Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

Новые процессы получения металла (металлургия железа)

..pdf
Скачиваний:
39
Добавлен:
15.11.2022
Размер:
13.03 Mб
Скачать

также железа (в этом случае говорят об углеродевосстановителе). Однако оксиды железа можно восстанавли­ вать и газом, а прямое восстановление железа (активно проявляющее себя при высоких температурах > 900—1000 °С) имеет место в основном лишь потому, что к зоне высоких температур железо не полностью восстановлено газом до металла, а частично остается в виде FeO. Для условий сов­ ременной доменной плавки (сравнительно невысокий расход кокса и обусловленное этим небольшое количество газа-

восстановителя —

продукта

неполного

сгорания

углерода

кокса и других

топлив— такое положение закономерно, сви­

детельством чего

является

близость к

равновесному

состава

газа по отношению к FeO

в зоне температур 800—1000 °С. В

связи с этим в большинстве современных доменных печей 20—30 % железа восстанавливается углеродом кокса. Приме­ нение частично металлизованных железорудных материалов позволяет снизить эту величину, а следовательно, расход углерода-восстановителя и общий расход кокса.

Для подтверждения этой мысли и количественной оценки снижения расхода кокса необходимо провести некоторые несложные расчеты. Исходные данные (выносом пыли из до­

менной печи пренебрегаем): состав чугуна: [С]

4,5 %;

[Мп]

0,4 %; [Si] 0,4 %; [Р]

0,05 %;

базовый

(исходный)

расход

кокса 500 кг/т

чугуна;

содержание углерода в коксе 85%;

содержание

золы

в

коксе

10 %;

основность

шлака

(СаО • Si02)

1,2;

соотношение

между

углеродом,

сжигаемым

на фурмах, Сф

и

углеродом, расходуемым

на прямое

восста­

новление оксидов,

Cd

3:1. Тогда (расчет ведут

на

чугуна),

расход

 

углерода

на

 

плавку

 

составит

500 • 0,85 = 425 кг/т.

 

 

 

 

 

 

 

 

Количество

углерода, расходуемого

на тепловые

и

вос­

становительные процессы (т.е. общий расход углерода за вычетом переходящего в чугун): 425 —45 = 380 кг/т.

Количество

углерода, расходуемого на

восстановление:

380 • 0,25 = 95 кг/т.

 

Из этого количества на восстановление

марганца, крем­

ния и фосфора

расходуется:

 

{[Mill -g - + [Si] -fj- + [P] -f“ } • 10 « 4,8 кг/т.

Следовательно, на прямое восстановление железа идет

95 - 4,8 = 90,2 кг/т.

При степени

металлизации

доменной

шихты 7}мет = 40 %,

предполагая

(с небольшой

погреш­

ностью), что снижение расхода углерода, идущего на прямое восстановление оксидов железа, пропорционально степени металлизации шихты, получаем уменьшение расхода углерода:

90,2

• 0,4 = 36,1 кг/т

и

экономия углерода (или

что

то

же -

кокса)

составит (36,1/425) • 100 = 8,5 %.

 

 

Наряду с

этим

имеет

место экономия тепла за

счет

сок­

ращения эндотермического эффекта реакции восстановления низшего оксида железа углеродом (принимаем условно вос­

становление

свободного

оксида

железа),

т.е.

FeO + С = Fe + СО -152,67 МДж

или 12,72 МДж/кг С.

При

снижении

расхода углерода

на 36,1 кг/т

экономия

тепла

составит: 12,72 • 36,1 • 0,001 = 459 кДж/кг чугуна.

В обычных условиях доменной плавки расход тепла (рас­ считанный с учетом подлинных затрат тепла на процесс) ко­

леблется в

пределах 5,5-6,7 МДж/кг.

Принимая

среднее зна­

чение—

6,1 МДж/кг,

получаем

экономию

тепла:

(459/6100) • 100 = 7,5 %.

Наконец, имеется еще

одна

зна­

чительная причина снижения расхода кокса— уменьшение вы­ хода шлака за счет снижения прихода золы с коксом. Итого­ вая экономия кокса пока неизвестна. Задав ориентировочную величину экономии 15%, получаем снижение прихода золы в печь: 500 • 0,15 • 0,1 = 7,5 кг/т. Кроме того, не тре­ буется вводить флюс на ошлакование этого количества золы:

7.5 • 1,2 = 9 кг/т.

Получаем

общее

снижение

выхода

шлака:

7.5 + 9 = 16,5 кг/т.

 

 

 

 

 

 

 

 

Обычно считают, что каждый дополнительный 1кг шлака

требует перерасхода

кокса

в размере

0,2 кг. Тогда

эконо­

мия кокса за

счет

уменьшения

выхода

шлака

составит:

16.5 • 0,2 =

3,3 кг/т

и

относительная

экономия

(3,3/500) *

100 = 0,7%.

 

 

 

 

 

 

 

Итак,

суммарная

экономия

кокса

составит:

8.5 + 7,5 + 0,7 = 16,7%,

или,

как

принято

считать,

4,2%

на каждые 10 % металлизации шихты. Приведенный расчет является, конечно, приближенным и позволяет получить лишь порядок искомой величины, однако он хорошо совпадает с данными промышленных плавок (4-7 % на каждые 10 % метал­ лизации шихты при общей степени металлизации 10—50 %).

12

При дальнейшем росте степени металлизации шихты эффект существенно снижается.

Таким образом, целесообразность получения частично металлизованных материалов для их проплавки в доменной печи связана с соотношением восстановителя, затраченного на частичную металлизацию, и кокса, сэкономленного в домен­ ной печи, а также с ценами на топливо. Дать общие реко­ мендации в этом случае не представляется возможным, и для различных режимов будут различными ответы на этот вопрос.

Получение губчатого железа

Губчатое

железо получают, главным образом, в установ­

ках шахтного

типа

при низких температурах (более подробно

о причинах — см.

далее) с использованием в качестве вос­

становителя продуктов конверсии природного газа. При наи­

более

простых

соотношениях 3Fe20 3+ 9СО = 6Fe + 9С02,

или

9 • 22,4/(6 • 56)

= 0,6м3/кг,

или

600м3/т

металлическо­

го железа.

 

 

 

 

 

При

содержании в металлизованном продукте ~80%

ме­

таллического железа (что соответствует содержанию пустой породы 5%, углерода— 2% и степени металлизации 90%) и степени использования восстановительной способности газа-

восстановителя

0,4

расход

газа-восстановителя

составит:

600 • 0,8/ 0,4 = 1200 м3/т

продукта.

 

 

 

С

учетом углекислотной

или

паровой

конверсии, напри­

мер,

СН4+ С 02= 2СО + 2Н2

1 м3

природного газа

позволяет

получить 4 м3

газа-восстановителя. Т.е.

для удовлетворе­

ния требований процесса восстановления гематитовой руды

получение 1 т металлизованного

продукта обеспечивает рас­

ход природного газа ~ 300 м3.

В ориентировочном расчете

принят ряд допущений (природный газ состоит из 100% СН4, окислители в восстановительном газе отсутствуют, коли­ чеством газа, необходимого для науглероживания губки, пренебрегаем и т.д.). Однако порядок расхода газа получи­ ли соответствующим практическому. Подобное количество га­ за должно также обеспечить тепловые потребности процесса.

Для условий процесса "Мидрекс": температура газа-

восстановителя

800 °С;

температура

колошникового

газа

300 °С;

температура металлизованного

продукта после

окон­

чания

процесса

720 °С;

тепло металлизованного продукта

(на

1 кг)

(теплоемкость -

1,05 кДж/кг • К):

1 • 1,05х

х(720—20) = 735 кДж. Тепло,

оставляемое в

печи

газом-

восстановителем

(теплоемкость

газа

1,5 кДж/мэ *К):

(1200/1000) • 1,5(800-300) = 900 кДж.

 

 

 

С учетом потерь и возможного (небольшого) развития

эндотермических

реакций

газ-восстановитель

обеспечивает

тепловые потребности процесса. С учетом неучитываемых в этом расчете процессов (конверсия природного газа и т.д.)

можно

считать, что на 1 т губчатого железа расходуется

300—350

м3 природного газа.

Получение жидкого металла

Эти процессы в настоящее время проходят стадию промыш­ ленного освоения. Проведем ориентировочный расчет расхода топлива на процесс получения жидкого металла при исполь­ зовании сырой неподготовленной мелкой руды и в качестве источника тепла и восстановителя недефицитного угля. В этом случае оксиды железа восстанавливаются только прямым путем, отходящий газ состоит только из СО (в отсутствие

источников водорода).

Топливо

сжигается

в

потоке

холодно­

го дутья, состоящего из 100 % кислорода, температура

отходящих газов 1500 °С.

 

 

 

 

 

 

 

 

I.

Расход

углерода

на

восстановление

и

науглероживание

металла:

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Fe20 3 + ЗС = 2Fe + СО — 4240 кДж/кг

Fe.

 

 

 

 

 

На

1кг

металлического

железа 36/112 = 0,321

кг

С.

При

содержании в жидком металле 95,5 % Fe и 4,5 % С: расход

углерода

на

восстановление

955 * 0,321 = 307 кг;

расход

углерода

на

науглероживание металла

45 кг;

суммарный

рас­

ход

углерода

307 + 45 = 352 кг/т

металла.

 

 

 

 

 

И. Расход

тепла

на

восстановление

и

расплавление

(на

1 кг

металла)'.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

тепло

прямого

восстановления: 4240 • 0,955 = 4051 кДж;

тепло жидкого металла 1176 кДж; тепло жидкого шлака

(при­

нята

энтальпия

шлака 1680 кДж/кг).

 

 

 

 

 

 

Бедная руда (окисленные кварциты, содержащие 30%Fe; 42,9 % Fe2Oa; 50%SiO8):

14

расход

руды:

95,5/30 = 3,18 кг/кг;

приход

Si02:

3,18 • 0,5 = 1,59 кг/кг;

количество

пустой

породы

руды:

(1 —0,429) • 3,18 = 1,82 кг/кг;

при

основности

шлака

CaO/SiO = 1,2

добавлялся

СаО

1,59 * 1,2 = 1,91 кг;

выход

шлака:

1,82 +1,91 = 3,73 кг/кг;

тепло

 

шлака:

1680 • 3,73 = 6266 кДж.

 

 

 

 

 

Богатая руда (концентрат 60 % Fe, 10 %

Si02,

82,9 %

Fe,04):

 

 

 

 

 

 

 

 

расход

руды:

955/60 = 1,59 кг/кг;

приход

Si02:

1,59 • 0,1 = 0,159 кг;

количество

пустой

породы

руды

(1-0,829)

• 1,59 = 0,272 кг.

 

 

 

 

 

При основности

шлака

CaO/Si0 2= 1,2

добавляется СаО

0,159 • 1,2 = 0,191 кг;

выход

шлака:

 

0,272 + 0,191 =

= 0,463 кг;

тепло

шлака: 1680 • 0,463 = 778 кДж.

 

 

Общий

расход

тепла

для бедной руды:

4051 +1176 +

+ 6266 = 11493 кДж;

для

богатой

руды

4051 +1176 + 778 =

=6005 кДж.

III. Теплоотдача углерода, сгорающего в потоке дутья

«С

117936

 

 

 

 

12

2 • 12[(0(1-/)

+ 0,5/)

 

 

 

f [w

t д _

242802

)

 

 

J [

Н20

22,4

J

(l + СО

где

со — содержание

кислорода

в дутье;

со = 1,0;

/ — содер­

жание влаги

в

дутье, / = 0;

 

— теплосодержание

дутья

при

заданной

температуре И ^дм ~ 0; И ^до — теплосодержание

 

 

 

 

 

 

O.N

 

 

W

 

водяных

паров

при

заданной

температуре

дутья,

~ 0;

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

HjO

W K'г —

теплосодержание

колошникового

газа,

=

= 2201 кДж/м3.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

11793S

 

 

(1 -

со)ж'дг = 5720

кДж/кг

С.

 

qC ~

12

 

 

Z

 

 

 

1Z

 

 

 

 

 

 

IV. Расход углерода-теплоносителя без учета расхода на переработку известняка:

для

бедной

руды:

 

11483/5720 = 2 т/т;

для

богатой руды

6005/5720 = 1,05 т/т.

 

 

 

 

 

 

 

 

V. Расход углерода на переработку известняка.

 

 

Принято,

что на

 

1 кг известняка

 

расходуется

0,25 кг

углерода.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Для

бедной

руды

добавляется

1,91 кг

СаО. При

содержа­

нии

в

известняке

 

53 % СаО добавляется известняка

1,91/0,53 = 3,6 кг.

 

Расход

углерода:

3,6 • 0,25 =

= 0,9 кг/кг (т/т).

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Для богатой руды добавляется 0,191кг СаО известняка:

0,191/0,053 = 0,36 кг.

 

Расход

углерода:

0,36 • 0,25 =

= 0,09 кг/кг (т/т).

 

 

 

 

 

 

 

 

VI. Расход

углерода-теплоносителя

с

учетом

тепловых

потерь (20%), т/т металла:

 

 

 

 

 

 

для

бедной

руды

(2,0 4 0,9): 0,8 = 3,63,

для

 

богатой

руды

(1,05 + 0,09): 1,43.

 

 

 

 

 

 

 

 

VII.Общий

 

расход

углерода

на

процесс

(на

восстановление, науглероживание и удовлетворение тепловых

потребностей).

 

 

 

 

 

 

Для бедной руды

3,63 + 0,352 = 3,98.

Для богатой

руды

1,43 + 0,352 = 1,78.

 

 

 

 

 

VIII. Расход

угля

(80 % С)

на

процесс

получения

металла.

 

 

 

 

 

 

Бедная

руда

3,98:0,8 = 4,98 т/т.

Богатая

руда

1,78:0,8 = 2,23 т/т.

 

 

 

 

 

Необходимо

отметить, что очень

высокие расходы топлива

(даже для подготовленных руд) обусловлены высоким тепло­ вым и химическим потенциалом колошникового газа (1500 °С; 100% СО). В связи с этим перспективы развития способов получения жидкого металла, использующих недефицитное

твердое

топливо

в качестве восстановителя и

теплоносите­

ля, связаны с нахождением путей

использования энергии

га­

за. Этот газ можно использовать

для максимального предва­

рительного восстановления руды

в отдельном

агрегате

(на­

пример,

процесс

Корекс). Однако

кроме усложнения схемы в

этом случае возможно применение лишь кускового сырья, т.е. необходимо предварительное окускование руд (агломе­ рация или производство окатышей). Возможно также частич­ ное дожигание части колошникового газа над ванной металла с максимальным возвращением этого дополнительного тепла ванне (процесс ПЖВ).

16

Расчеты показали, что при дожигании 40% СО в колошни­ ковом газе при возвращении 80 % тепла ванне металла рас­ ход топлива может быть снижен на 30—40 %. Приведенные упрощенные расчеты позволяют, однако,считать, что получе­ ние жидкого металла связано со значительным расходом твердого топлива и целесообразно лишь при использовании богатых железорудных материалов. До настоящего времени не найден экономичный способ получения жидкого металла из бедных необогащенных руд. Отметим также, что чем выше до­ ля двухвалентного железа, тем меньше расход углерода на восстановление, поэтому для жидкофазного восстановления более пригодны отходы конвертерных и прокатных цехов и другие материалы, содержащие значительную долю двух­ валентного железа.

В связи с вышеизложенным можно сделать некоторые выво­ ды, касающиеся перспектив развития металлургии железа в современных условиях.

1. Одним из основных моментов, стимулирующих в настоя­ щее время развитие различных способов металлургии железа,

является резкое сокращение

запасов или

полное

отсутствие

в различных регионах мира

коксующихся

углей

(точнее уг­

лей, из которых разными способами можно получать метал­ лургический кокс). Доменное производство не может сущест­ вовать без использования кокса. Таким образом, в регио­ нах, лишенных возможности получать кокс, единственной возможностью получать первичный металл являются способы металлургии железа. При этом выбор способа получения ме­

талла зависит от конкретных условий (наличие

и

качество

руд,

запасы

и вид топлива, ассортимент металла

и

требуе­

мые

объемы

производств, энергетические ресурсы и пр.).

2. В настоящее время значительно изменились

требования

к качеству металла. Различные технологии металлургии же­ леза обеспечивают получение черных металлов различного качества. Промышленный опыт убедительно показал, что

сталь, полученная

в электропечах из губчатого железа,

обладает лучшими

свойствами (прочность, пластичность и

др.). Исчерпывающих объяснений эюму феномену до сих пор нет. Чаще всего основную причину видят в том, что металлизованные материалы, в отличие от металлического лома, практически не содержат нежелательных примесей, особенно примесей цветных металлов. В этом смысле говорят о "пер-

вородных свойствах" металлизованных материалов или "пер­ вородной шихте", подчеркивая, что губчатое железо не прошло ранее стадию металлургического переплава. Добавим, что металлизованные материалы практически не содержат также растворенных в металле газов и неметаллических

включений.

Металл, полученный путем жидкофазного восстановления, как правило, не отличается в лучшую сторону по качеству от доменного чугуна. Чаще всего в качестве агрегата для получения жидкого металла из шихты используют аналог гор­ на доменной печи. Эти конструктивные и технологические особенности определяют поведение элементов (железо, крем­ ний, марганец, сера, хром, ванадий и др.) и состав чугу­ на. В самом общем случае можно сказать, что отсутствие коксовой насадки, по каналам которой стекают в доменной печи жидкие металл и шлак, видимо, обусловливают отсутст­ вие заметного развития восстановления марганца, ванадия, хрома, кремния и других и некоторое увеличение в шлаке содержания FeO. Существенно ухудшаются в печах жидкофаз­ ного восстановления условия десульфурации чугуна шлаками (из-за отсутствия фильтрации шлаком чугуна и роста содер­ жания FeO в шлаке), что предопределяет повышенное содер­ жание серы в жидком металле по сравнению с доменным чугу­ ном. Качество кричного металла, как правило, значительно хуже, чем полученного другими методами.

3. Технико-экономические показатели доменного произ­ водства несколько улучшаются с ростом размера доменных печей. Иначе говоря, строить и эксплуатировать крупные доменные печи чаще всего выгоднее, чем маломощные. Между тем для малых и средних стран и отдельных регионов необ­ ходимы небольшие заводы, которые имели бы возможность достаточно гибко и быстро менять программу производства, ассортимент сырья и металла.

Агрегаты внедоменного получения металла в большей сте­ пени, чем технологическая схема доменная печь— онвертер, удовлетворяет этим требованиям. В связи с этим минизаво­ ды, построенные в последние два десятилетия и характери­

зующиеся объемом производства

металла до

1 млн.т в год,

нашли широкое распространение.

 

 

Каждый элемент в современной цепочке производства кок­

сохимический цех—обогатительная

фабрика—цех

окускования—

18

доменный цех— онвертерный цех является экологически опас­ ным. Технология металлургии железа обеспечивает исключе­ ние из этой цепи одного из наиболее вредных производств — коксохимического, обогащения и окускования. Передовые за­ воды, работающие по технологии металлургии железа, прак­ тически полностью безопасны для окружающей среды. Это преимущество новой технологической схемы производства является одним из основных, а на перспективу явится ре­ шающим. При выборе технологии металлургии железа следует иметь в виду некоторые обстоятельства.

Расчеты и промышленный опыт технологии производства губчатого железа показывают, что для плавки в сталепла­ вильных печах металлизованные материалы должны иметь сте­ пень металлизации не менее 80 %, т.е. степень восстанов­ ления должна быть достаточно высокой. Эффективность про­ цесса восстановления в этом случае значительно зависит от метода восстановления и применяемого агрегата. Широкие промышленные исследования были проведены в агрегатах трех типов: шахтных установках непрерывного и периодического (реторты) действия; аппаратах кипящего слоя; трубчатых вращающихся печах и комбинированных установках типа кон­ вейерная машина—трубчатая печь. Для первых двух методов в качестве восстановителя применяют газ — продукт конверсии природного газа или жидкого топлива или продукт газифика­ ции твердого топлива. Для последнего способа характерно совместное использование твердого и газообразного вос­ становителей. К настоящему времени трубчатые печи не наш­ ли широкого распространения. Основное количество губчато­ го железа производят в печах шахтного типа. Различные способы получения металлизованного материала в этих агре­ гатах (Мидрекс, Армко, Пурофер, ХиЛ-3 и другие) не имеют принципиальных отличий (пожалуй, кроме способов получения губчатого железа в периодически действующих ретортах — ХиЛ-1, ХиЛ-2 и др.).

К общим закономерностям процесса можно отнести следую­

щее.

 

 

1.

Восстановление ведется в твердофазной области. Жид­

кие продукты процесса отсутствуют. Следовательно, пустая

порода от металла не отделяется, и

весь полученный мате­

риал (вместе с пустой породой) направляют в сталеплавиль­

ный

агрегат (целесообразней — в

электросталеплавильную

печь). Исходя из условий экономичности сталеплавильного процесса (минимальное количество шлака), предъявляют жесткие требования к содержанию пустой породы в исходном железорудном сырье. Ее количество в металлизованном мате­ риале не должно превышать 4,5—5 %, а следовательно, в ис­ ходном окисленном материале (руде, направляемой на метал­ лизацию) должно быть не более 3-3,5% . Нетрудно подсчи­ тать, что содержание железа в исходном железорудном кон­

центрате,

например,

магнетитовом,

должно

составлять

(100-3) • 0,724»70 %,

где

0,724 -

содержание

железа в

Fe30 4 (168:232).

 

 

 

 

Таким

образом, первым

условием реализуемости

обсуждае­

мого процесса является наличие легкообогатимого железо­ рудного материала, позволяющего получать концентрат, со­ держащий > 69-70 %Fe.

2. При восстановлении в твердофазной области удаления вредных примесей (фосфор, мышьяк, медь и др.) практически не происходит. Между тем для качественной стали в элект­ росталеплавильных печах без значительного перерасхода энергии требуются очень низкие содержания этих примесей в губчатом железе. В связи с этим вторым условием реализуе­ мости процесса получения и проплавки губчатого железа является низкое содержание вредных примесей в исходном железорудном концентрате (< 0,01- 0,02%).

3. Широта ассортимента выплавляемых сталей предъявляет повышенные требования к наличию и содержанию в исходной ,руде металлов, относящихся к группе полезных примесей (никель, кобальт, хром и др.), так как для ряда сталей эти элементы являются нежелательными. В общем случае наи­ более благоприятным железорудным сырьем для получения губчатого железа является богатая по железу и чистая по любым примесным элементам руда.

4. Продуктом

восстановления железорудных материалов в

шахтных печах является губчатое

железо, названное

так

из-

за своеобразного

внешнего вида.

Восстановленное

при

низ­

ких температурах, обладающее огромной суммарной поверх­ ностью, следовательно, большой избыточной поверхностной

энергией, реализует эту

энергию

спеканием отдельных гра­

нул восстанавливаемого

материала

с образованием гроздьев

и конгломератов, что крайне отрицательно отражается на процессе в шахтных печах (главным образом, затрудняется

20