.

Системи технологій металургії і перспективи поліпшення її екологічних характеристик (реферат)

Язык: украинский
Формат: реферат
Тип документа: Word Doc
0 4551
Скачать документ

Реферат на тему:

Системи технологій металургії і перспективи поліпшення її екологічних
характеристик

Системи технологій чорної металургії

Історичні періоди розвитку суспільства, як відомо, позначені назвами
основного матеріалу, який воно застосувало для вироблення засобів праці
і предметів ужитку: кам’яний, бронзовий і залізний віки. Останній
охоплює і наш час, оскільки залізо і сьогодні є найпоширенішим штучно
вилученим з природи конструкційним матеріалом — фундаментом сучасної
цивілізації. За вмістом хімічних елементів у земній корі залізо (у
хімічних сполуках) займає четверте місце (близько 5 %), поступаючись
лише кисню, кремнію й алюмінію. За своїми властивостями воно задовольняє
широкий спектр технічних вимог: може бути пластичним і піддатливим для
обробки тиском, пружним або таким твердим, що може різати інші метали.
Додаючи в залізо-вуглецеві сплави легуючі елементи, такі як Cr, Wo, Co,
W та ін., одержують нержавіючі й жаростійкі сталі.

Незважаючи на широке застосування в сучасній техніці алюмінію і нових
сплавів на основі титану, цирконію, магнію та ін., значення заліза в
народному господарстві не зменшується.

Щорічне виробництво сталі у світі становить понад 700 млн t. В Україні у
80-ті роки воно досягало 55 млн t, тобто було більше, ніж у будь-якій
іншій європейській країні. Металургія і сьогодні є провідною галуззю
індустрії розвинених країн світу. Система технології чорної металургії
відпрацьовувалась віками. І все ж вона завдає чи не найбільше
екологічних турбот суспільству. Про це наочно свідчить екологічний стан
областей України з розвиненою металургійною промисловістю (див. рис.
34).

Традиційна система технології виробництва сталі складається з
послідовних технологічних процесів:

видобуток залізної руди і її збагачення;

видобуток флюсів у кар’єрах;

видобуток і збагачення вугілля;

коксування вугілля;

доменний процес відновлення заліза з одержанням чавуну;

виплавлення сталей із чавуну в мартенах чи конверторах.

Стехіометрія, матеріальний баланс та екологія процесу. Розглянемо
матеріальний потік системи технологій цього виробництва за вже відомою
нам схемою (див. розділ 1.2.3). Нині промислові руди вміщують заліза від
20 % і вище, а в домну надходить попередньо збагачена (звільнена від
пустої породи) руда зі вмістом заліза до 60 %.

Матеріальні потоки основних процесів доменного відновлення заліза
базуються на стехіометрії процесу і можуть бути схематично викладені у
розрахунку на 1 t чавуну — залізо-вуглецевого сплаву (940 kg Fe, 40 kg
C, 20 kg — Si, Mg і домішки) у такій послідовності.

Реальний вміст заліза у збагаченій руді, яка завантажується в домну,
може досягати 60 %. Отже, на одну тонну чавуну (940 kg Fe) потрібно
збагаченої руди (за пропорцією):

Fe Руда

60 % — 100 % хруди = (940 ( 100)/60 = 1570 kg

Fe 940 kg — х kg

У середньому вихідна (сира) руда до збагачення містить близько 30 %
заліза на тонну чавуну, отже, її витрати за аналогічним розрахунком
становитимуть 3140 kg, а відходи на кожну тонну чавуну відповідно
становитимуть 3140 – 940 = 2200 kg.

.

Fe Fe2O3

2 ( 56 — 160 х %Fe = (112 ( 100)/160 = 70 % Fe

х % — 100 %

При цьому на тонну чавуну треба було витратити гематиту (без пустої
породи):

Отже, за використання руди з 60 % вмісту заліза ми разом з гематитом
Fe2O3 вносимо в домну 1570 — 1350 = 220 kg пустої породи, яка в
основному є оксидом кремнію SiO2. Цей оксид досить туго-

плавкий (1800(С), і щоб його розплавити й перевести в шлак за нижчої
температури, до руди (в шихту) додають плавні (флюси), наприклад вапно —
СаО. Флюс взаємодіє з пустою породою за реакцією СаО + SiO2 = CaSiO3.
Одержаний силікат кальцію має нижчу, ніж чавун, температуру плавлення і
питому масу, а тому накопичується в горні доменної печі над чавуном,
звідки крізь летку (отвір у горні) виводиться в шлаковози.

= 60, то витрати СаО наближаються до маси пустої породи (SiO2 ) 220 kg

. Розрахуємо масу вихідного вапняку й діоксиду вуглецю, який виділився
в домні:

Витрати коксу на 1 t чавуну визначимо, виходячи з таких міркувань.
Відновлення заліза в домні відбувається завдяки взаємодії триоксиду
дизаліза (гематиту) з монооксидом вуглецю, який утворився в нижній зоні
домни за взаємодії коксу з киснем, що надходить з повітрям крізь фурми
(2С + О2 = 2СО).

Контактуючи з триоксидом дизаліза, монооксид вуглецю відбирає кисень від
заліза, вивільняючи його і перетворюючись на діоксид. Виконаємо
розрахунок витрат СО на 1 t чавуну (940 kg Fe) за рівнянням Fe2O3 + 3CO
= 2Fe + 3 CO2.

СО SiO2

3 ( 28 — 2 ( 56 хСО = (3 ( 28 ( 940)/(2 ( 56) = 705 kg
оксиду вуглецю

хСО — 940 kg

Відповідно до 705 kg витраченого на відновлення заліза монооксиду
вуглецю на його утворення потрібно витратити коксу:

С СO

2 ( 12 — 2 ( 28 хС = (2 ( 12 ( 705)/(2 ( 28) = 302 kg
коксу

хС — 705 kg

Ще 40 kg коксу разом з домішками (S, P) розчиняється в 1 тонні чавуну.

Витрата кисню повітря для отримання 70 kg СО становитиме:

, а об’єм 1752 : 1,29 = 1358 m3 (де 1,29 — густина повітря kg/m3).
Увесь азот повітря 1752 – 403 = 1349 kg пройде через домну незмінним.

Для одержання 1 t коксу теоретично необхідно в коксохімічному
виробництві завантажити в коксові батареї близько 1,5 t вугілля, отже,
на 302 kg коксу, що витрачається на 1 t чавуну, потрібно 1,5 ( 302 =

= 453 kg вугілля. Токсичні продукти його коксування становлять на

1 t коксу ~ 150 kg.

Зведемо отримані розрахункові дані для доменного процесу у форму
матеріального балансу на 1 t чавуну, водночас перевіримо точність
розрахунків.

3. Флюс (СаСО3) — 366 3. N2 1340

4. Повітря (О2 + N2) — 1752 4. Шлак 430

Усього 4030 Усього 4038

Незбалансованість у 8 kg (0,2 %) несуттєва і є наслідком того, що ми не
рахували, що частина домішок руди (відновлені до елементів Si i Mn, а
також S i P) увійде до складу чавуну (близько 20 kg), а це дещо зменшить
кількість шлаку.

Отже, ми виконали схематичні розрахунки для теоретично обгрунтованих
процесів і одержали дані щодо витрат сировини і відходів виробництва 1 t
чавуну. Це мінімально необхідні витрати вихідної сировини і мінімально
можливі (теоретично) відходи без урахування необхідних витрат коксу для
нагріву домни і компенсації теплових втрат і доцільного надлишку СО за
відновлення заліза та інтенсифікації всього процесу. У реальному
доменному процесі витрати сировини, отже і відходи, значно більші.
Наведена на

рис. 59 схема матеріальних потоків наближається до показників реального
процесу.

Рис. 59. Система технологій і матеріальні потоки «від руди до сталі»

?

 

$

&

c

¤

&

gdUo

gdUo

&

je

??

????o?¤*¦*I*I*?*?•†1Tkdx

j

j?

&

?Т?Т?Чавун доменного виробництва потребує дальшої переробки у сталь. З
нього треба вилучити надлишок вуглецю (понад 3 %) і шкідливі домішки
сірки й фосфору, що створює додаткові відходи. Сьогодні становище з
відходами чорної металургії в Україні вкрай загрозливе. Так, наприклад,
у деякі роки з кар’єрів Кривбасу щорічно вилучалось 380 млн t
залізовміщуючих гірських порід, із яких одержували лише 60 млн t
концентрату Fe2O3 для доменного виробництва, а 320 млн t пустої породи
викидали у відвали і шламосховища. Це призводило до щорічної втрати
сільським господарством регіону майже 1000 гектарів земель. У цілому за
роки експлуатації залізорудних кар’єрів Кривбасу у відвали пішло близько
4 млрд t розкривних порід і шлаку. Щоб зрозуміти, що це таке, спробуйте,
наприклад, перевести цю величину в кубічні метри, а потім викласти ці
«кубики» в одну лінію чи насипати з них «курган слави» тим, хто
«розкидав» їх на родючих землях України.

Від руди до сталі без домни й коксу

Чи можна якось інакше відновлювати залізо із руд, без відходів —
токсичних газів і шлаку, які утворюються в доменному процесі? Так. Цей
новий спосіб сьогодні відомий як «пряме відновлення», або «бездоменний
процес» відновлення. Утім він зовсім не новий. У технічних журналах ще
на початку сторіччя не тільки друкувались принципові його схеми, а й
наводилися практичні дані, одержані на дослідних установках.

Основну ідею тут запозичено з «технології» наших далеких предків, які
відновлювали залізо з руд, не розплавляючи їх. Відновлення відбувалося у
твердому стані. Річ у тім, що в оксидах заліза (Fe2O3 i Fe3O4) залізо
здатне відновлюватися воднем (Н2), а також, як і в домні, монооксидом
вуглецю (СО) за температур 750…800°С, що значно нижче від температури
плавлення як руди, так і самого заліза (1540°С). Хімізм цього процесу
простий:

Fe2O3 + 3 H2 = 2 Fe +3 H2O;

Fe2O3 + 3 CO = 2 Fe +3 CO2.

Як результат ми отримуємо залізну спечену губчасту масу — «губчасте
залізо», водяну пару і діоксид вуглецю. Ідеально! Ніяких шкідливих
речовин! Ясна річ, що у реальному технічному оформленні процес є значно
складнішим, але принципова суть саме така (рис. 60). Така технологія
була реалізована на Оскольському електрометалургійному комбінаті
(недалеко від Харкова) ще у 80-х роках.

Руду для цього комбінату добувають на Лебединському родовищі залізної
руди і після глибокого збагачення подають безпосередньо на металургійний
комбінат закритим гідропроводом. Після відфільтровування концентрату
(близько 100% оксиду заліза) його фор-

Рис. 60. Система технологій і матеріальних потоків

прямого відновлення заліза

мують у гранули — «окатиші», спікають і подають до шахтних печей, куди
надходять також відновлювачі СО і Н2, які одержують конверсією на
нікелевому каталізаторі природного газу метану:

У результаті процесів відновлення за наведеними вище схемами «окатиші»
із оксиду заліза FenOm перетворюються на металізовані (Fe — до 95 %),
які в електропечах переплавляються у високоякісну сталь.

Які ж економічні й особливо екологічні переваги цього процесу «прямого
відновлення» перед доменним?

По-перше, виключається дороге й надзвичайно шкідливе виробництво коксу,
майже відсутні характерні для коксового і доменного виробництва шкідливі
викиди сполук сірки, азоту, канцерогенних органічних сполук, пилу і
шлаку.

По-друге, нема потреби в енергомістких і шкідливих агломераційних і
конвертерних цехах.

По-третє, транспортування сировини здійснюється гідротранспортом,
конвейєрами і транспортерами, що значно зменшує забруднення
навколишнього середовища пилом порівняно з традиційними видами
транспорту, які потребують перевантажування матеріалів.

Крім цих трьох переваг, є й четверта — реальні перспективи можливості
вдосконалення процесу відновлення. За поліпшення енергетичної ситуації в
народному господарстві цілком можливо, що буде економічно доцільним
одержання відновника (Н2) з допомогою електролізу води. У процесі
відновлювання водень, відбираючи кисень від оксиду, зв’язується у воду,
яка знову вводиться в цикл (на електроліз). Отже, формується справді
екологічно чисте, практичне маловідходне виробництво (див. рис. 60).

Дуже важливо, що цей процес передбачає значне зменшення витрат води і
забруднення річок і водоймищ. Крім того, маємо приклад успішного
використання на новому техніко-екологічному рівні старих (за науковою
ідеєю) технологій.

Нагальною проблемою для металургії України є також заміна застарілого
енергоємного й екологічно небезпечного мартенівського методу виплавки
сталі на киснево-конвертерний.

Системи електрохімічних технологій

і токсичність їхніх відходів

Процеси електролізу не є виключно технологічними, вони відбуваються у
природі як в абіотичних, так і у біотичних системах. З цього погляду
закономірності, які розглядатимемо далі, є спільними для природних і
технологічних процесів. Особливо велике значення електроліз має для
добування кольорових металів. Хоча масштаби кольорової металургії
порівняно з чорною є набагато меншими, екологічні проблеми, які вона
створює для народного господарства, дуже великі.

По-перше, це зв’язано з тим, що вміст більшості кольорових металів у
руді на один і, навіть, на два порядки менший, ніж заліза, а відтак і
відходи виробництва значно більші.

По-друге, багато руд кольорових металів — це сполуки металу із сіркою і
галогенами, що зумовлює високу шкідливість відходів виробництва. Так,
вихід шлаків на 1 t виплавленої міді становить 10 … 30 t, на 1 t нікелю
— майже 150 t. Величезна кількість відходів має місце за видобування
свинцевих і цинкових руд. У відвалах залишаються десятки інших цінних
металів — телур, кадмій, талій, без яких сьогодні не можуть обійтись
деякі сучасні виробництва нової техніки. Вміст цих металів у шлаках є
більшим, ніж у вихідних рудах, що небезпечно для навколишнього
середовища. Усе це значно збільшує технічні й економічні проблеми
виробництва кольорових металів.

У кольоровій металургії набув широкого застосування метод
електрохімічного відновлення металів. Чим це пояснюється? Чому кольорові
метали, такі як алюміній чи цинк, не відновлюються зі своїх оксидів або
сульфідів як, наприклад, залізо вуглецем? По-перше, зв’язок кисню,
скажімо, з алюмінієм в оксиді Al2O3 значно міцніший, ніж з залізом в
оксиді Fe2O3 чи Fe3O4, і вуглець не здатний «відібрати» кисень від таких
металів. По-друге, вимоги до рівня хімічної чистоти відновленого
алюмінію чи цинку значно вищі, ніж до заліза, тобто їх може задовольнити
тільки технологія електролізу.

Як приклад коротко розглянемо технологію електролітичного добування
цинку із цинкових руд (сульфідів цинку — ZnS). Для електрохімічного
виділення цинку потрібно спочатку приготувати його водорозчинну сіль,
наприклад ZnSО4. Проте сульфід цинку погано розчиняється в сірчаній
кислоті, тому спочатку руди (ZnS) піддають окисному випалюванню і
отриманий оксид цинку ZnО розчиняють в Н2SО4. Розчин сірчанокислого
цинку ZnSО4 у воді піддають електролізу у ваннах, де на алюмінієвих
катодах виділяється цинк.

На рис. 61 наведено схему основних матеріальних потоків у виробництві
цинку (за теоретичними виходами) з розрахунку на 1 тонну ZnS вихідної
руди. Реальні маси матеріальних потоків від цинкової руди до
електролітичного цинку в промисловому виробництві, особливо об’єми
споживання повітря і відходів токсичних речовин (SО2, NO та ін.),
набагато перевищують наведені в схемі розрахункові (мінімально можливі)
за стехіометричними реакціями.

Рис. 61. Схема матеріальних потоків і відходів виробництва цинку

Більш складними і енергоємними є технології отримання металів так званої
«нової техніки». Наприклад, технологічна схема отримання титану — металу
авіакосмічного будування — включає такі основні стадії:

1) обробка хлором у спеціальних печах (за температури 850°С) шихти з
оксиду титану і вуглецю:

TiO2 + 2C + 2Cl2 = 2CO + TiCl4 (газ);

2) відновлення титану в контакті пари TiCl4 з розплавом магнію під
тиском в автоклаві:

Ti + 2MgCl2.

Слід наголосити на важливій закономірності: що унікальніші властивості
нових металів, то складніша технологія їх отримання

Література

Колотило Д. М. К 61 Екологія і економіка: Навч. посібник. — К.: КНЕУ,
1999.

Н2О

(первинна)

0,48 t

електроліз

2 Н + + О 2 –

Н2

0,054 t

Цех відновлення

(металізації)

Fe + H2O

1,3 t

Окислені окатиші:

оксиди (FenOm)

Збагачення

руди

1,7 t

Руда

Відходи

0,4 t

Металізовані

окатиші 1,05 t

(Fe = 1 t)

Н2О 0,48 t (зворотна)

Викиди

випалюваних

газів

Окислювальний випал

2 ZnS + 3 O2 = 2 ZnO + 2 SO2

Сировина:

ZnS — 1 t

ZnSО4 — 1,67 t

Розчинення ZnO

ZnО + Н2SO4 = ZnSО4 + Н2О

Н2SO4 — 1,02 t

Електроліз

Н2О

SO4

Н2О — 0,19 t

Відходи 1 t

Zn 2+ — 0,67 t

Продукт

Повітря — 2,12 t

SO2 — 0,66 t

N2 — 1,65 t

ZnО — 0,84 t

Нашли опечатку? Выделите и нажмите CTRL+Enter

Похожие документы
Обсуждение

Ответить

Курсовые, Дипломы, Рефераты на заказ в кратчайшие сроки
Заказать реферат!
UkrReferat.com. Всі права захищені. 2000-2020