第一章装置概况 第一节工艺流程简述 第二节主要设备工艺控制指标 一、闪蒸塔T-101 二、常压塔T-102 三、减压塔 四、常压炉F-101,减压炉F-102,F-103 第三节主要调节器、仪表 第二章装置冷态开工过程 第一节开车准备 第二节冷态开车 第三章装置正常停工过程 第一节降量 第二节降量关侧线阶段 第三节装置打循环及炉子熄火 第四章紧急停车 第五章事故列表 第一节原油中断 第二节供电中断 第三节 循环水中断… 第四节 供汽中断 第五节 净化风中断 第六节 加热炉着火 第七节 常压塔底泵停 第八节 (常顶回流阀)阀卡10% 第九节 (减压塔出料阀)阀卡10% 第十节 闪蒸塔底泵抽空 第十一节减压炉息火 第十二节抽-1故障 第十三节 低压闪电 第十四节高压闪电 第十五节原油含水 第六章评分细则 第一节评分规则 第二节冷态开车质量评分 第七章下位机画面设计

利用氧气吹炼镍锍直接得金属镍,其关键在于去锍保镍。本文利用选择性氧化原理,提出氧化转化温度的概念。热力学分析指出,去硫保镍的条件是:1、镍锍熔体用O2开吹的温度必须超过该组成硫、镍氧化的转化温度;对含硅20-25%的镍硫,其开吹温度不能低于1350-1400℃。2、随着熔体中硫含量的减少,相应地硫、镍氧化的转化温度随之增高。吹炼操作必须迅速进行,以保证熔池温度上升的速度永远高于转化温度增高的速度。硫、镍氧化的转化温度可用一步法按下列反应[S]+2NiO（s）=2[Ni]+SO2进行计算。热力学分析又指出:1.镍锍内含铜全部留在熔体之内,在吹炼过程中不被氧化。2.镍锍中的铁最易被氧化,但当降低到0.8—1.0%后即不能被氧化而以残铁留在熔体之内。3.镍铳含钴如小于1%也将留在熔体之内。通过在卡尔多斜吹旋转炉进行的半工业吹炼实验,在采用上列热力学推论得出的去硫保镍条件下,硫能顺利地降到1—2%,充分地证明了理论成功地指导了实践,克服在初期探索性试验中遇到大量镍氧化的困难。在吹炼末期,由于熔体中硫的扩散速度减减慢,熔池表面逐渐有NiO层累积。采用不吹氧空转还原,可进一步去硫而提高镍的回收率。镍的直接回收率大于90%,而总回收率大于95%。镍的主要损失来自高温下镍及其氧化物的挥发熔体中残铜、残铁及残钻的存在也通过实验予以证实。动力学分析指出，熔体中硫的扩散是脱硫反应的控制性环节。硫的传质系数β及扩散系数D与温度T的关系式分别为：\\[\\begin{array}{l}{\\rm{\\beta = 8}}{\\rm{.30e \\times p(}}\\frac{{{\\rm{ - 25000}}}}{{{\\rm{RT}}}}{\\rm{)}}\\\\{\\rm{D = 8}}{\\rm{.30 \\times 1}}{{\\rm{0}}^{{\\rm{ - 2}}}}{\\rm{e \\times P(}}\\frac{{{\\rm{ - 25000}}}}{{{\\rm{RT}}}}{\\rm{)}}\\end{array}\\]镍锍是火法冶金提镍的中间产物。从镍锍提制金属镍通常采用两种方法:(1)直接电解;(2)

基于国内转底炉直接还原炼铁在起步阶段亟待解决的热工系统问题，分别以系统分析、热模拟实验和数值模拟为手段，对转底炉分段热工参数进行了研究.建立了转底炉冶金模型和热模型（涉及变量83个、参数20个），模拟计算结果表明，每生产1t金属化球团，需铁精粉1213kg，消耗煤粉283kg、煤气615kg.基于转底炉分区域系统分析，分别进行了预热段、加热段、还原段条件下的热模拟实验研究，确定出不同工况下（nC：nO=0.8~1.2）含碳球团于各段的实时还原进度，并依据含碳球团自还原吸热与热工参数的匹配，确定出各段燃料供应参数.使用Fluent模拟软件对分段热工参数进行了验证，结果表明分段热工参数设计合理，能有效实现转底炉的分段职能，为转底炉的优化设计提供了基础

针对现行鼓风炉挥发(熔炼)-反射炉还原炼锑工艺存在的流程长、能耗高、低浓度SO2烟气污染等问题,提出了一种基于选冶联合过程的锑提取新工艺——硫化锑精矿还原固硫焙烧直产金属锑.分别以ZnO和碳粉作为固硫剂和还原剂实现对硫化锑矿的固硫还原转化,直接产出金属锑,同时生成硫化锌,再分别分离得到金属锑粉和硫化锌精矿.本文采用控制变量法,分别考察了焙烧温度、碳粉粒度、ZnO配入量、焙烧时间对锑生成率和ZnO固硫率的影响.得到最佳条件如下:焙烧温度800℃、碳粉粒度100~150目、ZnO量为固硫所需理论量、焙烧时间2 h,在此条件下,锑生成率为90.4%,ZnO固硫率为94.8%,其中温度和ZnO加入量对焙烧效果有较大影响;同时对反应产物的分析和过程热力学计算表明焙烧过程分两步进行,即首先发生Sb2S3与ZnO的交互固硫反应生成Sb2O3,其后在高于700℃温度下Sb2O3被大量还原成金属锑.在不同品位的锑精矿综合实验中,均获得了90%左右的锑生成率和88%的固硫率,验证了工艺的可行性.新工艺低温低碳、清洁环保,易于开展工业化生产

电弧炉炼钢以废钢为基本原料，熔清后磷含量波动大，且受炉型结构限制，反应动力学条件差，深脱磷困难；全废钢冶炼熔清碳含量低，熔池内C–O反应缺乏，气泡产生数量少；且吹氧强化搅拌造成渣中FeO含量高、钢液易过氧化。电弧炉熔池内气–固喷吹冶炼新工艺，通过向熔池内部直接喷射石灰粉或碳粉，有效解决上述问题。本文通过数值模拟和水力学模拟实验研究了金属熔池内埋入式气体喷吹和气–固喷吹的冲击特征规律。熔池内射流水平和竖直冲击深度随气体喷吹流量增加而增加，而当气体喷吹流量一定时，随着喷枪安装角度的增大，熔池内射流竖直冲击深度增加，而水平冲击深度减少。同时发现，粉剂颗粒提高了气体射流的冲击动能，增加了气体射流的冲击穿透深度

利用熔融还原法进行了闪速炉水淬镍渣提铁的实验研究,探讨了熔渣二元碱度、反应温度和反应时间对提铁效果的影响.XRD测试结果表明水淬镍渣由正硅酸铁FeO·SiO2和玻璃态物质组成.镍渣中的氧化铁主要以FeO·SiO2的形式存在,通过常规的选矿方法很难实现铁氧化物的富集,故采用熔融还原方法进行镍渣提铁实验.实验结果表明增加配合料中CaO的加入量、提高反应温度以及延长熔制时间都能不同程度地提高镍渣中铁的还原率.通过比较1450~1600℃范围内各反应温度下不同类型还原反应的Gibbs自由能,镍渣熔融还原过程的主要反应形式为(FeO)+C(S)→[Fe]+CO↑.本实验确定的最佳配方组成为:镍渣100g、CaO34.7g、CaF24.04g和焦炭8.5g;最佳反应条件为1500℃熔制180min.以上条件下的渣铁分离效果较好,铁还原率达到96.32%

基于热力学计算结果,通过配碳还原-熔分工艺,从不锈钢粉尘中选择性分步提取了Cr、Ni和Zn重金属元素.配碳还原实验结果表明,不锈钢粉尘的最佳配碳量为20%,粉尘中Fe、Ni和Zn的最低还原温度为1050℃,Cr的最低还原温度是1 400℃,与热力学计算结果一致,通过控制温度实现了对粉尘中金属的选择性分步还原.直接还原熔分实验说明,Fe-Cr合金最佳熔分温度为1550℃,粉尘中金属以Fe-Ni-Cr合金形式被提取出来,渣金分离状况良好,反应时间5min时金属提取率已达到75%左右,15 min时Fe和Cr收得率达到85%以上,Ni超过90%.通过控制配碳量、还原时间与反应温度,在不改变现有工艺的条件下,不锈钢粉尘直接返回炼钢主流程回收其重金属完全可行

研究了轴承钢中TiN夹杂物的形成热力学,以及钢中Ti和N的控制理论,并在某钢厂进行了GCr15轴承钢的生产实验.结果表明,在凝固过程中钢中Ti或N的含量越高,TiN夹杂物开始析出温度就越高,析出物的尺寸就越大;使用低Ti合金原料能够有效降低钢中的Ti含量;采用低Ti铁水,初炼渣中的TiO2降到1.0%以下,能有效控制钢水中的Ti含量;采用低钛合成渣过程回钛量显著减少,钢中Ti含量由原来的37×10-6下降至30×10-6;优化改进精炼工艺和大包保护浇铸可以降低钢中N含量为33×10-6;降低凝固偏析,能降低TiN夹杂析出

从Al2O3活度和夹杂物成分两方面来研究精炼渣对夹杂物的影响.采用Factsage软件对CaO-Al2O3-SiO2-MgO(8%)-CaF2(8%)炉渣中Al2O3活度进行了计算,并研究了碱度和(MgO)含量对Al2O3活度的影响.当炉渣碱度从1.0增加到2.0时,炉渣中Al2O3活度随着炉渣碱度的增加而降低;当炉渣碱度从2.0增加到3.8时,Al2O3活度变化幅度很小;(MgO)质量分数分别为5%和8%的渣,Al2O3活度差距较小;在碱度高的炉渣中[Al]s容易被从炉渣还原到钢水中.在使用高碱度精炼渣的盘条中发现许多含有MgO的硬性夹杂物,并对此进行了分析,最后得出最适宜的炉渣碱度为2.5~3.0

采用热天平装置及单个球团加热的方法,测定了含碳球团的还原速度。研究了加热温度、球团配碳量、炉气组成、添加剂、原料种类等对含碳球团的还原速度和金属化率的影响及球团的冶金特性。实验结果表明:含碳球团的软化和熔化温度较高,含碳15%以上的球团在1000～1350℃加热时,在含CO2较高的高温炉气中也能够实现快速自还原,达到较高的金属化率。该球团的金属化率随加热温度提高而增加。研制出一种含煤25%的冷固结铁矿球团,其单个干球抗压强度已达1000N以上,有良好的冶金性能,可用于竖炉型炼铁设备作冶炼铁水的原料,还原剂焦碳也可用非焦煤代替