Из истории известно, что изобретения иногда счастливо быстро внедрялись потому что изобретателю сразу удавалось убедить какого-то крупного влиятельного деятеля, способного быстро принять нужное решение. Другой вариант состоит в том, что публикации и распространение новых идей постепенно подготавливало общественное мнение, снимало идеологические табу, и вследствие этого изобретения внедрялись после этого легко, почти сами собой (имя первого изобретателя при этом часто терялось). Важная задача данной книги – продвинуться в таком прояснении идеологии.
10.7. Выбор схемы процесса и опытно-конструкторские
работы
Куба или Северная Корея могли бы жить
намного богаче, если бы не их идеология.
Металлургия тоже могла бы быть намного
эффективнее, если бы не ее идеология.
Из дискуссий
Отметим, что вообще при освоении новых процессов основная часть расходов и работы обычно связана не с выбором верного принципа процесса, но с преодолением технических сложностей при отладке процесса. Не на поиск принципа или схемы, а именно на этот раздел доводки (ОКР – опытно-конструкторские работы) обычно заранее планируется основная часть средств.
Известен ряд процессов получения металла, которые, казалось бы, основывались на весьма прогрессивном, заманчивом принципе, но оказывались не в состоянии преодолеть возникающие сложности и были заброшены. Так, металлизация порошка концентрата водородом на конвейере была оставлена из-за припекания восстанавливаемого металла к ленте конвейера. Процесс «Быстрый нагрев» («Фаст Фуд») не получил распространения из-за сложности механических манипуляций с высокотемпературными окатышами и др.
Однако нельзя недооценивать значение выбора принципа. Если технические сложности успешно преодолены, то конечная эффективность процесса определяется именно его принципом, схемой. Примерно так же предельно возможный коэффициент полезного действия двигателя определяется принципом Карно, если потери работы и теплоты на различных стадиях процесса сведены к приемлемому уровню.
Доменный процесс основан на малоэффективном древнем принципе, но очень хорошо отлажен и совершенствуется в частностях. Однако основной принцип процесса сохраняется от сотворения мира, остается неэффективным, архаическим и сохраняет врожденные пороки.
В рамках этого принципа доменный процесс приближается к максимально возможной эффективности. Желательно создание процессов на новых принципах при максимальном использовании тщательно отлаженных частных решений доменной печи.
10.8. Психологические сложности разработки альтернативных процессов
-- И ты всерьез думаешь, что книжка может что-то изменить?!
-- Мое дело прокукарекать, а
там хоть рассвет не вставай.
Из дискуссий
Исследователь, который займется анализом основного принципа процесса и его изменением, будет выглядеть несведущим человеком, который не понимает ситуации и по своей глубокой наивности пытается изменить все одним махом, пытается поставить под сомнение самоочевидные вещи. Такому исследователю обычно советуют бросить свои фантазии и заняться серьезным нормальным делом, то есть забросить анализ принципов и заняться деталями и частностями процесса, которыми занимаются серьезные ученые.
Обычное возражение на предлагаемые схемы процессов сводится примерно к тому, что теоретизировать легко, но пока это только предположения, а убедить может лишь успешно действующий агрегат, хотя бы опытный и малый. Это неверно, действующий опытный агрегат оказывается обычно тем фактом, или тем документом, который бессилен против идеологии. Всегда есть много возможностей сомневаться в эффективности опытного агрегата, в возможности воспроизвести его работу в большом масштабе и др. Множество опытных агрегатов были заброшены и остались неизвестными.
Как анализ альтернативных схем процесса, так и разработка изобретений, тем более их внедрение сейчас оказываются обычно робкими, непоследовательными, психологически затрудненными и легко затухают при столкновении с первыми же техническими сложностями, которые неизбежны в металлургии.
Если положения данной книги оформить в виде нескольких патентов, то они почти наверняка окажутся заживо погребенными в огромном массиве нереализованных патентов по прямому получению железа. Можно надеяться на лучший результат, если разобраться с идеологическими и психологическими основами вопроса.
Если мы преодолеваем обсуждаемый психологический барьер и начинаем свободно и много анализировать альтернативные принципы и процессы получения металла, то находятся и такие их варианты, которые легко опробовать, легко проверить в лаборатории. Так, задача главы 8 состоит в том, чтобы показать – можно получать кондиционную сталь или изделия из нее прессованием – спеканием готового металлизованного сырья, которое в настоящее время применяется в сталеплавильном процессе. Этот способ поддается несложной и полной проверке на малых образцах, например, в 100 граммов, методами порошковой металлургии.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Доменный процесс и, соответственно, металлургический цикл имеют ряд врожденных пороков или несообразностей. Из-за них рядовая сталь оказывается, например, в 2-3 раза дороже, чем была бы в цикле без несообразностей. Металлургический цикл с его пороками сложился в донаучную эпоху в результате многовекового стихийного развития под воздействием многих случайностей. Исходная причина пороков – принцип совместной продувки топлива и рудной компоненты при получении металла. Пороки можно устранить, если перейти к раздельной (последовательной) продувке компонентов.
Из-за совместной продувки доменная печь отапливается неполным сжиганием кокса; при последовательной продувке ее можно отапливать полным сжиганием угля, что примерно в 10 раз дешевле. На более простых печах (например, для обжига известняка) этот порок настолько очевиден, что выглядит уже вопиющей несообразностью, которую удается не замечать, видимо, лишь вследствие той поразительной слепоты которая встречается при господстве устаревшей идеологии.
Предложена схема агрегата «угольный Мидрекс», который отапливается факелами доменного дутья с вдуванием избытка угольной пыли, остальной объем заполняется окатышами и работает как агрегат «Мидрекс» на газогенераторном восстановительном газе. Получаемая масса металлизованных окатышей плавится на наклонном поду, а образующиеся расплавы стекают в выносной горн–отстойник. В такой шахтной печи получается рядовая сталь.
Предложен переход к последовательной продувке в доменной печи, для чего нижняя часть печи заполняется коксом, а верхняя – окатышами. Основным топливом является угольная пыль, избыток которой вдувается с дутьем или всыпается в факелы дутья через течки. При наличии течек через них можно пополнять и запас кокса в нижней части печи.
Для утилизации избытка тепла предложено вдувание с угольной пылью порошка концентрата. В принципе факел дутья с угольной пылью и с концентратом способен производить чугун уже сам по себе, без участия кусковой шихты. Столб шихты над факелом обеспечивает утилизацию физического и химического тепла отходящих газов.
Рассмотрено и проверено экспериментально получение металлоизделий прессованием-спеканием металлизованных железорудных концентратов. По этой схеме можно получать металлоизделия за один-два цикла нагрева – охлаждения материалов, тогда как в современном цикле они проходят, например, 4-8 таких циклов нагрева – охлаждения.
Отмечено, что при изменении условий производства в металлургии скорее вводили новый передел, чем изменяли доменный процесс соответственно новым условиям. Так при появлении чугуна ввели сталеплавильный передел, при переходе на железорудные концентраты ввели окомкование и агломерацию. Рассмотрены соответствующие сведения из истории металлургии. Теперь можно снова вернуться к этим вопросам на современном уровне, ввести соответствующие коррективы в доменный процесс и убрать в ряде случаев лишние переделы.
Технические сложности, которые потребуется преодолеть, не являются непреодолимыми или чрезмерно большими. При последовательной работе по отладке новых элементов вполне можно освоить, внедрить предлагаемые процессы. Основные трудности – психологические, связанные с господством традиционной доменной идеологии. Рассмотрены примеры подобного преодоления устаревшей идеологии и сделан вывод, что подобное преодоление вполне возможно и здесь.
Затраты внедрения процесса по новому принципу, хотя и значительны, но они невелики по сравнению с величиной тех потерь, к которым приводят отмеченные выше несообразности и врожденные пороки современного металлургического цикла.
Общие затраты на производство чугуна в большой доменной печи (5000 м3) достигают 500 млн долларов в год, и потери из-за несообразностей процесса составляют сотни млн долларов. Между тем 1 млн долларов достаточно для того, чтобы построить и отладить небольшой экспериментальный агрегат на одном из предлагаемых принципов. После этого задача внедрения нового способа свелась бы в основном к наращиванию размеров агрегатов.
Фирма, которая отладила бы новый процесс, а затем проконтролировала его распространение, смогла бы получить прибыль, соответствующую огромным масштабам этой отрасли.
ПРИЛОЖЕНИЯ
Приложение 1. Коэффициент занижения теплоты горения из-за неполного сжигания топлива
Если углерод горит не только по первой, но в какой-то части и по второй стадии, получается некоторое количество СО2, тогда коэффициент занижения теплоты N будет равен
N = (n1СО2 + n2СО) / (n1СО2 + (n2СО / 3,56)) ( П.1.1 )
где n1 – содержание СО2 ,%; n2 - содержание СО, %.
В доменных печах в ряде случаев достигается существенная доля косвенного восстановления окислов, то есть колошниковые газы содержат значительные количества СО2. Так, у печи 1, рассматриваемой [6] колошниковый газ содержал 10,8 % СО2 и 29,9 % СО. Согласно формуле (П.1.1) при полном дожигании горение углерода в печи дало бы в этом случае в N = 2,1 раза больше тепла. В другом примере, стр 71, горение до СО дает тепла 8000 Дж/кг, а до СО2 – 3390 Дж/кг. При полном окислении газов углерод дал бы тепла больше в (8000•3,56+3390)/(8000+3390)=2,7 раза. Более высокое содержание СО2 в колошниковых газах наблюдалось в печах, исследованных Уральским институтом металлов в 1987 г. На исследованной доменной печи в Череповце было 17 % СО2, 24 % СО, в Магнитогорске – 19 % СО2 и 23 % СО. В этих случаях полное окисление газов дало бы тепла в N = 1,75 и в N = 1,65 раза больше.
Для углеводородов теплота горения на первой стадии (до СО и Н2) меньше, чем для углерода, а коэффициент занижения теплоты процесса больше, чем для углерода. Так, у метана СН4 (основного компонента природного газа) теплота горения на первой стадии от полной теплоты сгорания составляет лишь 4 % ( у углерода – 28 %). Если реализуется лишь первая стадия горения, то у метана теплота горения занижается в N = 25 раз (у углерода – в 3,56 раз). Если горение метана дает газы с обычным соотношением 1:3 СО2 и СО, Н2О и Н2В, то получаемое тепло горения почти в 4 раза меньше возможного.
В горне доменной печи в условиях избытка топлива протекает практически только первая стадия горения природного газа до СО и Н2, которая почти не дает тепла. Поэтому вдувание природного газа обычно охлаждает горн, хотя в целом газ более калориен по сравнению с углем, и в шахте температура может повышаться от его вдувания.
Отметим, что часть углекислоты СО2 в колошниковых газах может происходить не от горения топлива, а от разложения добавляемого в шихту известняка (СаСО3 = СаО + СО2) и от разложения других карбонатов.
В целом учет влияния карбонатов и углеводородов увеличивает значения коэффициента занижения теплоты горения N , или коэффициента потерь химического тепла. Можно принять, что теплоту горения топлива в доменной печи за счет более полного окисления газов можно увеличить в N = (2-3) раза.
Приложение 2. Расчеты расхода топлива, теоретической температуры горения
Если анализируются физико-химические схемы процессов, их варианты, то очень важно иметь быстрый способ оценки расхода топлива по данной схеме, или теоретической температуры горения и других теплотехнических величин. Часто важно не столько получить точные значения расхода топлива, сколько соотношение этих величин в разных вариантах процесса. В обычных способах подобных расчетов часто содержится много допущений. Много данных и много времени требуется, чтобы учесть температурную зависимость теплоемкостей. В результате часто расчет выполняется формально по какой-то компьютерной программе, которая действует как не очень понятный черный ящик, преобразующий одни данные в другие. Физическая суть результатов остается не вполне ясной.
Мы для быстрых оценок принимали теплоемкости равными классической величине в соответствием с правилом Дюлонга – Пти: 3R = 3•8.31 = 25 Дж/г-ат•град = 6 кал/ г-ат•град , R - газовая постоянная. В действительности теплоемкость легких веществ (Н, С и др.) при низких температурах меньше этой величины, особенно в молекулярном соcтоянии. Теплоемкости тяжелых веществ при высоких температурах больше 3R , особенно в расплавах. Однако соответствующие ошибки не очень велики. При данном допущении физическое тепло Qи, поступающее с исходными веществами процесса, выразится суммой 3R • S N иТи, а физическое тепло Qп, уносимое продуктами процесса: 3R • S N пТп. , где N и, N п – количества молей исходных веществ и продуктов реакции; размерность Ти, Тп – их температуры, 0К. Суммарное тепло реакции выразится формулой:
Q = DН298 + Qи – Qп = DН298 + 3R•СNиТи - 3R•СNпТп (П.2.1)
где DН298 – стандартная теплота реакции по данным термодинамических таблиц, Дж/моль.
Во всех металлургических агрегатах идут реакции в тройной системе железо – углерод – кислород. В доменной печи, например, металл (железо) получается по реакциям типа Fе 3О4 + С = 3 Fе + 4СО, а необходимое тепло обеспечивается реакциями горения углерода типа 2С + О2 = 2СО и С + О2 = СО2 в газообразном кислороде вдуваемого воздуха. Воздух дутья содержит 21 % кислорода и в 3,76 раз больше азота N2 (79 %). Воздух можно записать формулой О2 + 3,76 N2. Итоговое тепло Q каждой реакции будет равно ее стандартному тепловому эффекту DН298 плюс поступление тепла с горячими реагентами в печь Qи минус выход тепла из печи с горячими продуктами Qп этой реакции (формула (П.2.1).
Рассмотрим следующие задачи:
Задача 1. Дано: воздух поступает в шахтную печь из рекуператора с температурой 1200 0С; колошниковые газы имеют температуру 200 0С; углерод и окислы железа загружаются холодными (0 0С); железо выпускается в виде жидкого металла при 1500 0С; теплота плавления железа –Дж/моль. Требуется определить расход углерода, если в колошниковых газах нет СО2, горение полностью идет до СО.
Реакция горения будет иметь вид:
2С + О2 + 3,76 N2 = 2СО + 3,76 N 2 , DН298 = - Дж.
Итоговая теплота Q реакции горения с учетом притока физического тепла с исходными веществами (с дутьем) и оттока физического тепла с продуктами реакции (с колошниковыми газами) составит
Q = - DН298 + Qи – Q п = DН298 + 3 R • S N иТи - 3 R • S N пТп
Q =+ 25(2(1+3,76)1200 – 25•2(2+3,76)200) = Дж
Реакция восстановления
Fе3О4 + 4С = 3 Fе + 4СО, DН298 = Дж
Будет иметь общую теплоту
Q = - – 3(25•1500 +– 25•4•2•200 = - Дж
Для обеспечения расхода тепла Дж на восстановление потребуется провести реакцию горения, дающую Дж, с коэффициентом / = 2,15. Всего на 3 грамм – атома железа (3•56=168 г) потребуется израсходовать 2•2,15+4=8,3 грамм –атома углерода, или 8,3•12=100 г углерода. Расход углерода составит 100 / 168 = 0,6 или 600 кг углерода на тонну железа. Из них 2•2.15 / 8,3 = 0,52 или 52 % углерода потребуется сжечь кислородом дутья, и 48 % окислится кислородом окислов железа.
Задача 2. Решим ту же задачу при условии, что газы дожигаются, так что углерод горит до СО2. Будет:
С + О2 + 3,76 N2 = СО2 + 3,76 N2 , DН298 = - Дж;
Q = +25•2•4,76•1200 – 25•200(3+2•3,76) = Дж
Fе3О4 + 2С = 3Fе + 2СО2 , DН298 = Дж
Q = - – 3(25•1500 +– 25•6•200 = - Дж.
Для обеспечения расхода Дж на восстановление потребуется реакцию горения, дающую Дж, провести с коэффициентом 520 / 630 = 0,83. На 3 г-ат железа (168 г) потребуется 0,83+2=2,83 г-ат углерода, или 34 г. На тонну железа потребуется 34/168 = 202 кг углерода или почти в 3 раза меньше, чем при горении до СО (600 кг). Из этих 202 кг углерода 0,83 / 2,83 = 0,3 или 30 % потребуется сжечь кислородом дутья и 70 % окислится кислородом окислов железа.
Отметим, что при сделанном предположении относительно теплоемкостей (С = 3R) такие задачи решаются точно и быстро. Если в колошниковых газах доменной печи 10 % СО2 и 30 % СО, их соотношение 0,25:0,75, то расчетный расход углерода составит примерно 440 кг на тонну железа, что не очень далеко от реальных значений.
Чтобы оценить расход кокса в реальных условиях, нужно пересчитать углерод на кокс, учесть углеводородную часть топлива, а также затраты тепла на шлакообразование, на потери с водоохлаждением печи, учесть расход углерода на науглероживание металла. Придется сделать много допущений и намного удлинить и усложнить расчет, сделать его намного менее ясным. Но полученные величины расхода топлива будут не очень отличаться от приведенных значений. Интересующее нас соотношение расходов топлива при полном его сжигании до СО2 (202 кг/т) и неполном сжигании до СО (600 кг/т) останется примерно тем же.
Задача 3. Рассмотрим ту же задачу применительно к получению металла в факеле с угольной пылью и с порошком концентрата. Задача отличается от предыдущих тем, что нет утилизации физического тепла отходящих газов, они покидают печь при той же температуре 1500 0С, как и жидкий металл. Если углерод горит до СО, то вычисления будут отличаться от задачи 1 тем, что температуру Тп отходящих газов (продуктов реакции) нужно подставить Тп = 1500 0С, вместо 200 0С. :
2С + О2 + 3,76Н2 = 2СО + 3,76Н2, DН298 = - Дж;
Q=+ 25[1200•2(1+3,76) – 1 500•2•25(2+3,76)] =Дж
Для обеспечения такого же, как в задаче 1 расхода тепла Дж на восстановление окислов потребуется провести реакцию горения, дающуюДж, с коэффициентом 960000/82000 = 12,2. Всего на 3 г–ат железа (3•56=168 г) потребуется израсходовать 2•12,2 + 4 = 28,4 г–ат углерода, или 24,4•12 = 295 г углерода. Расход углерода составит 295/168 = 1,75 тонн углерода на тонну железа. Если нет утилизации физического тепла, которое выполняется в домне шахтой печи, то горение топлива дает мало тепла, и расход топлива становится весьма большим, 1,75 тонн на тонну металла.
В целом при обычных соотношениях СО и СО2 расход углерода получится порядка 1200 кг/т металла.
Задача 4. Рассчитаем при тех же условиях, что и в задаче 1 (Тд=1200 0С, Тк = 200 0С) расход углерода на разложение известняка, если отходящие газы не содержат СО2, лишь СО. Это означает, что углекислота СО2, выделяющаяся при разложении известняка, через реакцию газификации СО2 + С = 2СО полностью превращается в СО. Температуру дутья по-прежнему считаем равной 1200 0С, температуру отходящих колошниковых газов – 200 0С. Получающаяся известь СаО уходит из печи в составе шлака при 1500 0С.
Расчет прихода тепла при горении топлива будет такой же, как и в задаче 1: Q = 450000 Дж.
Рассчитаем расход тепла:
СаСО3 + С = СаО + 2СО DН298 = 355000 Дж.
Q = + 2•25•1500 + 4•25•200 = - 450000 Дж.
Для обеспечения расхода тепла Дж на разложение известняка потребуется провести реакцию горения с коэффициентом 450000 / 450000 = 1,0. Всего на г–моль извести (56 г) потребуется израсходовать 2•1,0+1=3,0 г–ат углерода, или 3•12=36 г углерода. Расход углерода составит 36 / 56 = 0,65 или 650 кг углерода на тонну извести. Это больше, чем расход углерода на получение металла (600 кг/тонну).
Задача 5. Если углерод С горит до СО в воздухе (2С + (О2 + 3,76 N 2) = 2СО + 3,76 N 2), с выделением - DН298 = 218000 Дж тепла, то повышение температуры реагентов в результате горения составит
DТ = 218000 / 25 •2• (3,76 +2) = 750 0С
Если исходная температура воздуха и углерода была 1200 0С, как в доменном дутье, то теоретическая температура горения составит 1200 + 750 = 1950 0С
Аналогичный расчет при горении до СО2 дает
DТ=390000 / 25(1+2(3.76+1))=1480 0С.
И теоретическая температура горения составит 1200 + 1480 = 2680 0С.
Если соотношение СО и СО2 3:1, то повышение температуры в результате горения составит 750•0,75+1480•0,25= 930 0С, а теоретическая температура горения будет равна ТТ = 1200+930=2130 0С
Задача 6. Углерод жидкого металла, имеющего температуру 1400 0С , горит в холодном кислороде О2 до СО (2С + О2 = 2СО). Рассчитать теоретическую температуру горения ТТ
Реакция горения будет иметь вид
2С + О2 = 2СО, DН298 = - 218000 Дж
Q =218000+ 25•1400 – 25•4• ТТ = 0,
Откуда ТТ = 2530 0С. Итоговое тепло Q равно нулю, потому что все тепло реакции расходуется на нагрев продуктов горения (2СО) до температуры ТТ
Задача 7. Рассчитать расход углерода топлива на реакцию разложения СаСО3 в печи обжига известняка при неполном горении топлива до СО и при полном горении до СО2. Для простоты не учитываем расход тепла на изменение температуры реагентов в процессе.
При неполном горении до СО:
СаСО3 + С = СаО + 2СО ΔН298 = 355000 Дж.
2С + О2 = 2СО. ΔН298 = - 216000 дД.
Для баланса тепла вторую реакцию нужно взять с коэффициентом (355/216) = 1,65, и на моль СаО (40г) потребуется 2•1,65+1=4,3 моля углерода или 4,3•12=47 г. Расход углерода составит 47/40 = 1,18 тонны углерода на тонну извести.
При полном горении до СО2:
СаСО3 = СаО + СО2, ΔН298 = 175000 Дж.
С + О2 = СО2, ΔН298 = - 395000 Дж.
Для баланса тепла вторую реакцию нужно взять с коэффициентом (175/395) = 0,45, и на моль СаО (40г) потребуется 0,45 моля углерода или 0,45•12=5,4 г. Расход углерода составит 5,4/40 = 0,13 тонны углерода на тонну извести.
В этом случае полное горение до СО2 приводит к расходу углерода в 1,18/0,13 = 9 – в 9 раз меньше по сравнению с неполным горением до СО.
Приложение 3. Число циклов восстановления-газификации
Существует мнение, что в доменной печи в каждом из множества слоев окатышей проходящие газы СО и Н2 в значительной мере расходуются на восстановление окислов железа (FеО+СО = Fе+СО2), а в каждом из множества слоев кокса эти газы в значительной степени восстанавливаются по реакции газификации (СО2+С=2СО). В целом поднимающиеся газы проходят много циклов восстановления-газификации. Но в агрегате «угольный Мидрекс» (см. рис. 2.1) и в доменной печи при последовательной продувке (см. рис. 3.2) газы проходят лишь одно горение до СО в факелах, а затем часть СО расходуется на восстановление окислов железа, а остальная часть дожигается. Значит, на единицу газов предлагаемые агрегаты (см. рис. 2.1) произведут значительно меньше металла, чем доменная печь.
Это неверно. При каждом цикле восстановления-газификации суммарное количество газообразных окислов углерода (СО и СО2) удваивается. Между тем на всем пути в доменной печи до колошника количество этих газов мало возрастает. Если воздух, содержащий 21 % кислорода, и 79 % азота, окисляет углерод до окиси углерода, (С + О2 = 2СО), то СО получается вдвое больше, чем было кислорода, и в генераторном газе будет содержаться 21•2/(1+0,21) = 35 % СО и 65 % N2. Если этот полученный генераторный газ пройдет затем хотя бы еще один полный цикл восстановления и газификации (FeO+CO=Fe+CO2, СО2+С=2СО), то количество окислов углерода опять удвоится, и в полученном газе будет:
35•2 / (1+0,35) = 52 % СО и 48 % N2
Если топливо содержит углеводороды, то общее количество реагентов СО и Н2 в газах будет несколько больше приведенных значений 35 % и 52 %
Между тем колошниковые газы часто содержат лишь около 30 % СО и 10 % СО2, в сумме 40 %. Около 60 % газов приходится на азот. Это значит, что за весь путь в печи газы проходят меньше половины полного цикла восстановления-газификации. Как уже отмечено выше, реакции практически идут лишь в горне, а в шахте они протекают медленно. Шахта служит в основном лишь теплообменником.
Значительно быстрее эти реакции могут идти в факеле с угольной пылью и порошком концентрата, при большой удельной поверхности реагирования и при высоких температурах. Практически в таком факеле пройдет столько циклов восстановления–газификации, на сколько хватит тепла.
Библиографический список
1. Труды института истории естествознания и техники. Т. 20, История металлургии. – М.: И-во АН СССР, 1959, 402 с.
2. Венецкий, С. От костра до плазмы. / С. Венецкий – М.: Знание, 1986. – 208 с.
3. Всемирная история в 24 томах. т. 1, Каменный век. – Минск: Литература, 1997, 512 с.
4. Всемирная история в 24 томах. т. 2, Бронзовый век. – Минск: Литература, 1997, 528 с.
5. Всемирная история в 24 томах. т. 3, Век железа. – Минск: Литература, 1997, 512 с.
6. Андронов, возможный расход кокса и влияние на него различных факторов доменной плавки. / . – С-Пб: Из-во С-ПбГТУ, 2001. – 142 с.
7. Доменный процесс. /Издание американского общества металлургов. – М.: Металлургиздат, 1967. – 719 с.
8. , Гельд химия пирометаллургических процессов. – М.: Металлургия, 1966, Часть вторая, 1966, 702 с.
9. Ростовцев металлургических процессов. – М.: Металлургия, 1962, 411 с.
10. Washburn T. S., Larsen B. M., Marsh J. S. Basic open Heart Steelmarking. The American Institute of Mining and Metallurgical Enginiring. New York, 1944, 718 s.
11. Патент РФ № от10.11.2007, Индекс МПК С21В13/14. Способ и устройство для получения расплавленного железа. Авторы – Вирамонтес-Браун Риккардо, Вильяреаль Тревильо Хуан-Антонио.
12. Анатомия кризисов. Под ред. акад. --М.: Наука, 1999, 238 с.
13. Tamman G. Kristallisiren und Schmelzen. Leipzig, 1903.
14. Гаврилин, и кристаллизация металлов и сплавов/ – Владимир: Изд-во ВГУ, 2000. – 258 с.
15. Алесковский, В. Б.. Химия надмолекулярных соединений/ – С-Пб.: Изд-во С-ПбГУ, 2000. – 254 с.
16. , , и др. Жидкая сталь. – М.: Металлургия, 1984, 208 с.
17. // В сб. Труды 10-й российской конференции «Строение и свойства металлических и шлаковых расплавов», том 1, с. 144-147, 2001, Екатеринбург-Челябинск, И-во Ю-УрГУ.
18. Тalmage C. R. The Future of Solid State Metallurgy // Applied Powder metallurgy International. 1983? Vol. 15. № 2
19. О “кризисе” кинетической теории жидкости и затвердевания. – Екатеринбург, Издание УГГГА, 392 с. Электронный вариант книги - в Интернете по адресу: , а также http://www. *****/russian/gmf/gmf-him. htm
20. Гегузин, спекания. – М.: Наука, 1967. – 360 с.
21. Гуденау, Г. Последние достижения в области применения пылеугольного топлива для доменной плавки/ Г. Гуденау //Сталь, 1996, №2, с. 9-11.
22. Штумпф, Г. Г., , Шаламов -технические свойства горных пород и углей Донецкого бассейна./ Справочник, М.: Недра, 1994, 449 с.
23. Липович, и переработка угля /. – М.: Химия, 1988. – 336 с.
24. Русчев, Д. Д.. Химия твердого топлива / . – М.: Химия, 1976. – 255 с.
25. Амдур, А. М., , Соколов тощих сортовых углей в металлургии.- Известия высш. учебн. завед. Горный журнал, № 4, 2003, с. 98-103.
26. Амдур, А. М., Брук каменных углей в металлургических процессах.- Материалы V международной научно-практической конференции «Энергетическая безопасность России. Новые подходы к развитию угольной промышленности», 2003, Кемерово, с. 45-48
27. Павлов, В. В., Ватолин и спекание рядовых железорудных концентратов. // Вестник УГТУ-УПИ №5(20) “Фундаметальные проблемы металлургии”. Екатеринбург, 2003, с. 58-60.
28. Островский, О. И., , Вишкарев металлических расплавов. – М.: Металлургия, 1988. – 304 с.
29. Баум, жидкости. /, – М.: Наука, 1979. – 116 с.
30. Вертман, А. А., , Свойства расплавов железа. – М.: Наука, 1969. – 280 с.
31. Ровнушкин, В. А., , и др. Бескоксовая переработка титаномагнетитовых руд. – М.: Металлургия, 1988. – 247 с.
32. Амдур, получения извести. //Патент РФ №2 27 июля 2002 г.
33. , , Питателев металлизации железорудного сырья. М.: Металлургия, 1982, 256 с.
34. , Пчелкин некоксующихся углей в черной металлургии. М.: Металлургия, 19с.
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие ……………………………………………………………….. 3
ГЛАВА 1. Введение. Цели и задачи книги …………………………... 4
1.1. Причина несообразностей доменного процесса – принцип
совместной продувки рудотопливной смеси……………………………...4
1.2. Принцип «доменный процесс незаменим!»………………………..5
1.3. «Врожденные пороки» доменного процесса……………………....7
ГЛАВА 2. Пороки металлургического цикла …………………………..9
2.1. «Порок 1» – неполное сжигание топлива…………..........................9
2.2. Необходимость кокса……………………………………………......12
2.3. Несообразности печей обжига……………………………….......…14
2.4. Переуглероживание металла……………………………………...…18
2.5. Психологические сложности…………………………………….....19
2.6. Различия в мышлении физхимика и доменщика…………………... 22
ГЛАВА 3. Схема получения стали в шахтной печи. Агрегат
«Угольный мидрекс» …………………………………..………………..23
3.1. Агрегат «угольный Мидрекс»………………………………….…….23
3.2. Технические сложности. Плавление массы металлизованных
окатышей…………………………………………………………………..28
3.3. Выносной горн–отстойник…………………………………….……32
3.4. Другие технические сложности. Футеровка……………………...34
3.5. Сопоставление технических сложностей предложенной схемы
и доменного процесса………………………………………….…………35
3.6. Вспенивание…………………………………………………………..37
3.7. Способы введения топлива непосредственно в зону горения,
в факелы …………………………………………………………………..39
ГЛАВА 4. Вдувание порошка концентрата. О качестве стали……..44
4.1. Вдувание порошка железорудного концентрата
с угольной пылью ……………………………………….... …………….44
4.2. Управляемость процесса…………………………………………....46
4.3. О качестве получаемой стали………………………………….….48
ГЛАВА 5. Применение элементов последовательной продувки
в существующих доменных печах……………………………………...52
5.1. Загрузка шихты двумя зонами – топлива и окатышей………….52
5.2. Расход кокса……………………………………………………….….55
5.3. Вдувание угольной пыли с порошком концентрата……………….57
5.4. Скорость процессов…………………………………………….……58
ГЛАВА 6. Другие возможности последовательной продувки.
Другие варианты……………………………………………….………....60
6.1. Получение металла в факеле………………………………….....60
6.2. О тепловом балансе плавки…………………………………………..62
6.3. О тепловом балансе сталеплавильного процесса………………..….64
6.4. Схемы других печей. Печь обжига известняка………………..…66
6.5. Печи для получения черновой меди ………………………..……67
6.6. Получение водорода ………………………………………………....69
ГЛАВА 7. Результаты обсуждения предлагаемых схем. Дискус-
сионные вопросы………………………………………………………… 72
7.1. Газопроницаемость зоны плавления………………………….……72
7.2. Существующие тенденции замены кокса углем………………....73
7.3. Увлечение шихты потоками дутья…………………………………76
7.4. Схема с загрузкой топлива и руды в разные отсеки……………......78
ГЛАВА 8. Получение металлоизделий из железорудного концен-трата по схеме металлизация-спекание. (Совместно с
)………… ……………………………………………...81
8.1. Переход от кусковых руд к концентрату…………………………....81
8.2. Получение изделий из порошка концентрата по схеме металлизация–спекание………………………………………………………………82
8.3. Прессуемость и спекаемость металлизованного концентрата…..84
8.4. Другие эксперименты………………………………………………..86
8.5. Металлизация концентрата в порошке……………………….…..87
8.6. Психологические сложности по отношению к данным
порошковым процессам……………………………………………….…91
ГЛАВА 9. Сведения из истории металлургии. (Совместно с )……………………………………………………………... 93
9.1. Древность…………………………………………………………...…93
9.2. Переход от горна к доменной печи………………………………….95
9.3. Средневековье. Доменный процесс…………………………..…96
9й век……………………………………………………………......99
9.5. Обеспечение газопроницаемости шихты…………...……………...100
9.6. Пороки металлургического цикла…………………………………..101
9.7. Бездоменная металлургия………………………………………...…103
9.8. Подходы физхимиков и доменщиков…………………………...….104
ГЛАВА 10. Идеологические и психологические сложности
вопроса …………………………………………………………..………..106
10.1. Процессы ломки идеологии………………………………………..106
10.2. Термовременная обработка металла………………………………107
10.3. Возможность иного цикла…………………………………...…….109
10.4. Особенности дискуссий при разной идеологии……………...…..110
10.5. Устойчивость традиционной идеологии……………………...…..112
10.6. Закономерности ломки идеологии……………………………..…113
10.7. Выбор схемы процесса и опытно-конструкторские работы…………………………………………………………………………..115
10.8. Психологические сложности разработки альтернативных процессов……………………………………………………………….................116
ЗАКЛЮЧЕНИЕ..………………………………………………………….118
Приложение 1. Коэффициент занижения теплоты горения из-за неполного сжигания топлива……………………………………………..120
Приложение 2 Расчеты расхода топлива, теоретической темпера-туры горения.…………………………………………………………….121
Приложение 3 Число циклов восстановления-газификации………...127
Библиографический список ……………………………………………..129
Оглавление…………………………………………………………...…...132
|
Из за большого объема этот материал размещен на нескольких страницах:
1 2 3 4 5 6 7 |
