанием железа и отношением SiO2: А12Оз> 1 при содержа- нии серы в коксе, %: 1,5—2,0 0,5—1,0 0,9-1,1 0,7-1,1 1.2—1,3 0,9-1,15
Литейный чугун Богатые руды с кремнистой пу- стой породой (SiO2: А120з>2) при содержании серы в коксе, %: 1,5—2,0 0,5—1,0 1,05—1,15 0,95—1,05 1,2—1,3
Бедные руды с кремнистой пу- стой породой и богатые глино- земистые руды (SiO2:AI2O3 от 2,0 до 0,8) при содержании се- ры в коксе, %: 1,5—2,0 0,5—1,0 1,0-1,1 0,75—0,85 1,05—1,15
Зеркальный чугун Ферромарганец Бедные глиноземистые руды при содержании серы в коксе: 1,5—2,0 0,5—1,0 * 0,9-1,0 0,7—0,8 1,05—1,15 0,8-1,4 1,2—1,25 1,0-1,5
Ферросилиций Содержание серы в коксе; %: 1,5-2,0% 0,5-1,0% 1.0—1,1 0,55—0,6 1,05-1,2 0,65-0,7
Примечание. Более кислые шлаки в указанных пределах относятся
к плавке на коксе с пониженным содержанием серы или к плавке на относи-
тельно более глиноземистой шихте, или к плавке с повышенным количеством
шлака.
3. При расчете шихты по основности, вычисленной по универсальной фор-
муле проф. А. Н. Рамма, следует пользоваться следующим выражением:
RO = CaO + MgO- (1 — SiOQ — 0,5(ALOq + Ti09) —
ОЛ Л Л О az
— 6(1 — ) S+ e {2,74 [Si] + 36 [S]}.
В расчетном примере зададимся основностью шлака
а = [(CaO) + (MgO)]/[(SiO^) + (А1аОя)1 = 1,05.
Результаты расчета величины RO для всех компонентов шихты содержатся в
табл. 19. Уравнение баланса основности шлака
0.0035Х + 0,5204У — 0,061 ОК = 0,0951.
141
В. Уравнение теплового баланса доменной плавки
по А. Н. Рамму (предложено в 1941 г., затем дополнено)
X<lx + YqY + KqK + M~qM + sqs = 0,
где q — тепловой эквивалент компонента шихты, т. е. приведенная затрата
тепла на все физико-химические превращения, которым подвергается в до-
менной печи 1 кг компонента шихты, кДж/кг компонента. Применительно к
коксу и дополнительному топливу, вдуваемому в фурмы, это понятие равно-
сильно приведенной теплоотдаче 1 кг кокса в печи или 1 кг вдуваемых в
фурмы угля, мазута, или 1 м3 природного газа, вдуваемого в фурмы).
Так как рудная смесь, известняк и шихтные добавки потребляют тепло,
а топливо выделяет его, уравнение теплового баланса устанавливает усло-
вия, при которых происходит полная компенсация прихода и расхода тепла.
Вывод уравнения теплового баланса доменной плавки
Статьи прихода тепла:
1) теплота горения углерода кокса в СО у фурм Сф, кг/кг чугуна, и при
прямом восстановлении Cd, кг/кг чугуна [тепловой эффект шс, кДж/кг С]:
wc (Сф +
2) теплота горения вдуваемого в фурмы топлива [тепловой эффект топ-
лива wSt кДж/м3 или кг, расход дополнительного топлива $ м3(кг)/кг чугуна]:
3) энтальпия вдуваемого топлива (теплоемкость топлива с8, температура
топлива t8):
SCs ^s»
4) энтальпия дутья, за вычетом теплоты диссоциации влаги дутья [с0 и
^н2о —средняя теплоемкость двухатомных газов и паров воды при темпера-
туре дутья /д; влажность дутья tp, м3 Н2О/м3 сухого дутья, расходы дутья
с/д, м3/кг Сф> гд, м3/м3 (кг) вдуваемого топлива]:
Гд 'д = (Сф v'n + ^д) [со 'д - Т (10802 - сн2о *д) 1;
5) теплота от окисления СО в СО2 при косвенном восстановлении (рас-
ход оксида углерода на косвенное восстановление СО;, м3/кг чугуна):
12644СО-
6) теплота от окисления Н2 в Н2О (расход водорода на косвенное вос-
становление Н2г, м3/кг чугуна):
10802H2j.
Статьи расхода тепла:
1) полезный расход тепла (теплота диссоциации оксидов, гидратов, кар-
бонатов, теплота испарения гигроскопической влаги шихты, энтальпия чугуна
и шлака, за вычетом теплоты шлакообразования и энтальпии загружаемой
шихты): Qo;
2) энтальпия колошниковых газов [выходы фурменного газа цг, м3/кг
Сф, и г/г, м3/м3 (кг) вдуваемого топлива; температура колошниковых газов /г,
энтальпия газов, выделяющихся из компонентов шихты <?0]:
[Сф vr + s?r + (22,4/12) Cd - ССГ - H2,] + CO, tp +
"Ь ^21 CH2O *r + W
142
3) внешние потери тепла Z, выраженные в долях от общего прихода теп-
ла в фурменной зоне, кДж/кг чугуна:
Z = г (йус Сф + s + scs /s + Уд 1Д).
После приравнивания приходной и расходной частей баланса и пере-
группировки членов уравнения получается
Сф [(’ - г) (®с + 1’д »д) - 4 Со 'г1 + 5 К1 - 2) К + Св \ *'д) -
- "г vr I + Cd I wc - (22,4/12) с0 /г] + со. [ 12644 - (CcOj -
-co)U + H2((I0802-(CH2o-c0)/r
Qu Яо~$-
Следует обратить внимание на выражения, заключенные в квадратных
скобках, в которых из общего количества тепла, выделяющегося по данной
статье баланса, вычитается теплота соответствующей части колошникового
газа. Разность даст то количество тепла, которое газы оставляют в доменной
печи. В соответствии с этим выражение <7<з= [(1—z) (а/с+ид1’д)—uiA/rl есть
теплоотдача углерода, сгорающего на фурмах, кДж/кг Сф.
По аналогии с этим
7s = [(1 — z) (tc/s + cs ts 4- г/д 1Д) — vr cQ /г]
является теплоотдачей вдуваемого в фурмы топлива, кДж/кг топлива; =
= wc—(22,4/12)С(Л — теплоотдача углерода, расходуемого на прямое восста-
новление, кДж/кг С^; 7СО = 12644—(сСОа—со^г и ?ня = 10802—(^няо —
—to)tr — теплоотдача соответственно оксида углерода и водорода, расходу-
емых на косвенное восстановление, кДж/м3.
Ввод понятий о теплоотдаче углерода и других элементов позволил све-
сти тепловое уравнение к следующей простой форме:
Сф Яс + SQS + + СО, дт + Н2. ди* — Qo — Яо — °*
Для любого компонента шихты, взятого в отдельности, это равенство не
выполняется. Так, для рудной смеси характерен только огромный полезный
расход тепла, а для кокса — большая теплоотдача при небольшой собственной
потребности в тепле. Таким образом, вычисленный по этой формуле дефицит
или избыток тепла для данного компонента шихты (кДж/кг компонента), на-
зываемый его тепловым эквивалентом, характеризует потребность материала
в тепле или тепловыделение.
Для компонентов шихты расчет величины теплового эквивалента следу-
ет вести по формуле, кДж/кг компонента:
- СФт + % 4cd + со.т ?со + н2»от ?на - <?от - <7от-
Для вдуваемого в фурмы топлива
= % + C,7S % - <?0/
В последнем случае имеет место только прямое восстановление содержа-
щихся в угле оксидов, поэтому CCh, Нг< равны нулю.
В ходе последующих вычислений будут определены все необходимые дан-
ные для расчета тепловых эквивалентов компонентов шихты, что позволит
составить сводное уравнение теплового баланса.
В табл. 21 рассчитано количество кислорода, переходящего в газ из ших-
ты. Далее следуют расчеты характеристик вдуваемого в фурмы топлива, рас-
четы расхода дутья и выхода фурменного газа, определение Cj и Сф, де, д&9
дс f 7со» 7ня* Qo* Я$ и» наконец, тепловых эквивалентов компонентов ших-
ты. Расчеты ведутся в основном в табличной форме (табл. 22—28).
143
Г
Таблица 21
КОЛИЧЕСТВО КИСЛОРОДА, ПЕРЕХОДЯЩЕГО В ГАЗ ИЗ ШИХТЫ, кг/кг КОМПОНЕНТА
Тип перехода Пересчет Компонент шихты
кокс рудная смесь известняк металлодобавка
Из легковосстановимых окислов Fe2O3->FeO , 0,1432 Fe3+ 0,0745 0,0004 0,0150
МпО2(и Мп3О4)->МпО +0,2913 (мпМпО- *"Мп) — 1 — *
V2O5->V2OS +0.314 VVsO, — —
NiO->Ni +0,272 T)NiNi *— •— — —•
CuO->Cu +0,252 T]CuCu — — 1 "1
+0,889 ^но(НаО)хам« £ 1 —
Oi 1 0,0745 0,0004 0,0150
FeO^Fe (Fe0-fxFe) 0,2865=Oa s 0,0023 0,1681 0,0008 0,0291
Из трудновосстанови- мых окислов 0.2913ЛМПМП 0,0001 0,0002 0,0001 —•
+0,471T]vV ' ' — — —
+0,461т]СгСг —- —
+1,29т|рР 0,0003 0,0005 0,0001
Вегман
СИ
Итого
Из карбонатов и летучих
веществ*3
+1,14e[Si] 0,0001 0,0035 0,0051
+0,668e[Ti] — —* —— •—
+0,5{(1—Xs )S—e[SJ} 0,0076 0,0001 0,004
+1,5(1 Xs )Ssq3 0,0016 0,0005 0,0010 —
+0,3636^^ CO2 (CaO) — — 1 —
Os 0,0097 0,0048 0,0016 0,0051
Всего при восстановлении
О^=ОД 0,0120 0,2474 0,0028 0,0492
0,7273 (СОакарб+СО2к)=О4
0,57COK=Os
Qfl+CX] 5—Ош
0,0120
0,2474
0,0028
0,0492
* 1 Степень разложения гидратной влаги шихты составляет 0,2—0,5 (большие значения относятся к выплавке литейного чугуна,
ферросилиция и ферромарганца}.
* 2 Степень разложения СОг- . При расчете по индексам rd, Кд, Я^она принимается равной нулю.
* 3 Определяется, если расчет ведется по индексу
Таблица 22
РАСХОДЫ УГЛЕРОДА, СО. Н2 НА ПРЯМОЕ И НЕПРЯМОЕ ВОССТАНОВЛЕНИЕ
И КОЛИЧЕСТВО УГЛЕРОДА, СГОРАЮЩЕГО У ФУРМ, кг/кг МАТЕРИАЛА
(В РАСЧЕТЕ ₽j=0.4, см. табл. 23)
Компоненты шихты
- Е Е Параметр мета л л одо-
кокс рудная смесь известняк бавки
1 Количество кислоро- да, отнятого прямым путем 0,0048 0,0990 0,001k 0,0197
2 Расход углерода на прямое восстановле- ние Ca=0,75Od 0,0036 0,0742 0,0008 0,0148
3 Количество кислоро- да, отнятого непря- мым путем 0,0072 0,1484 0,0017 0,0295
4 Расход СО и Н2 на непрямое восстанов- ление: С0г = 1,4а0/ H2f=l,4(l-a)Oz 0,0077 0,0024 0,1589 0,0488 0,0018 0,0006 0,0316 0,0097
5 Количество углерода, сгорающего у фурм: С —^[С] Сф 0,15/26 (—0,0008) (—0,0036) 0,8682 (—0,0278) (—0,0742) (—0,1020) (—0,0001) (—0,0008) (—0,0009) 0,0100 (—0,0399) (—0,0148) (—0,0447)
Таблица 23
ИНДЕКСЫ ПРЯМОГО ВОССТАНОВЛЕНИЯ ПРИ РАБОТЕ
НА АТМОСФЕРНОМ ДУТЬЕ БЕЗ ВДУВАНИЯ ТОПЛИВА В ГОРН
(ПО А. М. РАММУ, 1971 г.)
Вид продукции Условия плавки rd*' V
Передельный и литейный чу- гуны Наиболее легко восстано- вимые руды (богатые бурые железняки, обожженные си- дериты и т. п.) 0,35-0,55 0,30-0,40 0,35-0,40
146
Продолжение табл. 23
Вид продукции Условия плавки . rd*' Rdn V
Гематитовые и мартитовые руды, офлюсованный агло- мерат 0,45-0,65 0,35-0,45 0,40-0,45
Магнетиты, плотные сидери- ты, неофлюсованный агло- мерат 0,55-0,75 0,40-0,50 0,45-0,50
Плотные титаномагнетиты и магнетиты 0,70-0,85 0,45-0,55 0,50-0,55
Ферросилиций и ферромарга- нец 0,85-1,0 0,6-0,7 0,55-0,60
*’ Степень прямого восстановления железа из закиси (г^), т. е. отношение количе-
ства железа, восстановленного нз закиси прямым путем, ко всему количеству железа в
закиси. Здесь имеется в виду не только FeO, имеющаяся в шихте, но и закись железа,
образующаяся по любой реакции в доменной печи. При работе на комбинированном
дутье г можно вычислить по формуле
l+0.3v +0,5v -0.17о
X X
где г— степень прямого восстановления, принятая для работы на обычном дутье по
табл. 23; v CQ. vH/ oN
♦2 R — отношение
(без учета СО2 карбонатов).
— количество СО, Н2 и N2 в фурменных газах, м3/кг С,.
2 Ф
О j ко всему кислороду, отнятому от шихты в доменной печи
*’ Яд — отношение ко всему количеству газифицированного кислорода шихты
(включая СО2фл и СО2лет ).
Может быть вычислен по составу дутья и колошникового газа:
СО8 4- СО -»2PN,
2COt 4“ СО 4- HtO —20N,
|де СО2, СО, N2, Н2О — содержание соответствующих компонентов в колошниковом газе;
Р — отношение O/N2 для дутья:
Р__ со4"^-5ф4-Р (О2)
1—©4-DNjj
(здесь (о — содержание кислорода в сухом дутье; <р — влажность дутья, м3 Н2О/м3 сухого
дутья, D — расход восстановительного газа, м3/м3 сухого дутья; О2, N2 — содержание
кислорода п азота в восстановительном газе, вдуваемом в фурмы). Так как по фор-
мальной реакции С02фЛ4-СОвосст==С024~СОфЛ половина кислорода не может быть от-
нята и присоединяется к газу, в газифицируемый кислород шихты должна входить лишь
половина кислорода СО 2фЛ •
Вместо гj, R^ или Я^можно задаться степенью использования оксида углерода (при
=0,25-е-0,46,
выплавке передельного чугуна т|
СО
при выплавке литейного чугуна 0,22—
0,38, при выплавке специальных чугунов 0.09—0,18). Отношение степеней использования
водорода и оксида углерода : Т)со меняется в пределах от 0,9 до 1,2 (большие ве-
личины отношения соответствуют низким степеням использования оксида углерода).
Так как и меняются в довольно широких пределах, результаты расчета ших-
ты оказываются менее точными, чем при использовании индексов R^, Rd*
10*
147
Таблица 24
ЭНТАЛЬПИЯ ЧУГУНА Qew шлака Qu
ПРИ ВЫПЛАВКЕ РАЗЛИЧНЫХ ВИДОВ ЧУГУНА, кДж/кг
Вид продукции
Томасовский чугун .... Мартеновский чугун . . . Литейный чугун Ферросилиций Ферромарганец 1130—1214 1214—1298 1298—1382 1340—1424 1214—1340 1717—1800 1758—1884 1884—2010 2010—2093 1884—2010
Таблица 25
ПОЛЕЗНЫЙ РАСХОД ТЕПЛА Q', кДж/кг МАТЕРИАЛА
(ПО А. Н. РАММУ, 1971 г.)
Процесс Пересчет Компоненты шихты
3 3 РУДная смесь известняк металле - добавки
1. Диссоциа- 2520Fe3+*1 — 1310,4 6,8 246,2
ция оксидов: а) легковое- +460FeH-*» 3,8 31,8 —
становимых +2462МпМпО. — —* —
—1407ХМпМп 1 *
+4103r|NiNi —
+3182VV2o, — — —
+1465FeFeSt — — —
13 440^h^qH2OXIiM —• — ——
% 4l-a 3,8 1342,2 6,8 264,2
б) FeO 4836 (Fee—|iFe)=<7jB 39,2 2837,5 13,1 491,4
в) трудно- восстанови- 70,3т1мпМп 3,4 3,8 2,1 —
мых +1717 (FeFeSf +FeFeS) 11,5 —
+12079r)vV — —
4-Ю 869т]СгСг —• —•
+36 078T]pP 7,2 14,4 3,6 —-
+31 359e[Si ] 2,7 97,0 0,5 139,0
+19711e [Ti] 1.2 — —
+5485{(1—Xs)S—e[S]} 83,9 1,1 3,8 —
148
Продолжение табл. 25
Компоненты шихты
Процесс Пересчет К к я й
О я о Ml ш J3 У СП г; п « се ЬЮ
я O.Q СО X S X
+24 920(l-Xs)ScaSo, 26,9 9,0 17,9 —
+6439^со#СО2 (СаО) —- —
91'_в 135,6 126,5 27,9 139,0
91' 178,6 4306,2 47,8 894,6
2. Разложение 4187НаО* * •*3 - —
гидратов и кар- бонатов +4040CO2(CaOj — — 1738,0
+2302CO2(MgO) — — —
+2650СО2(МпО) ——
+1331CO2(FeO) — — —— —
92 — * - 1738,0
3. Испарение влаги 2449 (Н2О)фИЗ=93 73,5 — —
4. Энтальпия eQe=94 21,7 773,5 4,1 1108,0
чугуна *4 295,4 1044,1 172,0
5. Энтальпия шлака *5 141,8
S?l—5
415,6 5375,1 2834,0 2174,6
6. Теплота 1440,2CO2<CaO) ' - Wi 619,6
шлакообразо-
вания *® l029»9CO2(MgO) 1
1339,8Р2О5(СаО) — — — —
96 — 619,6 —
7. Энтальпия ct = q7 20,0 18,0 20,0 16,0
материалов
£<71—5 <7б ?7~ 395,6 5357,1 2194,4 2158,6
♦< Переход FeaOa-^FeO.
•2 Теплота образования магнетита из FeaO# и FeO.
♦» Все тепловые эффекты приведены по данным А. Н. Рамма, 1971 г.
Однако тепловой эффект разложения гидроксида железа принят по данным Сабатье
и Барсада равным 4187 кДж/кг Н2ОхиМ» Эта цифра включает в себя затраты тепла на
разложение гидрата и испарение, в связи с чем нет необходимости учитывать затем
отдельно теплоту испарения Н2ОХИМ- в пункте 3 настоящей таблицы.
•* См. таблицу 24; в расчетном примере Qe—1250 кДж/кг.
♦Б См. таблицу 24; в расчетном примере —1820 кДж/кг.
•• По формуле С. М. Вологдина теплота шлакообразования составляет 4,187
[3,14(СаО)—17) кДж/кг шлака или приблизительно 1130,4 кДж/кг СаО. Эти данные от-
носятся к извести, образующейся при разложении известняка или фосфорнокислой соли,
и магнезии, образующейся при диссоциации магнезита и доломита. В агломерате и ока-
тышах СаО входит в силикаты и ферриты кальция, частично в силикаты железа, а
также в алюмосиликаты и ферриты. Теплота минералообразования была учтена ранее
при расчете агломерационной шихты.
149
150
ЭНТАЛЬПИЯ ГАЗОВ, ВЫДЕЛЯЮЩИХСЯ ИЗ ШИХТЫ, кДж/кг МАТЕРИАЛА_ . Таблица 26
Последовательность расчета Компоненты шихты
кокс рудная смесь известняк металледобавки
1 ,244[Н2ОфП34-( 1 41н2о)^2^^им1сН20^г' 11.4 — — —
(1 >244ipj^QH2Ojnxl-|-0.5O9>i|5(-.QjCO2(ca0)_l_ + !l)2HH4-0,8NIi+0,SCOK)CCO2/r 18,3 — — —
0,509 (СО2ь-а рГ> 11'сО2^'^2(Са0)~^^^2н)сСО2^г 0,6 — 78,2 —
1 ,4СН4к(?сн/г 2,9 — —
<7о 33,2 78,2 —
Таблица 27
ТЕПЛОВЫЕ ЭКВИВАЛЕНТЫ КОМПОНЕНТОВ ШИХТЫ И ВДУВАЕМОГО ТОПЛИВА, кДж/кг(м3) МАТЕРИАЛА
Последовательность расчета Компоненты шихты
кокс рудная смесь известняк металлодобавки природный газ
10 802,6 (—1269,1) (-И.2) (—556,2) 2771 *,3
+‘?cdc^ 33,5 690,8 7,4 137,8 —
+<7соС0* 96,6 1993,9 22,6 396,5
+<7нгН2* 25,8 525,0 6,4 104,4 «
Qo (—395,6) (—5357,1) (—2194,4) (—2158,6) —•
(-33,2) — (-78,2) —
Q 10 529,7 (-3416,5) (-2247,4) | (—2076,1) 2771,3
* Для топлива, вдуваемого в фурмы, подставляется q . S
Таблица 28
ХАРАКТЕРИСТИКИ КОМПОНЕНТОВ ШИХТЫ С УЧЕТОМ ВЛИЯНИЯ ВДУВАЕМОГО В ФУРМЫ ТОПЛИВА*1
Последовательность расчета Компоненты шихты
кокс рудная смесь известняк металлодобавки
Расход вдуваемого топлива, м3(кг)/кг компонента шихты: Sm~ 1+<т (Cds+es[C] Сф»" 0,3034 (—0,0345) (—0,0003) (—0,0153»
Тепловой эквивалент компонента шихты: Qm 10 529,7 (—3416,5) (—2247,4) (-2076,1)
840,9 (-95,6) (-0,8) (-42,4)
Чт 11 370,5 (—3512,1) (—2248,2) (—2118,5)
Выход чугуна, кг/кг компонента шихты: 0,0174 0,6188 0,0033 0,8864
+smes 1 —' — 1 •
(> т 0,0174 0,6188 0,0033 0,8861
Избыток (недостаток) оснований, кг/кг компонента шихты: /?От (—0,0610) 0,0035 0,5204 (—0,0951)
Sm/?Os — I» «а» —
(—0,0610) 0,0035 0,5204 (-0,0951)
♦ Если расход топлива, вдуваемого в фурмы, задан в м3(кг)/кг чугуна, то нет необходимости вводить соответствующие поправки в вели-
чины тепловых эквивалентов, выхода чугуна и RO. В расчетном варианте расход дополнительного топлива (s) задан в долях от
Сф^п <0’35 м3/кг Сф), что вынуждает провести подсчеты по форме, приведенной в данной таблице. Уравнение теплового баланса получает вид
Xq'+Y~q'+Kq'+Mq'=0’
Л Y М
Характеристики вдуваемого топлива
1. Суммарное содержание углерода во вдуваемом топливе:
а) газообразном, м3/м3:
(С) = 0,01 (СО2 + СО + СН4 + 2СЛ + ЗС^Г8 + 4Cji^+ 5QH?» +
+ 2СЗТ4 + 2СЮ = 1,004
(принят следующий состав природного газа, %: СН498,1, С2НвО,3, С3Н80,2,
С4Н100,1, СО20,7, N20,6);
б) жидком и твердом (за вычетом углерода, переходящего в образующий-
ся чугун из золы вдуваемого топлива и расходуемого на прямое восстановле-
ние оксидов, содержащихся в золе), м3/кг:
29 4 / 12 \
(С) = 0,01 (ср —100^- % - ea [C]j.
2. Суммарное содержание водорода во вдуваемом топливе:
а) газообразном, м3/м3:
(Н) = 0,01 (Щб + Н, + 2СН44- ЗСаНв + 4С?Г8 + 5СДд +
+ 6СД15 + 2CJ17 + СЩ, = 1,984;
б) жидком и твердом, м3/кг:
(н) = 0,01 (11,2НР + 1,244W’P).
3. Суммарное содержание кислорода во вдуваемом топливе:
а) газообразном, м3/м3:
(б) = 0,01 (ба + Сб2+ 0,5Сб; + О.бЩо) = 0,007;
б) жидком и твердом, м3/кг:
(б ) = 0,01 (0,7Ор + 0,622В7р).
4. Содержание азота во вдуваемом топливе:
а) газообразном, м3/м3:
(N) = 0,01 N2 = 0,006;
б) жидком и твердом, м3/кг:
(N) = 0,01 -0,8Np.
5. Теплота горения вдуваемого топлива у фурм
а) газообразного, кДж/м3:
ws = (3,8 СЩ + 14,5CjHe + 24,2С8Н8 + ЗЗС4Н10 + 43 С8Н12 +
+ 29 QH4 + 47,8 С^Н2 — 30,2 СОа — 25,8Н^б) 4,1868 = 1524,5;
б) жидкого и твердого, кДж/кг:
’СР — 750^ — е[С]
СР
(QP — 289НР — 29SP — 32Ц7Р — 56,4СР 4,1868.
Расход дутья и выход фурменного газа:
1. Расход сухого дутья, м3/кг углерода кокса, сгорающего у фурм:
р' = 0,9333/(ш + 0,5ф) = 0,9333/(0,32 + 0,01 -0,5) = 2,8717,
где <о — содержание кислорода, м3 О2/м3, в сухом дутье (принято равным
0,32); <р —влажность дутья, м3/м3 сухого дутья (принята равной 0,01);
0,9333 = 22,4/(2-12).
152
2. Расход сухого дутья, м* * 3 * * 6/м3 (или кг) вдуваемого в фурмы топлива:
= 0.5(C)-(б) = 0.5-1.004 - 0,007 =
л ® + 0,5ф 0,324-0,005 ’
3. Выход фурменного газа, м3/кг углерода кокса, сгорающего у фурм:
v' = 1,8667+ t/д (1 — <d + <р) = 3,8482.
4. Выход фурменного газа, м3/м3 (или кг) вдуваемого топлива:
ёг = (с)4- (н) 4- (N) 4- Йд (I - (0 + ф) = 4,0449.
5. Примем расход природного газа (о), вдуваемого в фурмы, равным
0,35 м3/кг Сф. Максимально возможная в данных условиях величина о вычис-
ляется для минимально допустимой теоретической температуры горения перед
фурмами
-- 1 ' т 9
w + с t + iп — 7 8
8 1 8 8 Д Д "О
где L— энтальпия дутья, «„ = с0/ —<р (10802—cH of ), кДж/м3; i — энталь-
пия кокса.
6. Суммарный расход сухого дутья, м3/кг Сф:
ид = Ид + (мд = 2,8717 + 0,35-1,5231 = 3,4048.
7. Суммарный выход фурменного газа, м3/кг Сф:
иг = v' + оЪг = 3,8482 + 0,35-4,0449 = 5,2639.
8. Количество СО, Н2 и N2 в фурменном газе, м3/кг:
t)co= 1,8667 4-g(c) = 2,2181;
«Н, = «п *₽ +° <») = 0,7284;
VN =ип(1—©) 4-0 (N) = 2,3174.
Ж гА
9. Доля кислорода непрямого восстановления, отнимаемая оксидом угле-
рода:
где £=У|н,/т]со — отношение степеней использования Н2 и СО (см. при-
мечания к табл. 23). В расчете £ принимается равным 1,1.
10. Плотность фурменного газа, кг/м3:
РФЛ.= 1.25-1.16 (VH>/Vr)= 1,1116.
Теплоотдача углерода кокса, вдуваемого в фурмы топлива, СО и Н2:
1. Теплоотдача углерода кокса, сгорающего у фурм, кДж/кг Сф:
?с= (1 (wC + vi Q ~vr со <г= 12442,5,
Где z — внешние потери тепла в долях от общего прихода тепла в область,
горения (в расчете принято z = 0,1). По А. Н. Рамму (1971 г.) потери г
равны:
153
Вид чугуна:
передельный .
литейный .
специальные .
z
0,08—ОД 2
0,10-0,14
ОД 2—0,16
wc —теплота горения углерода кокса в СО (в расчете принята равной
9797,1 кДж/кг С); G — температура колошниковых газов, °C (в расчете tr =
= 200° С):
Вид продукции:
передельный чугун:
плавка на рудах и холодном агломерате . . 100—300
плавка на горячем агломерате ........... 300—500
литейный чугун.............................. 150—500
ферросилиций................................ 300—400
ферромарганец .............................. 400—550
{-д — энтальпия дутья, за вычетом теплоты разложения влаги дутья (в рас-
чете температура дутья принята равной 1300° С), кДж/м3 сухого дутья:
1д = С(ЛД - ф (10802 - сНгО у = 1791,5,
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ФАКТИЧЕСКИХ СОСТАВОВ ЧУГУНА. ШЛАКА И ИХ КОЛИЧЕСТВА
Компонент Количество компонента. кг/100 кг чугуна Коли
Fe Мп р S
Кокс . . . Смесь агло- 50,2038 0,7982 0,0402 0,0100 0,8535
мерата и окатышей . 158,7323 93,509г*1 0,1429 0,0635 0,0635
Известняк . 4,9999 0,0135 0,0025 0,0005 0,0040
Металлодо- бавки . . . 1,0000 0,8450 — — —
Всего 95,1659 0,1856 0,0740 0,9210
В газ . . . 0,0921*2
В чугун . . 94.7852*3 0,1114*6 0,0740 0.0497*8
МпО 0.5S
В шлак . . 0.4895*4 0,0957*® 0,1695” О,3895*о
** 158,7323'0,5891—93,5092 кг, здесь 58,91 : 0,01 — содержание железа в смеси агло-
72
-94,7852 кг. (95,1659-94,7852) — =0,4895 кг FeO. « 0,1856ц.. =0,1856-0,6=0,1114 кг.
56 Мп
—0,8289-0,06=0,0497 кг. *9 (0,9210—0,0921—0,0497) : 2=S/2 кг (учитывается потеря кислоро-
48 48 80
серы). *10 0,1587-— TU. =0.1587-— - 0.1=0,0095 кг Ti. ♦” 0,1587—0,0095 — =0,1429 кг
80 Ti 80 48
водственных условиях допустима ошибка не более ±0,5%). *14 Проверка основности
(допустимо до ±0,5%). После пересчета состава шлака на три компонента (CaO, SiOs,
(см. рис. 51); вязкость (см. рис. 54) 0,7 Па-с при 1400° С и 0,3 Па-с при 1500° С.
154
где с0 —теплоемкость двухатомных газов, кДж/(м3*К); Сц2о —теплоемкость
водяного пара, кДж/(м3*К).
2. Теплоотдача вдуваемого топлива, кДж/м3 (или кг):
<7s = U — z)(t»s + csts + »д /д) — ?г с0/г = 2771,3.
где Csta — энтальпия вдуваемого топлива, кДж/м3. В настоящем расчете этой
величиной пренебрегают (ts = 0), но при предварительном нагреве природно-
го газа до 300—450° С ее влияние на qa значительное.
3. Теплоотдача углерода, расходуемого на прямое восстановление, кДж/кг:
qc = wr — 1 ,8667 сп /_ = 9309,5.
* V* иг
4. Теплоотдача СО и Н2, расходуемых на непрямое восстановление,
кДж/м3:
q<X> = 12644 - (сШ2 - г0) /г = 12548,0;
<7Н. = 10802 - (сно - с0) tT = 10758,8.
Таблица 29
чество, кг
Т1Оа S1O2 Al,О:, СаО MgO с всего
— 2,1086 1,1045 0,2008 0,1004 43,8078
0,1587 11,0160 1,9841 11,3335 1,7778 —
0,0900 0,014Э 2,6744 0,0365 —
— 0,0800 0,0200 —— 0,0100
0,1587 13,2946 3,1226 14,2087 1,9147 43,8178
Ti 0,0095*1° Si 0,5000 4,5000 100,0298*и
0,1429*11 12,2232*12 3,1226 14,2087 1,9147 32,7563
мерата и окатышей, % *2 0,9210Лс —0,9210-0,1 в0,0921 кг. *3 95,1659 • Т] „ 95,1659 • 0.996“
71 142
♦6 (0,1856—0,1114) • — -0,0957 кг МпО. *7 0,0740---0,1695 кг Р2О5. *8 (0,9210—0,0921)1) Q =
55 62 ь
да по формальной реакции CaO+S—CaS+O; масса кислорода в 2 раза меньше массы
60
TiO2. **2 (13,2946—0,5---) = 12,2232 кг SiO2. Относительная ошибка 0,03% (в произ-
28
шлака: (14,2087+1,9147) : (12,2232+3,1226)-1,05067. Относительная ошибка равна 0,07%
А12Оз) определяют основные физические свойства шлака: температура плавления 1310° С
155
Г. Определение расхода компонентов в шихту
Задача сводится к решению системы из трех уравнений (соответственно
баланс выхода чугуна, баланс основности шлака и тепловой баланс) с тремя
неизвестными X, У и К, кг/100 кг чугуна:
0,6188Х + 0,0033Г + 0,0174Х = 99,1136
0,0035Х + 0,5204У — 0,061 ОХ = 0,0951
(— 3512,1) X — 2248,2Y + 11370,5Х = 2118,5
Х = 158,7323, У = 4,9999, Х= 50,2038.
Вынос компонентов шихты при работе без повышенного давления газов
в рабочем пространстве доменной печи составляет, %: кокса и известняка
0,5—1,0; агломерата, окатышей, кусковых руд 2—5; рядовых руд 5—10. При
работе с повышенным давлением газов (0,1—0,25 МПа на колошнике) эти
цифры следует уменьшить в 2—4 раза (по данным А. Н. Рамма, 1971 г.).
Реальный расход при этом составит, кг/100 кг чугуна: смеси агломерата
и окатышей 158,7*1,01 = 160,3, известняка 5 и сухого кокса 50,2*1,0025 = 50,3.
Д. Проверка правильности расчета
Проверку ведут в виде табл. 29—33, в которых подсчитываются факти-
ческие составы и количества чугуна, шлака, газа, а также составляются мате-
риальный и тепловой балансы плавки.
Определение расхода дутья:
1. Количество углерода кокса, сгорающего у фурм, кг/100 кг чугуна:
Сф = С — Q — [С] = 43,8178 — 11,9774 — 4,500 = 27,3404.
2. Расход сухого дутья, м3/100 кг чугуна:
уд i±= ид Сф = 3,4048*27,3404 = 93,0886.
В том числе, м3/100 кг чугуна:
а) сухого атмосферного воздуха
Уа.в = Уд
С1)о — со
<0о — 0,21
0,96 — 0,32
-93’о886о-^^Г = 79’4356’
где coq —содержание кислорода в технологическом кислороде (в расчете
принято COQ = 0,96);
б) технологического кислорода
со — 0*21
ут« = шо —0,21
0,32 — 0,21
= 93,0886 ~L~—т2— = 13,6530.
0,96 — 0,21
3. Количество влаги в дутье, м3/100 кг чугуна:
УНаО = <₽УД = 93,0886*0,01 = 0,9309.
4. Плотность технологического кислорода, кг/м3:
ртк = 1,2500 + 0,1786шо = ! ,2500 + 0,1786*0,96 = 1,4214.
5. Масса влажного дутья, кг/100 кг чугуна, включает массу сухого атмо
сферного воздуха
Уа.в 1,2875 = 79,4356*1,2875 = 102,2733,
водяных паров
yHa0 0,8036 = 0,9309 • 0,8036 = 0.7431,
156
Таблица 30
ДАННЫЕ для РАСЧЕТА КОЛИЧЕСТВА ДУТЬЯ, ГАЗА, МАТЕРИАЛЬНОГО
И ТЕПЛОВОГО БАЛАНСОВ (В ЧИСЛИТЕЛЕ — НА 1 кг КОМПОНЕНТА.
В ЗНАМЕНАТЕЛЕ — НА 100 кг ЧУГУНА)
Характеристики компонен- тов шихты Кокс Смесь агло- мерата с окатышами Известняк Метал- ле добав- ки BCerQ
Расход, 1 чугуна <г(м3)/100 кг 50,2038 158,7323 4,9999 1,0000 ч
— 0,4302 ——
Сиг(карО), 1 <г — 2,1509 — 2,1509
СО«(СаО) • НгОхим, кг —— “ « 0,4302 — —
кг 2,1509 2,1509
— 1 1 — —
НгОфиз, кг 0,0300 —
1,5061 — — 1,5061
Cd, кг 0,0036 0,0742 0,0008 0,0148 —«•
• 0,1807 11,7775 0,0040 0,0148 11,9774
СО<» м® 0,0077 0,1589 0,0018 0,0316 •
-• 0,3866 25,2225 0,0090 0,0316 25,6497
Н2<1 м3 • 0,0024 0,0488 0,0006 0,0097 —*
0,1205 7,7461 0,0030 0,0097 7,8793
кДж 178,6 4306,2 47,8 894,6
8966,4 683533,0 239,0 894,6 693633,0
q2, кДж —* — 1738,0 —
—- 8689,8 — 8689,8
<7з, кДж 73,5 —
3689,9 —» — — 3689,9 .
<7g, кДж — 619,6
3097,9 — 3097,9'
qj, кДж 20,0 18,0 20,0 16,0 ——
1004,0 2857,1 100,0 16,0 3977,1
157
сл
КОЛИЧЕСТВО, СОСТАВ И ЭНТАЛЬПИЯ КОЛОШНИКОВОГО ГАЗА
Компо- ненты Объем, м’/ЮО кг чугуна
1 о л*
со2 СО,- = СО2£ = 25,649 + 0,509 (СОгкарб ^со2 СО2(СаО) = 1 >0948 + 0,509 К СО2,-= 0,0899
СО2= 26,8337
со л Сф vco = 60,6437 + 1,8667 Cd = 22,3582 = 0,5091]>СОз С02СаО + 0,8 К СОК = 0,1606 COs = 83,1625 — СО; =25,6497
СО = 57,5128
сн4 Н2 1,4 КСН4к = СН4 = 0,4220 Сф »Hj = 19,9147 1.244 ^Н,О НаОхим + 11,2 К Нк = 1,4057
Таблица 31
Плотность. кг/ма Масса, кг/кг чугуна Энтальпия при = 200е С
Содержание, % (объемн.) кДж/м3 кДж/100 кг чугуна
3 4 5 = 2X4 6 7 = 2X6
16,5 1,9643 52,7094 355,9 9550,1
35,6 1,2500 71,8910 259,6 14930,3
0,3 0,7143 0,3014 351,7 148,4
Н,- =21,3204 *• — Н2/ = 7,8793 Н2= 13,4411
n2 Сф ~ 63,3586 + 0,8 К NK = 0,1606
N2 = 63,5192
Сухой газ Уг = 161,7288
Н20
H2i = Н2О,- - 7,8793
v'T = Vr+H2Oi = 169,6081
1,244 [Н2Оф„3 + (I - t|JH2O) Н2ОХЯМ] = 1,8736
Влажный газ Уг — 171,4817
п
?,з 0,0893 1,2003 259,6 3489,3
39,3 1,2500 79,3990 259,6 1648:. 6
100,0%
— 0,8036 1,5056 305,6 572,6
— 213,3385 Г =47588,2
Таблица 32
МАТЕРИАЛЬНЫЙ БАЛАНС ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ
Подается в печь кг/100 кг чугуна Получается из печи кг/100 кг чугуна
1. Кокс (влажностью 3%) 2. Смесь агломерата и окатышей 3. Известняк 4. Металлодобавки 5. Дутье 6. Природный газ 51,7099 158,7323 4,9999 1,0000 122,4278 7,0094 1. Чугун 2. Шлак 3. Улетучивающиеся ве- щества (S) 4. Газ влажный 100,0000 32,7563 0,0921 213,3385
Всего Примечание. Не до 0,5%). 345,8793 вязка баланс Всего :а 0,3076 кг, т. е. 0,09% 346,1869 (допускается
Таблица 33 ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ
Приход тепла кДж/100 кг чугуна Расход тепла кДж/100 кг чугуна
1. Горение углерода кок- са в СО у фурм 0>сСф 2. Горение природного газа у фурм w8s 3. Энтальпия природного газа 4. Энтальпия дутья, за вычетом теплоты разло- жения влаги дутья 267856,6 14588,1 166768,2 1. Диссоциация оксидов 71' 2. Разложение гидратов и карбонатов q2 3. Испарение влаги 4. Энтальпия чугуна Qe 5. Энтальпия шлака uQu 693633,0 8689,8 3689,9 125000,0 59616,5
2 71—5 6. Теплота шлакообразо- вания 7. Теплота шихты q7 890629,2 3097,9 3977,1
Q1 = Я\+7г+7з+74 5. Окисление углерода при прямом восстановле- нии WcCd 6. Окисление СО в СО2 7. Окисление Н2 в НгО 449212,9 117343,8 324314,8 85112,2
Qo = 2 7i—5 — 7б — 7? 8. Энтальпия_ колошни- кового газа W 9. Внешние потери тепла Z=zQl 883554,2 47588,2 44921,3
Всего Примечание. Hei ется до 0,5%). 975983,7 вязка 80 кД>
Всего к/100 кг чугуна, или 0,008 976063,7 % (допуска- •
160
технологического кислорода
Vt.k Рт.к = 13,6530-1,4214 = 19,4064,
итого 122,4278 кг/100 кг чугуна.
6. Расход природного газа, вдуваемого в фурмы, м3/100 кг чугуна:
5 = оСф = 0,35-27,3404 = 9,5691.
7. Плотность природного газа, кг/м3:
ps = 0,01 (18iW + 44C6H-28C64-3262 + 28Ni + 2H7+
+16 СЩ 4- 28 С^Щ + 30 С£Нв + 44 CjH8 + 58 +
+ 72CJ47a 4- 26 CjH2): 22,4 = 0,7325.
8. Масса вдуваемого газа, кг/100 кг чугуна:
sps = 9,5691 -0,7325 = 7,0094.
Расчет состава доменной шихты
комплексным методом
с использованием формул А. Н. Похвиснева
При работе на ЭВМ табличная форма расчетов оказывается обычно ме*
нее эффективной в сравнении с расчетами по формулам. Для подсчета тепло-
вого эквивалента любого шихтового материала проф. А. Н. Похвисневым в
1958 г. была предложена следующая формула, кДж/кг компонента шихты:
^комп.пшфты ^SiOi SiOfc“Г <7а12О3 ^^2^3 ^СаО 4“ ^MgO MgO -J~
+?s S4s+?p p+9мпМпОМпМпО 4- 4- ?Mn МпзОМпмПз5;4-
+ 9МпМп,Оз МПмп‘°» + 9мпыет МПмет + 9МпМпСОз МПмпСО’ +
+ ?Mn MnMnSiO3 + ^Fe FeFe,SIO, + ?Fe_ о FeFeO +
+ 4Fe FeFe2O3 + ^Fe FeFeCO3 + ?Fe FeMer + ‘fco, C02 +
JrCgUa reL/L/3 мет
4*?H3Or ппН2°гидр + ?[51]4""-'—(?C —гс)С»
гидр
где SiO2, А12Оз, CaO, S и т. д. — содержание соответствующих оксидов, эле-
ментов в данном компоненте шихты, доли ед.; <7SIOj, ?А1ЯО3» <7саО»
и т. д. — тепловые эквиваленты соответствующих оксидов и элементов,
кДж/кг; —коэффициент перехода серы в шлак, доли ед.; гс —тепловые
потери, кДж/кг углерода.
Подсчеты тепловых эквивалентов SiO2, А12О3 и т, д, ведутся по соответст-
вующим формулам. Для SiO2, кДж/кг SiO2
^о,= ешл+Ч<?шл-н932).
где Фшл—энтальпия шлака, кДж/кг шлака; b — основность шлака (СаО+
4-MgO) : (5Ю2+А120з). Для остальных оксидов и элементов имеем:
9А1.О, = <?шл - 840 + fe (<?шл 4-3192), кДж/кг А1.Д,
9саО = Qmn 4-1932, кДж/кг СаО,
СаСО3
о =—1932 кДж/кг, СаО,
С Ca.SiO,
1] Е. Ф. Вегман
161
q =—3192 кДж/кг СаО,
чСаОсв **
%гО = ^шл +1953 > кДж/кг MgO,
gvMgC03
я _ =—1953 кДж/кг MgO,
MeOMgsiot
qu _ =—2747 кДж/кг MgO,
М8°св
= 1Ю12 4" 2,25фшл кДж/кг $орГ-|_СуЛЬфидН»
qs = 28787 + 2,254?шл, кДж/кг 5сульфатн,
qp = 20299 + Q + qc — qc , кДж/кг P
(где Q4 —энтальпия чугуна; qc —тепловой эквивалент углерода, сгорающего
у фурм, кДж/кгс; —тепловой эквивалент углерода прямого восстановле-
ния, кДж/кг С),
9МпМпО = Г388 + 0,073?С + °*218 (?С “%) + 1 ’073<24 ~
— 584] т] + (1,29Q — 496) (1 — n ], кДж/кг Мп
J Мп шл Мп; МпО
(где т]Мп — коэффициент перехода марганца в чугун),
’Мпмио^МпмиО-2902- КДЖ/КГ Мпмпо/
^"мпА^^мпо"832’ кДж/кгМпМпА,
9м"м п = ?Мпм л“315' кДж/кГ МпМп3О, ’
Мп3О, МпО
?Мпм „ =<7мпм +1751 • кД«/кг МпМпСОа,
AlnCOj ААпО
?MnsiO, = ?MnM — «бО-Чмп)’ кДж/кг MnMnSiO
МпО
9мпмет = (0.073 + 1,073Q4) Лмп + (1,29(2ШЛ - 496) X
х(! ~ Пмп)» кДж/кг Мпмет
270610 12
^ео= “5б“Rd + 0,04370 + IT<7с ~Ч) Rd +
+ 1,043Q4, кДж/кг FeFeO,
(где Rd — общая степень развития прямого восстановления),
=qF +2554Rd+l2/ll2(qc-qc \Rdf кДж/кг FeFe±(
rCjOj г си х '
™ = gF*v гЛ 1571 ’ кДж/кг FeFeCO,,
FeCOj F eO
?Fe =?Fe +424. КДЖ/КГ FeF sio
,reFe,SiOt FeO - J-ets,iu,>
gP^ = 1 ’043Q4 + 0,0439c, кДж/кг FeMeT,
7co, —
284260 ,
—+^C-9cJ
12 '
44
R кДж/кг CO9,
162
[[242800 12
*н>огадР= 4200+°’31П8~ + (9с “ Ч) Т] “
284260 — 242800
Ri , кДж/кг НгОгидр
(где Ri — общая степень развития косвенного восстановления),
Г 24 24
9lSi] = |14549 + (<7с~ ~ 1344~
г [Si] 60
— [<?ШЛ + b (Сшл + 1932)] кДж/кг материала,
, 1UU•2о
117940
12
Ф
(где Уд — количество дутья в расчете на 1 кг Сф; №д, №к.г — энтальпия го-
рячего дутья и колошникового газа; Ук.г — выход колошникового газа в рас-
чете на 1 кг Сф),
117940 22,4
12 “ 12 *«>’ •
Уравнение для определения удельного расхода кокса имеет вид:
Акокса К 4" <7п.г Г = ^рудн.см Р 4“ <7марг,р М 4" 7изв
где Г — расход природного газа, м3/100 кг чугуна;
г = 1660СОСН4 + 3040СОс>На + 3380СОСзНв + 3460COCiHti +
+ 3625СОс,н„ + Йд <д - Уп.г кДж/*,
здесь СОСН4, COCtHe и т.д.— выход оксида углерода при неполном го-
рении природного газа на фурмах; Уд — количество дутья, необходимое для
сжигания 1 м3 природного газа, м3/мэ; — энтальпия влажного дутья,
к^ж/м3, Уп.г — количество продуктов горения природного газа, м3/м3;
^пр?гор — энтальпия колошникового газа, образовавшегося при сжигании 1 м3
природного газа, кДж.
При вдувании мазута и угля в фурмы подсчет тепловых эквивалентов
топлива этих видов ведется по соответствующим формулам. Для мазута,
кДж/кг мазута:
^мазута ^мазута ^мазута ^раэл
(где Смазута — содержания углерода в мазуте, доли ед.; Snaayra — содержание
серы в мазуте, доли ед.; t]s —коэффициент перехода серы в шлак; Qpaan —
теплота разложения углеводородов, равная 1900-^2300 кДж/кг мазута). Для
угля, кДж/кг угля
— д — q — 242800
^уголь Суголь ?С У А уголь ?S nS уголь ^уголь J g
(где Суголь, Луголь, Бугель, №уГОль — соответственно углерода, золы, серы,
влаги в угле, доли ед.). ....
11*
163
Тепловые балансы плавок в доменных печах
Технико-экономические показатели работы доменных печей и тепловые балан-
сы плавок приведены в табл. 34, 35.
Таблица 34
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПЛАВКИ
Показатель плавки ЧерМЗ* ЧерМЗ ЧерМЗ КарМЗ* КарМЗ ммк 1 6
К. и. п. о., м3-сут/т . . 0,393 0,366 0,390 0,538 0,610 Нет Нет св.
св.
Удельный расход сухого кокса, т/т чугуна . . . 0,425 0,384 0,399 0,555 0,544 0,589 1,635
Расход природного газа, мз/т чугуна 120 169 118 — — • —
Расход мазута, кг/т чу- гуна — — 38 — * 11 —
Расход угольной пыли, кг/т чугуна — — —- — ! 40,4 —
Расход кислорода, м3/т -
чугуна 173 212 101 Нет — —
св.
Концентрация О2 в дутье, % 30,4 34,61 28,25 24,8 21,0 21,0 21,0
Температура дутья, °C . 1038 1037 1048 924 1057 933 800
Температура колошнико- вого газа, °C 283 298 349 270 228 485 347
Избыточное давление под большим конусом, МПа 0,172 0,169 Нет 0,149 0,145 0,075 0,057
св.
Выход шлака, кг/т чугу-
на 320 307 325 Нет 607,6 356 1037
св.
Основность шлака СаО : 1,03
: SiO2 Состав сухого колошни- 1,03 1,05 1,09 1,14 1.11 1,06
кового газа: 21,58
сог 21,62 20,23 17,6 Нет 15,2 6,9
св.
со 25,56 26,28 25,50 28,1 » 26,2 32,9
Н2 9,93 13,49 9,56 4,3 > '2,7
n2 42,93] 38,61 44,71 50,0 в 55,9 60,2
Чугун t Перед ,ельный Ферро- марганец
[Si],, % 0,48 0,53 0,47 0,95 0,95 0,79 Ми 76,1
• ЧерМЗ, КарМЗ — соответственно Череповецкий и Карагандинский металлургические
заводы.
164
Т а б л и ц a 35
ТЕСТОВЫЕ БАЛАНСЫ ПЛАВОК, кДж/кг ЧУГУНА (см. табл. 34)
Статьи прихода и расхода тепла Ч.ерМЗ*’ Ч.ерМЗ ЧерМЗ КарМЗ*1 . КарМЗ ммк охмк
Пглход теп ш 1. Горение СК в СО у фурм , , . 2448,1 2281,9 2.162,2 3148,6 3180,9
2. Горение при- родного таза у (г-vdm , , ♦ . . *' * 237.0 327,8 237,8 —-
3. Горение мазута У фурм .... — - —* 242 „8 • • • и1
4. Горение угля у Фурм -—- ' 1 " 212,3 —— —
5. Энтальпия дутья 1152,3 .1082,3 1226,8 1205,8 2199,8 1955,7 5915,4
6. Окисление С в СО при прямом восстановлении 645,6 489,9 763,3 1226,8 884,7
7. Окисление СО в СО2 при косвен- ном восстановлен H313I 4060,1 3924,9 3755>3 3864,6 4304,2
8. Теплота окис- ления Н2 в IbO при косвенном восстановлении 1173,2 1565,1 Г ЗОД - 452,2 457,2 17,2
9. Горение угле- рода до СО и СО2 — — 8444,3 17 367,7
:0. Энтальпия шихты ..... ——. 111 1 — 655,4 500,3*’
Всего. . , 9.716,3 9671,9 9275,5 10140,8 11 239,1 11 071,6 23 783,4
Расход тепла 1. Диссоциация оксидов .... 6901,4 6847,4 6838,2 7281,2 7126,3 6480,6 8432,6
2_ Разложение гидратов и карбо- /?атов ..... ’36.8 3,3 4.1,9 —,— 1,71 2426,8
3. Теплота испа- рения воды . . . 4. Энтальпия чу- гуна •W 47,3 1256,1 33 Д: 1256,1 31,0 1256,1 37,7 1256 ,1 36,8 1220,1 32,6 1289,2 1545,0
5. Энтальпия шла- ка ..... . 599,1 571,1 620 Д 720,2 1081,1 753,2 2185,2
6. Энтальпия ко- лошниковых газов 660,3 684,6 ' 778,4 699,2 853, 7 1379,0 5147,9
165
Продолжение табл. 35
Статьи прихода н расхода тепла ЧерМЗ*1 ЧерМЗ ЧерМЗ КарМЗ*’ КарМЗ ммк охмк
7. Внешние поте- ри тепла .... 392,7 464,7 266,3 841,6 472,7 573,6 4045,9
Тепловое значение углерода в печи, кДж/кг .... 22653 23656 20240 16966 18576 16867 12 497,0
К. п. д. углерода в печи, % ... 67,8 70,8 67,0 50,8 55,6 50,5 37,4
К- п. д. тепла в печи, % • • • • 89,2*2 88,1*2 88,7 *3 84,8*4 87,9*« 82,4*« 61,4*»
*’ ЧерМЗ. КарМЗ — соответственно Череповецкий, Карагандинский металлургические
заводы.
♦2 По данным Л. А. Вялого и др. (1977 г.) для печи объемом 1007 м3.
♦3 То же (1978 г.).
*4 По данным Б. Н. Жеребина и др. (1977 г.) для печи объемом 2700 м3.
*5 По данным В. В. Емушмнцева (1972 г.) для печи объемом 1719 м3.
•• По данным Н. Н. Бабарыкина и др. (1964 г.) для печи объемом 1180 м3.
•7 Теплота шлакообразования.
♦8 По данным Л. Г. Шумакова, Г. А. Часовитина (1960 г.) для плавки на чиатурской
руде.
Зональные тепловые балансы
1. Методика составления зональных тепловых балансов доменной плавки
разработана В. Матезиусом (1916 г.), Дж. Джонсоном (1918 г.), П. Рейхард-
том (1927 г.), Ю. Р. Тишбейном (1939 г.). В 1916 г. В. Матезиус (Stahl und
Eisen, 1916, Bd 36, S. 250) предложил делить высоту доменной печи на две
расчетные зоны: «шахту», в которой при умеренных температурах происходит
косвенное восстановление, и «горн», в котором идет прямое восстановление
железа углеродом. Температурная граница между «шахтой» и «горном» со-
ответствует 900—950° С. Дж. Джонсон обратил внимание на то обстоятельст-
во, что одинаковые количества тепла при разных температурах представляют
различную ценность для доменного процесса. Современная точка зрения в
сущности является развитием этих идей и заключается в том, что удельный
расход кокса на плавку определяется тепловым балансом нижней высокотем-
пературной зоны доменной печи. Таким образом, можно утверждать, что в
большинстве практических случаев снижение удельного расхода кокса может
быть достигнуто лишь такими мерами, которые уменьшают затраты тепла в
высокотемпературной зоне печи.
П. Рейхардт (Archiv fur das Eisenhuttenwesen 1927/28, № 1, S.77) делил
высоту доменной печи на четыре температурные зоны: <900, 900—1200»
1200—1400 и >1400° С. Ю. Р. Тишбейн (Изв. АН СССР, ОТН, 1939, № 1,
с. 65—71) предложил восемь зон — испарения влаги (0—100°С), выделения
летучих из кокса (100—500°С), восстановления железа и марганца до заки-
сей (500—900° С), разложения известняка (900° С), прямого восстановления
железа из закиси (900—1200°С), прямого восстановления марганца, кремния,
фосфора и плавления чугуна (1200—1300°С), образования и плавления шла-
ка (1300—1500°С), горения кокса (>1500° С). История показала, что зональ-
ные балансы оказываются во многих отношениях полезнее общих тепловых
балансов доменной плавки, позволяя полнее объяснить наблюдаемые при при-
менении новой технологии изменения удельного расхода кокса. В последнее
время зональные балансы явились также основой для создания схем автома-
тического регулирования теплового состояния доменных печей.
2. Общий принцип составления теплового баланса любой из температур-
ных зон по высоте доменной печи заключается в том, что необходимо учесть
166
не только затраты тепла на нагрев материалов от нижнего предела темпера-
тур в зоне (Тв) до высшей в данной зоне температуры (Гв), но и теплоты
всех экзо- и эндотермических химических процессов в зоне, теплоты взаимных
переходов полиморфных модификаций, теплоты плавления и испарения ве-
ществ. Энтальпия химической реакции ДНТ , осуществляемой внутри данной
зоны при некоторой средней температуре Гв<ГСр>Гн, вычисляется по зако-
ну Кирхгоффа:
ДНТ
'ср
=
гср ^ср
| Дср dT = ЛЯ298 + ( ср(прод. реакции)
298 298
X dT—
^(реагентов)
dT.
Полная затрата тепла на нагрев
дение самой реакции составит
гср
Q ~ f ср(реагентов)
'-'Р
Н
реагентов и продуктов реакции и прове-
ср (про д. реакции)
dT.
Комбинируя эти уравнения, получаем
т т
Q = Д//2&8 + | ^р(прод.реакцин) ^Т f ср(реагентов)
298 298
Полученное выражение позволяет использовать при расчетах зональных
тепловых балансов табличные значения тепловых эффектов (ЛНгэв) реакции и
превращений, что практически удобно. Что касается веществ, не участвующих
в реакциях, то учитывается только их нагрев от Тн до Тп.
3. При расчете зональных тепловых балансов тепловые потери учитыва-
ются для каждой зоны в отдельности на основе экспериментальных данных
(Андоньев С. М. Испарительное охлаждение металлургических печей. М., «Ме-
таллургия», 1970). Согласно этим данным, общие потери тепла (100%) в
среднем могут быть распределены на типовой печи 2700 м3 (с плитовыми хо-
лодильниками) между зонами следующим образом: коническая часть шахты
и распар 54%, заплечики 13%, фурменная зона 5%, фурменные приборы 23%,
металлоприемник 3%, лещадь 2%. Максимальные потери тепла с охлаждаю-
щей водой для печи 2700 м3 по высоте печи составляют, МДж/ч (не более):
В плитовых холодильниках:
лещади (боковых).................. 1884
металлоприемника.................. 2009,7
фурменной зоны.................... 4856,7
заплечиков ............... . . . 10467
В фурменных приборах............... 16747,2
В шлаковых приборах.................. 711,8
В шахте с плитовыми холодильниками . 43961,4
Всего по печи..........
80637,8
При расчетах можно также использовать значения плотностей тепловых
потоков для различных зон печи, приведенные в табл. 36.
4. Существуют два метода расчета теплового баланса доменнойХ плавки.
Метод Л. Грюнера (1872 г.) предусматривает раздельный учет теплоты диссо-
циации оксидов в расходной части баланса и теплоты окисления С и СО со-
ответственно в СО и СОя в его приходной части. Этот метод точен, но в ре-
зультате получаются значительно завышенные реальные значения прихода
167
Таблица 36
СРЕДНЯЯ (D и РАСЧЕТНАЯ (II) ПЛОТНОСТИ ТЕПЛОВЫХ ПОТОКОВ
В РАЗЛИЧНЫХ ЗОНАХ ПЕЧИ, кДж/(м2*ч)
Зона* *1 Г2 II*’ Зона1* I*» II*3
Лещадь, ряд холодильников 1-й . 6280 8374 3-й . . . 4-й . . . 5-й . 50 242 50 242 79 549 71 176 71 176 113044
2-й .. . 7955 12 560 6-й . . 133 978 188406
Металлопри- 14 654 18 841 7-й . . . 133 978 188 406
емник Фурменная 33 494 41868 8-й . . 9-й .. . 71 176 50 242 108857 71 176
Заплечики . . 83 736 10 8857 10-й . . . 50242 71 176
Шахта, ряд хо- лодильников: 1-й . . . 2-й .. . 29308 37 681 41 868 55428 11-й . . . 50 242 71 176
Примечание. ПоР. Линдеру (Термохимические расчеты доменного
процесса. М., Металлургиздат, 1963) на печи №2 (диаметром 4,5 м) в Окселе-
зунде с кронштейновыми коробчатыми холодильниками в шахте и с охлажде-
нием кожуха наружным поливом в заплечиках и горне общие тепловые поте-
ри (100%) распределяются по зонам следующим образом: горн и нижняя по-
ловина заплечиков (зона плавления >1200° С) 39,8%; верхняя половина за-
плечиков и нижняя часть шахты (зона прямого восстановления 1000—1200® С)
18,2%; средняя и верхняя части шахты (<1000° С) 42,0%. А. Н. Рамм реко-
мендует при расчетах зональных балансов принимать тепловые потери zK=
=0,074-0,08 для зоны температур >850° С и zB=0,03-5-0,02 для зоны темпе-
ратур <850° С. Здесь zH и zB выражены в долях от суммарного прихода теп-
ла при проведении расчетов по схеме, предложенной Грюнером.
*1 Во всех зонах плитовые холодильники. Высота холодильника в шахте принята рав-
ной 1 м.
*2 Среднее значение плотностей теплового потока за кампанию печи.
м Среднеарифметические из замеренных максимальных значений плотности.
и расхода тепла. Вторая схема теплового баланса доменной плавки была пред-
ложена Р. Окерманом (1873 г.). По этой схеме в приходной и расходной час-
тях баланса учитываются реальные тепловые эффекты реакции восстановле-
ния. Табл. 37 позволяет сравнить результаты расчетов по двум перечислен-
ным методам. При одинаковой их точности приход тепла по методу Л. Грюнера
превышает реальный почти в 1,8 раза.
Зональные тепловые балансы могут быть составлены по каждой из рас-
смотренных схем. В рамках первой из них А. Н. Раммом разработана методика
расчета двухзонного теплового баланса комплексным: методом, позволяющим
определить удельный расход кокса по тепловому балансу нижней (>850® С)
зоны печи (Рамм А. Н. Определение технических показателей доменной плавки.
Л., Л ПИ, 1971).
* В тепловом балансе верхней зоны учитываются внешние потери тепла и
потери тепла с колошниковыми газами. Полезный расход тепла включает в
себя здесь затраты тепла на испарение влаги шихты, диссоциацию гидратов,
ГеСОз, МвСОз и MgCOa, гематита и магнетита до закиси железа (вюстита),
пиролюзита, браунита, гаусманита до закиси марганца (манганозита). При-
ходная часть баланса включает тепло, выделяющееся при окислении СО и
Н2 соответственно до СО2 и Н2 в ходе косвенного восстановления, и энталь-
пию газов на входе их в верхнюю зону.
В тепловом балансе нижней зоны (температура шихты выше 850° С) учи-
тываются расход тепла на разложение СаСОз, диссоциацию вюстита, манга-
1
168
Таблица 37
ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ, РАССЧИТАННЫЙ
ПО МЕТОДАМ Л. ГРЮНЕРА И Р. ОКЕРМАНА (ПО А. Н. РАММУ, 1952 г.)
Статьи баланса Метод Л. Грю- нера Метод Р. Окер- мана
кДж/кг чугуна % кДж/кг чугуна %
Приход тепла *1 1. Горение С в СО на фурмах (за вычетом тепла разложения влаги дутья) 4794 38,7 4794 69,0
2. Окисление С в СО при прямом восста- новлении 1289 10,4 — ——
3. Окисление СО в СОг при косвенном вос- становлении 4153 33,6
4. Теплота дутья *2 2144 17,3 2144 31,0
Всего 12380 100,0 6938 100,0
Расход тепла 1. Диссоциация оксидов . 6908 55,8 1—
2. Восстановление 1— — 1466 21,1
3. Разложение карбонатов 837 6,8 837 12,1
4. Диссоциация гидратов шихты .... 251 2,0 251 3,6
5. Физическое тепло чугуна 1172 9,5 1172 16,9
6. Физическое тепло шлака (за вычетом тепла шлакообразования) 879 7,1 879 12,7
7. Энтальпия колошникового газа *3 . . . 1496 12,0 1496 21,5
8. Тепловые потери 837 6,8 837 12,1
Всего 12380 100,0 6938 100,0
*’ Расчет ведется на 1 кг передельного чугуна.
*2 Дутье нагрето до 700° С.
♦3 Температура колошниковых газов 250е С.
нозита, внешние потери и унос тепла в верхнюю зону. Приходная часть ба-
ланса включает теплоту горения углерода кокса и дополнительного топлива
в нагретом дутье перед фурмами, теплоту окисления С в СО в ходе прямого
восстановления железа и марганца из FeO и МпО. Необходимо задаться отно-
сительными количествами кислорода, отнимаемого из оксидов в нижней и
верхней зонах, пересчитать тепловые эквиваленты на граничные условия ниж-
. ней зоны. Разность температур А/ газа и шихты на границе нижней и верхней
зон определяют по уравнению:
D
А/ = /0(п— 1)/п
(П—1)
е
где /q—температура шихты на границе зон, °C; п— отношение ^г/^ш в
верхней зоне (обычно п>1); 0 — отношение объема верхней зоны к рабочему
объему печи; /г — индекс интенсивности плавки, м3 газа/(ч*м3 рабочего объ-
ема); с — теплоемкость газов, кДж/м3-К); Kv —средний для верхней зоны
коэффициент теплопередачи, кДж/(м3-ч-°С) (учитывается разность средних
температур газов и материалов).
Для варианта Af = 0 можно вычислить минимально/ возможный по усло-
виям теплообмена расход кокса и минимальную температуру колошника. Ме-
тод в целом позволяет получить двухзонный тепловой баланс и вычислить
169
Таблица 38
© ЧЕТЫРЕХЗОННЫИ ТЕПЛОВОЙ БАЛАНС ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ, кДж/кг ЧУГУНА
Зона Процессы^ эоне Статьи прихода тепла Статьи расхода тепла
1 Горение (>1500° С) Энтальпия углерода кокса 1281 Потери тепла 226
(1500° С) Энтальпия дутья 2139 Энтальпия газа (1950° С) на выходе из зоны I в зону II 8022
Теплота горения углерода перед фурмами 4828
Всего 8248 Всего 8248
II Плавление и прямое вое- Энтальпия газа (1950° С) 8022 Восстановление Si, Мп, Р и тепловые 1114
становление (1500—1200° С) Энтальпия шихты и кокса 3446 потери
(1200° С) Энтальпия чугуна и шлака 3454
Энтальпия кокса (1500° С) 1281
Всего Энтальпия газа (1380° С) 5619
11468 Всего 11468
III Прямое восстановление (900—1200° С) Энтальпия газа (1380° С) 5619 Энтальпия шихты и кокса (1200° С) 3446
Энтальпия шихты и кокса 2709 Прямое восстановление и тепловые 1076
(900° С) потери Энтальпия газа (920° С) 3806
IV Нагрев и косвенное восста- новление (<900° С) Всего Энтальпия газа (920° С) 8328 3806 Всего Энтальпия шихты и кокса (900° С) 8328 2709
Косвенное восстановление (баланс 0
равен нулю) Испарение воды, тепловые потери 176
Энтальпия колошникового газа (240° С) 921
Всего 3806 Всего 3806
удельный расход кокса по тепловому балансу нижней высокотемпературной
части печи.
Возможности метода Р. Окермана в применении к зональным балансам
иллюстрируют расчеты Ж. Мишара (Тепловые балансы и теплообмен в домен-
ной печи. М., Металлургиздат, 1963 г.) применительно к условиям плавки
агломерата (табл. 38).
В 1927 г. П. Рейхардт предложил форму тепловой диаграммы доменной
печи, на которую удобно нанести результаты расчетов зональных балансов.
На рис. 21 представлена схема построения такой диаграммы. На диаграмме
две точки отсчета О и О'. Вправо от точки О по оси абсцисс (нижняя часть
диаграммы) откладывается энтальпия
печного газа. Влево от точки О' по
осн абсцисс (верх диаграммы) нане-
сены значения теплопотребности ших-
ты, а также количество тепла, отдан-
ное газом. На оси ординат сверху
вниз нанесена температурная шкала.
В приведенных координатах линия СВ
отражает фактическую энтальпию
печных газов, движущихся снизу
вверх от фурм (точка В) к колошни-
ку (точка 4). Поле, расположенное
правее линии СВ, соответствует коли-
честву тепла, отданного газом шихте,
и тепловым потерям с охлаждающей
водой, а также потерями тепла через
стенки и кожух печи. Линия EGHZ
соответствует потреблению тепла ших-
ты при ее опускании в доменной печи.
На диаграмме: О'Е — теплопотреб-
ность шихты при температурах выше
0°С, т. е. полная ее теплопотребность
при загрузке в доменную печь (учи-
тывается расход тепла на нагрев ком-
Теллолотре&ность шихты
Количество тепла, отданное газом
” Энтальпия печного газа
понентов шихты, их плавление, а так- Рнс 21 Тепловая диаграмма доменной пе-
же на все эндотермические химические чи (по п. Рейхардту)
реакции); GK — теплопотребность
шихты при 900° С и более высоких
температурах (горизонтальный участок GH соответствует разложению извест-
няка шихты, когда шихта лишь поглощает тепло, но не нагревается); QS —
теплопотребность шихты при 1250° С и более высоких температурах; PS, FK,
DO'— количество тепла, отданные газом при охлаждении соответственно до
1250 и 900° С и до температуры колошника; CD — энтальпия колошниковых
газов; О'С — полный баланс тепла для доменной печи в целом [теплопотреб-
ление шихты при температуре 2>0°С (О'С) 4-тепловые потери (ED) 4-теплота
колошниковых газов (PC)].
Процессы в доменной печи, как указывает П. Рейхардт, могут идти нор-
мально лишь в том случае, если во всех температурных областях газ отдает
тепла больше, чем требуется его для нагрева и плавления шихты и проведе-
ния всех реакций. Таким образом, линия СВ должна всегда лежать левее и
ниже линии EGHZ\ последняя может в предельном случае, соответствующем
минимальному теоретически возможному расходу кокса, лишь касаться линии
энтальпии газов в одной точке, в которой резерв тепла будет полностью ис-
черпан. На схеме к линии СВ наиболее близка точка G. Взаимное положение
линий СВ и EGHZ зависит от состава шихты, удельного расхода кокса, уров-
ня тепловых потерь, а также от нагрева дутья, распределения газовых пото-
ков, интенсивности плавки. Воспользовавшись диаграммой П. Рейхардта,
определяют от какой температурной зоны в доменной печи зависит общий
расход кокса. Уменьшение теплопотребности шихты в этой зоне, перераспределе-
ние статей прихода тепла дадут возможность уменьшить удельный расход кокса.
171
Теплообмен в доменных печах
На рис. 22 показано изменение температуры газов и шихты по высоте
доменной печи. Как показывает опыт, может меняться лишь высота отдельных
зон теплообмена, но характерные особенности температурных кривых для до-
менных печей любых размеров сохраняются. Вводится понятие водяного эк-
вивалента или водяного числа [кДж/K] для газа и шихты (Wr и №ш), пред-
ставляющие собой теплоемкость, соответственно, газа и шихты, проходящих
через печь за 1 ч. При подсчете 1ГШ необходимо учитывать не только коли-
чество тепла, которое идет на нагрев шихты, но и расход тепла на все эндотер-
мические химические процессы, превращения и тепловые потери. Эта так на-
зываемая «кажущаяся теплоемкость» шихты (по Б. И. Китаеву), умноженная
на массу шихты, и дает водное число для шихты.
Рис. 22. Схема теплообмена в доменной печи (по Б. И. Китаеву,
1945 г.):
1 — шихта; 2— газы; Я1т Л/3 — верхняя и нижняя ступени теплообмена;
Н2 — резервная высота
На нижней ступени теплообмена (рис. 22), кроме нагрева кокса от 800—
900 до 1500° С, необходимо затратить большое количество тепла па прямое
восстановление железа, марганца и кремния, плавление и перегрев чугуна и
шлака, разложение известняка и на другие эндотермические процессы. Огром-
ный расход тепла приводит к тому, что т. е. темп нагрева шихты
оказывается ниже темпа охлаждения газового потока, движущегося от фурм
вверх. В связи с этим температура газа быстро снижается до 800-—900° С и
теплообмен завершается. При выплавке передельного чугуна отношение
/Wr часто достигает 2,5—3,2. Абсолютная высота нижней зоны теплообмена
вычисляется по формуле Б. И. Китаева:
Ян.з = ЗРс (1 - /)/[а (ГШ/1ГР-1)],
где Р — объемное напряжение сечения шахты (количество шихты, м3, прохо-
дящее через 1 м2 сечения печи за 1 ч), м3/(м2-ч); с — объемная теплоемкость
вещества шихты, кДж/(м3-°С); f<l — порозность слоя; а — объемный коэф-
фициент теплопередачи, кДж/(м3-ч«°С); —водяные эквиваленты
шихты и газов, кДж/® С.
172
Среднюю по высоте часть печи занимает область, в которой перепад тем-
ператур между газом и шихтой составляет всего 10—20° С и теплообмен за-
торможен («резервная» высота по Б. И. Китаеву). Однако в этой области
активно идут процессы косвенного восстановления железа, что подтвержда-
ется кривыми накопления СО2 по высоте доменных печей (см. рис. 39).
На верхней ступени теплообмена (И7г>1Гш) шихта не может поглотить
все тепло газов, и по мере их движения вверх разность температур газов и
шихты увеличивается. Температуру колошниковых газов можно вычислить по
формуле:
^к.г “ U ^Ш/Гг) >
где t0 — температура, до которой нагревается шихта на верхней ступени теп-
лообмена (850—900°С); №шЖ«0,8.
Таким образом, в доменной печи существуют две зоны активного тепло-
обмена (нижняя и верхняя), разделенные холостой, резервной зоной, в кото-
рой теплообмен почти отсутствует. В большинстве случаев высота резервной
зоны оказывается настолько значительной, что две зоны активного теплооб-
мена не влияют одна на другую. Связь между ними проявляется только в
том, что уровень температуры газа, поступающего из резервной в верхнюю
зону активного теплообмена, определяется соотношением водных эквивалентов
в нижней зоне активного теплообмена. В особых условиях, при больших ин-
тенсивности плавки и удельном расходе кокса, через печь (в единицу времени)
проходят большие объемы газов, поэтому высота резервной зоны теплообме-
на сокращается и влияние нижней зоны на верхнюю может быть ощутимым.
Так, при быстром увеличении температуры дутья на одной из печей ММК
в 1975 г. на 170° С (без изменения удельного расхода кокса) температура ко-
лошниковых газов увеличилась на 40° С. В обычных условиях, как известно,
все тепло горячего дутья усваивается нижней зоной теплообмена. При повы-
шении температуры дутья температура колошника даже снижается, что всегда
связано с уменьшением количества печных газов (т. е. с уменьшением VFr)
при понижении удельного расхода кокса с ростом температуры дутья (подроб-
нее о теплотехнических расчетах доменной плавки см. в книгах: Китаев Б. И.,
Ярошенко IO. Г., Сучков В. Д. Теплообмен в шахтных печах. М., Металлург-
издат, 1957; Китаев Б. И., Ярошенко Ю. Г., Суханов Е. Л., Овчинников Ю. Н.,
Швыдкий В. С. Теплотехника доменного процесса. М., «Металлургия», 1978).
Движение шихты и газов
в доменной печи
Движение шихтовых материалов и газов в доменной печи зависят от уг-
лов естественного откоса и уровней засыпи на колошнике (табл. 39).
По данным Н. Л. Гольдштейна (1938 г.), углы откоса компонентов ших-
ты на колошнике (Р) можно вычислить по формуле
tg Р = tg р0 - kh/R,
где ро — угол естественного откоса; h — высота падения материала с большо-
го конуса на уровень засыпи, м; R— радиус колошника, м;‘ k — коэффициент,
зависящий от степени упругости удара о поверхность материала. Для агло-
мерата фракции 12—40 мм 6 = 0,26 при 6=2,9 м, 0,54 при 6=1,5 м, 0,55
при 6=0,9 м; для кокса фракции 40—70 мм 6=0,30 — при 6=3,6 м, 0,48
при 6=1,6 м; 0,62 при 1,0 м.
Существует несколько причин постепенного опускания шихты в домен-
ной печи. По расчетам, выполненным В. Г. Манчинским в 1974 г., если за
100% принять весь объем, высвобождающийся в печи в единицу времени, то
10% этого объема приходится на уминку, 5% —на выпуски чугуна и шлака,
33% — на долю плавления, 52% — на газификацию кокса.
Активный вес шихты (Ракт) в действующей доменной печи определяется
из соотношения действующих сил:
173
Таблица 39
УГЛЫ ЕСТЕСТВЕННОГО ОТКОСА (3) И УРОВНИ ЗАСЫПИ (Л) ШИХТОВЫХ МАТЕРИАЛОВ НА КОЛОШНИКЕ ПРИ ПОДАЧЕ ШИХТЫ
В ПЕЧЬ ТИПОВЫМ ЗАСЫПНЫМ АППАРАТОМ
Завод, условия ht м 0 Завод, условия h9 м ₽
Кокс в действующей печи 1,1 12°45'
КМК: перед задувкой 3,1 0,65 28° 33° 1,8 2,0 2,8 9°10' 7°30' 9°30'
в действующей печи 1,1 2,0 17° Известняк
12°15' ММК:
ЧМЗ, в действующей печи 2,8 16е! 5' перед задувкой 0,9 41°30'
0,5—“1,0 10°40' 1,5 36°30'
1,0—2,0 17°40' 2,8 31°
2,0—3,0 22'30' в штабеле — 42°—45°
«Запорожсталь», перед задувкой 2,8 31° Агломерат
ММК, перед задувкой 4,0 28°30' 33°15*
Днепровский, перед задувкой 1,8 33° ММК, перед задувкой (фракция 25— 0,9
Донецкий завод: 1,5 40 мм) 1,0 37°
перед задувкой 32° 1,5 36°50'
в штабеле 1 43° 2,9 29°
ЧМЗ: 0,5—1,0 3,0 33°
в действующей печи 9°40' То же, фракция 40—70 мм 0,9 36°
1,0—2,0 2,0—3,0 11°00' 21°ЗО' 2,9 32°30'
в штабеле, фракция, мм: 40°30—42° Сидерит
12—120 40°30 ЧМЗ, в действующей печи 0,5—1,0 5°
40—70 36°30 1,0—2,0 18э
5—12 2,0—3,0 21°
Руда магнетитовая Криворожская руда
КМК: В штабеле, фракция 40—70 мм 45°
перед задувкой 3,0 29° То же, 5—12 мм » » 12—120 мм 36° 40°30'—43°
* акт — гтр гвспл *г»
где Ро — вес шихты вне доменной печи; РТр — силы трения о соседние куски
шихты и стенки печи; Рве пл — сила, выталкивающая столб шихты из чугуна
и шлака, в которые он частично погружен; Рг — подъемная сила печных газов.
Активное давление шихтовых материалов (без учета Рве пл и Рг) может
быть вычислено по формуле Янсена:
а = Рш г [1 — ехр (2л/Я/г)]/(2п/),
где о — среднее по сечению вертикальное давление, Па; рш — насыпная мас-
са шихты, кг/м3; г — радиус печи, м; Н — высота столба шихты в печи, м;
f = tg б — коэффициент трения по стенке; п — коэффициент бокового давления:
п = [1 + 2/? 4- К» + fl (V ft - ft - л)Г.
fj = tgp — коэффициент внутреннего трения материала шихты (приближенно
вместо р можно использовать углы естественного откоса материала).
Подъемная сила газа вычисляется по формуле
Рг = kS6 р№2/2,
где k — безразмерный коэффициент лобового сопротивления; So — площадь
наибольшего сечения куска, перпендикулярного потоку газа; р — плотность
газа; W — скорость движения потока газа относительно куска.
Учет подъемной силы газа возможен и при использовании преобразован-
ной Н. К. Леонидовым (1948 г.) формулы Янсена:
О' = (Рш — Др/#) г [1 — exp (— 2Hnf/r)]l(2nf),
где Др — перепад давлений в слое шихты.
Расчеты позволяют утверждать, что величина Ракт для шихты в доменных
печах не превышает 15—30% веса шихты вне печи.
Время пребывания шихтовых материалов в доменных печах при выплав-
ке передельного чугуна составляет 5—7 ч и вычисляется по формуле:
тш = 24Упол Win (1 - /)1 = 24п/[гш (1 - /)],
где Упол — полезный объем доменной печи, м3; Р — суточная производитель-
ность печи, т; Уш — объем шихты без уминки, м3/т чугуна, /^0,125— коэф-
фициент уминки; п — к. и. п. о. доменной печи, м3* су т/т.
Потеря напора газа при движении через столб шихты вычисляется по
уравнению С. Эгона:
Др = 1(1 -е)/е3] [///(ЙФ)] [pF§/2] Тр0/(рТ0),
где Н — высота столба шихты, м. Экспериментально установлено, что длина
пути газа в слое шихты в 3—3,5 раза превышает его высоту (Ф. Ф. Колесанов,
1956 г.). В 1974 г. В. М. Клемперт предложил учесть эту особенность и утраи-
вать высоту слоя (ЗЯ) в уравнении С. Эгона; d— средний диаметр куска, м;
8 — порозность шихты, м3/м3 (рис. 23); р — плотность газа, кг/м3; Wo — ско-
рость газа, отнесенная к сечению печи, свободному от материалов, м/с; ф —
коэффициент аэродинамического сопротивления; Ф — коэффициент формы зе-
рен (для шарообразных частиц Ф = 1, для реальной шихты 0,6<Ф<1)
Г, р— соответственно температура и давление газа в слое; То, р0 — стандарт-
ные температура и давление.
Время пребывания газов в доменной печи (тг) экспериментально опреде-
лено равным: 1,7—2,7 с (Ф. Ф. Колесанов, 1956 г.), 1,5—4,0 с (Войс, 1953 г.),
2,7—5.2 с (О. Райс, 1944 г.), 2,5—3,4 с (А. П. Любан, В. Г. Манчинский,
1953 г.). Оно может быть приближенно рассчитано по формуле О. Райса
(1944 г.):
тг = 0,36-86400У0/Ю400К,
175
где 0,36 — средняя порозность доменной шихты; Vo — объем печи от уровня
засыпи до уровня фурм; 10400 — объем газов в доменной печи, приходящий-
ся на 1 т кокса (без обогащения дутья кислородом и без добавок углеводо-
родов к дутью, с учетом температуры и давления в печи), м3; К — расход кок-
са за сутки; K/864QQ — расход кокса, т/с.
На рис. 24 показан характер изменения давления газа при движении через
столб шихты. Перепады средних давлений в столбе шихты обратно пропор-
циональны их абсолютным значениям:
Рис. 23. Порозность слоя в зависимости от количества крупных и мел-
ких фракций в шихте (цифры у кривых — отношение диаметров круп-
ных и мелких кусковI
/7 rj/77 0,02 0,03 0,04 0,0?
Давление газа, НПа
Рис. 25. Влияние интенсивности доменной
плавки / на удельный расход кокса Ко
и производительность печи (по А. Н. Рам-
му, 1957 г.)
Рис. 24. Изменение давления газов
по высоте доменной печи № 7 ММК
(1370 м3) при плавке:
/ — офлюсованных окатышей; 2 —
агломерата; 3 — неофлюсованных
окатышей (по Н. Н. Бабарыкину,
И. А. Колесниченко, 1975 г.)
176
Аръ/&Р1 — Pllp*'
При повышении давления в печи количество дутья может быть увеличено:
Qa/Ql = (Pa/Pi)0-5.
Как было показано А. Н. Раммом (1957 г.), с увеличением интенсивности
плавки распределение газов по сечению печи первоначально улучшается и.
как следствие этого, уменьшается удельный расход кокса и увеличивается
выплавка чугуна (рис. 25). Однако, начиная с определенной интенсивности
плавки, плавка осложняется подвисаниями шихты, обрывами и осадками, ка-
нальным ходом (в зоне передува печи). Поначалу это приводит к увеличению
удельного расхода кокса при некотором росте выплавки чугуна. При даль-
нейшем увеличении интенсивности плавки расход кокса увеличивается в
большей степени, а производительность уменьшается. Поэтому нельзя реко-
мендовать длительную эксплуатацию печей в зоне передува.
Горение кокса у фурм
Кинетическая энергия дутья Е должна соответствовать диаметру горна
dT доменной печи (уравнение 3. И. Некрасова, 1938 г., для печей с
^8 м):
£ = 86,5d2 —313^+ 1160,
где E=QW2/(2g) (Q — массовое количество дутья на одну фурму, кг/с; W —
скорость истечения дутья из фурмы при фактических температуре и давле-
нии, м/с).
Суммарная кинетическая энергия дутья на всех фурмах печей объемом
^2000 м3 линейно связана с диаметром горна (уравнение М. Я. Остроухова
и А. И. Бондаренко, 1969 г.):
2Е=: 11600 (dr — 2,4).
Кинетическую энергию дутья (по М. Я. Остроухову, 1962 г.) следует рас-
считывать по формуле
Е = 0,00118 [ ^о/(«5ф)2] (То/273)2 (р + 1)“2,
где i/o — расход дутья, ц3/с; То — температура дутья, К; р — избыточное дав-
ление дутья; и —число воздушных фурм; Оф— площадь свободного сечения
воздушной фурмы, м2.
Кинетическая энергия дутья по уравнению Л. А. Вялого, И. А. Копыри-
па и М. Я- Остроухова (1963 г.) составляет
Е = (й»/»0)((»0/л«ф) (Т,в/273) [1/(1 +р)]}?,
где ро — плотность воздуха при нормальных условиях, кг/м3; — расход
дутья, м3/мин.
При работе на комбинированном дутье его кинетическая энергия может
быть подсчитана по уравнению
1,293Qa + 1,429(?K + 0,717Qn.r /л , л „ JT\i Г
£ — ч т > (Qa “г Чк + Qn.r)-1 о_о I । ,»
2-9,81-603л35ф \273/ (1 +р)? ’
где Qa, Qlf, Qn.r — расходы воздуха, технического кислорода и природного га-
за, м3/мин;- р—избыточное давление дутья; п — число фурм; Оф — площадь
свободного сечения фурмы, м2.
Н. И. Леонидов (1967 г.) предложил оценивать проникающую способность
фурменных газов по количеству движения этих газов. В частности, осевая
зона столба шихты активно работает при условии: тио = 1(МГ (где —диа-
метр горна печи).
12 Е. Ф. Вегман
177
Объем зоны горения кокса перед фурмой вычисляется по формуле
К. И. Сыскова, которая применима, вероятно, лишь для расчета режима
слоевого горения кокса перед фурмой:
где рв — плотность насыпной массы кокса, кг/м3; — количество кисло-
рода, поступающего через фурму, кг/с; Sq* —удельная поверхность кокса,
м2/кг; (K8)Ot —удельная скорость горения кокса, т. е. расход кислорода в
единицу времени на единице поверхности кокса, кг/(м2-с). В этой формуле
величина (^в)ох может быть подсчитана как произведение реакционной
способности кокса на концентрацию кислорода с в дутье, м3/с<
)о, =
Циркуляция кокса в зоне горения перед фурмами (рис. 26—28) была от-
крыта Бьюкененом и Уэстгофом в 1952 г.
Глубина проникновения зоны движущегося кокса (во, мм) вдоль оси
фурмы в момент смыкания между собой соседних зон вычисляется по форму-
ле В. Г. Манчинского и А. Ф. Зайцева (1960 г.):
а0 = 26 (Я- Z)/[yV 6? +ctg?(n/n)+ 6 ],
где А? — радиус горна печи, мм; I — высов фурмы, мм; п — число фурм;
6 «1,2— отношение большой оси эллипса к малой оси в горизонтальном се-
чении зоны движущегося кокса; у «1,08— отношение линейных размеров
эллипса в горизонтальном сечении этой зоны к размерам эллипса в горизон-
тальном сечении через ось фурмы.
Давление газов в окислительной зоне в современных доменных печах со-
ставляет 80—96% от давления дутья. Количество чугуна и шлака, проходя-
щих через зону горения кокса (в слоевом режиме), достигает 5—6 г/(см2-с).
Теоретическая температура фурменных газов может быть вычислена по
формуле Н. Е. Дунаева и Т. И. Кухтина (1977 г.):
0,9341/д “f“ 0,8208® — ф (2367 —* 1,2177/д) — /ж — /тв $тв— /г
’ ~ 1 + <о + 1,9601<р + • • •
+ /г Зг
ТВ тв
где — температура дутья, °C; со — содержание кислорода в сухом дутье,
м8/м3; ф — влажность дутья, м3/м3 сухого дутья; $ж, $тв— расходы жидкого
и твердого топлива, г/м3 сухого дутья; «г — расход газообразного топлива,
м3/м3 сухого дутья; :ж, <тв — энтальпия жидкого и твердого топлива, кДж/г;
:г — энтальпия газообразного топлива, кДж/м3.
В этой формуле Z__, Z_, Z' Z ’ и Z'вычисляются следующим образом:
1Ж = 1 ,2175C£ + 0,78150^+4,2722^ + 0,76678++
+ 8,7120HP{-0>1342NP;
Ztb = 1 ’2175C™ + 0.78150?, + 4,2722Я7?В + 0,7667+
+ 8,71207/?, — 0,1342N?B;
lP = 2642CH4 + 3733ОД, + 5065QH, + 66290^ +
+ 7894 Cjj12 + 222CJC— 4380QH; — 204H, +
+ 2205Щ6 — 83750. + 3366CO2 — 168CO — 168^;
178
Расстояние от глаза фурмы, мм
Рис. 26. Схема циркуляции кокса
перед фурмами и состав газов в
доменной печи объемом 1000 м3 на
воздушном дутье (по Л. 3. Ходаку,
1956 г.)
Рис. 27. Скорость движения кусков кокса различной крупности пе-
ред фурмой на печи № 2 Новотульского металлургического завода
но данным скоростной киносъемки (по Л. 3. Ходаку, 1956 г.)
12*
179
Расстояние от рабочего торца фурмы, м
Рис. 28. Состав газов перед фурмами доменных печей:
а — 21 % Ог в дутье; расход природного газа 85 м3/т чугуна, t ДуТЬЯ =939° С, избыточное
давление дутья 0,218 МПа, влажность дутья 26 г/м3 (по 3. И. Некрасову, Ф. Н. Москали-
не, 1962 г); б — объем печи 1033 м3, расход дутья 2006 м8/мин, 21% О2 в дутье, расход
природного газа 82,9 м3/т чугуна, избыточное давление дутья 0,219 МПа; * дутья"*^* С,
влажность дутья 6,4 г/м8 (по данным Г. А. Белевцова и др., 1962 г.); ё— КМЗ, объем
печи 2000 м8, 29,1% Оз в дутье, расход природного газа 75 м8/т чугуна (по данным
3. И. Некрасова, П. Г. Нетребко, Ф. Н. Москалины, 1971 г.); г — Чусовской металлурги-
ческий завод, вдувание мазута в фурмы (по А. А. Фофанову, 1974 г.); д — Карагандин-
ский металлургический комбинат, объем печи 1719 м8, количество вдуваемой угольной
пыли 40,4 кг/т чугуна, избыточное давление дутья 0,265 МПа, влажность дутья 28,7 г/м3,
расход дутья 2660 м3/мнн (по В. В. Емушияцеву, 1972 г.); е — «Запорожсталь*, печь № 3,
объем печи 1300 м8, расход дутья 2480 м8/мин, 21% Оз, /ДуТьям 1006° С, избыточное дав-
ление дутья 0,229 МПа, влажность дутья 9,50 г/м8; расход природного газа 75,7 м8/т чу-
гуна, расход угольной пыли 52 кг/т чугуна
180
/' = 10-3 (10,75НР + 2,439TFP + 1,400* + 0,8N*);
ль \ /л «л* л\ л\ /
/„ = Ю-3 (Ю.75НР, + 2,439Н7*В + 1,40Отрв + 0.8N* );
4 = 1,9203СН4 + 2,8804 (ПТ + 3.8405ОГ +
+ 4,8OO7CjT^o + 5,7608C5Hlt + 1,92030^7+
4-0,9601C^Hi + 0,9601 На + 1,9601ЩО+2OS + 2 СОа + СО + Na,
где Ср, Ор и пр. — содержание соответствующих элементов в рабочей массе
топлива, кг/кг; СН< и пр. — содержание углеводородов в газообразном топ-
ливе, М3/м3. .
Рис. 29. Распределение температур га-
зов по оси фурмы печи объемом 2000 м3
на Криворожском металлургическом
заводе при содержании кислорода в
дутье:
J —23,8%; 2 — 29,1% (по данным
3. И. Некрасова, П. Г. Нетребко,
Ф. Н. Москалины, 1967 г.)
Расстояние от устья рурсщм
В приведенной формуле не учтены тепловые потери (принята адиабати-
ческая модель зоны горения), теплота испарения элементов и химических со-
единений, теплота окисления элементов в зоне горения. Кроме этого не учте-
но то обстоятельство, что выделяющееся тепло воспринимается как газооб-
разными продуктами горения, так и золой кокса и проходящими через зоны
горения жидкими продуктами плавки. Реальные температуры в фурменной
зоне приведены на рис. 29.
Восстановительные процессы
Реакции восстановления железа из оксидов (рис. 30, 31) и силикатов,
происходящие в доменных печах, а также некоторые другие важные реакции
характеризуются следующими уравнениями и зависимостями:
1) 3Fe2O3(TB) + СО = 2Fe3O4(TB) + СО2 + 50,589, кДж/моль СО;
ДГ5-==(—7880—12,877’) 4,187 Дж/моль, 1gКр = (1723/7’) +
4-2,82(0. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г);
(—12470 — 9,917’) 4,187 Дж/моль, lgKp =
= (2726/Т) + 2,14 (А. Скортеччи, А. Палацци, 1960 г.);
1g КР = (2742/7)4-2,95 (Д. Камерон, 1958 г);
1g Кр = (2690/7)4-2,95 (О. Кубашевский, 1961 г.);
см. также рис. 32, 34, 35. Для восстановления Fe2O3 достаточно иметь лишь
следы СО в смеси с СО2:
2) 3Fe2O3(TBj 4“ Н2 — 2Fe3O4(TB) 4“ ^2О 4-9,418 кДж/моль Н2;
Д/^. = (720 — 20,527) 4,187 Дж/моль, ]gKp=— (157/7) 4-
4-4,49(0. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г.);
181
Д/^. = (600 —20,2Т)4,187 Дж/моль, lgKp =—131/Т +
+ 4,42(А. Скортеччи, А.гПалацци, 1960 г.);
см. также рис. 33. Для восстановления Ре20з достаточно иметь лишь следы
Н2 в смеси Н2 и Н2О;
3) Fe3O4(TB) + СО = 3FeO(TB) + СО2 1 кДж/моль СО
(Т > 845К);
500 1000 1500 2000 t,°C
Рис. 30. Зависимость изобарного потенциала образования оксидов ДЕ от температуры.
Точность расчетов, кДж:
А—±4,2; В — ±12,6; С — ±42; D — ±42; F —точка плавления элемента; F'— то же, ок-
сида; Е— точка кипения элемента; Е'— то же, оксида; S— температура сублимации эле-
мента; S' — то же, оксида; Т — температура перехода из одной аллотропической модифи-
кации элемента в другую; V — то же, в другую полиморфную модификацию оксида
182
l' = КГ3 (1O,75HP + 2,439WP -f- 1,400$. + 0,8Np );
Jn \ Л» Л* Лж.
/' = 10-3 (10,75Hp + 2,439H7PB +1,40OTpB + 0,8Np);
l' = 1,9203CH4 4- 2,8804 СДГ + 3,8405CjE +
Г О о о
+ 4,8007С4Н10 + 5,7608С5Н1а + 1,9203СаН4 +
+ 0,9601 СаНа + 0,9601 На + 1,9601НаО + 2Оа + 2 СОа + СО + Na,
где Ср, Ор и пр. — содержание соответствующих элементов в рабочей массе
топлива, кг/кг; СН< и пр. — содержание углеводородов в газообразном топ-
ливе, м3/м3.
Рис. 29. Распределение температур га-
зов по оси фурмы печи объемом 2000 м3
ка Криворожском металлургическом
заводе при содержании кислорода в
дутье:
1 — 23,8%: 2 — 29,1% (по данным
3. И. Некрасова, П. Г. Нетребко,
Ф. Н. Москалины, 1967 г.)
/7,7 1,0 2,0 0,0
Расстояние о/п устья tpypmtfi
В приведенной формуле не учтены тепловые потери (принята адиабати-
ческая модель зоны горения), теплота испарения элементов и химических со-
единений, теплота окисления элементов в зоне горения. Кроме этого не учте-
но то обстоятельство, что выделяющееся тепло воспринимается как газооб-
разными продуктами горения, так и золой кокса и проходящими через зоны
горения жидкими продуктами плавки. Реальные температуры в фурменной
зоне приведены на рис. 29.
Восстановительные процессы
Реакции восстановления железа из оксидов (рис. 30, 31) и силикатов,
происходящие в доменных печах, а также некоторые другие важные реакции
характеризуются следующими уравнениями и зависимостями:
1) 3Fe2O3(TB) + СО = 2Fe3O4(TB) + СО2 + 50f589, кДж/моль СО;
= (—7880—12,877) 4,187 Дж/моль, 1gКр = (1723/7) +
+ 2,82(0. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г);
Д/^.= (—12470 — 9,917)4,187 Дж/моль, lgKp =
= (2726/Т) + 2,14 (А. Скортеччи, А. Палацци, 1960 г.);
1g Кр = (2742/Т) + 2,95 (Д. Камерон, 1958 г);
1g Кр — (2690/Т) + 2,95 (О. Кубашевский, 1961 г.);
см. также рис. 32, 34, 35. Для восстановления Ре20з достаточно иметь лишь
следы СО в смеси с СО2:
2) 3Fe2O3(TB) + Н2 = 2Fe3O4(TB) + Н2О + 9,418 кДж/моль Н2;
ДТ5- = (720 — 20,527) 4,187 Дж/моль, 1g Кр=—(157/7) +
+ 4,49(0. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г.);
181
Д7"= (600 — 20,27) 4,187 Дж/моль, lgКр =—131/7 +
+ 4,42(А. Скортеччи, А/Палацци, 1960 г.);
см. также рис. 33. Для восстановления Ре2Оз достаточно иметь лишь следы
Н2 в смеси Н2 и Н2О;
3) Fe3O4(TBj + СО = 3FeO(TB) + СО2 ^^,711 кДж/моль СО
(7 > 845К);
1000
1500
2000 СС
Рис. 30. Зависимость изобарного потенциала образования оксидов AF от температуры.
Точность расчетов, кДж:
А — ±4,2; В — ±12,6; С — ±42; D — ±42; F — точка плавления элемента; F' —то же, ок-
сида; Е —точка кипения элемента; Е' — то же, оксида; S— температура сублимации эле-
мента; S' — то же, оксида; Т — температура перехода из одной аллотропической модифи-
кации элемента в другую; Т' — то же, в другую полиморфную модификацию оксида
182
AF? = (7120 — 8,257) 4,187 Дж/моль, 1g К =
=—(1555/7) + 1,81 (О. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г.);
Д/0= (7100 — 9,17)4,187 Дж/моль, lgKp =
=—(1553/Т) + 1 »99(А. Скортеччи и А. Палацци, 1960 г.);
ДГу = (11162 —12,707)4,187 Дж/моль, 1gК =
=-(2440/7)4-2,776
Рис. 31. Диаграмма состояния системы Fe—О (по данным Л. Даркена и Р. Гарри, 1950 г.).
Характерные точки:
А — 1808 К, 0% О; В— 1797 К, 0,16% О: С— 1797 К, 22,6% О; G — 1673 К, 22,81% О;
Я—1697 К. 25,6% О; /— 1697 К, 25,31% О; /— 1644 К, 23,16% О; £ — 1183 К, 23,10% Oj
Я — 1643 К, 22,91% О; О —845 К. 23,26% О; R — 1856 К, 28,30% О: R'— 1856 К, 28,07% О;
$ — 1697 К, 27,64% О; V — 1870 К, 27,64% О; У — 1730 К, 28,36% О; Z — 1730 К, 30.06% О.
Области на диаграмме: Р, — раствор кислорода в жидком железе; Ра — расплавленные
оксиды железа; Fe, , Fe , Fe — твердые растворы кислорода соответственно в б-, у и
о у сь
а-железе
(Д. Камерон, 1958 г., получил эти зависимости для вюстита, состав которого
не точно соответствует формуле FeO);
1g Кр=—(1373/7)—0,341 lg 7+ 0,41 -КГ3 7 +
+'2,303 (F. Шенк, 1932 г.);
lgKp=—(1645/7)+ 1,935 (А. Кистяковский, 1926 г.);
1g Кр =— (433/7) + 0,0061g 7 + 0,44» КГ4 7 —0,017.
183
Рис. 32. Диаграмма состояния системы F®203—FCgO*—Fe^O—Fe—CO^CO—С при давле-
нии 0,1 МПа (по А. Скортеччи и А. Палацци, 1960 г.)
Рис. 33. Диаграмма состояния системы FeaO8—FegO4—Fe^O—Fe—Н^О—Н^Ори давлении
0,1 МПа (по А. Скортеччи и А. Палацци, 1960 г.)
184
(К. Санбонжи, 1949 г.);см. также рис. 32, 34, 35;
4) Fe3O4(TB) + Н2 = 3FeOTB + Н2О — 80,882 кДж/моль На
(при Т > 845К);
Ы?т = (15720 — 15,97*) 4,187 Дж/моль,' 1g Кр =
=— (3425/7*) 4-3,48 (О. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г.);
ДЕ^ = (15600—16,57*) 4,187 Дж/моль, 1g К=
=—(3410/7)4-3,61 (А. Скортеччи и* А. Палацци, 1960 г.);
AF| = (14944 — 16,787*) 4,187 Дж/^юль) 1g Кр =— (3270/7*) 4-3,67
(Д. Камерон, 1958 г. получил эти зависимости для вюстита, состав которого
не точно соответствует формуле FeO);
1gКр =—(3378/7) 4“ 3,648 (В. А. Кистяковский, 1926 г.);
см. также рис. 33;
5) Fe3O4(TB) + 4СО = 3FeTB 4~ 4СО2 4 14,856 кДж/моль,
Fe8O4 (при Т < 845/0;
AFy = (—9230 4* 9,157*) 4,187 Дж/моль, lgKp =
= (2020/7) —2,00(0. Кубашевский, Э. Эванс, 1954 г.);
Д/^ = (—9400 4*8,27*)4,187 Дж/моль, lgKp =
= (2060/7) — 1,79(А. Скортеччи и А. Палацци, 1960 г.);
ДЕу = (— 4340 4-6,047*)4,187 Дж/моль, 1g К=
= (950/7*) —1,32 (Д. Камерон, 1958 г.);
1g Кр= (1004/7*)—1,208 (В. А. Кистяковский, 1926 г.),
1g Кр = (680/7*) —0,88 (Г. Шенк, 1935 г.);
см. также рис. 32, 34, 35;
6) Fe3O4<TB) 4“ 4На = 3FeTB 4" 4Н2О — 149,828 кДж/моль
Ре8О4(при 7 < 845/0;
= (24600 — 20,707*) 4,187 Дж/моль, 1gКр =
=—(5378/7) + 4,66(А. Скортеччи, А. Палацци, 1960 г.);
ДЕ°Г = (30060 — 24,567*) 4,187 Дж/моль, 1g Кр =
=— (6570/7*) 4-5,36(Д. Камерон, 1958 г.);
1gКр =— (6040/7*) 4- 5,44(М. де Кэй Томпсон, 1942 г.);
1gКр=—(5928/7*)4-5,644 (В. А. Кистяковский, 1926 г.);
см. также рис. 33;
7) FeOTB 4- СО = FeTB + СО* 4" 18,189 кДж/моль FeO;
KF°T = (— 5450 4* 5,807*) 4,187 Дж/моль, lg Кр =
= (1191/7*) —1,27(0. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г.);
lgKp = (949/Г) — 1,140(В. А. Кистяковский, 1926 г.);
185
^100
60
сч
S оо
чо
20
S о
ЧОО ООО 000 1000 1200 1°С
Содержание С02 S газе,
Рис. 34. Изменение положения линии равновесия реакции СО2+С«2С0 при повышении
давления в системе (а) и сопоставление условий равновесия в системах Fe—O—Н и Fe—
О—С (б)
600 700 800 $00 1000 1100 t*0
Рис. 35. Равновесные и фак-
тические концентрации угле-
кислого газа в доменных пе-
чах при различных темпера-
турах:
/ — печь завода Фродингем;
2— печь завода Рехлинг;
3 — данные опытов Саундер-
са на малой доменной печи;
4 — печи НТМК; б — печь
ММК; 6 — одна из печей Ру-
ра (по К. Гупферу и Г. Вей-
деншюмеру» 1960 г.)
lgКр = (381/Т) — 2,11 1gГ + 0,395-1-0“3 Т + 5,357(Г. Шенк, 1935 г.);
lg/Cp= (836/Т)— 1,06(В. Кондаков, Ван Сяо-Цзинь, 1958 г.);
см. также рис. 32, 34, 35;
8) FeOTB + Н2 = FeTB + Н2О — 22,982 кДж/мольFeO;
Afj. = (3150 —1,85Г)4,187 Дж/моль, lgKp =
=—(689/7’) + 0,4 (О. Кубашевский, Э. Эванс, 1954 г.);
М°т = (3000—1,67)4,187 Дж/моль, 1gК =
186
(К. Санбонжи, 1949 г.);см. также рис. 32, 34, 35;
4) Fe3O4(TB) + Н2 = 3FeOTB + НаО — 80,882 кДж/моль Н2
(при Т > 845Х);
Д/^. = (15720—15,97)4,187 Дж/моль,’ lgKp =
=— (3435/7) + 3,48(О. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г.);
ДГ£. = (15600—16,57)4,187 Дж/моль, 1g К=
——(3410/7) + 3,61 (А. Скортеччи и’А. Палацци, 1960 г.);
Д7^= (14944— 16,787)4,187 Дж/^оль) 1g Кр=—(3270/7)+ 3,67
(Д. Камерон, 1958 г. получил эти зависимости для вюстита, состав которого
не точно соответствует формуле FeO);
lgКр=— (3378/7) + 3,648(В. А. Кистяковский, 1926 г.);
см. также рис. 33;
5) Fe3O4(TB) + 4СО = 3FeTB + 4СО2 + 14,856 кДж/моль,
FesO4 (при 7 < 845К);
AF$. = (— 9230 + 9,157) 4,187 Дж/моль, 1g К =
= (2020/7) — 2,00(0. Ку башевский, Э. Эванс, 1954 г.);
ДТ^. = (—9400 + 8,27) 4,187 Дж/моль, lgKp =
= (2060/7) —1,79 (А. Скортеччи и А. Палацци, 1960 г.);
AFj. = (—4340 + 6,047)4,187 Дж/моль, lgKp =
= (950/7) — 1,32(Д. Камерон, 1958 г.);
1gКр = (Ю04/7) —1,208(В. А. Кистяковский, 1926 г.),
1gКр = (680/7)— 0,88(Г. Шенк, 1935 г.);
см. также рис. 32, 34, 35;
6) Fe3O4(TBj + 4Н2 = 3FeTB + 4Н2О — 149,828 кДж/моль
Ре3О4(при 7 < 845К);
Д/^ = (24600 — 20,707)4,187 Дж/моль, 1gКр =
=—(5378/7)+ 4,66(А. Скортеччи, А. Палацци, 1960 г.);
Д7°г = (30060 — 24,567)4,187 Дж/моль, 1g Кр =
=—(6570/7)+ 5,36(Д. Камерон, 1958 г.);
lgKp=—(6040/7)+ 5,44(М. де Кэй Томпсон, 1942 г.);
lgKp=—(5928/7) + 5,644 (В. А. Кистяковский, 1926 г.);
см. также рис. 33;
7) FeOTB + СО = FeTB + СОЯ +18,189 кДж/моль FeO;
Д7« = (— 5450 + 5,807) 4,187 Дж/моль, 1g Кр =
= (1191/7) —1,27(0. А. Есин и П. В. Гельд, 1962 г.);
1gКр = (949/7) —1,140 (В. А. Кистяковский, 1926 г.);
185
Рис. 34. Изменение положения линии равновесия реакции СО2+С-2СО при повышении
давления в системе (а) и сопоставление условий равновесия в системах Fe—О—Н и Fe_
О—С (б)
Содержим С02 S газе,
Рис. 35. Равновесные и фак*
гические концентрации угле-
кислого газа в доменных пе-
чах при различных темпера-
турах:
1 — печь завода Фродингем;
2 — печь завода Рехлннг;
3—данные опытов Саундер-
са на малой доменной печи;
4 — печи НТМК; S — печь
ММК; 6 — одна из печей Ру-
ра (по К* Гупферу и Г. Вей-
деишюмеру, 1960 г.)
1g Кр = (381/Т) — 2,11 lg Г+ 0,395-ИГ"3 Т + 5,357(Г. Шенк, 1935 г.);
1g/Ср = (836/Т)— 1,06(В. Кондаков, Ван Сяо-Цзинь, 1958 г.);
см. также рис. 32, 34, 35;
8) FeOTB + Н2 = FeTB + Н2О — 22,982 кДж/мольFeO;
Д/^ = (3150 — 1,85г) 4,187 Дж/моль, 1gКр =
=—(689/T) + 0,4 (О. Кубашевский, Э. Эванс, 1954 г.);
дг° = (3000— 1, 6Г) 4,187 Дж/моль, 1g К =
186
=—(656/7) + 0,35 (А. Скортеччи, А. Палацци, 1960 г);
1g =“(940/7)4-0,52 (для Fe^ 947 О)(Д. Камерон, 1958 г);
1g Кр=—(784/7) + 0,573 (В. А. Кистяковский, 1926 г.);
1g Кр =—(977/7) + 0,64(Э. В. Брицке, А. Ф. Капустинский,
Т. И. Шашкина, 1934 г);
1g=—(1583/7) + 1,021 (Дж. Чипман, С. Маршалл, 1940 г);
9) FeOTB + СО = FeTB + СО2
__________СОд + Сгр = 2СО________
FeOTB + Сгр = Fe^B + СО — 154,276 кДж/моль;
ДрО =(36800 — 38,387)4,187 Дж/моль, 1gКр=— (8045/7)4-8,39;
10) FeaSiO4(TB) 4- 2СО = 2FeTB 4- SiO2 4- 2CO2S
lg =— (65/7) — 1,55 (при 298 — 900 K)J
lgKp=—(510/7) —2,01 (при 900—1478 К);
11) Fe2SiO4(TB) 4- 2Crp = 2Fe 4- SiO2 4- 2CO;
lgKp=—(17900/7) 4-16,88 и lgtfp=—(14700/7)4-14,45
при восстановлении соответственно твердого и расплавленного фаялита;
12) реакция диссоциации углекислого газа: СО2=СО4-1/202-
Степени диссоциации СО2 при 1000, 2000 и 3000 К и 0,1 МПа составляют
соответственно 2-10-5, 1,55 и 44,1%;
13) реакция диссоциации водяного пара: Н2О=Н24-1/2О2-
Степени диссоциации Н2О при 1000, 1500, 2000, 2500 и 3000 К и 0,1 МПа
составляют соответственно 2,48-10”5, 1,95-10~2, 0,56, 4,25 и 16,40%;
14) реакция Будуара: СО2+С=2СО (см. рис. 32, 34);
1g Кр =“(8840/7) + 9,11;
15) реакция водяного газа: СО24-Н2=СО+Н2О;
lgKp=—(1800/7)+ 1,6 при 7 = (1146-4- 1646) К;
Кр = \ при 1093 К;
16) реакция взаимодействия водяного пара с углеродом: Н2О4-С=
=Н2+СО;
Значения 1g КР при 400, 600, 800, 1000, 1200,1400,1600,1800,2000, 3000 К
составляют соответственно —10,03; —4,24; —1,33; 0,45; 1,635; 2,50; 3,14; 3,63;
4,00; 5,09;
17) скорость восстановления куска руды, омываемого потоком газа, за-
висит от скорости диффузионных процессов и скорости химической реакции
восстановления. В зависимости от того, какой из этих процессов лимитирует
общую скорость восстановления, различают диффузионный и кинетический ре-
жимы восстановления.
По С. Т. Ростовцеву при оценке режима восстановления куска руды ра-
диусом /? следует вычислить безразмерный критерий:
S = Vk'ID'R,
где K'=faz, D'=pD; k— константа скорости химической реакции, а — поверх-
ность пор в единице объема, см2/см3; D — коэффициент диффузии, р— отно-
сительная объемная пористость.
Процесс идет в кинетическом режиме, если S<0,l. Этому способствуют
измельчение руды, пониженные температуры восстановления, высокие скоро-
сти газового потока. При S> 10 процесс переходит в диффузионную область.
При 0,1 <5 <10 имеют место переходные режимы.
187
Рис. 36. Линии равного содержания углекислого газа в печных газах (справа) и изотер-
мы (слева) в интенсивно работающей доменной печи (по Кинни, 1930 г.)
Рис. 37. Схема фазовых превращений в доменной печи № 1 Енакиевского металлурги-
ческого завода (426 м8) при выплавке передельного чугуна по результатам разборки
столба материалов в печи после охлаждения их азотом (по И. Д. Балону и др., 1972 г.).
/—/ — граница появления вюстита; 2—2 — полное восстановление гематита и феррита
кальция; 3—3—равные содержания магнетита и вюстита; 4—4— полное восстановление маг-
нетита; 5—5—начало появления твердого железа в агломерате; 6—6—полное восстановле-
ние вюстита; 7—7 — нижнее положение пластического состояния шихты (металл+шлак).
Главные (второстепенные) фазы: Z — магнетит, гематит (феррит кальция); // — магнетит
(гематит, феррит кальция, вюстит); /// — магнетит (вгостит. гематит, феррит кальция,
железо металлическое твердое); IVa— магнетит (вюстит); /Уб—вюстит (магнетит); Va—
магнетит (вюстит, железо металлическое твердое); Уб —вюстит (железо металлическое
твердое, магнетит); V/ — вюстит; У//—вюстит, железо металлическое твердое (желеео
металлическое жидкое); V/// —железо металлическое твердое и жидкое
* 188
По данным К- К. Шкодина (1964 гг.), восстановимость агломератов ли-
нейно зависит от суммарной поверхности пор (>1,5-10-® мкм при 850°С
для СО), доступных газу-восстановителю. В большинстве случаев даже в не-
больших кусках агломерата скорость процесса восстановления целиком опре-
деляется диффузией газа-восстановителя в порах;
18) реальный ход процесса восстановления в доменных печах иллюстриру-
ется рис. 36—39. Показатели восстановления в доменных печах:
га — степень прямого восстановления железа из закиси (введена М. А. Пав-
ловым), см. табл. 23;
Рис 38. Изменение средневзвешенной степени восстановления (и)» содержания Fe®^’*
Ее FeMCT и Л1,Ш,Л равной степени восстановления по высоте столба материалов в
доменной печи Ns 1 Енакиевского металлургического завода (426 м3) при выплавке пе-
редельного чугуна (по И. Д. Балону и др., 1972 г.)
Rd — индекс прямого восстановления, представляющий собой отношение
количества кислорода, отнятого прямым путем, ко всему количеству кисло-
рода^ отнятого при восстановлении «металлических» оксидов (см. табл. 23);
Rd—индекс прямого восстановления, представляющий собой отношение
количества кислорода, отнятого прямым путем, ко всему газифицированному
кислороду шихты (включая СО2 флюсов) (см. табл. 23);
tj — степень использования восстановительной способности, например,
СО и Н2 и печного газа в целом:
Псо = Со2/(СО+со2), Пн, = Н2О/(Н2 + н2°):
Лг = (Н2о + СО2)/(Н2 + н2о + СО + СО2),
где СО2, СО и др. — концентрации компонентов в колошниковом газе. Зна-
189
Содержание CD? О печных газах, %
О В 16 2k О В 16 2k О В № 2k
О kDD BOO 1200 О 500 1000 1500 0 500 1000 1500
Температура, °C
Рис. 39. Распределение температур газа и концентрации СОз по высоте доменных печей:
с, б, в — печь высотой 24 м (ФРГ), результаты трех вертикальных зондирований столба
шихты (1960 г.); г — ММК, объем печи 1370 м3; д —НТМК, 1100 м3; е— объем печи
2000 м3 (/ — работа на воздушном дутье; 2 — работа на дутье, содержащем 29% Ch);
ж— завод им. Серова, объем печи 200 м3; з— объем печи 2700 м* (вертикаль, проходит
через рудный гребень засыпи); и — объем печи 2700 м3 (периферийная зона)
чения т]с0 обычно колеблются в пределах 0,25—0,46 для передельного чугу-
на; 0,22—0,38 для литейного чугуна и 0,09—0,18 для ферросплавов. Отно-
шение т)н /Т)со обычно составляет 0,9—1,2.
По данным Л. Богданди и В. Шефферса (1962 г.):
— 0,88псо 4“ 0 > 1»
р, q — комплексные показатели по А. Н. Похвисневу.
190
Отношение количества газифицированного кислорода шихты к количест-
ву газифицированного углерода (р) вычисляется по составу колошникового
газа:
р = Ош/Сг = (СОа + 0,5СО + 0,5НаО - pNa)/(CO + СО2).
Отношение количества кислорода, отнятого от шихты косвенным путем,
к количеству газифицированного углерода составляет:
q = Oi/Cr = (0,5СОЯ +0,5НаО)/(СО + СОХ).
Эти показатели, связанные зависимостью <7=р/(14-р)2, удобно использо-
вать для оценки эффективности восстановительной работы газа, для текуще-
го контроля хода доменной плавки и автоматического регулирования тепло-
вого состояния доменной печи на основании анализов колошникового газа.
Чугун
Химический состав приведен в табл. 40—46.
Свойства чугуна (см. также рис. 40, 41);
1800
1539
Феррит——
Феррит-) -^00
★аустенит 1392
Жидкость+tpeppum
В (0,52% С)
Жидкость
1200 L-
Аустенит
Феррит
Жидкость
+аустенит
738 (723)
* ледебурит
перлит
Q
5,0
0,0
5,0
2,0
Графит
(цементит)
_ 't-
ледебурит
Графит
(цементит)
+
ледебурит
графит
(цементит
пербичный)
Перлит *
графит (цементит)+\ |
* ледебурит | <
№ 6,67
Fe, С
Жидкость +
1135 (1130)
1000
Аустенит*
* феррит
800
Феррит*
* графит
(цементит
третичный)
Аустенит*
Аустениту
★графит .
(цементит
^0,04 0,83
Сталь Чугун
С, °1о (по массе) .
Рис. 40. Метастабильиая диаграмма состояния Fe—С для условий быстрого охлаждения
расплава, когда высокоуглеродистой фазой является цементит Fe3C. (При медленном
охлаждении высокоуглеродистой фазой является графит, линия EF смещается на диа-
грамме вверх от ИЗО для метастабильной до 1135s С для стабильной, линия PSK соот-
ветственно смещается от 723 до 738° С, а линии ES и CD смещаются на диаграмме
налево и вверх. Реальные структуры чугуна содержат и графит, и цементит. При быст-
ром охлаждении расплава получается белый чугун, в котором много цементита. Медлен-
ное охлаждение дает серый чугун с большим количеством пластинчатого графита. Же-
лезо образует непрерывный ряд твердых растворов с марганцем и может растворить
в себе до 18,5% Si. При дальнейшем увеличении концентрации кремния образуется также
силицид железа FeSi).
191
Таблица 40
to ПЕРЕДЕЛЬНЫЙ ЧУГУН (ГОСТ 805-69)
Вид чугуна Марка чугуна Содержание элемента, %
"кремний марганец фосфор не более сера (не более)
группа чугуна класс чугуна категория чугуна
I II III А Б В I II III IV
Мартеновс- кий Бессеме- ровский Ml М2 М3 Б1 Б2 0,91— 1,30 0,51— 0,90 <0,50 0,91— 1,40 <0,90 <0,50 0,51 — 1,00 0,30—0,7 0,30—0,71 0 1,01- 1,50 0,15 0,06 0,20 0,07 0,30 0,02 0,03 0,04 0,04 0,04 0,06 0,06
Примечания: 1. Чугун марки М2 всех групп, классов и категорий (за исключением категории IV) допускается
использовать для передела в кислородно-конверторных цехах.
2. Чугун марок Ml, М2, М3 допускается поставлять с. содержанием меди не более 0,3%.
3. Содержание марганца >1,5% в чугунах марок Ml, М2, М3 группы III не является браковочным признаком.
4. По соглашению сторон поставка чугуна марок Ml, М2, М3 производится с содержанием серы не более 0,01%;
5. При поставке чугуна марок Ml, М2, М3 для производства ковкого чугуна содержание хрома не должно превы-
шать 0,04%.
6. По соглашению сторон чугун марок Ml, М2, М3 изготавливается:
а) С содержанием серы не более 0,07% (для категории IV); б) с содержанием кремния более 1,3%.
Таблица 41
ФОСФОРИСТЫЙ ЧУГУН (ГОСТ 805-69)
Марка чугуна Содержание элемента, %
кремний марганец фосфор сера | мышьяк
группа чугуна класс чугуна категория чугуна степень чугуна
I 1 и III А Б В I II I 1 II III
не более
МФ1 МФ2 МФЗ 0,91—1,30 0,51—0,90 <0,50 1,00 1,50 2,00 1,00 1,50 2,00 0,05 0,07 0,10 0,15 0,20
Примечания: 1. Содержание марганца в фосфористых чугунах груп-
пы III более 2,0% не является браковочным признаком.
2. В фосфористых чугунах класс А по содержанию фосфора соответству-
ет I степени по содержанию мышьяка, класс Б — II степени, класс В — III
степени.
3. По соглашению сторон чугун марок МФ1, МФ2, МФЗ изготовляется:
а) с содержанием серы не более 0,08% (для категории II);
б) с содержанием кремния более 1,3%.
Таблица 42
ВЫСОКОКАЧЕСТВЕННЫЙ ПЕРЕДЕЛЬНЫЙ ЧУГУН (ГОСТ 805—69)
Примечания: 1. Содержание марганца в чугунах марок ПВК1,
ПВК2, ПВКЗ группы III более 1,5% и содержание кремния в чугуне марки
ПВК1 более 1,3% не являются браковочным признаком.
2. Поставка чугуна марок ПВК1, ПВК2 и ПВКЗ с содержанием серы
не более 0,01% производится по соглашению сторон.
3. Определение содержания титана, алюминия, мышьяка производится
по соглашению сторон.
13 Е. Ф. Вегман
193
Таблица 43
ПЕРЕДЕЛЬНЫЙ КОКСОВЫЙ ЧУГУН (ГОСТ 5.1534—72)
Примечания: 1. Чугун всех марок допускается поставлять с содер-
жанием меди не более 0,05%. Срок ведения изменения № 1 01.05.74.
2. По соглашению сторон поставка чугуна всех марок производится с со-
держанием серы не более 0,01 %.
3. Для отливок чугуна с шаровидным графитом и ковкого чугуна пере-
дельный коксовый чугун поставляют с содержанием хрома до 0,04%.
1503
7534
1400
1200
1000
В00
S, % то массе)
15 25 35 45 О 0,1 0,2 0,3
Рис. 41. Диаграмма со-
стояния системы Fe—S
194
Таблица 44
ЧУГУН ЛИТЕЙНЫЙ КОКСОВЫЙ ЧУШКОВЫЙ (ГОСТ 4832-72)
Содержание элемента, %
марганец фосфор сера
Марка группа класс категория
чугуна у гл ерод кремний А Б в Г I II ш
I II III гематит, не более обычный фосфористый не более
л ко 3,50—4,00 3,26—3,75 0,02 0,03 0,04
ЛК1 3,60—4,10 2,76—3,25 0,02 0,03 0,04
ЛК2 3,70—4,20 2,26—2,75 до 0,51 — 0,91 — 0,10 0,11 — 0,31 — 1.71- 0,03 0,04 0,05
0,50 0,90 1,30 0,30 0,70 1,20
Л КЗ 3,80—4,30 1,76—2,25 0,03 0,04 0,05
ЛК4 3,90—4,40 1,26—1,75 0,04 0,05 0,06
ЛК5 4,00—4,50 0,75—1,25 0,05 0,06 0,07
Примечания: 1. Отклонения по содержанию углерода не являются браковочным признаком.
2. Для отливок из ковкого чугуна чугун всех марок по требованию потребителя поставляется с содержанием хрома не
более 0,04%, а для автомобильных отливок (из серого чугуна) всех марок по требованию потребителя — в технически обо-
снованных случаях — с содержанием хрома не более 0,1%; при этом содержание остальных элементов должно соответство-
вать указанным в таблице.
3. По требованию потребителя в технически обоснованных случаях для специальных целей чугун поставляется с су-
женными пределами содержания химических элементов по дополнительно согласованным между сторонами техническим
условиям.
1 ^4- Чугун всех марок Челябинского и Кушвинского металлургических заводов выпускается с содержанием марганца до
5 5. Чугун, выплавленный на смешанном топливе, относится к коксовому чугуну и маркируется согласно таблице.
Таблица 45
<0
°* ФЕРРОСИЛИЦИЙ (ГОСТ 5163—49)
Вид сплава Марка Содержание элемента, % Расчетное базовое содер- жание кремния, %
SI (ведущий эле- мент) примеси, не более
Мп Сг р S
Ферросилиций доменный сто 9,00—13,00 3,00 0,20 0,04 (10)
Таблица 46
ЗЕРКАЛЬНЫЙ ЧУГУН И ФЕРРОМАРГАНЕЦ
Вид сплава Марка сплава Содержание элемента, % Расчетное базовое со- держание марганца, %
Мп (ведущий элемент), не менее примеси не более
С Si р S Fe всего примесей
груп- па Б груп- па А
Чугун зеркальный чушко- 341 20,1—25,0 Не пр. ♦ 2,0 0,22 0,03 Не пр. Не пр. (23)
вый (по ГОСТ 5164—49) 342 15,1—20,0 » 2,0 0,20 0,03 » » » (18)
зчз 10,0-15,0 в 2,0 0,18 0,03 » » » (13)
Ферромарганец доменный Мн5 >75,1 » » 2,0 0,45 0,35 0,03 » » » » (76)
(по ГОСТ 5165—49) Мнб 70,0—74,0 в 2,0 0,45 0,35 0,03 » » (73)
Мн7 70,0—75,0 Не пр. * 1,0 0,45 0,35 0,03 Не пр. Не пр. (73)
Примечания: 1., Для сплавов, поставляемых по фактической массе, а не по базовому содержанию, в скобках ука-
зано среднее содержание основного элемента.
2. Группы по фосфору предусмотрены только для ферромарганца доменного (по ГОСТ 5165—49).
3. В ферромарганце доменном марок МН6 и МН5 допускается содержание кремния по соглашению до 3,0%.
* Не предусмотрено.
Содержание углерода, %: в ферромарганце 6,0—7,0, ферроси-
лиции 1,2—2,5%, зеркальном чугуне 4,5—5,5, феррохроме 5,5-—6,5, ферро-
фосфоре 1,0—1,2, литейных чугунах 3,4—4,2, томасовском чугуне 3,3—4,0,
мартеновском 3,8—4,8, бессемеровском 3,9—4,5. Содержание углерода в чугу-
не может быть вычислено в зависимости от содержания кремния, фосфора,
марганца в нем по формуле А. Д. Готлиба:
[С] = 4,6 — 0,27 [Si] — 0,32 [PJ + 0,03 [Мп].
Плотность чугуна при 1450°С вычисляется по формуле, г/см3:
d = 7,16 — (0,1 [Si] +0,07 [С]).
На выпуске из доменной печи плотность передельного чугуна равна 6,8—
7,0 г/см\ а ферросилиция, содержащего 9,5% Si (при 1550° С), — 6,77 г/см3.
Г азонасыщенность чугунов меняется в пределах от 0,009 (заво-
ды «Запорожсталь», Коммунарский) до 0,031% (заводы Череповецкий, Кон-
стантиновский, им. Ильича). Газы представлены главным образом кислородом,
азотом и, в меньшей степени, водородом.
Содержание неметаллических включений колеблется от
0,032 (заводы «Запорожсталь», Коммунарский, им. Дзержинского) до 0,23%
(завод им. Ильича, Чусовской). В чугунах, выплавляемых на заводах Ук-
раины, преобладающими неметаллическими включениями являются сульфиды,
а в чугунах, выплавляемых на заводах Урала, — оксиды.
Динамическая вязкость передельного чугуна в зависимости от
температуры на выпуске колеблется в пределах от 0,002 — 0,010 Па*с.
Удельное электросопротивление чугуна (3,7% С, 1,5% Si,
0,6% Мп) при 1400°С составляет 148*10~8 Ом*м.
Поверхностное натяжение чугуна (4,12% С, 1,7% Si,
0,62% Мп, 0,08% S, 0,11% Р) при 1300° С составляет 1,08 Н/м.
Шлакообразование
в доменных печах
Общая картина хода процесса шлакообразования
по высоте доменной печи
Химический состав конечных доменных шлаков (табл. 47, 48;
см. также табл. 20).
Важнейшие д и а г р а м м ы состояния шлаковых систем
Вязкость доменных шлаков
Плавкость доменных шлаков (см. также табл. 24)
Обессеривающая способность доменных шлаков (см. также
табл. 18)
Предельное количество серы, которое может быть удалено из печи со шла-
ком, находится по формуле С. Т. Ростовцева, кг/100 кг чугуна:
S = (1 +LS n)[Sj,
где Ls —фактический коэффициент распределения серы между шлаком и чу-
гуном; Ls = (S, %) : [S, %]. Обычно значения Ls в 2—2,5 раза ниже величи-
ны теоретического равновесного коэффициента п — выход шлака, кг/т чу-
гуна; [S] —содержание серы в чугуне, %.
Величина коэффициента распределения серы Ls зависит от многих факто-
ров и в первую очередь от основности, температуры шлака и состава чугуна.
Величина L s может быть вычислена по формуле В. Г. Воскобойникова
(при 1723 К):
Ц723 = 98х2 - 160х + 72 - [0,6(А12О3) - 0,012(А12О3)2 - 4,032] х4,
где х= (CaO-l-MgO+MnO) : S1O2; А12О3— концентрация глинозема в шлаке, %.
197
Таблица 47
□О НОРМАЛЬНЫЕ ШЛАКИ ДЛЯ ВЫПЛАВКИ ЧУГУНА РАЗЛИЧНЫХ СОРТОВ НА КОКСЕ (ПО М. А. ПАВЛОВУ. 1947 г.)
Параметр Ферросилиций, шихта Литейные чугуны, шихта Передельный чугун Марганцевый чугун
кремнистая глино- земистая глинозе- мистая обыкновен- ная бессемеров- ский мартеновский зеркальный ферромарга- нец
SiO2 40 40 30 30 28 30 30 32 34 35 36 38 32 30 30 28
А120з 10 12 20 22 22 20 17 15 12 10 12 10 10 12 10 12
(FeO+MnO) . . . — — — 1 1 1 1 2 2 3 3 6 6 8 10
(CaO+MgO) . . . 43 43 45 43 44 44 46 46 47 48 44 4 47 47 47 45
CaS 5 5 5 5 5 5 6 6 5 5 5 5 5 5 5 5
SiO2 * 44,2 42,1 31,6 31 ,6 29,8 31,9 32,3 34,4 36,6 37,6 39,1 41 ,3 36,0 33,7 34,5 33,0
A12O3 10,5 12,6 45,3 21,0 23,1 45,3 23,4 46,8 21 ,3 18,2 16,2 12,9 10,8 13,1 10,9 11,2 13,5 11,5 14,1
RO 45,3 47,4 46,8 49,5 49,4 50,5 51,6 47,8 47,8 52,8 52,8 54,0 52,9
Теплота плавления
кДж/кг 1507 1486 1674 1632 1717 1674 1696 1654 1549 1591 I486 1507 1674 1717 1758 1758
Вязкость, Па’С, при температуре, °C: при 1500 . ... 0,48 0,50 0,48 0,54 0,52 0,51 0,37 0,37 0,40 0,27 0,32 0,32 0,40 0,5 0,4 0,4
» 1450 . ... 0,62 0,74 0,70 0,07 0,91 0,71 1,18 1,05 0,57 0,35 0,45 0,44 ' — — "
» 1400 .... » 1350 .... Температура затвер- девания, °C . ... 0,98 1,80 305 1,18 2,15 1270 1430 т 1420 верды Тв 1430 й ердый 1415 1420 5,5 1380 1,34 3,07 1335 0,50 0,81 1315 0,67 1,40 1275 0,60 1,18 1250 1 1 1 1 1 1 1 1 1 ——
Степень кислотности 1,21 1,09 0,71 0,66 0,65 0,72 0,76 0,86 0,91 1,0 1,02 1 J7 0,93 0,84 0,82 0,80
SiO2: А12Оз .... 14,2 3,3 1,50 1,34 1,27 1 ,50 1,77 2,13 2,73 3,5 3,0 3,8 3,2 2,50 3,0 2,33
(SiO2+Al2O3) I /?О 1,21 1 ,21 1,11 1,50 1 ,21 1,14 1,14 1,47 1,02 1,02 0,98 0,94 1,09 1,09 0,89 0,89 0,85 о>
RO: SiO2 1,02 1,07 1,43 1,57 1,53 1,44 1,38 1,37 1,22 1,16 1,47 1,56 1,56 1,60
♦ В пересчете на три компонента: SiO2+AI2Oj+/?O= 100%.
Таблица 48
ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ ДОМЕННЫХ ШЛАКОВ НА ЗАВОДАХ
СОВЕТСКОГО СОЮЗА, % (ПО МАССЕ)
Металлургичес- кий завод Год SiO, А 1,0, СаО MgO MnO FeO s - СаО SiO, Выход шлака
Выплат зка передельного чугуна
Днепровский 1967 38,70 5,60 48,5 4,78 Н. с. 0,39 1,79 1,25 565
им. Дзержин- 1977 37,76 6,99 46,82 6,13 0,26 0,45 1,90 1,14 507
СКОРО «Запорож- 1967*1 39,75 6,19 49,64 4,33 0,78 0,37 1,79 1,22 564
сталь» 1972 37,72 7,50 48,97 4,18 0,75 0,31 2,01 1,30 Н.с.
1977 38,84 6,60 49,00 4,75 0,84 0,31 1,71 1,26 457
Криворожский 1967*2 38,9 6,4 48,4 3,8 0,82 0,33 2,08 1,25 590
1972 38,1 7,6 48,5 2,7 0,87 0,32 2,40 1,34
1977 38,1 7,6 8,0 46,89 4,48 0,90 0,37 2,20 1,23 431
Донецкий 1967 39,8 48,2 3,6 0,31 Н. с. Нет 1,21 447
1972 36,3 9,9 47,0 5,0 1,06 » » св. 2,21 1,30 Н. с.
1977 36,18 10,05 48,25 3,78 1,06 » » 1,87 1,33 597
«Азов сталь» 1967*3 36,98 10,68 44,56 3,24 2,70 0,55 1,47 1,20 710
1972 37,01 10,57 43,99 3,49 2,51 0,66 1,71 1,19 Н. с.
1977 37,49 10,46 43,46 2,69 2,62 0,77 1,68 1,16 553
Ждановский 1967 39,2 7,0 48,1 3,3 6,31 1,1 0,58 1,95 1,23 577
им. Ильича 1972 39,25 5,90 46,00 0,85 0,63 2,17 1,17 Н. с.
1977 39,56 6,32 47,28 5,17 0,58 0,58 2,22 1,19 466
Новолипецкий 1967 37,16 11,86 41,88 6,39 1,00 0,35 1,45 1,13 530
1972 37,94 11,08 40,33 8,45 0,75 0,35 1,11 1,06 530
1977 38,89 11,37 39,81 8,59 0,91 0,54 0,81 1,02 470
НПО «Тула- 1967 35,99 10,31 44,63 6,89 0,47 0,22 1,88 1,24 533
чермет» 1973 34,90 10,99 45,22 6,96 0,17 0,19 2,16 1,29 548
1977 35,91 13,17 42,06 7,58 0,087 0,176 2,20 1,17 520
Череповецкий 1967*4 39,10 6,94 39,67 12,49 0,34 0,51 1,03 1,01 358
1974 39,00 8,10 41,20 10,32 0,26 0,52 0,71 1,06 322
1977 39,50 9,10 40,20 10,20 0,26 0,58 0,61 1,02 333
НТМК 1967*» 37,17 15,73 36,48 7,06 0,47 0,38 0,71 0,98 396
1974 37,75 12,67 41,15 6,16 0,69 0,40 0,80 1,09 466
1977 37,21 13,23 40,38 5,85 0,74 0,41 0,78 1,08 443
ммк 1967*« 37,23 12,92 40,18 7,30 0,20 0,24 1,10 1,08 451
1974 36,54 12,74 41,28 8,11 0,17 0,21 0,88 1,13 346
1977 36,78 12,45 41,04 8,00 0,18 0,21 0,89 1,12 326
Челябинский 1967 39,71 14,90 35,82 6,97 1,23 0,27 0,71 0,90 574
1972 40,82 13,59 34,49 8,74 1,09 0,27 0,71 0,84 537
1977 39,74 12,53 34,17 11,65 0,79 0,31 0,82 0,86 522
охмк 1967 38,00 13,50 40,70 5,2 0,24 0,63 1 ,00 1,08 403
1974 40,00 8,15 47,75 2,3 0,12 0,36 0,80 1,19 436
1977 39,40 9,60 47,90 2,5 0,10 0,33 1,04 1,22 396
кмк 1967*7 36,69 13,96 37,26 9,63 0,63 0,61 0,53 1,02 480
1974 37,21 14,17 35,23 10,94 0,82 0,82 0,61 0,95 449
Западно-Си- 1977 37,70 14,20 35,30 11,50 0,76 0,80 0,50 0,94 457
1970 34,26 17,28 29,42 15,58 0,98 0,43 0,66 0,86 358
бирский 1974 36,69 16,74 30,12 13,31 0,99 0,36 0,55 0,82 363
1977 36,38 16,60 31,22 13,06 0,74 0,56 0,58 0,86 353
Карагандин- 1970 37,20 10,35 38,70 7,55 0,81 0,62 1,24 1,03 602
ский 1974 36,97 11,13 39,62 6,62 0,80 0,45 1,16 1,07 469
1977 37,61 14,33 40,78 6,31 0,91 0,46 0,87 1,08 622
199
Продолжение табл. 48
Металлургичес- кий завод Год Si О, А1.О, СаО MgO МпО FeO S СаО S1O. Выход • шлака
Им. Серова, Выпла 37,20 вка ли 15,54 тейногс 43,61 > чугу Н. с. на 0,56 0,78 Нет 1,20 711
д. и. № 1 Ново-Туль- 36,18 10,85 43,53 7,05 0,33 0,22 св. 2,13 1,20 466
ский, д. п. № 1 Нижне-Тагиль- 37,02 16,10 36,65 6,77 0,48 0,39 0,92 0,99 407
ский Западно-Си- 37,90 15,20 29,90 14,55 0,27 0,42 0,75 0,79 469
бирский
Выплавка зеркального чугуна
Енакиевский
Шлак одного
из южных за-
водов (по
М. А. Павло-
ву)
35,27 5,96 42,05 5,99 8,85 0,78 1,64 1,19 Н-с.
31,60 10,40 45,30 2,20 5,20 Нет 2,13 1,43 » »
св.
Выплавка q 7ерромарганца
Коммунарский 30,7 6,9 44,7 8.1 8,00 0,60 2,74 1,45 > »
Днепровский им. Дзержин- ского 30,4 Вып; 6,4 гавка q 43,3 Ьерроси 8,33 ииция 9,10 0,31 2,54 1,43 » »
Челябинский 46,03 15,09 32,71 4,28 1,09 0,20 1,11 0,7 » >
* « Заводской шлак (37.22% SiO2, 6.80% А12О3, 48,06% СаО, 4,83% MgO, 0,25% FeO,
1,07% MnO, 1.76% S) основностью CaO : SiO2—1.29 при 1400, 1500 и 1600 °C имел вяз-
кость соответственно 0,37; 0.23 и 0.16 Па-с (данные Н. Л. Жило).
* 2 Заводской шлак (41,74% SiO2, 4.83% А12О3. 46,86% СаО, 3.08% MgO, 0,68% FeO,
1,90% MnO, 1,10% S) основностью CaO : SiO2—1,12 при 1400, 1500 и 1600 °C имел вяз-
кость соответственно 0,35; 0,23 и 0,16 Па-с (Данные Н. Л. Жило).
* 3 Заводской шлак (39,0% SiO2, 5,87% AlaO.-ь 46,92% СаО, 5,51% MgO, 0,63% FeO,
1,59% MnO, 1,43% S) (основностью CaO : SlO2e 1,20 при 1400, 1500 и 1600 °C имел вяз-
кость соответственно 0,31; 0,18 и 0,14 Па-с (Н. Л. Жило).
♦ 4 Заводской шлак (41,84% SiO2. 6,34% А1?О<, 44,92% СаО, 7,08% MgO, 0,56% FeO
0,27% MnO. 0,60% S) основностью CaO : SiO2“ 1,07 при 1400, 1500 и 1600 °C имел вязкость
соответственно 0.33; 0.21 и 0,17 Па-с (Данные Н. Л. Жило).
* 5 Заводской шлак (37,44% SiO2. 15,09% А!2О,. 33,91% СаО, 8,56% MgO, 0,74% FeO,
1.38% MnO, 0,44% S) основностью CaO : SiO2—0,91 при температуре 1400, 1500 и 1600 °C
имел вязкость 0,7; 0,38 и 0.22 Па-с. (Данные Н. Л. Жило, 1972 г.).
* б Шлак (36.9% SiO2. 11,10% А12О3, 40,80% СаО, 7,25% MgO, 0.46% FeO, 0,27% MnO.
0,88% S) основностью CaO : SiO2= 1,11 при температуре 1400, 1500 и 1600 °C имел вяз-
кость соответствено 0.5; 0,22 н 0,10 Па-с. (Данные Н. Л. Жило, 1967 г.).
* 7 Шлак (36.22% SiO:, 12,97% А12О3, 41,55% СаО, 7,34% MgO, 0,30% FeO, 0,57% MnO,
0,87% S) основностью CaO : SiO2= 1,15 при температуре 1400, 1500 и 1600° С имел вяз-
кость 0,48; 0,27 и 0,20 Па-с. (Данные Н. Л. Жило).
200
W горизонт
П горизонт
I горизонт
Распар
Заплечики
HI горизонт
Фурменчст
зона ’
Твердая (раза, начало спекания
Гепатит Ге203, железо Fe,
магнетит Fe3O^, сраялит Fe28i04,
кварц SiO2, известь СоС (аморфная),
кальцит CuCOj,
срсрромонтичеллит (Са, Fe )г S i2 4, стекло
Область спекания, начало шлакообразования
Магнетит Fe3O^, ларнит C^SiO*,,
кварц SiOg, ольдгамит Са5,
кристобалит 810^, известь СпО (иморсрная^
кристаллическая), железо г s,
сраялит Fe2StO4r
ранкинит Са3 S i2 0 ?,
срерромонтичеллит (Са, Fe)2 Sify,
псеВдоВолластонит Co3Si33§, отекли
Область шлакообразования
Ранкинит Са 3 812 07, геленит Со2 Si Al 2 07,
ларнит Со2 SiO^ , ольдгамит Ds 8,
псеВдоВолластонит Спг5'.<э9; стекло
Процессы спекания и шлакоерсзоВания
В фурменной зоне
Магнетит FejO^, ларнит Da.SiO^,
сраялит FezStD^, железо Fs, алит Ca5StO5,
сднокольцеВый среррит CoFe^Dr, стекла
Рис. 42. Ход шлакообразования в доменной печи при выплавке литейного чугуна из ших-
ты, состоящей из 50% агломерата и 50% бурого железняка. Левая половина чертежа
соответствует режиму плавки при повышенной температуре фурменных зон; правая —
режиму плавки при относительно более низкой температуре фурменных зон (по
И. П. Бардину, А. В. Рудневой, 1956 г.)
Рис. 43. Температура газов и ход формирования шлака в доменной печи при выплавке:
а — мартеновского чугуна; б — ферросилиция; в—ферромарганца; /“твердые матери-
алы; П—пластическое состояние; Р — расплав (по И. П. Бардину, А, В. Рудневой,.
1936 г.)
Для перехода к величинам Ls при других температурах рекомендуется
вводить поправочный коэффициент 7]f:
f i _ „ / 1723
Величина тр вычисляется по следующим формулам:
1) для шлаков, содержащих 8—19% А12Оз, при (CaO+MgOd-MnO) :
: SiO2=0,8-^ 1,25, используется формула:
тр = 2т —0,05т2 — 17,475,
где т=//100 (здесь / — температура шлака, °C);
2) для шлаков, содержащих 8—19% А120з, при (CaO+MgO+MnO) :
:SiO2= 1,25—1,60
тр = 2,7т - 0,067т2 — 24,063;
/7 20 W 60 ВО 100 0 20 4/7 60 60 100
Содержание минералогических (раз, %
Рис. 44. Изменение минералогического состава шихты и шлакообразование в доменной
ного чугуна на офлюсованном агломерате с температурой дутья 700° С. Печь была
при продувке столба шихты азотом сверху вниз (ввод азота в купол печи и отвод
а— твердые материалы; б—пластическое состояние; в — расплав; ВФ— воздушные
202
3) для шлаков, содержащих 19—24% А12О3, при (CaO4-MgO+MnO) :
: SiO2=0,8-r-1,6
T]t = 1 От — 0,3т2 — 80,925.
По данным В. И. Логинова, при 1723—1873 К для доменных шлаков ос-
новностью (CaO+MgO+MnO) : SiO2=0,5-^ 1,25 при 5—20% А12О3 и вязко-
сти Т)
1g т]• Ls = 0,85 + 0,9
CaO + MgO + МпО
SiOa
Z7 20 W 60 80 100
Содержание минералогических (раз, °/о
печи Ns I Енакиевского металлургического завода (426 м3) при выплавке псрсдель-
заморожена 28/IX 1964 г. с полного хода прекращением подачи воздушного дутья
через воздушные фурмы) (по И. Д. Балону и др., 1972 г.):
фурмы; ШЛ и ЧЛ — шлаковая и чугунная летки
203
Рис. 45. Схематизированная диаграмма минералообразования по высоте доменной печи (по И. П. Бардину, А. В. Рудневой, 1952 г.)
cacOj Известняк
Si 0? Кдарц
S L 0 2 Тридимит
FegOj Гематит
CaO Известь
CfljSi 0^ Ларнит
Co j St j O7 Ранкинит
or-CaSiOj ПсеВдоВоллпстонит
jff-casiOj Волластонит
Cdj Al2 SiOy Геленит
Cd A T2 S^2 Анортит
CaFeSiDj, Ферримонтнчеллит
Fe Железо
FCj O4 Маенетит
Fe^ SiO4 Фаялит
Стекло
О 10 20 30 4z7 50
Содержание, %
О 10 20 30 Щ 50 60
Рис. 46. Изменение содержания оксидов в шлаке по высоте доменной печи № 1 Енакиевского металлургического завода (426 м3) при выплав-
ке передельного чугуна (столб шихты был заморожен продувкой азотом, а затем послойно разобран и проанализирован; по И. Д. Балону
и др., 1972 г.):
О 10 20 30 W 50 60
№
О
сл
восьмикомпонентный шлак; II — пересчет на четырехкомпонентный шлак; аа' — периферийная зона; б, б'— промежуточная
зона; в, в' — центральная зона
Рис. 47. Состав первичных и промежуточных доменных шлаков на диаграммах состояния
[системы: а — SiO2—А12О3—СаО; б — SiO2—А12О3—(CaO+MgO); в — SiO2—FeO—CaO;
г — SIO2—МпО—СаО] при выплавке передельного чугуна на печи № 1 Енакиевского за-
вода (столб шихты был заморожен продувкой азотом, а затем послойно разобран и
проанализирован, по И. Д. Балону, 1972 г.)
70 60 50 W 30 20 70 00 50 W 30
соо,% СаО, %
Рис. 48. Состав первичных шлаков доменных печей завода «Азовсталь» на диаграмме
состояния системы СаО—S1O2—FeO (по Г. Г. Ефименко, 1962 г.):
/ — отдельные пробы; 2 — среднее арифметическое для интервала в 10% FeO
Рис. 49. Состав первичных доменных шлаков на ММК при плавке магнитогорских руд
(по данным И. 3. Козловича и М. М. Лейбовича):
Рис. 50. Участок диаграммы состоя-
ния системы СаО—SiOr—А12О3:
1 — заводские шлаки при выплавке
передельного чугуна; 2—шлак при
выплавке ферросилиция на Челя-
бинском металлургическом заводе;
3 — шлак при выплавке ферромар-
ганца на Коммунарском металлур-
гическом заводе; 4 — нормальные
шлаки (по М. А. Павлову) при
выплавке литейного чугуна
30
Рис. 51. Диаграмма
состояния системы
SiO2—СаО—А12Оз по
Рэнкину (1916 г.) с
поправками и уточне-
ниями А. Муэна и
Е. Осборна (1965 г.)
S1O2
СаО, %
ю
90
CoO-SiO
50
10
СО 0 10
70
3CaO-SiO
CaO-siD
50
JAl20yZSi0
50
zcao-sio
—2173
>0
-1973
1873
о
1873
2
SCaOMzOj 1ZCaO-7Al2O3 CqO-A12D3 CdO-ZAbCj CcD-6A1?0j
3CaO‘2StO2
ZCaO-StO2
Геленит^
Корунд.
| А1 0
Д1203,% —
Рис. 52. Участок диаграммы состояния системы S1O2—СаО—А12Оз, наиболее важный для
определения структуры доменных шлаков (по Рэнкину, 1916 г.). Точки на диаграмме:
/ — 1618 К: 2— 1438 К; 3— 1785 К; 4— 1653 К; 5— 1748 К; 5—1538 К; 7 — 1583 К;
8—1608 К; 0 — 1728 К; /0— 1748 К; анортит— 1823 К; геленит — 1863 К
> .Л*
SiOt
Спо 10 30 50 70 so мдо
Мд О, %
Si02
СаО 10 30 50 70 Мд О
МдО, %
БЗ. Диаграмма состояния системы СаО—MgO—SiOj (при 5 (о) и 16% (б) AbOi (по
Е. Осборну, 1954 г.)
А1г03, e/o —
‘tO 30
10 20 30 ‘tO
Al20,,% —
54. Вязкость (цифры у кривых,Н'С/м2) шлаков в системе СаО—SiOj—
Л12О3 по данным:
а, б, в — Мак-Кефери (1932 г.): а' б’—Мачина и Тин Боо Ии (1945 г.) при
температуре. К: а— 1673; б, б'— 1773: в—1873
. Вегман
209
Продолжение рис. 54
20 25 30 35
MgO, °!q
W 15 20 25 30 35
MgO, %
Рис. 65. Вязкость (цифры у кривых, Н-с/м’) шлаков в системе СаО—SiOr—МеО пои
содержании А12Оз. %: 6 р
?• <t'ri— б'—10; е, o'—15; г. г' — 20; а, б, в, г—1773 К’ а’ б' в' sf 1й7Я it
(по Дж. Мачину с сотр., 1954 г.; И. Л. Жило, 1973 г.; Е. Гофману. 1959 г.; Й. П. Семику*
1949 г.
211
CaO 20 30
MgO,%
JO f5 20 25 30
MgO, %
Продолжение рис. 55
212
20 25 50 55
MgO,%
MgO,%
Продолжение рис. 55
213
MgO, %
5 W f5 20 25 30
MgO, %
Продолжение рис. 55
Экспериментальные данные Е. Осборна и сотр. (1955 г.) по обессериваю-
щей способности шлаков системы СаО—SiO2~MgO—А12О3 см. на рис. 59.
Другие свойства шлаков. На рис. 60, 61 представлены данные
о поверхностном натяжении и электрической проводимости шлаков системы
СаО—MgO—S1O2—А12О3. Плотность жидкого доменного шлака при 1723 К
колеблется в пределах 2,68—2,84 т/м3. Объем газов (СО2, N2, СО), раство-
ренных в 1 м3 жидкого доменного шлака при 1773 К, достигает 1 м8.
Технико-экономические показатели
доменной плавки
Ниже приведены показатели интенсивности хода и экономичности плавки.
Коэффициент использования полезного объема до-
менной печи, м3-сут/т:
к.и.п.о = Упол/Р,
где Упол — полезный объем печи, м3; Р — производительность печи, т/сут.
Значения показателя см. в табл. 49, 50.
214
Рис. 56. Плавкость шлаков (цифры у
кривых, кДж/кг) в системе СаО—SiOa—
А13Оа (по Г. Гау и Л. Бабю, 1898—
1904 г.).
CaO, %
Рис. 57. Количество тепла (цифры у кривых.
кДж/кг), необходимое для расплавления шла-
ков в системе СаО—SlOa—AI2O3 с последую-
щим перегревом их до нормальной текучести
(по В. Г. Воскобойникову, 1951 г.)
Содержание серы В газе, не/л
0,0 0,2 ОЛ ' 0,6 0,6 W
0,2 Ofi 0,6 0,8 f,0 1,2 1,6 1,8
Содержание серы, °/о
Рис. 58. Изменение содержания серы по высоте печи (Ф, 1—1V — горизонты отбора проб
из печи) в компонентах доменной шихты:
а — агломерат; б —металл; в — известняк и известь; г — шлак; д — кокс; е—газ (по
Г. А. Воловику, 1961 г.)
215
216
ндо,% мдо,% мдо, %
Рис. 59. Обессеривающая способность и вязкость шлаков системы СаО—SiO2—MgO при 1773 К и содержании А12ОЭ, %:
а —5; б — 10; в—15 (по Е. Осборну с сотр., 1955 г.); сплошные жирные линии — экспериментально определенные равновесные значения ко-
эффициентов распределения серы £ между шлаком и чугуном; пунктир— вязкость шлака, Н*с/м2
Рис. 60. Поверхностное натяжение о (цифры у кривых, мН/м) для шлаков системы СаО—
SiOj—MgO с 5% АЬОз при добавке 2% S (сверх 100%) и температуре, К:
а — 1823; 6— 1873 (по С. В. Нестеренко и В. Н. Андронову, 1977 г.)
СаО, %
СаО,%
46
43
МдО,%
«4
43
40
61. Удельная электрическая
Мд 0, %
МдО,%
0,3
43
0,3
0,2
сао, %
№
Рис.
проводимость (цифры у кривых.
Ом **см ’*) шлаков системы
CaO—MgO—SIO2 при 5% А120з и
температуре, К:
g— 1773; в— 1823 (по С. В. Несте-
ренко и В. Н. Андронову, 1977 г.)
217
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ ПЕРЕДЕЛЬНОГО
Показатель Завод
ММК НТМК КарМК охмк КМК зсмз ЧерМЗ
К. И. п. о., м3-сут/т . . . 0,457 0,521 0,719 0,548 0,528 0,511 0,448
Удельный расход кокса (сухого), кг/т чугуна . . . 455 496 600 507 568 541 438
Расход природного газа, м3/т чугуна 97 101 — 86 ** — 113
Расход мазута, кг/т чугуна — —— 52 — — 19 —
Расход кислорода, м3/т чу- гуна 95 68 89 72 46 142
Концентрация О2 в дутье, % 24,9 24,38 24,6 23,8 21,0 23,48 28,77
Температура дутья, °C . . 1152 1065 1022 967 1020 1121 1084
Избыточное давление газа под колошником, МПа . . 0,09 0,016 0,169 0,126 0,102 0,175 0,183
Состав чугуна, %:
Si 0,62 0,58 0,32 0,92 0,69 0,78 0,57
S 0,020 0,026 0,030 0,017 0,026 0,026 0,018
Основность шлака СаО : : SiO2 1,13 1,09 1,08 1,21 0,96 0,85 1,02
Выход шлака, кг/т чугуна . 326 443 622 396 457 353 333
Содержание Fe в шихте, % 58,37 54,52 47,7 55,0 54,11 56,70 57,90
Расход сырого флюса, кг/т чугуна 17 16 1 52 — 1 3 5
Содержание агломерата и окатышей в рудной части шихты, % 98,8 100 90,2 91,3 97,5 93,7 97,3
Количество уловленной пы- ли, кг/т чугуну 41 40 20 32 43 8 15
Текущие простои, % . . . 1,02 1,65 1,80 1,24 0,75 0,88 2,64
Себестоимость чугуна * *2, руб/т чугуна 48,44 45,69 59,86 57,63 42,32 51,18 50,37
Примечание. Здесь и далее приняты обозначения заводов: КрМК —
Череповецкий, Коммунарский и Краматорский металлургические заводы.
*’ На чугун всех марок, выплавляемых в цехе.
*2 Данные 1974 г.
*’ Угольная пыль
218
Таблица 49
ЧУГУНА (ДАННЫЕ 1977 г.)
Завод
нлмз НПО «Тулачермет» § «Криворож- сталь» Им. Ильича «Азовсталь» «Запорож- сталь» Им. Дзер- жинского КомМЗ Донецкий I
0,466 0,600 0,617 0,573 0,534 0,578 0.537*1 0,619 0.699*1 0,754 0.864*1
454 511 579 519 530 533 478 544 549 648 831
137 105 107 95 89 103 107 63 99 •72 . 85
—— • 0,3 II мм* 0,5 — 12*8 ——
164 113 99 117 118 120 82 10 101 6
31,3 26,3 25,3 26,3 25,9 25,4 24,9 21,4 26,3 21,2 21,0
1140 1145 981 1050 1211 1167 1042 1012 1042 1053 886
0,147 0,147 0,120 0,149 0,161 0,166 0,126 0,123 0,126 0,066 0,116
0,76 0,96 0,90 0,89 0,82 0,93 0,67' 0,72 1,01 0,91 0,90
0,032 0,036 0,034 0,044 0,039 0,036 0,032 0,033 0,036 0,039 0,041
1,07 1,17 0,87 1,22 1,20 1,25 1,26 1,23 1,26 1,33 1.17
470 520 522 431 466 553 457 507 537 597 699
53,86 52,26 51,30 55,58 53,3 50,39 55,16 ч 52,45 53,34 55,60 54,13
10 2 50 41 16 16 41 • * 31 88 347 556
99,6 96,9 77,9 99,2 98,8 99,2 96,5 99,0 97,3 70,0 13,0
17 26 70 54 28 39 55 . 68 56 41 43
1,26 0,76 1,31 1,51 1,17 0,78 0,47 to 1,50 3,5 1,16 1,40
50,89 58,12 52,77 50,60 55,53 51,49 49,96 * * • • 54,02 53,41 57,30 65,73
Карагандинский металлургический, ЧерМЗ, КомМЗ, КрамМЗ — соответственно
219
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ РАБОТЫ ОТДЕЛЬНЫХ ДОМЕННЫХ
Завод, объем печи
Показатель «Криворожстальл ЧерМЗ аМ • НТМК. 2700 м‘ зсмз, 3000 м ‘
2700 м * 5000 м* 2700 м 1 1007 м:
К. и. п. о., м3-сут/т 0,561 0,553 0,445 0,364 0,498 0,508
Удельный расход сухого кокса,
кг/т чугуна 535 477 440 413 487 530
Интенсивность плавки по углеро-
ду, кгС/(м3-сут) 930 874 987 1208 967 962
Выход шлака, кг/т чугуна . . . 433 412 330 334 473 346
Доля агломерата и окатышей в
шихте, % 100 95,2 97,5 97,0 100 93,5
Доля окатышей в шихте, % . . . 34,69 29,0 9,2 7,4 — —
Расход металлодобавок, кг/т чу-
гуиа —* 1 '11 1 11 —
Расход сырого известняка, кг/т
чугуна 61 0,4 5 5 4
Вынос колошниковой пыли кг/т чугуна 59 Нет св. 21 20 59 10
38 Нет св. 14 13 32 8
Количество дутья, м3/мин . . . 4459 7557 4386 1889 5018 5614
Избыточное давление дутья, МПа 0,315 0,36 0,367 0,284 0,342 0,338
Температура дутья, °C 1060 1171 1135 1042 1056 1140
Влажность дутья, г/м3 .... Естественная 11,57 12,4 15,5 18,1
Содержание О2 в дутье, % . . . 25,9 29,2 28,2 31,2 25,88 23,62
Расход технического кислорода,
м3/т чугуна 101 140,9 135 178 90 46
Расход природного газа (мазу-
та), м3(кг)/т чугуна 93 109 106 142 107 (21)
Общий перепад давления, МПа . 0,125 0,16 0,167 0,113 0,145 0,157
Избыточное давление колошнике-
вого газа, МПа 0,19 0,20 0,20 0,171 0,197 0,181
Температура колошникового газа,
°C 287 Нет св. 174 285 377 185
Состав колошникового газа, %: 20,94 17,47 18,2
СО2 18,0 » » 20,94
СО 26,0 25,41 26,05 25,31 26,8
н2 6,5 » » 8,99 12,06 7,41 2,2
Состав чугуна, %: 0,56 0,54 0,59 0,73
Si 0,84
Мп I 0,69 0,23 0,23 0,66 0,68
S 0,042 » » 0,018 0,018 0,027 0,026
Р 0,059 0,067 0,069 Нет св. 0,24
Состав шлака, %: 1 40,1 37,21 36,53
SiO2 К 38,10 » » 39,5
А12О3 7,60 » » 9,1 8,6 13,23 16,57
СаО ' 16,89 40.2 40,7' 40,38 30,96
MgO 4,78 » » 10,2 10,2 5,85 13,36
MnO 0,90 0,26 0,27 0,74 0,77
FeO 0,37 » » 0,58 0,50 0,41 0,51
s 1 2,20 ъ » 0,61 0,56 0,78 0,58
*1 В числителе — общий, в знаменателе — уловленной.
220
Таблица 50
ПЕЧЕЙ В 1977 г.
Завод, объем печи
КарМК, 3200 м» нлмз, 3200 м3 Комму- нарский, 3000 м3 ммк 2014 м« нлмз, 2000 и3 охмк. 2000 м3 нм. Ильича, 1033 м8 <3апорож- сталь», 1513 м:* нтмк. 1242 м3 «Азов- сталь>, 1233 м3
0,728 0,460 0,724 0,425 0,441 0,496 0,487 0,518 0,621 0,562
« 617 438 542 413 442 497 528 468 559 562
777 995 730 986 1052 963 1047 917 882 862
637 468 495 311 497 392 Нет св. 445 391 517
88,4 99,5 99,2 91,0 99,5 96,0 98,6 98,0 100 98,4
— 3,8 23,2 37,5 0,9 27,0 0,3 18,2 39,7 —
— 3 —- — — — 24 34 1 11
1 78 18 1 27 21 41 18 16
Нет св. 7 Нет св. Нет св. 30 15 82 100 44 80
20 5 45 37 20 10 53 50 25 40
5214 5408 4134 4083 3448 3385 2599 2742 2398 2450
0,34 0,371 0,295 0,309 0,30 0,28 0,237 0,291 0,232 0,247
1027 1122 1023 1179 1136 1034 960 1117 797 1174
27,9 8,1 17,0 19,9 11,5 20,7 Ест. 10,5 14,9 Ест.
24,2 31,8 24,6 27,14 35,1 24,8 25,3 25,17 22,76 24,39
77 163 79 136 209 73 113 86 50 82
(49) 143 88 107 147 90 87 113 113 64
- 0,149 0,151 0,153 0,159 0,145 0,152 0,100 0,118 0,121 0,096
0,191 0,220 0,142 0,150 0,155 0,128 0,137 0,173 0,111 0,151
199 226 222 337 350 162 332 411 258 362
14,8 18,7 16,8 19,98 19,4 19,2 18,05 17,53 17,50 14,59
29,1 27,2 26,6 23,38 28,9 22,8 24,65 24,27 21,98 29,36
3,9 10,6 5,9 8,76 10,5 4,7 5,4 8,75 5,77 5,67
0,88 0,76 1,09 0,53 0,69 0,82 0,84 0,66 0,22 0,57
0,83 0,90 0,31 0,16 0,96 0,10 0,72 0,81 0,31 1,73
0,031 0,028 0,037 0,018 0,028 0,014 0,043 0,033 0,027 0,054
0,814 0,010 Нет св. 0,076 0,10 0,05 Нет св. 0,05 0,07 1,306
37,70 38,89 38,2 36,69 38,55 39,4 39,14 38,84 29,43 37,43
14,60 11,37 8,5 48,2 12,27 11,13 9,6 6,46 6,60 16,02 10,36
40,91 39,81 41,30 40,28 47,9 47,23 49,00 32,99 43,26
6,16 8,59 4,7 8,0 8,54 2,5 5,18 4,75 11,41 2,83
0,98 0,91 Нет св. 0,18 0,97 0,10 0,57 0,84 0,47 2,48
0,52 0,54 0,39 0,20 0,47 0,33 0,56 0,31 0,47 0,68
0,58 0,81 2,13 0,88 0,88 1,04 2,18 1,71 0,63 1,84
221
Удельный расход кокса, т кокса/т чугуна:
К = С/Р,
где Q — расход сухого кокса, т/сут. Значения показателя см. в табл. 49, 50.
Индекс интенсивности горения кокса, т/(м2*сут):
J = Q/Sr,
где Sr — площадь сечения горна, м2.
На лучших печах этот показатель достигает 28—30 т/(м2-сут).
Индекс объемной интенсивносгн горения кокса,
т/(м3-сут):
Показатель меняется в пределах от 0,880 до 1,100 т/(м3*сут).
Индекс объемной интенсивности горения углерода
кокса, природного газа, мазута, пылевидного угля, т/(м3*сут):
= Фс/^пол’
где Qc — количество углерода кокса и углеродсодержащих добавок, т/сут.
Обычно индекс достигает значений 0,850—1,0 т/(м3-сут).
Количество дутья в 1 мин, приходящееся на 1 м3 полезного объ-
ема печи. Обычно равно 1,7—2,4 м3/(м3*мин).
Влияние технологических факторов
. на технико-экономические показатели
доменной плавки
Технологический фактор
Изменение
производи-
тельности, %
Изменение расхода
кокса**
кг/т чугу-
на
Увеличение содержания железа в шихте на
1%....................................
Вывод из шихты 100 кг известняка . . .
Уменьшение количества мелочи (5—0 мм)
в агломерате на 1%.....................
+(1,5-2,5)
+(3-5)
+(0,4-0,7)
-(0,4-
0,7)
Уменьшение восстановимости сырья на
1% ....................................
—(20—
35)
+4
Усреднение рудных материалов по содер-
жанию железа, %:
от ±1,5 до ±1,0...................
от±1,0 до ±0,5....................
от±0,5 до ±0,2....................
+2,5
+2,5
+1,0
Предварительная металлизация агломерата
или окатышей на каждые 10% металлиза-
ции в пределах изменения р *2 от 0 до 40%
Снижение содержания золы в коксе на 1%
+(5-9)
+(0,8-1,5)
Снижение содержания серы в коксе, на
0,1%..................................
Увеличение реакционной способности кокса
вдвое (по В. Петерсу, ФРГ, 1962 г.) . . .
-(5-8)
_-(1-
1.5)
+(0,7-1,2) -(0,8-
1,5)
+30
222
Продолжение
Изменение расхода
Технологический фактор Изменение кокса*3
производи- тельности, % а/ кг/т чугу-
/о на
Увеличение барабанной пробы по Сундгре- ну на 5 кг в интервале, кг: • • -
310—320 +0,7 -1,0 «
320—330 +0,5 -0,7 ——
330—340 +0,3 —0,5 —
Повышение температуры дутья, °C; -
с 1000 до 1100 +1,2 —2,3
с 1100 до 1200 . +1,0 -2,0 —
с 1200 до 1300 +0,6 -1,5 —•
Повышение содержания кислорода в дутье на 1% в интервале, %:
21—25 +2,5 —
26—30 +2,2 — —
31—35 +2,0 —
Повышение давления колошниковых газов на 0,01 МПа +(0,5-1,5) -0,1 —
Вдувание в воздушные фурмы холодного природного газа (на каждые Юм8 газа/1 т • -(7-П)
чугуна при /д= 1000е С) Вдувание в воздушные Фурмы 10 кг мазу- та/т чугуна (при ?Д=1000°С)
—(9—13/
Вдувание в воздушные фурмы 10 кг уголь-
ной пыли/т чугуна (содержание золы в уг- ле 15%) — —(8—10)
Снижение содержания кремния в чугуне на 1% +(4-12) -(5-15) —
Снижение содержания марганца в чугуне на 1 % +(0,5-1,5) -(2-3) ——
Автоматическое регулирование хода домен- ного процесса +(3-5) -(3-5) —
91 По бельгийским и японским данным.
•2 Степень металлизации P“(FeM6TfFe )-100%.
*’ Согласно правилу Окермана — Павлова, любой фактор, оказывающий влияние на
удельный расход кокса, дает тем больший эффект, чем ниже был тепловой к. п. д. печи
до начала использования новой технологии. Из этого следует, что при одновременном
использовании нескольких технологических факторов нельзя арифметически суммиро-
вать их частные эффекты — суммарный эффект всегда оказывается меньшим.
223
Себестоимость передельного чугуна
Завод
Статьи затрат ммк КМК НТМК охмк КарМД ЧерМЗ земз нлмз нтмз
•Л Сырье и основные
материалы . . . 23,58 24,17 23,31 30,30 27,84 27,85 34,17 26,19 24,88
Флюсы 0,02 0,05 0,01 0,04 0,15 0,01 0,02 0,02 0,06
Топливо . 1 . . Итого задано в 18,92 14,39 17,51 22,01 23,46 19,54 13,48 23,55 28,47
печь 44,52 38,61 40,83 52,35 51,45 47,40 47,67 49,76 53,41
Электроэнергия 0,05 0,06 0,12 0,06 0,22 0,07 0,15 0,19 0,06
Пар 0,14 0,17 0,20 0,12 0,28 0,04 0,13 0,09 0,09
Вода 0,09 0,09 0,13 0,14 0,11 0,13 0,11 0,16 0,25
Дутье 0,90 0,82 1,10 0,94 0,83 0,88 0,87 0,75 0,87
Кислород .... 0,33 — 0,11 0,55 0,55 0,55 0,09 0,51 0,60
Очистка газа . 0,05 0,08 0,07 0,04 0,08 0,06 0,11 0,07 0,08
Коксовый газ . 0,23 0,02 — 0,05 — 0,20 — —
Природный газ . — — 0,15 0,08 * — — 0,03 —*
Сжатый воздух Итого энерге- 0,01 0,02 0,02 0,06 0,02 0,03 0,07 0,07
тических затрат . Основная заработ-^ 1,80 1,26 1,88 1,95 2,19 1,75 1,70 1,87 * 2,02
ная плата . . . Сменное оборудо- вание, инструмент и малоценный ин- s 0,14 0,12 0,17 0,21 0,21 0,14 0,13 0,16 в * 0,19
вентарь .... Текущий ремонт и содержание ос- 0,04 0,08 0,12 0,17 0,24 0,07 0,11 0,15 0,14
новных средств . Работа транс- 0,34 0,44 0,98 0,90 1,46 0,69 0,74 1,03 1,15
портных цехов . Амортизация ос- 0,20 0,16 0,43 0,28 0,33 0,29 0,28 0,51 0,59
новных средств . Дополнительная 0,65 0,82 1,22 0,91 1,59 0,92 1,27 0,84 1,28
заработная плата 0,03 0,02 0,03 0,04 0,03 0,03 0,02 0,02 0,03
Прочие расходы . Итого расхо- 0,15 0,16 0,11 0,15 0,22 0,23 0,15 0,20 0,24
дов по переделу . Общезаводские 3,36 3,07 4,96 4,63 6,29 4,14 4,41 4,79 5,66
расходы .... Побочная продук- 0,16 0,26 0,20 0,25 0,34 0,12 0,29 0,25 0,36
ция Заводская себе- стоимость за вы- четом побочной 1,23 1,26 1,21 1,60 1,33 1,01 1,05 1,49 1,44
продукции . . . 46,89 40,79 45,05 1 55,65 57,08 50,69 51,56 56,20 58,58
224
Профиль доменной печи
05000
Ф48ОО
04800
Ф690
6500
06200
Ф84О<
073700 —
Рис. 62. Проектные профили доменных печей СССР
3220D_
1706 \39D0320bMW 2010D "Ьж t-____
7033м3
85*25'34*.
Ф8200+
80o3?76'^l
07200
1386м3
84*59'52"
09300
80*74^
~082OO
6600
7573м3
85°02'tf
09600
87°O7,7O
08600
7779M3
84*42'74"
^070200
79°36^40"
09700
05400
05400
073Oi
7300
★Ф8100
2002м3
69°27'O6%
07^900
09750
3000м3
83°45'74“
072800
75°22'4
—I—
077600
2300н3
83*23'47"
0777OO
79°22'49
----1—
070500
07ODO
8900*4
3200m3
2700MJ
I
03°35'33"
^072300
077000
5000м3
82*50'507
01$ 100
79*77'13"
079700
15 Е. Ф. Вегман
225
ПРОЕКТНЫЕ ПРОФИЛИ ДОМЕННЫХ ПЕЧЕЙ СССР, мм
Характеристики проектного про- филя Полезный объем Упол Д°"евных
930 1033 1386 1513 1719
Диаметр, м: горна (dr) 7000 7200 8200 8600 9100
распара (D) 7850 8200 9300 9600 10200
КОЛОШНИКа (Йкол) .... 5410 5800 6500 6600 6900
большого конуса (do.w) . . 3960 4200 4800 4800 5000
Бысота, м: мертвого слоя (ho) .... 500 600 450 760 1100
горна (hr) 3060 3200 3200 3200 3200
заплечиков (h3) 3240 3000 3200 3200 3000
распара (hp) I860 20Э0 2000 1800 2000
конической части шихты (hin) 14720 1500 16000 1730 17800
верхней цилиндрической . .
части шахты (колошника) (Ькол) 2920 2800 2900 2500 2500
полезная (ЯПол) .... 25800 23200 24400 25500 26000
полная (Я) 28500 26000 27300 28000 28500
Угол наклона: шахты (а) 85°16' 85°25'34" 84с59'52" 85°02'40" 84°42'14"
заплечиков (Р) 82°32' 80°32'15" 80°14'51" 81°07'10" 79°35'40"
Соотношение размеров *э: H-.D 3,63 3,17 2,93 2,92 2,79
D:dr . 1,12 1,13 1,13 1.12 1,12
<?К0Л ' D 0,69 0,17 0,79 0,68 0,68
Число фурм 16 16 16 18 18
Число леток (чугунных/шлако- вых) 1/2 1/2 1/2 1/2 1/2
• ’ Проектные варианты.
* 2 Печь 5000 мэ оборудована засыпным аппаратом ВНИИМЕТМАШа. Аппарат обла
той и чрезмерной сложностью. Аппарат не позволяет добиться оптимальных режимов
метрню распределения материалов в плане колошника. В дальнейшем на печах объемом
ным лотком.
* * Полезная высота печи (# пол зависит от прочности кокса. За время, прошедшее
25,8 до 33.5 м, т. е. на 7,7 м, ио можно считать, что она практически достигла предела,
качественном коксе. За тот же период времени объем V ПОл увеличился с 930 м» до
перечных размеров доменных печей при практически постоянной высоте, т. е. снижение
Увеличение объема печей сопровождается постепенным уменьшением угла наклона
форсированного схода шихты. По мнению автора, угол а будут уменьшать и в дальней*
инном коэффициенте линейного расширения доменной шихты у на абсолютную Длину
слоя на колошнике /0 (при 0е С): Таким образом, при нагреве шихты до
чем больше диаметр колошника, тем больше абсолютное расширение каждого элемен-
возможности для прямого определения величины а расчетом на основе данных о свой-
226
Таблица 51
печей, м*
2002 2300 2700 3000 3200 5000 5500е* 5500**
9750 . 10500 11000 11600 12000 14700 15100 15100
10900 10700 12300 12800 13100 16100 16500 16700
7300 7300 8100 8400 8900 10800 11200 11400
5400 5400 6200 6500 7000 *2 *2 *2
1100 1650 1700 1747 1185 1113 1165 Нет св.
3600 3800 3900 3900 3900 4400 5700 5700
3000 3200 3400 3200 3400 3700 3700 4000
1700 1700 2200 2000 2300 1700 2000 * 2000
18200 19000 18700 20100 19600 20700 20400 18800
2900 2500 2300 2350 2300 3000 3000 3000
26500 27700 28900 32360 32130 33500 34800 33500
29400 30200 31200 34950 35290 36100 Нет св. Нет св.
84°2Г06" 83°23'47°' 83°35'33" 83°45'14" 83°53' 82°42'17" 82’36' 81°59'
79с09' 79°21'49" 79°10'38" 79°22'49" 80°49' 79°13'17" 79°17' 78°42'
2,70 2,58 2,53 2,73 2,69 2,24 Нет св. Нет св,
1,12 1,11 1,18 1,10 1,09 1,10 1,09 1,10
0,67 0,62 0,63 0,65 0,68 0,67 0,68 0,68
20 20 20—24 28 28 36 36 Нет св.
1/2 1/2 1/2 3/2 3/2 4/1 4/1
дает рядом существенных недостатков, огромной массой (1600 т), преувеличенной высо-
загрузки шихты по радиусу колошника печи, создавая, кроме того, неустранимую асим-
5000 и 5500 м* предполагается устанавливать аппараты с вращающимся распределнтель-
со времени задувки первой типовой доменной печи в 1932 г., высота Япол увеличилась с
так как печи с полезной высотой *>*33 м могут работать эффективно только на высоко-
5000 м*. т. е. более чем в 5 раз. Это предопределило общую тенденцию увеличения по-
показателя (Я : D).
шахты а, что соответствует условиям нормальной эксплуатации футеровки шихты и
шем при увеличении поперечных размеров доменных печей. Дело в том, что при посто-
расшнряющегося слоя шихты I * при температуре i оказывает влияние и исходная длина
одинаковой температуры и при опускании шихты, в шахте печи на одинаковую глубину,
тарного слоя шихты и тем меньше должен быть угол наклона шахты а. Это создает
ствах шихты.
15*
227
Рис. 63. Некоторые характеристики проектных профилей доменных печей СССР
Расчет проектного профиля доменной печи по методу акад. М. А. Павлова:
1. Задаются необходимым полезным объемом доменной печи (УПол).
2. Исходя из данных о прочности кокса, задаются полезной высотой до-
менной печи (ЯПол). Полная высота больше полезной на 2,5—3,0 м.
3. М. А. Павлов установил статистическую связь между полной высотой пе-
чи (Л/), полезным объемом УПол и диаметром распара (D):
где k — коэффициент, равный (по М. А. Павлову) 0,54 для лучших печей
объемом до 1300 м3. Для печей большего объема значения k составляют:
Объем печи,
.............. 2002..........2300 2700 3000 3200 5000
k....................................... 0,52 0,50 0,53 0,50 0,55 0,60
Таким образом, можно определить величину D
D = VV^JkH .
4. Площадь сечения горна Sm/определяется на основе величины индекса
интенсивности горения кокса 5г=$у/. Следует задаваться следующими значе-
ниями Г.
К, т/сут /, т/(м«сут) К, т/сут /, т/(мхсут)
50 12,0 800—950 21,6
100 15,6 950—1100 22,8
450—500 18,6 1100—1250 24,0
550—650 19,2 1250—3000 26—27
650—800 20,4 3000—5000 28—29
5. По площади горна S определяют его диаметр dr:
dr = V4S/n .
Следует проверить, соответствует ли величина отношения D : dr опти-
мальным (по М. А. Павлову) значениям 1,05—1,10.
6. Высота воздушных фурм от уровня чугунной летки h$ вычисляется по
удельному объему горна в расчете на 1 т суточной выплавки передельного
чугуна (уг=0,05ч-0,07 м3/т чугуна)з
Лф = Риг/S.
228
7. Полная высота горна Аг=Аф+а, где а — конструктивный размер, рав-
ный 0,4—0,5 м.
8. Высота шлаковых леток над уровнем чугунной летки равна
Лшл = (0,6 + 0,67)Аф.
9. Диаметр колошника вычисляется из соотношения
dKOa:D = 0,67 ч-0,73.
10. Диаметр большого конуса составит
^б.к = ^кол 1900.
И. Высота заплечиков равна
А3 = (D — dr)/2 ctg 0.
где р — угол наклона стен заплечиков, равный 79—80°.
12, Высота конической части шахты составляет
Ащ = ^кол)/2 Ctg ос,
где 0=824-84° (для печей среднего объема); а=804-82° (для наиболее круп-
ных печей).
13. Высота распара hP= 1,54-2,5 м.
14. Высота верхней цилиндрической части шахты принимается равной
2,5—3 м.
15. Число воздушных фурм п:
по М. А. Павлову п = 2dr + 1,
по Райсу n = 2,6Jr —0,3,
по Н. К. Леонидову n = 2dr,
Расчет профиля по методу А. Н. Рамма:
Ряд «нормальных» профилей
(1940 г.)
D = 0,59 V0’38
4 = 0,32 v0,45
4ол = 0,59 V0,33
0 24
Н = 5,55 V •
^пол-0,88 Н
Аг = 0,10Я
А3 = 3,2 м
Ар = 0,07 Н
Аш = 0,63 Н — 3,2м
Анол = 0,08 Н
Ряд геометрически подобных
профилей (1963 г.)
0 = 0,83УУ
4 = 0,9 D
^кол = 0,7 D
Я = 3,35 D
^пол = 2,95 D
Аг = 0,35 D
А3 = 0,35 D
Ар = 0,20 D
fhu = 1,80 D
А ко л = 0,25 D
Расчет профиля по методу Н. К. Леонидова:
D = 0,384V0’44, dr = 0,342V0,44, 4К0Л = 0,593V0,33,
ЯПОл = 0,42V0,2» Аг = 0,125ЯПол» А3 = 0,11ЯпоЛ,
Ар = 0,07ЯПОЛ, Аш = 0,60ЯПОЛ, Ак0Л = 0,095ЯцОЛ.
В табл. 52 приводятся проектные данные для профиля некоторых крупных
доменных печей мира.
229
ПРОЕКТНЫЕ ПРОФИЛИ И ПОКАЗАТЕЛИ РАБОТЫ НЕКОТОРЫХ КРУПНЕЙШИХ ДОМЕННЫХ ПЕЧЕЙ МИРА
Таблица 52
Характеристика проектного профиля Япония, завод, печь ФРГ, Швельгерн, № 1» 3600 м‘ Франция, Дюн- керк, № 4, 4615 м8 Нидерланды, Эй- мейден, № 7, 4177 м‘ США. Гери, № 13, :]504 м:*
Фукуяма Оита Кимицу Касима
Хе 5, 4617 ма № 4, 4197 м3 № 2, 5070 м3 № 1. 4158 м’ № 3, 4063 и3 № 2, 4080 м*
Диаметры, мм: горна (dr) 14400 13800 14800 14000 13500 13800 13600 14200 13100 12200
распара (D) 15900 15200 16000 15000 14600 14600 15300 15400 14630 13000
КОЛОШННКа (^кол) . . . . 10700 10500 10500 10200 9500 10000 10000 11000 9815 9070
большого конуса (do.u) . . 8400 8300 — 8000 7800 8400 7900 6300 6000
Высота, мм: мертвого слоя (Яо) .... 1500 1350 Нет св. 1987 Нет св. 1500 1055 Нет св. Нет св. 1219
горна (Яг) 6200 5750 4165 5200 4900 6300 5000 7100 » > 5700
заплечиков (Яэ) 4300 4000 3800 3500 4000 3500 4000 4000 » > 4270
распара (Яр) 2500 2750 2500 1900 3000 3000 2500 3000 » » 3050
конической части шахты (^ш) 17000 16750 18400 17600 18100 18100 17000 17000 > » 18900
верхней цилиндрической ча- сти шахты (колошника) (Якол) 2000 2000 2600 1400 2000 — 4650 3500 1900
полезная (Наол) .... 32000 31250 Нет св. 29600 32100 30900 33150 34600 32890 34270
Угол наклона:
шахты (а) 80° 18' 82°ОГ Нет св. Нет св. 80°22' Нет св. 84°27' 82е57' Нет св. 84°03'
заплечиков (0) 80' 06' 8О"О4' » в в в 79°48' » в 78°00' 8Г28' в » 84°33'
Соотношение размеров: Нпол’ D 2,06 1,97 Нет св. 1,97 2,20 2,11 2,17 2,24 2,26 2,64
D.d 1,105 1,100 1,081 1,070 1,081 1,057 1,125 1,085 1,150 1,065
&кол: D 0,673 0,690 0,656 0,728 0,650 0,685 0,655 0,715 0,671 0,697
Число фурм 42 40 40 38 38 38 40 40 38 35
Число леток (шлаковые/чугун- ные) 2/3 2/3 -/5 2/4 2/4 -/4 1/4 -/4 -/з -/з
Показатели работы: избыточное давление газа на колошнике, МПа . . . 2,43 2,35 Нет св. 2,02 2,21 1,42 1,4 Нет св. Нет св. Нет св
содержание кислорода в дутье, % 22,5 22,7 » в 24,8 22,6 22,3 23,5 26,5 в в в а
температура дутья, °C . . 1233 1196 Нет св. 1238 1272 1216 1232 1200 Нет св. Нет св
содержание агломерата и окатышей в шихте, % . . 81—83 78,1 в в 82,5 ' 90,4 81,5 84,0 Нет св. » » в в
расход мазута, кг/т чугуна 59,4 59,4 в в 68,6 73,9 42,7 74,0 90,0 в в в в
расход кокса, т/т чугуна . 409 409 » в 421 388 429 400 390 в в » в
производительность, т/сут . 10346 9101 > в 8691 9773 8378 9092 9500 > » » в
232
ПРИЛОЖЕНИЯ
Т а б л п ц а П. 1
ПРИСТАВКИ ДЛЯ КРАТНЫХ И ДОЛЬНЫХ ЕДИНИЦ ИЗМЕРЕНИЯ, ГРЕЧЕСКИЙ АЛФАВИТ, РИМСКИЕ ЦИФРЫ
Приставка для кратных и дольных еди- ниц измерения Числовое значение приставки Сокращенное обозначение приставки Греческий алфавит Римские цифры
русскими буквами латинскими и греческими буквами буква прописная строчная цифра численная величина
Пико 10“12 биллионная П Р Альфа -А. а I 1
часть (доля) Бета в 0 II 2
Нано 10”9 миллиардная н п Гамма Г У III 3
часть (доля) Дельта д 5 IV 4
Микро 10"6 миллионная часть (доля) мк н Эпсилон Е Z Н 0 е V 5
Милли 10“3 тысячная часть (доля) м т Дзета Эта Тэта £ п 0* VI VII IX 6 7 9
Санти 10-2 сотая часть с с Йота I 1 10
(доля) Каппа К % XI 11
Деци 10-1 десятая часть д d Ламбда л к XX 20
(доля) Ми м и XXX 30
Дека 10 десятикратное да da Ни N V X 40
Гекто увеличение Кси S а L 50
102 стократное г h Омикрон О О LX 60
Кило увеличение Пи п л ХС 90
103 тысячекратное к k Ро р р IC 99
увеличение Сигма 2 а С 100
Мега 106 увеличение в М M Тау т т ССС 300
миллион раз Ипсилон V CD 400
Гига 109 увеличение в Г G Фи ф ф D 500
миллиард раз Хи X DC 600
Тера 1012 увеличение в Т T Пси ф М 1000
биллион раз Омега Q со MCML XXX 1980
Таблица П. 2
СООТНОШЕНИЯ МЕЖДУ ВАЖНЕЙШИМИ ЕДИНИЦАМИ ИЗМЕРЕНИЯ ДЛИНЫ
Единица измерения Ангстрем Микрометр (микрон) Миллиметр Дюйм Фут Метр Километр
о Ангстрем, А 1 ю-4 !0”2 3,937-10-» 3,2808-10—10 10-м 10-18
Микрометр, мкм (мик- рон) 104 1 10—3 3,937-10—3 3,2808-10-8 10-’ 10-9
Миллиметр, мм 107 103 1 3,937-10-? 3,2808-10-s Ю-з 10—«
Дюйм, in 2,54-108 2,54-Ю4 25,4 1 8,3333-10-2 2,54-Ю-? 2,5401-10-в
Фут, ft 3,048-109 3,048-105 3,048-10? 12 1 0,3048 , 3,048-10-*
Метр, м 1019 10е 103 39,37 3,2808 1 10-8
Километр, км Ю13 Ю9 10G 3,937-10* 3,2808-10’ IO3 1
233
Примечание.
Некоторые неметрические единицы длины:
1аршин=0,7112 м; 1 сажень=2,1336 м; 1 верста= 1066,5 м, 1 mile (1 миля) = 1,609 км, 1 п. mile (1 морская миля) =
= 1,852 км, 1 yd (UK) [1 ярд (Великобр.)] =0,9143984 м, 1 yd (US) [1 ярд (США)] =0,9144018 м, 1 yd (1 ярд) =0,9144 м
(точно), 1 cab (1 кабельтов) = 185,2 м, 1 fur (1 фарлонг) =201,168 м, 1 ch (1 чейн)=20,1168 м, 1 lath (1 фатом) = 1,8288м.
Неметрические единицы площади:
1 а=102 м2, 1 акр=4046,86 м2, 1 b (1 барн) = 10“28 м2, 1 га=104 м?, 1 in2 (1 квадратный дюйм) =6,4516-10“4 м2, 1 ft2
(1 квадратный фут) =9,2903*10-2 м2.
Неметрические единицы объема, вместимости:
1 л=10~3 м3= 1 дм3, 1 gal (UK) [1 галлон (Великобр.)] =4,54609* 10“3 м3=4,546 л, 1 gal (US) [1 галлон жидкост-
ный (США)] =3,78543*10-з м3, 1 bu [1 бушель (Великобр.)] =36,3687* 10-3 м3, 1 bu (US) [1 бушель (США)] =35,2393X
Х10-3м3, 1 баррель нефтяной (США) = 158,988* 10-3 м3, 1 бочка = 492 л=0,492 м3, 1 Sh. ton (1 корабельная тонна) = 1,13 м3,
1 регистровая тонна=2,83 м3, 1 кубический дюйм= 16,3871 • 10-6 м3, 1 кубический фут=2,83168* 10 -2 м3.
Таблица П. 3
СООТНОШЕНИЕ МЕЖДУ ЕДИНИЦАМИ МАССЫ
Единица измерения Миллиграмм Грамм Килограмм Унция Фунт (торговый)
Миллиграмм, мг Грамм, г Килограмм, кг Унция, OZ Фунт (торговый), 1b 1 103 10е 2,8349*104 4,5359*105 IO-3 1 103 28,349 4,5359-102 IO-8 10-3 1 2,8349-10—? 0,45359 3,5274-10-® 3,5274-10-2 35,274 1 16 2,2046- IO—8 2,2046-10-3 2,2046 6,25-10-» 1
Примечание. Некоторые единицы массы, используемые в технике: 1 ct (1 карат) =0,2г=2* 10-Акг, 1 gr (1 гран) =
=64,79891 -10-в кг, 1 lb (1 торговый фунт) =0,45359237 кг, 1 lb US [1 фунт (США)] =0,4535924277 кг, 1 lb UK (1 англий-
ский фунт) =0,4535592338 кг, 1 tn (1 английская тонна и 1 тонна США) = 1016,0475 кг, 1 sh tn (1 короткая тонна) =
=907,1848554кг, 1 cwt [1 центнер (США)] =50,8023 кг, 1 sh cwt (1 короткий центнер) =45,3592 кг, 1 т (1 тонна) = 10 ц
(10 центнеров) = 1000 кг.
Таблица П. 4
СООТНОШЕНИЯ МЕЖДУ ЕДИНИЦАМИ ИЗМЕРЕНИЯ СИЛЫ
Единица измерения
Дина
Ньютон
Стен
Килограмм-сила
Дина, дин
Ньютон, Н
Стен, сн
Килограмм-сила, кгс
1
10*
108
9,8066*106
10—6
1
103
9,8066
10~8
10“3
1
9,8066*10^
1,0197-10—6
0,10197
101,97
1
Примечание. Некоторые неметрические единицы
1 пуд= 163,6 Н, 1 pdl (1 паундаль) = 0,138255 Н, 1
измерения силы:
Ibf (1 фунт-сила) = 4,4482 Н, 1 tnf (1 тонна-сила) =9964,02 Н.
Таблица П. 5
СООТНОШЕНИЕ МЕЖДУ ЕДИНИЦАМИ ИЗМЕРЕНИЯ ДАВЛЕНИЯ
Единица измерения Ньютон на квадратный метр Килограмм-сила на квадратный метр Бар Пьеза Атмосфера фи- зическая Атмосфера техническая Миллиметр ртут- ного столба
Ньютон на квадратный метр, Н/м2 1 0,10197 10-6 10—3 9,8692-10-6 1,0197-10-» 7,5-10-3
Килограмм-сила на квадратный метр, кгс/м2 (мм вод. ст.) .... 9,8066 1 9,8066-10-6 9,8066-10—3 9,6784-10-6 10—* 7,356-10-?
Бар, бар 10» 1,0197-10* 1 Ю2 0,98692 1,0197 7,50-Ю2
Пьеза, пз Юз 1,0197-Ю2 10-2 1 9,8692-10-3 1,0197-10—2 7,50
Атмосфера физическая, 1,0133-Ю2 7,6-Ю2
атм 1,01325-10® 1,0133-10* 1,0133 1 1,0333
Атмосфера техническая, ат(кгс/см2) 9,8066-10* 10* 0,98066 98,066 0,96784 1 7,356.Ю2
Миллиметр ртутного столба (торр); мм рт. ст. • 1,3332-102 13,595 1,3332-10—2 0,13332 1 1,3157-10—3 1,359-Ю-3 1
235
Примечания: 1. 1 Па (1 Паскаль) = 1 Н/м2 (новое наименование единицы давления, принятое в 1969 г. Между-
народным комитетом мер и весов и в 1971 г. на XIV Генеральной конференции по мерам и весам); 2. Некоторые нестан-
дартные единицы измерения давления: 1 ат (1 техническая атомсфера) = 10 м вод. ст. = 10000 мм вод. ст., 1 дина на 1 м2=
=0,1 Н/м2, 1 pdl/ft2 (1 паундаль на квадратный фут) = 1,48816 Н/м2, 1 lbf/ft2 (1 фунт-сила на квадратный фут) =47,8803 Н/м2,
1 Ibf/in2 (1 фунт-сила на квадратный дюйм) =6о94,76 Н/м2, 1 ft Н2О (1 фут вод. ст.) «=2989,07 Н/м2, 1 in Н2О (1 дюйм
вод. ст.)=249,089 Н/м2, 1 in Hg (1 дюйм рт. ст.) =3386,39 Н/м2.
ю * СООТНОШЕНИЕ МЕЖДУ ЕДИНИЦАМИ ИЗМЕРЕНИЯ РАБОТЫ И ЭНЕРГИИ Таблица П. б
Единица измерения Эрг Джоуль Килограмм-сила-метр Ватт-час Калория (СИ)
Эрг, эрг Джоуль, Дж, (Вт-с) Килограмм-сила-метр, кгс-м Ватт-час, Вт-ч Калория (СИ), кал Примечание. Некоторь =4,1840 Дж (точно), 1 кВт-ч (1 средняя британская тепловг (1 термия) =4,1855-10б Дж, 1 эЕ 1 10< 9,8066-107 3,6-101° 4,1868*107 ie единицы энергии (1 киловатт-час) = с 1я единица) = 1055, 1 (1 электрон-вольт) 10-2 1 9,8066 3,60-103 4,1868 г, используемые 1,6 МДж, 1 Btu 8 Дж, 1 С. Н. 1 = 1,602-10-19 Д> 1,0197-10-в 0,10197 1 3,6709-102 0,42685 в технике: 1 кг (1 британская тепл I. (1 стоградусная к. 2,7778-lO-U 2,7778-10-* 2,724-10—3 1 1,1628-10“3 1л (1 термохими1 овая единица) = 105 тепловая единица) 2,3884-10—3 0,23889 2,3427 8,6001-10? 1 геская калория) = 5,06 Дж, 1 Btllmean = 1899,1 Дж, 1 th
Таблица П. 7
СООТНОШЕНИЕ МЕЖДУ ЕДИНИЦАМИ ИЗМЕРЕНИЯ МОЩНОСТИ
Единицы измерения Эрг в секунду Ватт Килограмм-сил а-метр в секунду Лошадиная сила Лошадиная сила (английская)
Эрг в секунду, эрг/с Ватт, Вт, (Дж/с) Килограмм-сила-метр в секунду, кгс-м/с Лошадиная сила, л. с. Лошадиная сила (английская), л. с. 1 107 9,8066-107 7,355.10® 7,457-10® 10—7 1 9,8066 7,355-102 7,457-10® 1,0197’10-8 0,10197 1 75 76 1,3596-10-1° 1.3596-10-3 1,3333.10- ? 1 1,0139 1,3410.10-1° 1,3410-10—3 1,3151-10-2 0,9863 1
Таблица П.8
СООТНОШЕНИЕ МЕЖДУ ЕДИНИЦАМИ ИЗМЕРЕНИЯ ВРЕМЕНИ
Единицы измерения Сокращенное обозначение Секунда Минута Час Сутки Неделя Год
Секунда С 1 1,667-10—2 2,777-10—4 1,1574-10-® 1,6534-10-» 3,1688-10—8
Минута МИН 60 1 1,667-10-? 6,9444-10—4 9,9206-10-® 1,9013-10-»
Час ч 3,6-103 60 1 4,1667-10—2 5,952-10-3 1,1414’10—4
Сутки сут 8,64-Ю4 1,44-103 24 1 0,14285 2,7378-10-3
Неделя ~* 6,048-10» 1,008-10* 1,68-102 7 1 1,9165-10-2
Год г 3,1557-Ю7 5,26-10® 8,7658-10» 3,6524-102 52,178 1
237
СООТНОШЕНИЕ МЕЖДУ ЕДИНИЦАМИ ИЗМЕРЕНИЯ УГЛОВ
Таблица П.9
Единицы измерения Сокращенное обозначение Радиан Оборот Градус Минута Секунда
Радиан рад 1 0,159 57,296 3,438-Ю3 2,063-10®
Оборот (окружной) об 6,28 1 360 2,16’10* 1,296-10»
Градус о 1,7453-10—3 2,78-Ю-з 1 60 3,6-10»
Минута • • 2,9089-10—* 4,633-10-® 1,666-10-? 1 60
Секунда // • • • 4,848-10-» 7,716-10—7 2,778-10—4 1,6666-10-2 1
Таблица П.10
АТОМНЫЕ И ИОННЫЕ РАДИУСЫ ЭЛЕМЕНТОВ
Атом- ный номер Хими- ческий символ Атомны й о радиус A О Ионный радиус, А
1 н 0,46 Н+(0,00); Н— (1,36)
2 Не 1,22
5 В 0,91 В3+ (0,20)
6 с 0,77 С4+ (0,20); с4— (2,60)
7 N 0,71 №+(0,15); №-(1,48)
8 О 0,56 О’- (1,36)
9 F 0,53 F- (1,33)
10 Хе 1,60
11 Na 1,89 Na+ (0,98)
12 Mg 1,60 Mg’+ (0,74)
13 Al 1,43 Al3+ (0,57)
14 Si 1,34 Si4+ (0,39)
15 P 1,30 Р‘+(0,35); Р3-(1,86)
16 S 0,95 S«+(0,28); S’-(1,82)
17 Cl 0,89 Cl-(1,81); CF+ (0,26)
18 Ar 1,92
19 к 2,36 К+ (1,33)
20 Ca 1,97 Са2+ (1,04)
22 Ti 1,46 Ti’+(0,78); Ti3+ (0,69); Ti4+ (0,64)
23 V 1,34 V*+(0,72); V3+(0,67); V4+(0,61); V®+(0,4)
24 Cr 1,27 Cr’+ (0,83); Cr3+(0,64); Cre+(0,35)
25 Mn 1,30 Mn’+(0,91); Mn3+(0,70); Mn4+(0,52); Mn7+(0,46)
26 Fe 1,26 Fe’+(0,80); Fe3+(0,67)
27 Co 1,25 CO’+(0,78); Co3+(0,64)
28 Ni 1,24 Ni2+(0,74); Ni3+(0,35)
29 Cu 1,28 Cu+(0,98); Cu2+(0,80)
30 Zn 1,39 Zn’+ (0,83)
33 As 1,48 As3+(0,69); As6+(0,47); As®-(1,91)
36 Kr 1,98
50 Sn 1,58 Sn’+(l,02); Sn4+ (0,67)
51 Sb 1,61 Sb3+(0,9); Sb5+(0,62)
54 Xe 2,18 Sb3-(2,08)
56 Ba 2,21 Ba’+(1,38)
82 Pb 1,75 Pb’+(1,26); Pb4+(0,76)
Таблица П.11
ДИАМЕТРЫ МОЛЕКУЛ
Формула молекулы
Диаметр
о
молекулы, А
Формула молекулы
Диаметр
о
молекулы, А
Н
Н.0
со.
2,5—2,77
3,50
3,50
2,94—3,56
3,17—3,79
3,24—4,54
NO
NSO
NHS
CH,
Cl2
3,40
4,00
3,00
3,24—4,30
2,55—5,86
238
ИБ И 1704
Евгений Феликсович вегман
КРАТКИЙ
СПРАВОЧНИК
ДОМЕНЩИКА
Редактор К. П. Мясникова
Редактор издательства Н. А, Ряднова
Художественный редактор А. И. Гофштейн
Технический редактор в. В. Михайлова
Корректоры Е. В. Якиманская, В. М. Гриднева
Обложка художника В. В. Воронина
1ано в набор 12.02.81. Подписано в печать 31.07.81. Т-23512. Формат
'маги 60X90’/ie. Бумага типографская № 2. Гарнитура литератур-
я. Печать высокая. Печ. л. 15. Кр.-отт. 15,25. Уч.-изд. л. 17,54.
Тираж 6600 экз. Заказ 667. Цена 90 к. Изд. № 0163.
Издательство «Металлургия», 119034, Москва, Г-34,
2-й Обыденский пер., д. 14
Владимирская типография «Союзполиграфпрома»
при Государственном комитете СССР по делам издательств,
полиграфии и книжной торговли.
600000. г. Владимир, Октябрьский проспект, д. 7
Вниманию специалистов!
Издательство «Металлургия» предлагает
вашему вниманию издания 1982 г., за-
казы на которые будут приниматься
только в самом издательстве по адресу:
119034, Москва, 2-й Обыденский пер.,
14, отдел распространения и рекламы.
В свободную продажу в книжные магазины эти книги
не поступят.
По мере выхода книг из печати заказчики получают
пх наложенным платежом через местное почтовое отде-
ление.
Информация о выходе книг будет публиковаться в от-
раслевых научно-технических журналах.
Своевременное оформление заказа через издательство
гарантирует получение книги.
Тихомиров Е. Н.
Углеводороды и кислород в доменной плавке
12 л. 1 р. 80 к.
Дан анализ использования при комбинированном дутье в до-
менных печах природного газа, угля, мазута и кислорода. Рас-
смотрены технологические закономерности, характерные для ре-
жима доменной плавки с применением горячих восстановительных
газов п кислорода. Выполнены расчеты основных технико-эконо-
мических показателей доменной плавки при вдувании горячих га-
зов и кислорода.
Шкляр Ф. Р., Малкин В. М.,
Каштанова С. П. и др. Доменные воздухонагреватели
(конструкция, теория, режим работы) 15 л. 75 к.
Рассмотрены конструкция, методы расчета и оптимизации теп-
ловых режимов работы доменных воздухонагревателей. Проанали-
зированы существующие и перспективные конструкции. Изложе-
ны теоретические основы и инженерные методы расчета регенера-
тивного теплообмена, а также характеристики горелочных уст-
ройств и методы подавления пульсаций. Намечены пути улучше-
ния режима нагрева насадки.
Шумилов К. А., Довгаль А. М.,
Мельничук В. Л., Удовенко К. И. Автоматичес-
кое управление газодинамическим режимом доменной печи
8 л. 35 к.
Проанализированы результаты исследований доменного процес-
са, описаны алгоритмы, устройства и автоматические системы кон-
троля и регулирования распределения компонентов комбиниро-
ванного дутья по фурмам.