Часть II комплексная переработка руд черных металлов

Задача комплексного использования сырья в черной металлур­гии – это рациональная полнота извлечения основного и со­путствующих элементов в экономически оправданных преде­лах, утилизация отходов добычи, обогащения и металлургиче­ских переделов без нанесения экологического урона окружающей среде. Черная металлургия оказывает значитель­ное влияние не только на загрязнение окружающей среды, но является земле- и водоемкой отраслью народного хозяйства.

В настоящее время технология извлечения ценных попут­ных компонентов из железных руд разработана почти для всех крупных комплексных месторождений, однако на большинстве из них полезные компоненты не извлекаются и сбрасываются в отвалы вместе с породами вскрыши и хвостами обогащения.

Использование первичного железа в производстве лишь не­многим превышает 41% добытого количества, а с учетом воз­вращаемой части потерь в производстве 56,3%.

Усложнение горно-геологических условий добычи и недос­татки технической, технологической оснащенности обогатитель­ных фабрик приводят к увеличению потерь железа при добыче и уменьшению его извлечения при обогащении. Утилизация же отходов всех процессов переработки руд осуществляется недо­статочно, хотя по данным Минстройматериалов СССР, при­мерно 60 – 70% вскрышных пород и отходов обогащения прин­ципиально пригодны для производства различных строймате­риалов. Не решена полностью также проблема переработки отходов различных металлургических переделов. В настоящее время в СССР утилизируется около 80% железорудных отхо­дов металлургического передела. Однако, если переработка доменных шлаков составляет 82 – 84%, то сталеплавильных – всего 20 – 30%, а железосодержащих шламов – немногим более 50%. Отвалы различных отходов занимают огромные площади сельскохозяйственных угодий, ухудшают экологию и обходятся государству в десятки миллионов рублей. Так, по данным академика Б. Н. Ласкорина и др., только транспор­тирование шлаков черной металлургии в отвалы и их содер­жание обходится ежегодно в 10 млн. руб.

11.1. ХАРАКТЕРИСТИКА РУД ЧЕРНЫХ МЕТАЛЛОВ И ОТХОДОВ

К рудам черных металлов относятся железные, марганцевые и хромовые. Среднее относительное содержание железа в земной коре – 4,2%, марган­ца – 0,1%, хрома – 0,035%. Крупные месторождения железных руд расположены практически на всей территории СССР (КМА, Кривбасс, Казахстан, Урал и т. д.).

По химическому и минералогическому составам железные руды подраз­деляются на четыре типа: бурый (Fe₂0₃*nH₂0), красный (Fe₂О₃), магнитный (Fe₃O₄), шпатовый – сидерит (FeC0₃) – железняки. Бурые железняки – обычно это сравнительно бедные руды (≈30—50% Fe), содержащие глинис­тую или кремнистоглинистую пустую породу, загрязненные фосфором, серой, иногда мышьяком, часто – с примесями хрома, марганца, никеля, ванадия. Обычно, перед использованием такие руды должны подвергаться обогаще­нию.

Красный железняк (гематит) обычно представлен богатыми рудами (50 –65% Fe) с небольшим содержанием в пустой породе серы и фосфора. При более низком содержании железа (≈35%) и высоком (до 60%) кремнезема они называются железистыми кварцитами и должны быть подвергнуты глу­бокому обогащению.

Магнитный железняк (магнетит) характеризуется относительно высоким содержанием железа (до 59%), но и значительным – вредных примесей, осо­бенно серы и фосфора. Разновидностью магнетита являются титаномагнетиты, содержащие магнетит и ильменит (FeO*Ti0₂).

Шпатовый железняк (сидерит) характеризуется низким содержанием железа (≈ 30—40%) с песчано-глинистой пустой породой.

Марганцевые руды. Марганец способствует снижению концентрации серы в металле и вводится в сталь как раскислитель и легирующая добавка. В за­висимости от типа марганецсодержащего минерала марганцевые руды де­лятся на окисные—марганец в виде оксидов: пиролюзита (МnO₂), браунита (Мп₂O3), псиломелана (RMnO₂*MnO*nH₂0), гаусманита (Мn₃O₄) и манга­нита (Мn₂O₃*Н₂O); карбонатные — марганец в виде минерала родохрозита (МnСO₃); силикатные – содержащие родонит (MnSiO₃); окисленные — про­дукт окисления марганцевых карбонатных и силикатных руд. Содержание марганца в минералах находится в пределах от 41,9 до 72,1%, а в добы­ваемых рудах — обычно не превышает 45%.

Наиболее крупные месторождения СССР (Чиатурское, Никопольское, По­луночное, Большетокмакское) – осадочного морского происхождения; наи­более распространены в СССР карбонатные и смешанные руды (≈ 70%). Все добываемые, руды подвергаются обогащению.

За рубежом крупные месторождения марганцевых руд имеются в Австра­лии, ЮАР, Бразилии, Габоне, Гане, Индии и ряде других стран.

Хромовые руды. Хром является одним из важнейших легирующих метал­лов. Черная металлургия потребляет примерно 60% всего добываемого хрома. Основными хромосодержащими минералами являются хромшпинелиды (Хромиты), которые образуют несколько разновидностей: собственно хро­мит— FeCr₂O₄, магнохромит—(Mg, Fe)Cr₂O₄, алюмохромит — Fe(Cr, A1)₂O₄, хромпикотит – (Mg, Fe) • (Cr, Al)₂O₄. В этих рудах содержится 33 – 46,5% хрома. Все потребности отечественной черной металлургии в хромовом сырье покрываются рудами Донского месторождения. Крупные запасы хромовых руд имеются в ЮАР, Зимбабве, на Филиппинах, в Бразилии, Турции и других странах.

При добыче, обогащении и переработке руд (концентратов) черных металлов образуется огромное количество отходов, от­личающихся большим разнообразием физико-химических и других свойств. В природе нет мономинерального сырья и же­лезные руды большинства месторождении, как упоминалось выше, содержат промышленные количества таких ценных ком­понентов как ванадий, титан, кобальт, никель, цинк, медь, ред­кие металлы и др. В процессе обогащения этих руд или в про­цессах их обработки часто целесообразно выделять эти ценные

компоненты в отдельный концентрат или извлекать их в спе­циальные шлаки, которые могут быть использованы, например, в производстве ферросплавов.

При обогащении и металлургической переработке железных и марганцевых руд образуется большое количество отходов (хвосты, шламы, шлаки, металлургические пыли и др.), кото­рые при соответствующей обработке могут быть превращены в товарный продукт.

По имеющимся в СССР и за рубежом технико-экономичес­ким данным высокий уровень концентрации и комбинирования производства за счет создания совмещенных предприятий для переработки попутно добываемых полезных ископаемых, вскрышных пород и отходов обогащения в единый технологи­ческий комплекс не только способствует увеличению выпуска валовой продукции, но и резко повышает рентабельность пред­приятий.

В мировой практике железные руды добываются преиму­щественно (>80%) открытым способом, причем непрерывный рост добычи (в 1985 г. — >1,5 млрд. т) связан с увеличением объема вскрышных пород. Если объемы выплавки стали за по­следнее десятилетие (1976 – 86 гг.) изменяются в сравнительно небольшом диапазоне (примерно 670 – 750 млн. т), то объемы обогащения железных и марганцевых руд непрерывно возрас­тают, что объясняется ухудшением качества добываемых руд. В СССР – более 80% железорудного сырья подвергают обога­щению.

В породах вскрыши, относящихся к категории нерудных по­лезных ископаемых, встречаются разнообразные материалы, которые представляют собой сырье для различных отраслей промышленности (сланцы, кварциты, суглинки, глины, извест­няки, гранаты, гнейсы и др.), некондиционные бурые железня­ки, железистые кварциты (Fe<10%) и др. Состав отходов обо­гащения зависит от различных факторов и в первую очередь от состава исходных руд и способа их обогащения. Данные по ряду отечественных и зарубежных рудных обогатительных фабрик показывают, что химический состав шламов изменяет­ся примерно в следующем диапазоне (в %): Fe(общ) – 10 – 12; СаО – 1 – 3,5; SiО₂ – 50 – 65; А1₂0₃ – 0,5 – 3; МnО – 0,05 – 0,3; S0₃ – 0,1 и т. д.

Шлаки в доменной печи образуются за счет пустой породы рудной части шихты, флюсов и золы кокса. Химический состав доменных шлаков зависит от состава исходной руды и оборот­ных продуктов (колошниковая пыль, окалина, пиритные огарки и др.), вида применяемого, топлива и выплавляемого чугуна. Шлакообразование, состав и консистенция образующихся шла­ков оказывают решающее влияние на состав выплавляемого чугуна. В состав доменных шлаков входят оксиды СаО, SiO₂, FeO, MgO, A1₂0₃, сульфиды CaS, MnS, FeS, соединения фосфора, иногда и ТiO₂, причем преобладают оксиды CaO, SiO₂ и Аl₂O₃.

По химическому составу доменные шлаки делятся на ос­новные, нейтральные и кислые. К основным относятся шлаки с модулем основности, равном или большем единицы, к кислым — меньше единицы. Средний удельный вы­ход шлаков составляет примерно 320 – 800 кг/т чугуна, а ко­личество чугуна, теряемого со шлаком, – 1 – 4% от массы шла­ка. В отвалы ежегодно сливается более 80 млн. т шлаков чер­ной металлургии, из которых около 45 млн. т (по другим данным – около 50 млн. т) составляют доменные шлаки.

Примерный химический состав доменных шлаков следующий (в %): SiO₂ –30 – 40; CaO – 30 – 50; А1₂0₃ – 4 – 20; МnО – 0,5 – 2; FeO – 0,1 – 2; SO₃ – 0,4 – 2,5 и т. д.

Сталеплавильные процессы различаются технологическими условиями, методами ведения плавок и типами плавильных пе­чей. Важнейшими в настоящее время являются основной мар­теновский скрап — и скрап-рудные процессы (около 40% от общего производства), кислородно-конвертерный (≈ 40%) и выплавка стали в дуговых и индукционных печах. В связи с этим шлаки сталеплавильных производств заметно отличают­ся по химическому составу и также могут быть основными или кислыми.

Кислые шлаки имеют основность (CaO/SiO₂) меньше едини­цы, а основные – в пределах 1,3 – 3 и выше. Основные шлаки позволяют удалять из металла вредные примеси – серу, фос­фор, поэтому основной сталеплавильный процесс получил наи­большее распространение. В среднем выход сталеплавильных шлаков составляет 150 – 160 кг/т стали. При средней ежегод­ной выплавке стали в СССР 170 млн. т примерный выход ста­леплавильных шлаков составит около 25,5 – 27 млн. т, в том числе примерно 10 – 12 млн. т мартеновских и столько же кон­верторных.

Основные сталеплавильные шлаки имеют следующий хими­ческий состав (в %): при выплавке низкоуглеродистых марок стали —(СаО + МnО + MgO) – 60% и [SiO₂ + P₂O₅ + Fe(общ)] –30 – 32%, а при выплавке углеродистых – соот­ветственно примерно 65 и 35%.

Среднее содержание железа в мартеновских шлаках – 8 – 20%, в конверторных – 2 – 13%, электросталеплавильных– 8 – 17%.

В процессе выплавки ферросплавов образуется большой объем шлаков (более 5 млн. т/год), химический состав кото­рых также зависит от состава исходного сырья. Максимальное количество шлаков (>90% выхода всех шлаков плавки фер­росплавов) образуется при выплавке хромовых и марганцевых ферросплавов. В то же время, основные потери, например марганца, в производстве ферросплавов связаны с недостаточным восстановлением его в процессе плавки и потерями при выпуске и разливке, причем 30% всех потерь составляют корольки ме­талла, попавшие в шлак [1].

Обычно, при выплавке марганцевых и хромовых сплавов шлаки содержат 20 – 40% SiО₂, до 30% A1₂О₃, CaO, FeO, С, Р и др. Марганцевые шлаки содержат 40 – 66% МnО, а хромо­вые < 8% Сr₂O₃.

На всех предприятиях черной металлургии при работе до­менных, сталеплавильных, ферросплавных печей и агломашин выделяется большое количество пылей. Эти пыли улавливают­ся в системах газоочистки с помощью различных пылеуловите­лей (электростатические сепараторы, мокрые скрубберы, фильт­ры и др.). Из пылей (сухая газоочистка) и шламов (мокрая газоочистка) выделяют значительные количества вторичного железосодержащего сырья. Так, в США при выплавке стали около 125 млн. т/год образуется до 14 млн. т железосодержа­щих пылей, в ФРГ эта величина составляет более 2 млн. т. При выплавке в электропечах малоуглеродистой и нержавею­щей сталей улавливание пылей в фильтрах составляет соот­ветственно 14 и 20 кг/т стали. За период рафинирования плав­ки в конверторах масса улавливаемой пыли изменялась от 8,5 при очистке газа в мокрых скрубберах до 20,5 кг/т выплав­ляемой малоуглеродистой стали при очистке в электростатиче­ских сепараторах [2]. Следует отметить, что пыль, извлекае­мая из систем очистки доменных газов, без предварительной обработки может использоваться в агломерационном процессе, заменяя (100 кг пыли) около 67 кг руды и 40 кг кокса.

Все металлургические пыли весьма существенно отличаются по физико-химическим свойствам и гранулометрическому со­ставу. Ниже приведена примерная характеристика пылей [2]:

Химический состав	%	Плотность, т/м3
Fe	36,6 – 69	Истинная тонких фракций	4,2 – 5,1
Мn	0,34 – 5	Истинная более крупных (> 15 мкм)	6,3
СаО	0,86 – 6,3	Кажущаяся тонких фракции	1,1 –2,2
Mg	0,08 -1,8	Кажущаяся более крупных	3,5
S	0,02 – 0,73	Гранулометрический состав, % [2]:
Р	0,29 – 0,82	Фракций > 15 мкм	1 – 8
Zn	0,4 –18,3	Фракций > 2 мкм	42 – 80
Рb	0,06 – 2,9	Фракций > 1 мкм	74 – 95
Si	0,19 – 2,03
С	0,23 – 1,7

Пыли более широкого диапазона химического состава выде­ляются при выплавке ферросплавов, что вызвано, в первую очередь, резким различием исходного сырья (Fe – Si, Fe – Al, Fe – Cr, Fe – Мn и др.). Так, в г. Тояма (Япония) примерный состав улавливаемых пылей при выплаве высокопроцентного ферросиликохрома шлаковым методом в открытой печи и низ­коуглеродистого феррохрома следующий (%):

Состав	Ферросиликохрон	Феррохром
Cr	0,7 – 1,56	25 – 30 (Cr2O3)
SiO2	64,8 – 87,4	8
CaO	0,46 – 1,3	22
MgO	7,4 – 16,5	25
FeO	0,5 – 1,1	–

Примерная масса пылей, улавливаемых в доменном и ста­леплавильных процессах, составляет соответственно 2,5 и 1,5т на 100 т произведенного железа и стали.

В работе [3] приводятся обобщенные данные о структуре отходов и потерях железа по основным переделам черной ме­таллургии СССР.

При расчете сквозного извлечения железа его потери на стадиях добыча – подготовка руды к доменной плавке дости­гают 34,9% добытого железа без учета и 32,5% с учетом час­тичного возврата. На последующих стадиях передела: домен­ная плавка – производство проката эти потери составляют со­ответственно 23,5 и 11,2%. Наибольшие потери железа наблюдаются в горно-подготовительных стадиях производства, а возврат потерь здесь составляет лишь 2,4%. Использование первичного железа в производстве равно всего лишь 41,6% от добытого количества, а с учетом возвращаемой части потерь возрастает до 56,3%. Необходимо отметить также, что в насто­ящее время при добыче руды потери железа несколько воз­растают, а извлечение железа при обогащении руд – снижа­ется, что объясняется усложнением горно-геологических усло­вий добычи, недостатками технологии и несовершенством обогатительного оборудования.

В табл. II. 1 приводятся обобщенные данные о структуре усредненных отходов по основным переделам черной металлур­гии CCCP [3].

Горнодобывающая промышленность является наиболее ка­питалоемкой отраслью. На добычу минерального сырья и топ­лива приходится около 25% основных производственных фон­дов, а на 1 руб. затрат производится приблизительно в 2— 3 раза меньше продукции, чем в перерабатывающей промыш­ленности. Этот разрыв может быть значительно уменьшен при комплексной переработке сырья, к которой следует отнести и операцию по доизвлечению железа из различных отходов. Уве­личение же содержания железа в рудной шихте для доменного процесса на 2% позволяет уменьшить расход кокса примерно на 5—6%; флюсов — на 10—12% и выход шлака на 12—13%. При этом производительность доменных печей возрастет при­мерно на 5%.

Таблица II. 1. Структура усредненных отходов (% от общего объема операций)

Предел	Общие усредненные отходы	В том числе
		Безвозвратные потери	Используемые отходы, %
Добыча руды	4,5	4,5	–
Подготовка руды	27,5	26,1	1,4
Окускование руды	6,0	3,0	3,0
Доменная плавка	7,2	4,5	2,7
Выплавка стали	12,5	9,5	3,0
Производство проката	21,3	3,6	17,7

11.2. ПЕРЕРАБОТКА И УТИЛИЗАЦИЯ СОПУТСТВУЮЩИХ ЭЛЕМЕНТОВ И ОТХОДОВ

11.2.1. Вмещающие породы

Основным способом добычи железных руд является открытый (>80%), причем рост глубины карьеров сопровождается по­стоянным увеличением добываемой попутно пустой породы.

В работе [4] дается подробный анализ геологических усло­вий залегания и состава вмещающих, боковых вскрышных по­род, отходов обогащения и возможные пути их использования (ГОКи УССР).

Сопутствующие породные полезные ископаемые весьма раз­нообразны и насчитывают более 10 видов сырья. Большую группу сопутствующих пород составляют нерудные материалы, пригодные для производства строительного и дорожного щебня. В состав этих материалов входят сланцы и безрудные квар­циты, некондиционные железистые кварциты, амфиболиты, гра­ниты, мигматиты и гнейсы. Уникальными являются тальковые сланцы в сопутствующих породах Ингулецкого месторождения, представляющие собой ценное сырье для производства дустов, ситаллов и вяжущих.

Лессовидные суглинки и красно-бурые глины, встречающие­ся на всех месторождениях железных руд Украины, представ­ляют собой ценные породы для рекультивации земель и явля­ются сырьем для производства кирпича и черепицы местного значения. В породах вскрыши встречаются и спондиловые мер­гельные глины — сырье для цементной промышленности и др. Сводные данные комплексного использования пород вскрыши железорудных месторождений УССР приводятся в табл. II.2.

Примером безотходной технологии может служить Лебединское железорудное месторождение, содержащее богатые

Таблица 11.2. Возможные пути утилизации вскрышных пород Украины [4]

Горно–обогатительный комбинат	Вскрышные породы	Пути возможного использования
Южный	Сланцы, безрудные кварциты	Дорожно-строительный щебень
	Суглинки, красно-бурые глины	Производство кирпича, рекультивация земель
Новокриворожский	Сланцы, безрудные кварциты	Дорожно-строительный щебень
	Лессовидные суглинки, красно-бурые и бентонито-подобные глины	Формовочные земли, буровые растворы, производство кирпича, рекультивация земель
Центральный	Сланцы, безрудные кварциты	Щебень
	Вспучивающие сланцы	Керамзит
	Лессовидные суглинки, красно-бурые глины	Рекультивация земель, строительство дамб, плотин, производство глиняного кирпича
Северный	То же	То же
	Некондиционные и безрудные кварциты, сланцы	Щебень
Ингулецкий	Граниты, мигматиты, амфиболиты, безрудные кварциты, сланцы	Щебень
	Амфиболиты	Каменное литье
	Тальковые сланцы	Ситаллы, шлакоситаллы, дусты, цементы
Полтавский	Амфоболиты, плагнограниты, кристаллические сланцы, безрудные кварциты, мигматиты	Дорожный и строительный щебень
	Суглинки, спондиловые мергельные глины	Кирпичное и цементное сырье
	Амфоболиты	Каменное литье

Fe-руды, неокисленные железистые кварциты и различные по­роды вскрыши, (глина, мел, кристаллические сланцы и др.). Мел пород вскрыши может быть использован для известкова­ния кислых почв и в качестве наполнителя при производстве красок; кристаллические сланцы – для производства щебня; пески – для производства формовочных песков и т. д. Породы вскрыши Костомушского месторождения (Карелия) могут при­меняться в производстве фаянса и технической керамики, эма­лей, цветного стекла и т. д. Кроме того, породы вскрыши дру­гих Fe-рудных месторождений частично или полностью могут быть использованы в качестве закладочного материала, при строительстве дорог и дамб, кварцевые пески – для стекольной промышленности и строительства, мергельные породы – для производства извести и цемента, нерудные глины – для про­изводства керамзитового гравия и т. д.

Производство попутных строительных материалов, в основ­ном щебня, позволяет повысить экономическую эффективность обогатительных комбинатов. Так, в Криворожье 1 м3 щебня обходится потребителю около 6 руб. (в отдельных районах 12 – 15 руб.), в то время как его себестоимость при использовании пород вскрыши составляет всего 1,9 руб. От реализации фрак­ционированного строительного песка комбинат может ежегод­но получать более 0,5 млн. руб. прибыли.

Необходимо отметить, что в СССР и во многих других гор­нодобывающих странах мира скопились огромные запасы от­ходов. Только на Кольском полуострове во вскрышные отвалы ежегодно поступает до 170 млн. т породы, а на Урале – толь­ко вскрышных пород железорудных месторождений – более 160 млн. т ежегодно. По различным оценкам примерно 67% вскрышных пород железорудных месторождений СССР пригод­ны для производства различных строительных материалов, причем наибольшая доля приходится на щебень (30%), цемент (24%) и керамические стеновые материалы (16%) [5].

В аналогичном положении и некоторые другие ГОКи в СССР и за рубежом, не внедрившие мало- или безотходную технологию с утилизацией пород вскрыши. В то же время на некоторых горнообогатительных предприятиях в СССР и за рубежом уже накоплен опыт промышленного использования пород вскрыши для производства строительных материалов, например, керамзитовый в г. Рудный и камнедробильный заво­ды, на отвальных породах Оленегорска работает завод по про­изводству щебня, на вскрышных породах КМА (мел, глина Стойлинского рудника, алюминосная добавка – сланцы Лебе­динского рудника) – Старооскольский цементный завод и др.

Скапливающиеся отвалы вскрышных пород не только ока­зывают отрицательное влияние на экономику, но и связаны с отчуждением крупных земельных угодий, что наносит боль­шой урон сельскохозяйственному производству. Так, на Урале площади нарушенных земель составляют более 40 тыс. га, а затраты на рекультивацию 1 га составляют для условий Урала и Сибири примерно 3 тыс. руб.

11.2.2. Доизвлечение железа

Экономичность утилизации вскрышных пород, производства из них продукции с одновременным доизвлечением ценных и по­путных материалов определяется составом вскрышных пород, концентрацией в рудах сопутствующих элементов, технологи­ческой возможностью их доизвлечения и потребностью региона в данной дополнительной продукции.

Как отмечалось, железорудные месторождения часто содер­жат промышленные количества никеля, меди, цинка, ванадия,

титана и др. По ориентировочным подсчетам установлено, что при переработке железных руд мировые потери составляют (в тыс. т в год): меди – 600, свинца – 300, цинка – 500 и др. В связи с отработкой все более бедных руд эти потери на всех стадиях подготовки руды непрерывно возрастают, а в перера­ботку часто вовлекаются забалансовые руды и отходы обога­щения. Так, по данным Фрайбергской Горной Академии (ГДР) за счет переработки вторичного металлургического сырья по­крывается 12% потребности страны, причем в производстве стали – 67%, меди – 44%, свинца – 88%, алюминия – 43%.

Подробный анализ доизвлечения железа и извлечения цвет­ных металлов из железных руд и отходов приведены в работе [5]. По имеющимся данным, среднее извлечение железа при обогащении составляет около 75,5%, тогда как 62,8 – 93,4% сла­бомагнитных минералов железа уходит в хвосты.

Для доизвлечения железа применяют различные процессы обогащения (обратная флотация хвостов, прямая флотация ру­ды, сухая магнитная сепарация, магнитно-флотационный спо­соб и др.). В настоящее время технология обогащения окис­ленных руд освоена только на Центральных горнообогатитель­ных комбинатах, в отвалах же скопились сотни миллионов тонн этого ценного сырья.

В СССР и за рубежом проводятся исследования в области химической переработки окисленных железных руд. По данным Ждановского металлургического института, потери металлур­гического сырья от неполного использования только шламов составляют (тыс. т в год): 3300 – железной руды, 107 – мар­ганцевой руды, 1000 – известняка и 380 – твердого топлива для агломерации. Неполное использование шламов уменьшает содержание железа в доменной шихте, снижает производитель­ность доменных печей и увеличивает расход кокса [5]. Только с доменными шлаками в США теряется до 0,9% производимого чугуна, что составляет примерно до 900 тысяч т/год. По раз­личным данным, потребление стали в мире к 2000 г при сред­негодовом росте 3 – 4% составит 1,7 – 1,9 млрд. т. Доля конвер­терного передела достигнет 60 – 92%. По экономическим оцен­кам, 1 т отходов стали, пущенная в оборот, может заменить 2 т железной руды, 600 кг кокса и 350 кг флюсов.

В отличие от шлаков доменных печей шлак кислородных конвертеров не представляет большой ценности и его повтор­ное использование в доменных печах весьма ограничено из-за значительного содержания вредных примесей. В то же время сравнительно высокое содержание в нем железа (до 13 – 15%) обусловливает необходимость его выделения и использования. В настоящее время из шлаков металлургических производств ежегодно извлекается 1,7 – 2 млн. т железа.

11.2.3. Извлечение попутных металлов

Современная техника и технология позволяют извлекать из же­лезных руд ряд ценных сопутствующих металлов. Разработано, опробовано и внедрено много способов извлечения различных металлов из железных руд. Большая часть способов основана на выделении сопутствующих компонентов в отдельный кон­центрат при обогащении. Так, при обогащении железных руд Ковдорского месторождения в хвосты ежегодно переходило бо­лее миллиона тонн апатита и баддаленита. Апатит является сырьем для производства фосфорных удобрений, а баддалит — ценный огнеупорный материал. В 70-х годах была введена в эксплуатацию промышленная фабрика по переработке хвос­тов — для производства апатитового концентрата и отделе­ние — для получения баддалитового концентрата. На Соколовско-Сарбайском комбинате в это же время введен в эксплуата­цию опытно-промышленный цех по переработке хвостов мокрой магнитной сепарации для извлечения цветных металлов. Комп­лексная переработка качканарских железных руд (Fe – до 17%) не только обеспечила рентабельное производство сырья из бедных руд, но и позволила получать ванадий. Здесь же при обогащении титаномагнетитов извлекается не только железо, но ванадий и титан.

Большие работы по попутному извлечению металлов из железных руд, хвостов обогащения и рудных отвалов проводят­ся и за рубежом. Комплексная переработка сульфидно-магнетитовых руд осуществляется на предприятиях «Гроссмайнз» (США). Эта руда (Fe(общ) = 41,5 – 44,5%) обогащается с по­лучением железорудного (Fe(общ) = 67 – 68%) и пиритного концентратов; из последнего получают медь и серную кисло­ту. В ФРГ достигнуты успехи в области извлечения из желез­ных руд кобальта и меди, большая часть которых содержится в пирите. В исходной железной руде (Fe – 57%) содержится 0,05% меди и 0,02% кобальта; при обогащении этой руды в сочетании с металлургической обработкой металлы выделя­ются в виде самостоятельных продуктов [7].

В Японии фирмами «Ниссен сэйко» и «Ниппон дзюкагаку коге» разработан и внедрен способ извлечения металлов (Fe, Cr, Ni) из пыли, окалины и шламов, количество которых до­стигает 60 кг/т коррозионностойкой стали. Организация этого процесса извлечения связана с определенными сложностями вследствие тонкой дисперсности пылей из систем газоочистки и шламов, образующихся при переработке отработанных тра­вильных растворов и промывочных сточных вод. Кроме того, шламы содержат большое количество влаги, а отходы при выплавке различных сталей имеют широкий диапазон химиче­ского состава и содержат вредные примеси (Zn, S и др.).

Рис. 11-1. Технологическая схема переработки отходов производства

Технологическая схема, внедренная на заводе фирмы «Ниссен сэйко», состоит из четырех основных стадий: обезвожива­ния, сушки, брикетирования и плавления (рис. 11-1). Суспен­зия, образующаяся в процессе нейтрализации отработанного травильного раствора (98% Н₂0) частично обезвоживается (до 91 – 92% Н₂0) в отстойниках, затем – повторно в вакуум-фильтрах (до 75 – 80% Н₂0) и окончательно – в фильтр-прес­се (до 45% Н₂0). Кек с фильтр-пресса поступает во вращаю­щуюся барабанную сушилку и сушится нагретым (до 700°С) воздухом. Из высушенного кека, сухих пылей и окалины изго­тавливают брикеты со связующим на вальцовых прессах.

Готовые брикеты подсушивают до влажности примерно 2% и упрочняются в конвейерной сушилке при температуре возду­ха – теплоносителя 250°С. Из сушилки брикеты автоматически подаются в плавильную электропечь с флюсом и коксом. В пе­чи металлы (Fe, Ni, Cr) восстанавливаются, а неметалличес­кие компоненты переходят в шлак. Цинк в печи испаряется и улавливается в виде оксида. Его содержание в уловленной пыли достигает 10 – 20%, поэтому она используется как сырье для выплавки цинка. Большая часть серы переходит в шлак, и ее содержание в металле резко снижается (примерно до 0,05%), что позволяет его использовать в качестве сырья при производстве коррозионностойкой стали.

Средняя степень извлечения Fe, Ni и Сг из отходов высока и достигает соответственно 97, 98,5 и 95%. Материальный ба­ланс плавильной печи приведен на рис. II-2 [8].

Рис. 11-2. Материальный баланс плавильной печи ПП (а), железа (б), ни­келя (б), хрома (г), цинка (д) и серы (е). Обозначения: Б – брикеты; М – металлы; Ш – шлак; Г – газ; К – кокс; П – пыль; Ф – флюсы

Разработан метод удаления цветных металлов из оксидного железного концентрата (Fe – до 60 – 62%), достигаемый путем комбинирования процессов хлоридовозгонки и гранулирования с добавками к концентрату хлорида кальция и кокса. На пер­вой стадии – восстановления – удаляется и улавливается мышьяк, а на второй – при окислении и хлорировании – уда­ляются и улавливаются свинец, серебро и некоторые другие металлы. На третьей стадии мелкий оксидный концентрат под­вергают окомкованию в смеси с хлоридом кальция в качестве связующего и упрочняющему обжигу гранул (1300°С). Полу­ченные гранулы характеризуются высоким содержанием желе­за (64%) и высокой механической прочностью (200 кг на гра­нулу диаметром 10 мм). Содержание же примесей заметно снижается: свинец и мышьяк – с 1 и 2% до <0,07%, медь и цинк – с 0,04 и 0,03% до 0,03 и 0,01%, серебро – на порядок – с 0,0043 до 0,0004% и др. [9].

Комплексные руды Волковского месторождения (Средний Урал) при обогащении образуют медный, железованадиевый и апатитовый концентраты.

При обогащении ильменит-магнетитовых руд комбинирован­ным – магнитно-флотационным способом получают железный (Fe – 68%) и ильменитовый концентраты – с высоким содержа­нием диоксида титана.

Большое количество полезных металлов содержится в тон­кодисперсной фракции (0,05 мм) Никопольского завода фер­росплавов (оксиды железа, марганца, кальция, магния), часть которых при соответствующей обработке можно возвращать потребителям.

Ряд исследователей отмечает, что наиболее существенным источником вторичного хрома являются нержавеющие стали, из которых, например, в США извлекают более 60% общего количества этого продукта [10].

Истощение запасов богатых хромовых руд вызвало необхо­димость постоянно наращивать мощности по добыче и обога­щению бедных хромовых руд (30 – 45% Сr₂О₃). Для части бедных руд, например Донского месторождения, высокие пока­затели обогащения достигаются гравитационными методами (с 45 до 54 – 57% Сr₂O₃). Другие хромовые руды, наоборот, недостаточно хорошо обогащаются механическими методами, поэтому для них разработан специальный процесс, предусмат­ривающий прокалку на воздухе (630 – 750°С) дробленой руды (менее 15 мм), доизмельчение спека (до 0,1 мм), приготовле­ние из него водной суспензии, ее карбонизация и др. Освобож­денный от оксида магния и окускованный концентрат может быть использован для выплавки углеродистого феррохрома вместо кондиционной руды и кварцита [5].

По ТУ 14-9-220–81 донские хромовые руды для произ­водства ферросплавов должны содержать примерно 7 – 9% кремнезема, <0,005% фосфора, <0,05% серы при содержании хрома 47 – 50% (Сr₂O₃). В то же время, в этих рудах в замет­ных количествах содержатся марганец (до 0,29% Мn), никель (до 0,23% NiO), кобальт (до 0,16% СоО), ванадий (до 1,17% V₂O₅), титан, медь и др., что должно стимулировать их комп­лексное использование.

На севере Швеции (Кируна, Сваппавары, Мальмбергета) разрабатываются месторождения железных руд с высоким со­держанием фосфора. Для получения апатитового концентрата из хвостов обогащения этих месторождений Fe-руд разработа­на технологическая схема, в которой предусматривается сгуще­ние хвостов после магнитного обогащения Fe-руд, их обесшламливание, повторная магнитная сепарация для извлечения оставшихся частиц магнетита и флотация хвостов с шестью перечистными операциями. В результате получают апатитовый концентрат, содержащий 15,5% Р (35,5% Р₂O₅), который под­вергается контрольной магнитной сепарации, фильтрации и сушке.

В качестве исходного сырья для производства апатитового концентрата могут служить также действующие отвалы Fc-рудных обогатительных фабрик и другие месторождения Fe-руд с высоким содержанием фосфора [11].

Аналогичные процессы разрабатываются и для некоторых бурохромистых руд, которые содержат оксиды хрома, никеля, марганца, алюминия и кремния. Однако извлечение попутных металлов должно проводится только в тех случаях, когда но существующей технологии получается товарный продукт, со­ответствующий ГОСТ или техническим условиям.

11.3. УТИЛИЗАЦИЯ И ИСПОЛЬЗОВАНИЕ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПЫЛЕЙ И ШЛАМОВ

Во всех металлургических переделах образуется значительное количество пылей, которые необходимо улавливать и утилизи­ровать с целью извлечения содержащихся в них металлов и поддержания необходимого уровня охраны окружающей сре­ды. Для улавливания тонкодисперсных пылеватых частиц при­меняются системы сухого и мокрого пылеулавливания; в ре­зультате этого в последующие процессы переработки поступа­ют сухие или мокрые шламы. Основной проблемой при ис­пользовании металлургических пылей является повышенное содержание в них цинка, свинца, особенно в связи с расши­ренным использованием оцинкованного скрапа в кислородно-конвертерном производстве.

В то же время, повышенное содержание цинка в составе аглошихты ухудшает работу и снижает производительность доменных печей, поэтому часто основной задачей является вы­деление из пылей цинка и свинца, а затем их утилизация и использование.

В настоящее время используется большая часть колошнико­вой пыли, шламов фабрик окомкования, агломерационных фаб­рик и часть пылей и шламов систем газоочистки доменных и сталеплавильных цехов. Значительная же доля этих шламов газоочистки с высоким содержанием железа (до 50 – 60%), а также цинка и свинца, поступает в шлаконакопители и не перерабатывается. Проблема использования шламов затруд­нена также из-за нестабильности их химического и грануломе­трического составов и высокой влажности, что при любом спо­собе утилизации вызывает необходимость их предварительной сушки.

Кроме оксидов железа, цинка и свинца пыли и шламы со­держат оксиды марганца, магния, кальция, а некоторые, кроме того, оксиды хрома, никеля, кадмия и других металлов. Эти примеси можно отделить от Fe-содержащей части, утилизиро­вать и использовать. По имеющимся данным, это целесообраз­но осуществлять тогда, когда содержание таких металлов срав­нительно велико и процессы их выделения не сопровождаются большими затратами. Так, в ФРГ [12] ежегодно в черной ме­таллургии образуется от 1 до 1,8 млн. т (по различным источ­никам) пылей и шламов, в которых содержится более 450 тыс. т железа, более 24 тыс. т цинка, 7 тыс. т свинца и др.

Над проблемами очистки Fe-содержащих пылей от Zn и Рb, их утилизации и использования работают во многих стра­нах мира, но решают эти задачи по-разному. Общие решения относятся только к пылям, содержащим минимальные количе­ства цинка и свинца, которые рекомендуют использовать в со­ставе аглошихты и в других металлургических переделах.

Особое место занимают пыли и шламы ферросплавного про­изводства.

Отходящие газы закрытых ферросплавных печен очищают, как правило, в установках мокрого типа. Концентрация пыли в отходящих газах этих печей обычно составляет 10 – 30 г/м, а в очищенном газе – 30 – 50 мг/м³. На печах открытого типа применяют сухую очистку с тканевыми фильтрами и различ­ными циклонами. При среднем содержании пыли в отходящих печных газах 3 – 4 г/м³ выбросы ее составляют около 20 т/сут от одной печи. Более полное извлечение ценных компонентов из пылей и шламов газоочистки ферросплавных печей дости­гается путем их повторного использования или включения в шихту различных отходов (пыль, шлам, мелочь ферросплавов и т. д.). Пыль ферросплавных печей состоит главным образом из аморфного диоксида кремния, который нашел широкое при­менение в металлургии, жилищном и промышленном строи­тельстве.

Наиболее эффективным способом утилизации пылеватых от­ходов и мелкой марганцевой руды является процесс агломера­ции, а для хромовых отходов – окомкование и брикетирование [13]. Окускование отходов не только позволяет обеспечивать до­полнительные ресурсы металлов и охрану окружающей среды, но и, как правило, стабилизировать работу электроферросплав­ных печей.

Особое место занимают установки сероулавливания, причем большая часть соединений SO_x и NO_x от всех их выбросов в черной металлургии, приходится на агломерационные и коксо­химические цехи (40 – 50%), где широко используется уголь. При производстве 1 т проката тоже выделяются значительные количества диоксида серы (6 – 7,5 кг), сероводорода (~0,15 кг) и NO_x (2 – 3,5 кг). Диоксид серы, наряду с оксидами азота яв­ляется одним из основных вредных загрязнителей атмосферы, но их улавливание в черной металлургии сопряжено с больши­ми трудностями из-за низкой концентрации (до 1 – 2% SO₂). Вместе с тем такие низкоконцентрированные газы составляют основу (около 80%) всех серосодержащих газов черной метал­лургии и обычно они улавливаются только с целью обезврежи­вания выбросов, а не утилизации серы.

Есть опыт использования шламов сероочистки для мелиора­ции и удобрения кислых почв. Так, шлам после мокрой извест­няковой сероочистки увеличивает в почве содержание таких элементов как кальций, магний, кремний, и уменьшает содер­жание алюминия, меди, цинка, мышьяка, марганца. Действие шлама практически не ослабевает на протяжении пяти лет и дает прибавку урожая зерновых и кормовых культур на 25 – 30% (4 – 5 т шлама на 1 га) [5].

СССР. При переработке железорудного сырья на предприя­тиях образуется большое количество различных Fe-содержащих отходов: пылей и шламов газоочистных сооружений, окалины, сварочного шлака, отсевов окатышей и агломерата. В больших количествах накапливаются также шламы и пыли систем газо­очистки ферросплавных заводов и цехов. Утилизации подверга­ются и отсевы извести (как правило, фракция 0 – 10 мм). Кроме того, в отвалах металлургических предприятий скапливаются запасы Fe-содержащих шламов, разбавленных золами ТЭЦ и хвостами углеобогатительных фабрик, которые практически не используются. Для извлечения дополнительного количества же­леза из шламов разработано несколько технологических опера­ций, в которых предусматривается их магнитная сепарация.

Анализ результатов исследований с магнитной сепарацией и перечисткой хвостов показал, что полученный магнитный кон­центрат пригоден для использования в аглошихте. Недостаточно полная утилизация шламов приводит к уменьшению содержа­ния железа в доменной шихте, снижению производительности доменных печей и увеличению расхода кокса [5].

В настоящее время в СССР утилизируется 80% железосо­держащих отходов, однако, если колошниковая пыль, окалина, сварочный шлак, отсевы агломерата и окатышей используются практически полностью, то Fe-содержащие шламы – только на 53%. В связи с этим основной проблемой черной металлургии является полная утилизация Fe-содержащих шламов.

Аналогичная проблема возникает и при производстве ферро­сплавов. Так, одно из основных направлений снижения потерь марганца со шлаками и увеличение степени его использования является возвращение в процесс пылей и шламов из систем га­зоочистки аглофабрик и ферросплавных цехов. В работе [14] приводится анализ процессов переработки Fe-содержащих от­ходов с созданием безотходной технологии.

Основными критериями пригодности Fe-содержащих шламов к применению в производстве металла является их химический состав и влажность, определяющая их сыпучесть, транспорта­бельность, возможность дозирования и перегрузок шламов в технологическом цикле аглофабрики, способность равномерно распределяться в массе агломерационной шихты. Оценка спекаемости Fe-содержащих шламов предприятий полного метал­лургического цикла показала, что для большинства предприя­тий технологически допустим высокий (до 120 –200 кг/т агломерата) расход подготовленных сыпучих шламов, превы­шающий их предельные значения на заводе. Полная утилизация шламов в условиях агломерационных фабрик не ухудшает тех­нологические показатели производства и качество агломерата.

Результаты химических анализов Fe-содержащих шламов текущего выхода от отдельных переделов металлургических предприятий показали, что основная масса шламов и пылей агломерационного, доменного и сталеплавильного производств содержит от 45 до 70% железа с учетом повышенного содержа­ния CaO, MgO, Mn и С по сравнению с исходным железорудным сырьем. Содержание кремнезема в шламах составляет от 1– 2 (сталеплавильное производство) до 8 – 10% (агломерационное и доменное производства); серы – 0,2 – 0,7%; фосфора – 0,02 – 0,06%.

Как уже упоминалось, прямое использование Fe-содержащих шламов затруднено из-за повышенного содержания в них цинка, свинца и щелочных металлов. Повышенное содержание этих металлов снижает стойкость футеровки доменных печей, при­водит к разрушению агломерата, окатышей и кокса, из-за чего резко ухудшаются газодинамические условия процесса и сни­жается производительность доменных печей. Содержание цинка в шламах доменного производства на металлургических пред­приятиях УССР изменяется в широких пределах: от 0,02 – 0,18 до 0,51% в шламах комбината Азовсталь», 3,9% – на Нижне­тагильском комбинате и до 5,3% на Кузнецком металлургиче­ском комбинате. Аналогично содержание свинца в доменных шламах: от 0,008 – 0,11% (по УССР) до 0,04 – 0,64% (по другим предприятиям Минчермета СССР).

Анализ показал, что основная масса цинка в шламах домен­ной газоочистки сосредоточена в тонкодисперсных фракциях, не содержащих большого количества железа, что, по мнению авторов, предопределяет целесообразность применения гравита­ционных процессов для извлечения цинка из шламов доменных газоочисток [14].

Поведению цинка в доменном процессе и его влиянию на состояние печей посвящены различные исследования, как в СССР [15], так и за рубежом. На основе исследований Урал-НИИчермета и Липецкого металлургического комбината (ЛМК) сформулированы следующие выводы:

существует зона циркуляции цинка в рабочем простран­стве доменных печей, причем содержание цинка в этой зоне в десятки раз превышает его концентрацию в исходных шихто­вых материалах;

цинк может оказывать значительное влияние на состоя­ние огнеупорной кладки;

удаление цинка из печи с чугуном и шлаком при нормаль­ном ее ходе невелико;

основная масса цинка (до 90 – 95%) удаляется через ко­лошник с газом и др.

Автором работы [15] предложена гипотеза, объясняющая механизм образования настылей и распределение цинка, отла­гающегося в кладке по высоте печи. Для предотвращения или уменьшения образования настылей в доменных печах рекомен­дуется создавать на периферии шахты термодинамические ус­ловия, исключающие возникновение жидкой фазы, — снижение

температуры колошникового газа и понижение в нем содержа­ния С02. Вредное воздействие цинка на ход и состояние домен­ных печей можно существенно снизить выведением из оборота цинксодержащих металлургических шламов, что уменьшает поступление цинка в доменные печи с шихтой на 55 – 60%.

В СССР, как и во многих странах за рубежом, проводятся и специальные исследования по обесцинковыванию шламов. Так, в институте «Уралмеханобр» разработан процесс обесцип-ковывания шламов в центробежном поле гидроциклона (умень­шение количества цинка более, чем в 4 – 4,5 раза).

На Челябинском металлургическом комбинате осуществлена утилизация шламов доменного, конвертерного и мартеновских шламов и части шламов электросталеплавильного производства. С учетом конвертерного шлака (Fe = 15 –20%) на комбинате ежегодно образуется около 1,5 млн. т Fe-содержащих отходов, в том числе 113,7 тыс. т шламов газоочисток доменного (Fe≈40%, С – 10%, SiO₂ – 10% и др.) и сталеплавильного цехов, 55,8 тыс. т шламов конвертерного (Fe – 56 – 57%, CaO – 5 – 6%, SiO₂ – 2 – 3% и др.) производства. Наибольшая доля в отходах приходится на колошниковую пыль (222,5 тыс. т), конвертерный шлак (760 тыс. т) и окалину из первичных от­стойников (≈200 тыс. т). В отделение утилизации шлам посту­пает из радиальных отстойников оборотного цикла, пульпа (200 г/л) сгущается (до 600 г/л), а после вакуум-фильтров (влажность шлама – 32 – 36%) шлам сушат в сушильных ба­рабанах и направляют в порошкообразном виде (W≈10%) на аглофабрику. Использование шламов осложняется неста­бильностью их химического и гранулометрического составов, что связано с разработкой оптимальной технологии для каждого конкретного случая. В результате исследований было установ­лено, что для различных агломерационных руд добавка шлама в количестве 40 – 60 кг/т агломерата повышает производитель­ность установок на 3 – 7,5% и улучшает качество агломерата.

Внедрение технологии подготовки шламов и пыли к спека­нию агломерата позволило довести их расход без учета окалины первичных отстойников прокатных цехов до 200 кг/т агломера­та. Однако полное использование шламов сдерживается из-за высокого содержания в них цинка: в конвертерном шламе – около 1%, в шламах газоочисток доменного, мартеновского и электросталеплавильного цехов – 0,4 – 0,6%. Поэтому в агло­мерате Челябинского металлургического комбината содержится 0,05 – 0,06% Zn. Применение такого агломерата приводит к об­разованию цинкосодержащих настылей и гарнисажа, что ухуд­шает работу доменных печей. Для уменьшения поступления цинка в печь рекомендуется периодически выводить шламы из аглошихты [16].

В результате широких исследований процесса брикетирова­ния пылей, очищенных шламов и мелких руд была показана перспективность использования этого процесса для утилизации рудной мелочи и различных металлосодержащих отходов про­изводства (пыль аглофабрик, колошниковая пыль, металлизованная рудная мелочь, прокатная окалина и др.). Так, были разработаны процессы холодного брикетирования с различными связующими (сульфитные щелока, сульфитспиртовая барда, чугунная стружка, жидкое стекло и др.), «горячего» брикетиро­вания без связующих, термобрикетирования с различными вос­становителями [17, 18]. Используя один из указанных методов применительно к технологической схеме с вальцовыми прессами обычного типа (удельное давление – 19,6 – 39,2 МПа) или с предварительной подпрессовкой материала (удельное давле­ние – до 100 МПа/см2), были получены качественные брикеты практически из всех мелких или сравнительно мелких (менее 10 мм) отходов черной металлургии. По некоторым показате­лям процесс брикетирования может быть более рентабельным, чем процессы окомкования этих же отходов с последующим обжигом сырых окатышей. Кроме того, процессы брикетирова­ния часто более технологичны, так как качество брикетов в меньшей степени зависит от гранулометрического состава и влажности исходного материала (шихты). Поэтому шламы, например, можно не подвергать глубокой сушке, особенно при использовании «горячего» процесса или процесса с применени­ем некоторых связующих.

Часть разработанных процессов прошли опытно-промышлен­ную проверку, которая в основном подтвердила результаты ис­следований. Так, детально изучен процесс термобрикетирования двух- и трехкомпонентных шихт с различными видами сырья и отходов. В качестве связующего—восстановителя были исполь­зованы недефицитные виды восстановителей и углеродсодержащие отходы производства и сельского хозяйства (торф, газовый уголь, гидролизный лигнин и др.). Эти связующие – восстанови­тели при нагреве до определенных оптимальных температур переходят в пластическое состояние; образующийся коллоидный раствор после охлаждения цементирует структуру брикетов. Это явление объясняется тем, что переход в пластическое со­стояние характеризуется постепенным уменьшением вязкости пластической массы и достижением ею состояния максимальной текучести, за которым наступает охлаждение и быстрое затвер­девание.

Для установления закономерностей в поведении восстанови­телей этих видов изучали их восстановительную способность, состав газов пиролиза при различных температурах. Так, иссле­дования газовой фазы при 300 – 350 °С (для торфа) и 400 – 450 °С (для углей) показало, что газовая фаза состоит преиму­щественно из диоксида углерода (57,2 и 49,4%), азота (31,2 и 34,5%) и кислорода (8,8 и 7,1%)соответственно. С повышением температуры количество С02 в газовой фазе заметно снижается (для угля – с 49,4 до 18,8%), но примерно в десять раз возрас­тает количество метана (с 1,2 до 12%) и незначительно – азо­та [19].

Для процесса термобрикетирования весьма характерны, на­пример, результаты, полученные при работе с мелочью ферро­сплавов и различными торфами. Аналогичные или близкие за­висимости получают и при замене мелочи ферросплавов Fe-coдержащими отходами. Анализ торфов как сырьевой базы по­казал, что в СССР имеются достаточные ресурсы торфов с низ­ким содержанием фосфора. Это является одним из основных показателей при выборе восстановителей для производства фер­росплавов. В качестве связующих — восстановителей применяли разнообразные торфы с различными свойствами, преимущест­венно с высокой степенью разложения (≥15%), и низким и даже весьма низким содержанием фосфора в золе (0,002 – 0,08%).

Зольность всех торфов (A^d) составляла от 4 до 8%, содер­жание углерода (С^г) – 55 – 59%, водорода (Н^г) – 5,6 – 6,1%. В состав золы торфов входят SiO₂ (34 –64%), Fe₂O₃ (7 – 11,3%), CaO (11 – 26%) и А1₂O₃ (8 – 16%). Расчетное количест­во твердого углерода, определявшего компонентный состав шихт, изменялось в торфах от 23 до 30% при влажности 15 – 20%.

Основные оптимальные параметры процесса термобрикети­рования мелочи ферросплавов с различными торфами:

Крупность компонентов шихты, мм 0,05 (0—0,25)

Температура нагрева шихты с торфом, ⁰С 300

Удельное давление прессования, МПа 49

Характеристика термобрикетов приведена в табл. 11.З. Анализ приведенных в табл. 11.3 данных показывает, что крупность компонентов шихты в указанных пределах не оказывает существенного влияния на качество термобрикетов, однако при уменьшении крупности прочность брикетов при сжатии воз­растает. Увеличение содержания в шихте восстановителя по­вышает прочность термобрикетов, но оптимальное его количест­во должно быть не ниже 30—35%- Более прочные брикеты получены при использовании в качестве связующих — восстано­вителей различных верховых торфов со степенью разложения более 15%.

Таблица 11.3. Качество термобрикетов

Состав ших­ты, %			Rсж, кН/см2	Сопротивле­ние истира­нию (Rист),%			Состав ших­ты, %			Rсж ,кН/см2	Сопротивле­ние истира­нию (Rист),%
рудная мелочь	торф			через 5 мин	через 1 5 мин		рудная мелочь	торф			через 5 мин	через 1 5 мин
Шихта крупностью С 0 – 0,25 мм							Шихта крупностью 0 – 0,5 мм
50		50	4,0	94,6 50		91,5	50		50	2,25	95,8		91,0
60		40	4.0	94,0		85,4	60		40	2,60	94,7		89,6
70		30	4 0	92,3 30		78,0	70		30	2,20	92,7		84,8
75		25	3,0	90,1 25		72,0	75		25	2,00	88,2		73,0

Хорошие результаты получены и при термобрикетировании двухкомпонентных шихт с Fe-содержащими мелкими рудами и отходами и трехкомпонентных – с введением в состав шихты флюсов (5 – 15%). Как уже отмечалось, для термобрикетирова­ния и качества брикетов химический состав и физические свой­ства рудного сырья не имеют существенного значения, в основ­ном влияет их гранулометрический состав и параметры процес­са брикетирования (давление и температура процесса). Анализ данных, полученных при термобрикетировании различных мел­ких железных руд, концентратов и Fe-содержащих отходов [от 32 до 69% Fe (общ)] с торфом указывает на наличие общих закономерностей в изменении физико-механических свойств термобрикетов (рис. 11.3 – 11.5).

Удовлетворительные результаты получены и при использо­вании в качестве связующих – восстановителей гидролизного лигнина различных сортов, некоторых недефицитных углей и шихт с комбинированным восстановителем.

Необходимо отметить, что термобрикеты с торфом обладают и хорошими металлургическими свойствами, за исключением термомеханической прочности, которая заметно снижается при повышении температуры [испытания проводили в восстанови­тельной среде при температурах 400—1000 (1400) °С]. При на­гревании от 400 до 1000 – 1200°С сопротивление сжатию (в раскаленном состоянии) сни­жается примерно в 2 – 3 раза. Этот показатель значительно выше при введении в шихту около 20 – 25% газовых углей или при полной замене торфа некоторыми видами газовых или слабоспекающихся углей. Удельное электрическое со­противление р определяли только для сырья и мелочи ферросплавов при постоянном и переменном токах и нагревании до температур 900 – 1000°С, а также на установке УкрНИИспецстали при постоянном токе и нагревании до температуры 1600°С. Изменение удельного сопротивления термобрикетов при различной температуре по­казано на рис. 11.6 и 11.7.

Рис. 11.3. Зависимость качества термобрикетов от количества торфа в шихте (сплошные линии для торфа крупностью 0 – 3 мм; пунктирные – 0 – 1,5 мм)

Рис. 11.4. Зависимость качества термобрикетов от скорости нагрева:

1 – 60% руды + 40% торфа; 2 – 65% руды + 35% торфа.

Рис. 11.5. Зависимость качества тер­мобрикетов от крупности известняка.

Полученные значения р для термобрикетов с торфом, неде­фицитными углями и их смесями в различном соотношении близки к значениям электрического сопротивления для коксика-орешка (2,4 – 3,4 Ом*см) – одного из основных восстановителей в производстве ферросплава. Из результатов исследования сле­дует, что скорость восстановления термобрикетов с некоторыми угольными восстановителями – связующими в среднем в 5 – 10 раз выше, чем у аналогичной по составу шихты.

При определении восстановимости термобрикеты с торфом вели себя неодинаково. В печи сопротивления с графитовым нагревателем в атмосфере очищенного азота (до 1500°С) не рассыпались и хорошо восстанавливались (через 4,5 мин – 94—98%), а в атмосфере аргона (до 1050 – 1100 °С) – резко снижалась прочность и определить их восстановимость не пред­ставлялось возможным. Высокая прочность термобрикетов при температурах восстановления в атмосфере очищенного азота объясняется быстрым образованием прочного металлического каркаса, толщина которого с подъемом температуры восстановления постепенно увеличивается. Это подтверж­дается фронтально-слоевым механизмом восстановления термобрикетов, т. е. ре­акционная зона, в кото­рой отсутствует градиент концентрации реагентов, постепенно продвигается от периферии к центра­льным слоям брикетов. Восстановленные термобрикеты являются непирофорным ма­териалом и могут охлаждаться на воздухе, так как выделяю­щийся оксид углерода и газы пиролиза предохраняют их от вторичного окисления. Было исследовано и участие пиролизного газа в процессах восстановления термобрикетов, так как при низком исходном отношении [CTB/Fe (общ) =0,151—0,219] дости­гались высокие степени восстановления. Ранее было установле­но, что верховые торфа различной степени разложения при температуре 900 °С и выше являются эффективными восстано­вителями. Газы пиролиза торфа при температурах 900—1000 °С состоят преимущественно из водорода и оксида углерода. По­этому можно предположить, что разложение торфа и тяжелых углеводородов пиролизного газа во внутренних слоях термобри­кетов приводит к выпадению частиц сажистого углерода, кото­рый при подъеме температур в реакционном слое постепенно переходит в СО (С02 + С = 2СО) и одновременно реагирует с оксидами железа.

Рис. 11.6. Зависимость УЭС термо­брикетов с торфом от температуры: 1 – 70% руды + 30% торфа; 2 – 60% руды + 40% угля; 3 – 60% руды + 50% угля

Это подтверждает также предположение, что газы пиролиза и сажистый углерод компенсируют недостаток восстановите­ля – твердого углерода торфа.

Процесс термобрикетирования может быть осуществлен и несколько в ином режиме. Например, мелкозернистую руду или отходы металлургического производства можно использовать в качестве теплоносителя, нагревая их до более высоких темпера­тур (до 500 – 600 °С), а восстановитель – связующее – до более низких (до 90 – 120 °С) с таким расчетом, чтобы температура смешанной шихты соответствовала температуре перехода вос­становителя в пластическое состояние. Температура рудной части шихты для основных видов торфа — восстановителя долж­на составлять примерно 450 – 500°С, для углей – 550 – 600 °С, причем эти температуры зависят от соотношения компонентов в составе шихты и ее гранулометрического состава. В тех слу­чаях, когда необходимо получать термобрикеты повышенной прочности и пористости, может быть рекомендована их термиче­ская обработка, но для каждого вида шихты, составляющей термобрикеты, параметры их обработки должны выбираться экспериментальным путем [17].

Рис. 11.7. Зависимость УЭС термобрикетов с углем от тем­пературы:

1 – 70% руды + 30% угля; 2 – 60% руды + 40% угля; 3 – 50% руды + 50% угля

Ниже будут рассмотрены существующие способы очистки и утилизации металлургических пылей, принятые в странах мира.

США. Установлено, что содержание цинка в шихте доменных печей не должно превышать 0,165 кг/т чугуна, поэтому в агло­мерационную шихту вводятся только пыли с более низким со­держанием цинка, свинца, никеля, хрома и кадмия.

При среднегодовом объеме выплавки стали примерно в 125 млн. т образуется 14 млн. т (по другим источникам 16 – 17 млн. т) Fe-содержащих пылей и шламов, из которых исполь­зуется лишь не более 55%. Кроме того, образуется 13 млн. т неметаллических пылей, которые почти не используются [20].

В США предложено несколько способов выделения и ути­лизации ценных цветных металлов из металлургических пылей (в первую очередь Zn и РЬ). Один из таких процессов основан на различии в твердости, хрупкости и других свойствах соеди­нений Zn, Pb и Fe. Пыль, выходящая из металлургических пе­чей, осаждается последовательно в электрофильтрах, а затем в скрубберах мокрой очистки и после удаления части влаги – направляется в дробилку, где происходит селективное дробле­ние. Конечный мелкий продукт состоит в основном из соедине­ний Zn и Pb, а более крупный – в основном из Fe₂О₃.

Для разделения материалов по крупности применяют спе­циальные вакуумные сепараторы, в которых осаждаются более мелкие частицы; крупные частицы направляются в фильтр-прес­сы, затем на сушку, агломерацию и возвращаются в металлур­гический передел. Осевшие частицы цветных металлов из сепа­раторов направляются в систему обработки сточных вод и после отделения жидкой фазы – на повторное использование.

Фирма «Бетлехем Стил Корпорэйшн» внедрила процесс ути­лизации пылей, содержащих железо и минимальное количество примесей цветных металлов с присадкой примерно 8% связан­ной извести и оксида магния. Мелкие пылеватые частицы по­ступают в окомкователь, где к ним добавляют влагу в количест­ве, обеспечивающем полную гидратацию извести и оксида маг­ния. Время окатывания 8 мин; влажность окатышей 7 – 12%. Прочные окатыши направляются для повторного использования в сталеплавильные агрегаты. На рис. П-8 представлена схема этого процесса. Окомкователь закреплен на основании 3. Главная составная часть его – диск 2 – вращается от приво­да 4 по направлению движения часовой стрелки.

Пыль подается транспортером 5 в нижнюю часть окомкователя – на диск 2. При вращении диска «зародыши» окатышей и пескомковавшаяся пыль обрызгивается водой до достижения влажности 7 – 12% из форсунок 7 и образует комки, в которых гидратирует известь и оксид магния, являющиеся комбинированными связующими. Готовые окатыши сбрасываются па транспортер 6 и транспортируются потребителю.

По способу фирмы «Карад, Инкорпорейтед» сухую мелкую пыль увлажняют до 8 – 16%, добавляют гидравлический цемент (4 – 15%) и агломерируют; готовый агломерат – направляют в доменные печи. Фирма «Пенсильвания Инженеринг Корпо­рейшн» предлагает подавать газы с пылью, отходящие из печей рафинирования сталей, в газоочистительную систему, в которой пыль улавливается мокрым способом и собирается в виде сус­пензии. Суспензию сушат и подают в накопитель, из которого пневматическим транспортером она подается к печи для рафи­нирования стали и через фурмы – в расплавленный металл.

Утилизация пылей с высоким содержанием железа позволя­ет увеличить выход стали в печи для рафинирования и значи­тельно снизить загрязнение окружающей среды. По мнению фирмы, этот метод пригоден для конвертеров или печей любого типа, в которых имеется возможность инжектирования порошко­образного материала [10].

Существуют и другие варианты использования очищенных пылей для производства агломерата, окатышей и брикетов, по­лученных «холодным» процессом.

Для очистки пылей от цинка и свинца используется восста­новительный обжиг обычно окускованных пылей, возгонка их с последующим улавливанием конденсата, магнитная сепарация или флотация, сочетание нескольких обогатительных процессов и др.

Существуют аналогичные схемы и для переработки шламов, в которых предусматривается его предварительная подсушка, окускование и восстановительный обжиг (1050 – 1200 °С) в печах различной конструкции. Отмечается, что если содержа­ние цинка и свинца сравнительно невелико, но их извлечение связано с большими затратами, целесообразно эти пыли и шламы сбрасывать в отвалы.

Рис. 11.8. Технологическая схема окомковывания пылей:

1 – окомкователь; 2 – диск окомкователя; 3 – основание; 4 – привод окомкователя; 5 –транспортер для пыли; 6 – транспортер готовых окатышей; 7 – форсунки; 8 – рудная пыль.

Фирмой «Бетлехем Стил Корпорейшн» разработан процесс извлечения оксидов железа из пылей и шламов и удаления из них оксидов цинка и свинца. Процесс заключается в восстанови­тельном обжиге пылей во вращающихся печах при нагревании до 1200—1480°С. При этом оксиды железа и магния и известь спекаются, образуя агломерат. Оксиды цинка и свинца восста­навливаются углем и возгоняются, а затем утилизируются из возгонов. При этом из пылей удаляется и часть серы. Эта же фирма предложила флотационный процесс выделения Fe-co-держащих материалов из пылей. Оседающие во флотомашинах Fe-содержашие материалы используются для производства окатышей.

Для удаления оксида цинка из колошниковой пыли ее сме­шивают с отработанным травильным раствором. При этом большая часть ZnO растворяется, превращаясь в хлорид и суль­фат цинка. Нерастворимый осадок оксида железа и менее 0,5% (масс.) ZnO затем используют в шихте для окускования.

Предварительное окомкование очищенной конвертерной пы­ли используется на предприятии фирмы «Бетлехем Стил». Осо­бенность производства окатышей заключается в их самоупроч­нении в естественных условиях за счет значительного количе­ства в них оксида кальция. Окатыши используются в аглошихте. Проводятся исследования по производству безобжиговых окатышей из конвертерных шламов металлургического завода фирмы «Кайзер стил» с низким содержанием цинка (Fe₂О₃ — 90%, ZnO — следы и др.). В качестве связующего используют измельченный клинкер и портландцемент.

Аналогичные исследования с конвертерными и мартеновски­ми пылями проводит фирма «Инленд»; при этом окатыши упрочнялись обжигом. Отмечается, что для производства обож­женных окатышей можно использовать пыли и шламы, содер­жащие большое количество примесей цветных металлов. Для более полного их удаления необходимо вводить такие добавки, которые переводят эти металлы в соединения, возгоняющиеся при обжиге [21]. Шламы, образующиеся при осаждении в от­стойниках для сточных вод пылей от прокатных станов, имеют влажность 20 – 30%, содержание смазок 2 – 3%. Содержание железа в шламах составляет 60 – 70%, поэтому целесообразно применять его в качестве вторичного железосодержащего сырья.

Такие шламы могут использоваться только после удаления смазки. Удаляют ее промывкой химическими реагентами или обычным выжиганием. Химический метод удаления смазки не всегда эффективен, а эксплуатация печей обжига связана с вы­сокими эксплуатационными расходами. Кроме того, при обжиге (700 – 800°С) происходит агломерация, т. е. укрупнение шла-мов. В соответствии с данными исследований (Пат. США 4091545, 30/V—78), влажность шламов доводят примерно до 1 – 10% путем сушки при 140—150°С, а затем их обрабатыва­ют в потоке горячих газов от агломашин на обогреваемом гро­хоте. В результате большая часть смазки удаляется за счет испарения. Дегидратированный и дегазированный шлам, а так­же мелкие частицы агломерата смешивают в смесителе, направ­ляют на грануляцию и добавляют в агломерационную шихту. Рассматриваются методы брикетирования металлургических пылей, шламов и использование брикетов в различных метал­лургических процессах. В конце 70-х годов количество Fe- и углеродсодержащих отходов составили в США около 6 млн. т в год.

Процесс «Ferro-Carb», разработанный в США, обеспечивает, по мнению металлургических фирм, утилизацию всех Fe- и С-содержащих пылей, очищенных от цинка, путем изготовления брикетов для доменного производства. Такой способ утилизации обеспечивает сохранность окружающей среды. Процесс состоит из четырех основных стадий: сухое смешивание Fe- и углерод­содержащих пылей практически в любом соотношении, нагрев шихты с введением расплавленного (или нагретого) связующего и перемешивание, брикетирование, нагрев брикетов в окисли­тельной среде. Пыли, шламы и другие отходы должны иметь крупность не более 4,76 мм при содержании влаги не выше 8%; допустимое содержание смазочных материалов (прокатная ока­лина, шлам) не выше 6%. В том случае, если в шихте (на конт­рольном грохоте) появляются более крупные материалы, их доизмельчают, а более влажные (>8%) – подсушивают.

Содержание Fe- и углеродсодержащих отходов в шихте мо­жет изменяться в широких пределах в зависимости от их нали­чия па предприятии или требований к качеству брикетов. Ших­та с углеводородным связующим брикетируется на вальцовых прессах обычного типа (Р = 30 – 40 МПа) или, при меньшем расходе связующих, под более высоким давлением (до 80 – 90 МПа). Сырые брикеты, выходящие из пресса, имеют меха­ническую прочность 35—45 кг на 1 брикет (Rсж). Они подвер­гаются термической обработке в окислительной среде для де­гидратации и полимеризации связующего. Прочность охлажден­ных брикетов после такой обработки составляла от 86 до 500 кг на 1 брикет и зависела от состава шихты, расхода связующего и продолжительности термообработки (крупность исходной шихты 3,36 мм).

Готовые брикеты устойчивы при хранении на открытом воз­духе, обладают удовлетворительной водо- и термостойкостью, механической прочностью, стойкостью при тепловом ударе (погружение в расплавленный чугун с температурой выше 1500°С), хорошей восстановимостью (94,7 – 99% по сравнению с 42 – 66,4% для обожженных окатышей – по Линдеру). По мнению фирмы-производителя этот метод связан со значительно мень­шими капитальными и эксплуатационными расходами по срав­нению с другими способами получения окускованного сырья [22].

Более половины мощностей для прямого получения железа приходится на процесс «Мидрекс», в котором осуществляется непрерывный процесс производства губчатого железа в реакто­рах шахтного типа или противоточных шахтных печах с восста­новлением железорудных материалов конвертированным при­родным газом (800°С). При этом выход мелочи (– 3 мм) со­ставлял примерно 4%, а количество пылей, улавливаемых в. самом процессе, около 3%. Таким образом, к 1990 г. только в этом процессе ожидается получение более 1,2 млн. т металлизованной мелочи и пыли в год, большая часть которой с целью повторного использования должна брикетироваться. Объясня­ется это тем, что металлизованная мелочь (степень металлиза­ции около 92,5%) состоит из относительно крупных частиц, что предопределяет целесообразность ее брикетирования.

В фирме «Мидрекс» была разработана промышленная тех­нология холодного брикетирования металлизованной мелочи и пыли с комбинированным связующим. Эта технология позволи­ла при минимальном снижении степени металлизации получить брикеты с высокими физико-механическими свойствами. Отли­чаясь большой механической прочностью, они характеризова­лись небольшими потерями при транспортировании и высокой водоустойчивостью, позволяющей хранить их в открытых склад­ских помещениях. Кроме того, разработанное связующее не вносило в состав брикетов вредных примесей. Брикеты почти не склонны к вторичному окислению, в результате которого сте­пень металлизации может снизиться до значения, при котором металлизованный продукт обесценится. Физические и химиче­ские свойства брикетированного металлизованного материала приближаются к свойствам компактного металла.

В разработанном процессе холодного брикетирования фир­мы «Мидрекс» связующее вещество содержит 20 – 40% смолы и 15 – 30% гашеной извести в виде порошка крупностью менее 0,149 мм, 15 – 20% жидкого силиката натрия и до 50% воды. Оптимальный состав связующего, при котором брикеты облада­ют наиболее высокими механическими свойствами: 15 – 20% смолы, 15 – 20% гашеной извести, 30 – 35% жидкого силиката натрия, 30 – 35% воды. Наиболее экономичное производство брикетов при их кондиционной прочности обеспечивается при применении связующего следующего состава: 3 – 5% смолы, 30 – 35% гашеной извести, 15 – 20% жидкого силиката натрия и до 50% воды. Вместо гашеной извести может быть исполь­зована влажная прокатная окалина.

Рис. 11. 9. Технологическая схема стандартной установки «Мидрексх» :

1 – бункер металлизованной мелочи; 2 – бункер твердого связующего; 3 – конвейер ре­циркуляции мелочи; 4 – ковшовый элеватор; 5 – смесительные бегуны; 6 – дозирующий насос; 7 – емкость жидкого связующего; 8 – вальцовый пресс; 9 – контейнер для хра­нения брикетов.

Схема стандартной установки фирмы «Мидрекс» показана на рис. 11.9.

Рис. 11.10. Технологическая схема с брикетированием мелочи.

Технологическая схема процесса «Мидрекс» для брикетиро­вания металлизованной мелочи показана на рис. 11.10. Брикеты на основе комбинированного связующего успешно применяют в различных металлургических переделах.

Первая крупная промышленная установка по этой техноло­гии была пущена в эксплуатацию в 1975 г. на металлургическом заводе в Джорджтауне (США).

В США разработано еще несколько процессов прямого полу­чения железа (ФИОР, Шипли, Эссо-Литл, RN и др.), причем часть мелкого губчатого железа в этих процессах утилизируется путем брикетирования. Фирма «Юнайтед Стейтс Стил» совмест­но с другими фирмами разработала процесс горячего брикети­рования различных Fe-содержаших отходов и мелких руд. Про­цесс заключается в нагреве Fe-содержащего сырья до 816 – 1038°С и брикетировании его в горячем состоянии в вальцовых прессах закрытого типа. При оптимальном составе шихты (главным образом, по крупности) и правильном выборе пара­метров процесса получаемые брикеты обладают высокими фи­зико-механическими свойствами (водо- и атмосфероустойчивость, механическая прочность и др.), а после охлаждения почти не разрушаются при транспортировании.

Первые установки по горячему брикетированию Fe-содержащих отходов появились в США в конце 50-х годов. Их произ­водительность составляла 5 т/ч брикетов. В 1966 г. на одном из заводов фирмы «Грей айрон фаундри» была пущена в эксплуа­тацию установка производительностью 30 т/ч. Аналогичная установка для утилизации Fe-содержащих пылей и шламов ра­ботает с 1966 г. на заводе фирмы «Доминион фаундри энд стил». На этой установке нагрев шихты, состоящей из домен­ной пыли, прокатной окалины и тонкоизмельченного металличе­ского лома, осуществляют в печах кипящего слоя до 800 – 1000°С. Образующуюся массу в горячем состоянии брикетируют па вальцевых прессах (размеры брикетов — от 25 x 38 x18 до 37x118 x 43 мм).

Фирма «Дофаска» предложила вводить в состав Fe-содержа­щих отходов перед брикетированием определенное количество восстановителя или колошниковой пыли, содержащей углерод, для более быстрого восстановления этого сырья при последую­щем переделе. Кроме того, введение углерода в той или иной форме позволило снизить температуру нагрева шихты для по­лучения равнопрочных брикетов по сравнению с использованием в шихте только Fe-содержащих материалов. По методу этой фирмы уже работает несколько промышленных установок про­изводительностью 5 т/ч [17].

Промышленная установка большой производительности (65 тыс. т в год) по брикетированию Fe-содержащих отходов эксплуатируется на заводе фирмы «Люкене стил» в г. Котсвиллс. Брикеты используются в дуговых электропечах.

Фирма «Крупп» (ФРГ) по соглашению с фирмой «Хеккет Энджиниринг» (США) эксплуатирует промышленное предприя­тие (400 тыс. т в год) по брикетированию различных рудных отходов – от мелочи рудных окатышей до высоковлажных шламов мокрой газоочистки. Металлизованные брикеты из отходов используются в сталеплавильном и литейном производствах. Технологическая схема предприятия приведена на рис. 11.11. Имеются и другие установки и небольшие промышленные объ­екты для утилизации и брикетирования различных металлурги­ческих отходов [18].

Применяемые в качестве флюса в металлургии мягкие кар­бонатные породы при обжиге образуют более 30% мелкой фрак­ции (менее 10 мкм). Использование такого материала в сталеплавильном производстве невозможно без его утилизации процессом брикетирования. Отмечается, что особенно важно соблюдение требований к качеству извести для кислородно–конвертерного производства (химический состав, активность и т.д.), причем важнейшую роль играет гранулометрический состав. В США для обжига известняка применяют главным образом вращающиеся противоточные печи производительностью до 1000 т/сут. Такие печи обеспечивают равномерный обжиг из­вестняка, при этом известь содержит минимальное количество примесей.

Рис. 11-11. Технологиче­ская схема промышлен­ного предприятия по утилизации отходов:

1 – склад пыли и шлама; 2 – загрузочные бункера; 3 – бункера пыли с высоким содержанием цинка; 4 – бун­кера пыли со средним содер­жанием цинка; 5 – бункера пыли с низким содержанием цинка; 6, 12, 15 – пылеуло­вители; 7 – барабанная су­шилка; 8 – ленточные весы; 9 – барабан для смешивания и увлажнения пыли; 10 – окомкователи; 11 – конвей­ерная сушилка; 13 – конвей­ер; 14 – бункер для пыли оксида цинка; 16 – радиаци­онный охладитель; 17 – бун­кер окатышей; 18 – бункер возврата: 19 – бункер доло­мита; 20 – бункер кокса; 21 – приемный бункер кокса; 22 – приемный бункер доло­мита; 23 – обжиговая вра­щающаяся печь; 24 – бара­банный охладитель сырья; 25 – брикетная установка; 26 – грохот; 27 – весы; 28 – циклон.

В настоящее время в США работает более 60 промышлен­ных установок по брикетированию мелких фракций активной извести в холодном и горячем состояниях. На этих установках используются шесть различных технологий, из которых наи­больший интерес представляют две. Так, по холодной технологической схеме производства кусковую известь охлажда­ют после обжига и подвергают грохочению. Надрешетный про­дукт является готовой продукцией, а подрешетный – брикети­руется. Брикеты и просыпь вторично подвергается грохочению, а выделенная мелочь возвращается на брикетирование.

По другой схеме горячая свежеобожженная известь из об­жиговой печи поступает сразу на брикетирование. В США на всех установках для брикетирования известковой мелочи ис­пользуют валковые брикетные прессы фирмы «Комарек – Грейвз», производительностью 5 –7 т/ч (размер брикетов 29х19х13 мм). Известковые брикеты вместе с кусковой из­вестью используются в качестве флюса в металлургии и произ­водстве стекла [23].

ФРГ. Большая часть улавливаемых в газоочистных устрой­ствах пылей и шламов (более 1 млн. т в год, 60%) черной металлургии используется в составе агломерационной шихты. Трудности утилизации всех пылей и шламов объясняются не только наличием в них цинка и свинца, но и необходимостью дорогостоящей сушки шламов. По результатам исследований сделан вывод о необходимости удаления и утилизации цинка, свинца и щелочных металлов в том случае, если, например, цинка содержится в пылях более 1 – 3%.

Многие фирмы ФРГ (Лурги, Крупп, Хутт и др.) разработали и внедрили различные процессы очистки, утилизации и использования как очищенных пылей, так и выделенных цветных ме­таллов, в частности выщелачиванием в различных средах. Вы­щелачивание холодной водой позволило перевести в раствор 80 – 85% сульфатов, 99% Na, 89% К, 70% Zn. Оксиды свинца нерастворимы в воде, поэтому этот метод может быть применен только в том случае, если в состав пылей практически не вхо­дит свинец.

Серии опытов с выщелачиванием водными растворами раз­личных кислот (серная, азотная, уксусная и др.) показали, что водные растворы серной кислоты способны растворять практи­чески весь цинк колошниковой пыли, но только при определен­ном его содержании (около 120 г/л). При меньшем содержании снижается растворение цинка и активизируется нежелательное растворение железа.

Водный раствор азотной кислоты (20%) обладает способ­ностью растворять Zn, Pb, щелочные соединения, но и железо­содержащие минералы. Водный раствор уксусной кислоты (250 г/л) переводит в раствор 75% Zn, 90% Pb и легко регене­рируется. Отмечается, что большие перспективы имеет двух­ступенчатый процесс выщелачивания, в котором на первом эта­пе водным раствором уксусной кислоты экстрагируется свинец, а на втором – водой выщелачивается цинк [24].

Фирмой Крупп разработан и внедрен в производство процесс утилизации металлургических пылей и шламов, при котором обеспечивается удаление из них большой части цинка и свинца, окускование и металлизация очищенного продукта. В этом про­цессе шламы газоочистки (W = 13%) поступают в мельницу-сушилку, где они подвергаются сушке (до W ~ 2%) и доизмельчаются. Окомкование сухой шихты проводится в тарель­чатых грануляторах без добавления связующих материалов.

Сырые окатыши, полученные, например, из пылей и шламов сталеплавильных агрегатов, содержат различное количество цинка (3 – 12%) и свинца (0,3 –2%). Эти окатыши вместе с твердым восстановителем (обычно бой буроугольных брикетов) загружаются во вращающуюся трубчатую печь, где при 1050°С протекает восстановление. Для улучшения структуры и качест­ва сырых окатышей иногда в состав шихты вводят более круп­нозернистые Fe-содержащие материалы, например, прокатную окалину или мелочь губчатого железа.

Особенность вращающейся печи в том, что по всей длине ее кожуха обычно устанавливают вентиляторы, обеспечивающие подачу в осевую зону воздуха для дожигания газообразных продуктов восстановления. Губчатое железо непрерывно выгру­жается из печи вместе с остатками восстановителя и угольной золой, охлаждается, рассеивается и подвергается магнитной се­парации для отделения губчатого железа.

Большая часть цинка, свинца и щелочных металлов возгоня­ется в печи при восстановлении окатышей, возгоны обычно улавливаются в электрофильтрах, утилизируются и направля­ются потребителю – на предприятия цветной металлургии. Степень удаления цинка и свинца в этом процессе может достигать 99%, а в уловленных возгонах их содержание состав­ляет около 45%. Упрочненные при обжиге металлизированные окатыши содержат примерно 70% железа при степени метал­лизации 92 – 95%. Они используются для выплавки чугуна и частично – стали (рис. 11.12). Этот процесс осуществлен и на более крупных промышленных агрегатах. Фирма «Лурги» со­вместно с другими с 1975 г. проводила промышленные экспери­менты на этих и на вращающихся трубчатых печах длиной 41 м. В последних испытаниях шихта состояла из 12% доменного шлама, 64% конвертерного шлама и 24% конвертерной пыли. Наибольшее содержание Zn (17,3%), Pb (12,2%), S (4,'8%) и С (24,7%) было в доменном шламе, а щелочей (3,5%) – в конвертерной пыли. К такой трехкомпонентной шихте добав­ляли газовый или бурый уголь и после тщательного перемешивания смесь подвергали гранулированию (диаметр гранулятора 3,15 м).

Рис. 11.12. Технологическая схема установки для переработки пылей:

1 – 4 – бункера: 1 – пыли и шламов; 2 – десульфуратора; 3 – восстановителя; 4 – воз­вратного топлива; 5 – смеситель; 6 – окомкователь; 7 – конвейерная машина для сушки и подогрева окатышей; 8 –горелка; 9 – вращающаяся печь; 10 – камера дожигания от­ходящих газов и осаждения крупных фракций пыли; 11 –башенный охладитель; 12 – электрофильтр; 13 – дымовая труба; 14 – барабанный охладитель; 15 – грохот; 16 – маг­нитный сепаратор.

Готовые сырые гранулы вместе с буроугольным полукоксом подавались во вращающуюся печь, обогреваемую мазутом, где гранулы восстанавливались (до 1200°С). Весь продукт из печи выгружали в бассейн с водой для охлаждения. Средняя степень металлизации составляла 97,5%; содержание Zn в губчатом железе – 0,06 – 0,09%, Рb – 0,1 – 0,16%. Степень возгонки (уда­ление из исходного продукта) составляла: (в % ): Zn – 97, Рb – 94, S – 30, Na₂O – 18, К₂0 – 34.

В результате промышленных опытов этими же фирмами была создана промышленная установка для переработки 400 тыс. т/год Fe-содержащих отходов (по сухому исходному материалу). Возможен вариант, в котором продукт из печи, после охлаждения, рассеивают и подвергают магнитной сепара­ции для отделения Fe-содержащего материала. Восстановлен­ный продукт (около 80% фракции размером 6,35 мм) добавля­ют в аглошихту или брикетируют со связующим (обычно, сульфитным щелоком), а брикеты (160 кг/т чугуна) используют в доменных печах.

Фирма «Лурги» разработала и внедрила аналогичный про­цесс утилизации металлургических пылей и шламов, в котором также предусматривается сушка, измельчение и окомкование шихты (конвертерная пыль, доменный шлам и др.) с добавле­нием присадки – связующего бентонита [0,5% (масс.)]. Восста­новление упрочненных окатышей проводят в печах, аналогич­ных печам в процессе «Круппа», но оборудованных газовыми горелками, что обеспечивает стабильный температурный режим на уровне 1200°С.

Обычный размер печей: длина 70 м, диаметр 6 м. В качестве восстановителя, загружаемого в печь вместе с окатышами, ис­пользуется в основном газовый уголь. В процессе восстановле­ния удаляется примерно 90% цинка и практически весь свинец, которые затем утилизируются и используются на предприятиях цветной металлургии. Степень металлизации окатышей – около 95%; они используются для выплавки чугуна или стали. По мнению фирмы, этот процесс, включающий стадии сушки и упрочнения сырых окатышей перед восстановлением, будет значительно эффективней при загрузке сырых окатышей не­посредственно в печь [21].

Фирма «Hoesch» разработала и внедрила совершенно иной процесс переработки и утилизации пылей из электрофильтров металлургических печей. Пыль из электрофильтров непрерывно подается в бассейн с водой, куда вводится и NaOH, дозируе­мый таким образом, чтобы рН составляла 9,3 – 9,8. В этих условиях растворимые соли Zn и Рb переходят в нерастворимые соединения. Полученная гомогенная суспензия перекачивается в смеситель, разбавляется водой (1:2) и ее рН доводится до 8,7 – 9,0 введением дополнительного NaOH. После осветления (30 – 60 мин) и обезвоживания шлама в фильтр-прессе образу­ется кек (W – 40%), в котором содержится 25 – 35% Zn и 8 – 12% РЬ, используемый на заводе цветной металлургии [25].

Большое внимание уделяется утилизации Fe-содержащих пылей и шламов методом брикетирования. Одно из первых предприятий по утилизации металлургических отходов (колош­никовая пыль) было пущено в ФРГ еще в начале 60-х годов. Это предприятие производительностью 200 т брикетов в сутки, работает с применением связующего (50%-ные сульфитные ще­лока) и вальцовых прессов (10—15 т/ч), рис. П-13. Брикеты из колошниковой пыли (около 50%) и других Fe-содержащих от­ходов и 10% связующих — щелоков для упрочнения подвергают обжигу при 600—900 °С в атмосфере СО : СОг = 3 : 1. Готовые брикеты, обладающие высокими физико-механическими свойст­вами (сопротивление сжатию более 25 кН/см2), используются для выплавки чугуна.

Рис. 11.13. Технологическая схема брикетирования колошниковой пыли: 1 – конвейер; 2 – питатель; 3 – пылеуловитель; 4 – скребковый конвейер; 5 – циклон; 6 – конусный затвор; 7 – пылеуловитель; 8 – элеватор; 9 – загрузочный бункер; 10 – тарельчатый питатель; 11 – смеситель; 12 – вальцовый пресс; 13 – охладительный кон­вейер; 14 – весы; 15 – бункер для брикетов; 16 – емкость для щелока; 17 – насос; 18 – дозировочная емкость для щелока.

Фирма «Аугуст Тиссен — Хютте» предложила и реализовала в промышленном масштабе метод брикетирования Fe-содержа­щих отходов (колошниковая, конвертерная пыль и др.) в смеси с угольной пылью и связующими. Если эти отходы содержат незначительные количества Zn, Pb и щелочей, то брикеты ис­пользуют в металлургическом переделе, восполняя запасы Fe-содержащего сырья.

Рис. 11.14. Технологическая схема холодного брикетирования отходов:

1 – узел загрузки, дозирования и смешивания сырья; 2 – узел брикетирования на вальцовых прессах; 3 – узел сортировки брикетов с воз­вращением боя и мелочи в процесс.

Фирмой «Хутт» (ФРГ) разработан процесс холодного брике­тирования пылей, образующихся при восстановлении латеритовых железоникелевых руд во вращающихся печах. Процесс разработан и реализован по заказу фирмы «Ларко» (Греция) для предприятия, в котором эксплуатируются три вращающие­ся печи для переработки латеритовых руд. В пылеулавителях этих печей собирается около 10 тыс. т пыли, содержащей до 30% углерода и до 70% руды (в основном Fe и Ni). Шихта для брикетирования состоит из 63% мокрых и сухих пылей, при­чем шламы (мокрая пыль) предварительно обезвоживаются в барабанных вакуум-фильтрах, а в качестве связующего исполь­зуется 30% сухой рудной пыли из электрофильтров дробильно-сортировочного отделения и 7% воды.

Шихту прессуют в вальцовых прессах высокого давления; готовые брикеты добавляют в шихту вращающихся восстанови­тельных печей. Производительность установки – 30 т брикетов в 1 ч. Обслуживает такую установку с центрального диспет­черского пункта 1 чел. Технологическая схема установки холод­ного брикетирования Fe-содержащих отходов приведена на рис. 11.14.

Работает ряд установок горячего брикетирования Fe-содер­жащих отходов. В состав установок входят вальцовые прессы закрытого типа с предварительной подпрессовкой шихты и не­сколько установок по утилизации мелкой (менее 8 мм) изве­сти. Известковые брикеты вместе с кусковой известью исполь­зуются в качестве флюса в металлургии и в производстве стекла, заменяя дефицитные твердые известняки.

Отмечается, что Fe-содержащие отходы, которые не могут быть по различным причинам использованы в качестве замены части рудного сырья, эффективно используются как наполните­ли в бетонах и отощающие присадки при производстве обычных и силикатных кирпичей, при сооружении плотин, шоссе и насы­пей. Часть шламов и пылей, не содержащих Zn и РЬ, может использоваться для приготовления шлаковых смесей для внепечной обработки металла в ковшах.

Япония. Производство стали составляет более 100 млн. т, а чугуна – 80 млн. т в год. По этим показателям в расчете на душу населения Япония занимает ведущее положение в мире. Аналогичное положение и с производством основных ферроспла­вов – марганцевых, по выпуску которых Япония значительно превзошла другие зарубежные страны (0,9 – 1 млн. т/год).

Наличие больших производственных мощностей, высокая плотность населения большинства районов и сравнительно не­большая территория особенно остро ставит перед промышлен­ностью вопрос о создании мало- и безотходных производств. В связи с этим в Японии широко ведутся исследования и опыт­ные работы в области утилизации и использования различных отходов черной металлургии.

Особое значение имеют разработки фирм «Кавасаки сэйт цу» и «Кавасаки дзэкоге», которые внедрили несколько процес­сов утилизации различных Fe-содержащих отходов путем их окомкования или брикетирования с последующей металлизаци­ей окускованного материала во вращающихся печах. В этих процессах одновременно с восстановлением оксидов железа в печах происходит удаление Zn, Pb, соединений щелочных метал­лов из пылей и шламов, которые улавливаются и утилизируют­ся, причем степень их извлечения может достигать 99%. Ниже приведен примерный состав исходной шихты и получаемого продукта в этом процессе (в %):

	Шихта	Готовый продукт
Fe (общ)	49,8	74,3
Fe (мет)	–	70,6
Zn	0,6	0,02
Pb	0,1	0,01
S	0,25	0,4

Следует отметить, что в этом процессе степень металлизации окатышей может достигать и значительно больших значений, а степень удаления щелочей — до 95%. Некоторое увеличение содержания серы объясняется главным образом удалением кислорода в процессе восстановления.

Эти же фирмы разработали процесс получения из очищен­ной колошниковой пыли и пыли кислородных конвертеров металлизованных окатышей для доменных печей, получивших название процесса «Кавасаки». Промышленные испытания по­казали, что производительность доменных печей при использо­вании металлизованных окатышей возрастает на 8,2% на каж­дые 10% окатышей в шихте при экономии кокса более 50 кг на 1 т чугуна. Фирма «Кавасаки сэйтэцу» построила промыш­ленную установку производительностью более 240 тыс. т метал­лизованных окатышей в год из шламов систем газоочистки доменных" печей и сталеплавильных агрегатов. В отдельных случаях в состав шихты вводятся и пыли агломерационных ма­шин. Образующиеся шламы фильтруются, полученный кек су­шат до оптимальной влажности и специально обрабатывают с целью регулирования содержания углерода. Компоненты шихты дозируются в нужном соотношении, перемешиваются, увлаж­няются и подвергаются окомкованию. Отличительная особен­ность процесса «Кавасаки» – окомкование Fe-содержащих от­ходов без связующих, роль которых выполняет конвертерная пыль.

Сырые окатыши, после определения их механической проч­ности, подвергаются грохочению для отсева мелочи, сушке и упрочняющему нагреванию во вращающихся печах (1100°С). В качестве восстановителя в печах используется коксовая ме­лочь, а процессы восстановления оксидов железа и цинка про­текают за счет углерода восстановителя и углерода, содержа­щегося в окатышах.

Рис. 11.15. Принципиальная схема установки для получения окатышей (сплошная линия – материал; пунктир – газ; штрихпунктир – вода)

Выгружаемый из печи продукт охлаждается в барабанном охладителе разбрызгиваемой водой до температуры ниже 120°С. После охлаждения продукт подвергают грохочению для отде­ления мелочи и магнитной сепарации для отделения неисполь­зованного восстановителя (рис. 11.15). В готовых окатышах со степенью металлизации около 95% содержится 0,02% Zn и 0,01% РЬ; их механическая прочность – более 190 кг на окатыш диаметром 9,5 мм.

Аналогичные установки построены на заводах «Сумитомо киндзоку когё» по способам Dust Reduction и SPM — Sumitomo Prereduction Method производительностью 20 и 18 тыс. т метал­лургических пылей в месяц соответственно. На этих установках осуществляют окускование пылей и шламов во время их вос­становления во вращающихся трубчатых печах с использовани­ем в шихте мелкого антрацита или коксика. Связующим для окомкования служит бентонит (0,5 –1%). Сырые окатыши под­вергают предварительному подогреву до 250 °С с целью упроч­нения. Оптимальная влажность сырых окатышей около 9,5%. Исследовалось влияние конечной температуры в 80-метровой печи (1050 – 1150°С) на степень удаления цинка, последнее составляло от 90 до 96,4%. В готовом продукте содержание цинка равно 0,075 – 0,095%. На производство 1 т продукта со степенью металлизации 88,8% затрачивается 114,2 м3 коксового газа, 106,8 кг коксика и антрацита. Окатыши используются в доменных печах [21].

Фирмой «Син Ниппон сэйтэцу» разработан процесс произ­водства металлизованных окатышей из колошниковой пыли и пыли отходящих газов конвертеров. Смесь этих Fe-содержащих отходов подвергалась окомкованию со связующим; сырые ока­тыши упрочняются и восстанавливаются углем на установке решетка – трубчатая печь. Процесс обеспечивает степень ме­таллизации окатышей более 80% и значительное удаление цинка.

На одном из металлургических заводов фирмы «Ниппон Кокан» работает промышленная установка (350 тыс. т в год) для утилизации различных пылей и шламов, к которым добавляется мелкая руда (до 50%). Fe-содержащие отходы, которые еже­годно накапливаются на заводе в количестве 550 тыс. т., вы­сушивают, смешивают, подвергают совместному измельчению в шаровых мельницах и подвергают окомкованию с добавкой бентонита на трех тарельчатых грануляторах (диаметр 6 м). Сырые окатыши направляются в конвейерную обжиговую ма­шину длиной 62 м, где они сушатся, упрочняются и частично восстанавливаются углеродом, содержащимся в доменном шламе.

Горячие окатыши и уголь-восстановитель, отличающийся высоким выходом летучих веществ, загружают во вращающую­ся печь длиной 70 м. Из газов печи улавливаются оксиды цинка (3600 т/год), содержащие 50 – 60% Zn. Получаемое губчатое железо содержит до 95% фракции 6,35 мм и может непосред­ственно применяться в составе шихты доменных печей. Отсеян­ную мелочь подвергают брикетированию. Оптимальный состав шихты: 30% доменного шлама, 30% конвертерной пыли, 40% тонкоизмельченной железной руды.

На ряде металлургических предприятий работают промыш­ленные установки по подготовке пылей и шламов для ввода их в аглошихту. На заводе фирмы «Син Ниппон Сэйтэцу» рабо­тает промышленная установка (1000 т/мес) для окомкования конвертерной пыли. Полученные гранулы (60% Fe) после уп­рочнения вводят в аглошихту. Аналогичная установка фирмы «Ниппон Кокан» производит мелкие окатыши из различных Fe-содержащих отходов, предназначенных для повышения про­изводительности агломашин и др. Ряд фирм исследует процес­сы утилизации металлургических отходов с получением безоб­жиговых окатышей. В качестве шихтовых материалов на пред­приятиях фирмы «Син Ниппон Сэйтэцу» используют шламы, прокатную окалину, пыль аглофабрик, известковую пыль и др.

Уже на нескольких предприятиях этой фирмы производят вы­сококачественные безобжиговые окатыши (в основном с цемен­том в качестве связующего) и упрочняют их в естественных условиях – путем выдержки на складе.

Представляет интерес экономичная технология обезвожива­ния шлама, основанная на его саморазогреве при частичном окислении на воздухе. При этом влажность шлама снижается с 28 до 12%. Основные свойства безобжиговых окатышей сле­дующие: диаметр – 8 – 25 мм, Fe(общ) = 60%, S менее 0,15%, прочность Rсж – примерно 0,57 Н на окатыш. Все установки работают стабильно, а безобжиговые окатыши с успехом ис­пользуются в доменной шихте [26].

Работает установка, где из сухой колошниковой пыли выде­ляют цинк путем разделения Fe- и Zn-содержащих продуктов обычной магнитной сепарацией. При этом улавливают до 85% Zn, а очищенную колошниковую пыль в естественном виде ис­пользуют в доменной аглошихте.

Большие исследования проводятся в Японии по брикетиро­ванию мелкого металлизованного сырья, Fe-содержащих отхо­дов, скрапа и металлического лома. Эксплуатируется несколько установок горячего брикетирования этих продуктов. Разработа­на технология брикетирования отходов производства коррози­онно-стойкой стали, количество которых (окалина, шламы) до­стигает 60 кг/т листовой стали. По этой технологии кек после фильтр-прессов смешивают с окалиной и пылью из систем газо­очистки и брикетируют со связующими на вальцовых прессах. Сырые брикеты упрочняют и подсушивают (до W = 2%) в су­шилках конвейерного типа. Для повышения их прочности в шихту вводят до 30% крупных частиц прокатной окалины (Rсж до 1 кН/брикет). Готовые брикеты из отходов использу­ются в шихте электропечей.

Как уже отмечалось, Япония занимает ведущее место в мире по производству ферросплавов, большинство которых выплав­ляется не доменным способом, а в электропечах. Накоплен зна­чительный опыт утилизации различных пылей путем возврата их в шихту для выплавки ферросплавов или использования в других отраслях промышленности. Примером весьма эффектив­ного производства является безотходная технология получения марганцевых сплавов на заводе фирмы «Нихон дзю кагаку когё».

Схема замкнутого цикла (рис. 11.16) состоит из стадий под­готовки руды по крупности до фракции менее 5 мм, ее агломе­рации с коксом (0 – 3 мм). Уловленную сухую пыль и шламовый кек смешивают с рудной мелочью (отношение 3:2:5) и агло­мерируют. Агломерат используют в качестве сырья для производства силикомарганца.

Примерный химический состав исходных отходов и агломе­рата приведен в табл. 11.4.

Рис. 11.16. Технологическая схема замкнутого цикла получения ферроспла­вов:

1 – склад сырья; 2 – участок подготовки сырья; 3 – электропечь для выплавки среднеуглеродистого ферромарганца; 4 – участок разделки готовой продукции; 5 – участок под­готовки сырья для получения высокоуглеродистого ферромарганца; 6 – электропечь для выплавки силикомарганца; 7 – электропечь для выплавки высокоуглеродистого ферро­марганца; 8 – цех удобрений; 9 – отделение агломерации; 10 – газоочистные устройства.

Шлак от производства силикомарганца после соответствую­щей обработки используется в качестве удобрения. Загрязнен­ная вода обрабатывается химическими реагентами и исполь­зуется как оборотная или сбрасывается в водоемы.

При выплавке марганцевых сплавов образуется большое количество газов (700 м³/т углеродистого ферромарганца). Часть газов (С0₂) весьма эффективно (на 84%) используется в качестве источника тепла для сушки и агломерации сырых материалов, что позволяет экономить до 16 млн. л. в год мазу­та. Такая безотходная технология обеспечивает эффективное использование сырья, отходов и энергии, значительно снижает стоимость производства ферросплавов и предотвращает загряз­нение окружающей среды.

На большинстве заводов Японии марганецсодержащие от­ходы систем газоочистки используют в агломерационной шихте. Пыль газоочистки ферросилициевых печей, состоящая в основ­ном из аморфного диоксида кремния, подвергается окомкованию или брикетированию со связующим (около 5% асфальта) и в окускованном виде возвращается в шихту электропечей. В отдельных случаях ее упаковывают в специальную тару (по 20 кг) и используют в металлургии, жилищном и промышлен­ном строительстве.

Особенно широкое применение аморфный кремнезем нахо­дит при производстве огнеупорных кирпичей, в смесях для торкретирования, в качестве теплоизоляционного материала, задаваемого на расплав в ковш и др.

На заводе фирмы «Куримура киндзоку когё» утилизируют пыль, уловленную в процессе выплавки ферровольфрама, на­правляя ее в шихту плавильных печей вместе с вольфрамовой рудой. Для удаления олова пыль подвергают восстановительно­му обжигу и обработке соляной кислотой, что обеспечивает уда­ление олова более, чем на 90% [13].

Необходимо отметить, что общий выход технологических газов черной металлургии в Японии составляет примерно (млн. т/год): коксового –14 700, доменного – 110 000, конвер­терного – 6800. Примерно 70% газов утилизируется в черной металлургии, 30% – используется для выработки электроэнер­гии и около 1 % – на химических предприятиях. Поскольку в Японии металлургические заводы часто расположены вблизи химических комбинатов, металлургические газы направляются на химическую переработку. Так, доменный газ начинает при­меняться в производстве метанола, этиленгликоля, этанола, этилена, пропилена, уксусной кислоты, а коксовый – в произ­водстве метанола и аммиака.

Франция занимает одно из ведущих мест среди капиталисти­ческих стран по выплавке чугуна – 13,5 млн. т в год и стали – 17,5 – 17,8 млн. т в год (по другим источникам более 20 млн. т в год).

Основные направления утилизации Fe-содержащих отходов черной металлургии такие же, что и в США, ФРГ и Японии. Специфические особенности связаны в первую очередь с соста­вом сырья.

По различным данным, при производстве стали ежегодно улавливается порядка 0,6 млн. т сухих пылей, содержащих 270 тыс. т – Fe, 1400 т – Zn, 4200 т – Pb. Исследования в об­ласти утилизации отходов начались во Франции в 1957 г., а к 1963 г. была создана опытно-промышленная установка, со­стоящая из системы обезвоживания отходов (фильтрация – сушка), установки по окомкованию, печи для восстановления окатышей и аппаратуры для улавливания возгонов цинка и свинца (фирмы «Крупп», ФРГ). Исследования проводились на отходах доменного и сталеплавильного производств примерно следующего состава:

	Доменные отходы	Сталепла­вильные отходы
Fe (общ)	31,6	49,8
Zn	4,3	1,76
Pb	1,5	0,46
K2О + Na2О	0,47	0,31
CaO + MgO	—	17,2
С	31,6	2,2

Таблица 11.4. Химический состав материалов (%)

Материал	Mn	Fe	C	P	SiO2	Al2O3	CaO	K2O+Na2O
Сухая пыль	30	9	8	0,06	17	5	6	2
Шлаковый кек	22	6,5	16	0,06	13	6,5	6	1,3
Агломерат из пыли и кека	40	7	1	0,08	16	6	6	1,1

В качестве дополнительного восстановителя в печи исполь­зовали лигнит. На выходе из печи металлизованные окатыши охлаждались и подвергались магнитной сепарации для отделе­ния непрореагировавшего углерода.

Рабочая температура в печи длиной 14 м поддерживалась на уровне 1050°С, степень металлизации окатышей составляла 92 – 94%, степень улавливания возгонов Zn и Pb – около 98%.

Аналогичные работы были проведены и с применением мел­ких брикетов, получаемых на вальцовых прессах, и в качестве «дополнительного» кроме лигнита восстановителя — коксовой мелочи и тощего угля. Было установлено, что при использова­нии смеси лигнита и тощего угля (30 : 70) удается достичь наи­более высокой степени удаления Zn и Pb (до 95%). Степень удаления этих металлов зависит и от характера охлаждения брикетов, выходящих из печи. Так, при их охлаждении азотом степень удаления Zn и Рb ≥98%, а воздухом —>90%. Эти показатели были достигнуты только при высокой основности брикетов , которая обеспечивается добавлением большего количества Fe-содержащих отходов в ших­ту из конвертеров.

На ряде предприятий шламы без предварительной обработки используются для окомкования, обычно в барабанных окомкователях. На аглофабрике Юнизор в Дюнкерке предусматрива­ется утилизация не только твердых частиц шлама, но и содер­жащейся в нем влаги. Количество влаги, вносимой шламом, устанавливается в зависимости от его плотности. По имеющимся данным, замкнутый водяной цикл в переработке шламов обеспечивает снижение капиталовложений и эксплуатационных расходов.

Проводятся исследования по утилизации Fe-содержащих от­ходов путем брикетирования со связующими. Пыль (шламы) сушат до необходимой влажности (обычно не более 2%) во вращающихся печах или в печах с кипящим слоем и при тем­пературе 130 – 150°С вводят в смеситель, где распыляется жид­кий битум (≈180°С). Шихту охлаждают примерно до 90°С и брикетируют на вальцовом прессе (масса брикетов 20 – 100 г). Прочные брикеты (Rсж=1 – 2 Н) используют в конвертерах, обычно в небольших количествах (≈3% шихты). Таким спо­собом можно утилизировать в разных соотношениях не только пыли и шламы, но и прокатную окалину. Остальные процессы утилизации и использования Fe-содержащих отходов в основном аналогичны описанным ранее.

Другие страны. В большинстве развитых и развивающихся стран используются способы утилизации Fe-содержащих отхо­дов и их очистку от вредных примесей (Zn, Pb, щелочи и др.), близкие или аналогичные описанным выше. Специфическое от­личие обусловлено главным образом качеством исходного сырья, способами его подготовки, качеством и количеством от­ходов и путями их дальнейшего использования. Так, в Канаде используется свинцовая пыль, уловленная в системах газоочист­ки при вводе различных добавок (в том числе и свинца) в из­ложницы при разливке сталей. Эта пыль может содержать до 50 – 80% РbО. Она подвергается агломерации с извлечением и утилизацией металлического свинца.

В Бельгии и Люксембурге проводятся успешные исследова­ния по выделению Zn и Pb из Fe-содержащих отходов методами флотации и экстракции щелочными растворами. Применению флотации предшествует доизмельчение наиболее крупной части отходов, что приводит к увеличению степени извлечения Zn и Pb. Наибольшее влияние на степень извлечения оказывает их содержание в исходном сырье. При суммарном содержании Zn и Pb, равном 3 – 4%, степень извлечения их из Fe-содержащих отходов составляет более 60% (но только Zn), при 10 – 15% Zn и Pb – степень извлечения по тому и другому металлу состав­ляет более 80%. При экстрагировании щелочными растворами степень извлечения значительно выше: до 100% Zn и 95% Pb. В ряде стран (Швеция, Австрия, Бельгия, Канада, ГДР и др.) начинает применяться плазменная технология переработ­ки руд и отходов, главным образом для выплавки легирован­ных и специальных сталей, прямого получения железа, в про­изводстве ферросплавов. Так, в действующем плазменном реакторе в Торонто (Канада) получают Fe–Мn-ферросплавы из Mn-содержащих шлаков с удалением S и Р при температу­рах до 2800°С.

В Швеции работает несколько установок с плазменными системами. В одной из них для получения Fe-сырья использу­ются различные металлургические отходы, которые восстанав­ливаются при высоких температурах с возгонкой и утилизацией Zn и РЬ. Установка оснащена тремя плазменными генераторами мощностью 6 МВт, ее производительность 70 тыс. т/год металла из отходов. Заканчивается строительство аналогичной установки в г. Мальме (86 тыс. т/год), на которой будет вырабатываться Fe – Cr.

В Англии проводятся опытно-промышленные работы по ути­лизации отходов в печи с плазмотроном. Результаты переплава пылеватых отходов Fe – Мn, вводимых со скоростью 1000 кг/ч при температуре в печи 1500°С, показали высокую степень извлечения марганца, потери которого со шлаком не превышали 10%, а с пылью – 3%.

При переплаве отходов (Fe₂O₃ – 28,8%, ZnO – 22%. Pb₃O₄ – 3,6%, CaO –24,4% и др.) с добавкой коксика и песка получен Fe – С-расплав, практически не содержащий Zn и РЬ, низкожелезистый шлак (Fe₂О₃ – 2 – 4%) и возгоны, содержа­щие 50 – 76% ZnO и до 10% Рb₃O₄).

Во многих странах (Бразилия, Индия, Канада, Неру, Мек­сика, Либерия, Турция, Финляндия, ЧССР и др.) значитель­ное внимание уделяется утилизации рудной мелочи и различных металлургических отходов путем окомкования. Так, в Торнио (Финляндия) на базе низкосортных хромовых руд (26% Сr₂O₃) действует предприятие, обеспечивающее выплавку Fe – Сr-сплава с высокой степенью утилизации пылеватых отходов. Это достигается за счет введения промежуточной стадии получения обожженных окатышей с бентонитом в качестве связующего, ко­торые используются в дуговых электропечах.

В ЧССР при производстве окатышей из шламов их влаж­ность снижается с 35 до 12 – 15% путем добавления негашеной извести. Смесь извести со шламом вылеживается до полного га­шения извести, затем подвергается окомкованию.

В Перу фирмой «Серро де Паско» создана и работает про­мышленная установка для переработки продукта выщелачива­ния цинковой руды (33% Fe, 25% Zn), подвергаемой сульфидирующему обжигу в кипящем слое. На этой установке исходный тонкодисперсный материал после сушки окомковывают с добавкой мелкого антрацита и серной кислоты в качестве связующего. Сырые окатыши без упрочнения загружают не­посредственно во вращающиеся печи конструкции фирмы «Лурги». Степень удаления цинка и металлизация окатышей состав­ляет около 90%. Наряду с цинком и свинцом извлекается также кадмий и индий. Металлизованные окатыши используют для выплавки чугуна [21].

В последние годы в технологии получения окатышей наме­тились новые пути, заключающиеся в разработке безобжиговых методов их упрочнения. Эти методы имеют ряд существенных. преимуществ: более простую технологию и оборудование, уве­личение сроков эксплуатации оборудования, лучшие экологиче­ские условия, более низкие капитальные затраты и стоимость передела и др. Особый интерес представляют работы, проведен­ные в Швеции, по получению безобжиговых железорудных ока­тышей (способ «Гренгколд»), В нем предусматривается исполь­зование в качестве связующего портланд- или шлакового цемен­та (около 10%), выдержку готовых окатышей на складе для окончательного упрочнения в течение 2 – 3 недель с последую­щей отгрузкой их потребителям. Учитывая содержание в свя­зующем 60 – 65% СаО, наличие в Fe-содержащих отходах до 15% SiO₂ и в рудном концентрате – 4 – 6% SiO₂, можно счи­тать, что в этом процессе получают офлюсованные ока­тыши.

Процесс упрочнения складывается из нескольких периодов. В течение первого – индукционного – прочность окатышей на сжатие незначительна (они выдерживаются примерно 10 ч), во втором – быстром упрочнении – окатыши набирают до 70% конечной прочности (3 – 6 дней), в третьем – окончательное упрочнение – происходит 100%-ное упрочнение (несколько не­дель). На конечную прочность окатышей основное влияние ока­зывают влажность и температура среды, удельная поверхность исходного сырья, расход связующего (цемента), размеры ока­тышей и др. Отмечается, что температура при складском хра­нении должна быть не ниже 20 °С, так как при более низких температурах скорость реакций гидратации и процессы упроч­нения окатышей резко замедляются. Автор процесса (Д. Свен­сон) считает, что оптимальные температуры упрочнения долж­ны составлять примерно 30 – 35°С. Существенное влияние на прочность окатышей оказывают химически активные добавки (гипс, хлорид кальция, хлорид железа + соляная кислота и др.). Добавление хлоридов кальция, калия, натрия и железа в ко­личестве до 0,2% от массы шихты повышали прочность окаты­шей примерно на 20%.

Первая промышленная фабрика безобжиговых окатышей с проектной производительностью 1,6 млн. т была введена в дей­ствие в Швеции в 1970 г. Технологическая схема фабрики фир­мы «Гренгесберг» приведена на рис. 11.17.

Пульпа (40% твердого) подается в сгуститель 1, а затем частично обезвоженная (75% твердого) – в шаровую мельни­цу 3. Кек с фильтров (8 – 9% влаги) поступает в бункера для концентрата 10. Связующее (50% цементного клинкера, 50% гранулированного доменного шлака и небольшие количества специальных добавок) измельчается в стержневой мельнице 2, а затем – в шаровой 3. Смешивание концентрата со связующим перед окомкованием осуществляется в полувлажном состоянии в стержневой мельнице – смесителе 9.

Окатывание осуществляется в тарельчатых грануляторах 10 (диаметр 6 м) с подачей в шихту 8 – 9% влаги для получения равномерных по крупности и прочных сырых окатышей. Сырые окатыши с целью предотвращения слипания пересыпаются кон­центратом.

Рис. 11.17. Технологическая схема безобжигового окускования:

1 – сгуститель; 2 – стержневая мельница; 3 – шаровая мельница; 4 – четыре линии по­лучения окатышей; 5 – фильтр; 6 – бункера концентрата; 7 – бункера цемента; 8 – бун­кер подстилающего материала (— 4 мм); 9 – стержневая мельница-смеситель; 10 – та­рельчатые грануляторы; 11 – бункеры первичного и вторичного упрочнения окатышей: 12 – грохота сортировки окатышей; 13 – дробилка; 14 – бункер для загрузки окатышей в вагоны.

Смесь окатышей с концентратом (2:1) поступает в бун­кер 11 высотой 60 м, где окатыши проходят первую стадию упрочнения (30 – 40 ч). Затем они попадают на грохот 12 для отсева рудного концентрата и боя (— 4 мм). Фракцию — 4 мм возвращают в бункер для последующей пересыпки окатышей, а фракцию 4 – 8 мм используют в аглошихте металлургического завода. Отделенные от мелочи окатыши во втором бункере 11 в течение 5 сут приобретают примерно 70 – 80% окончательной прочности. После бункеров окатыши окончательно упрочняются в открытом складском помещении (2 – 3 нед.). Окатыши сред­ней крупности (15 мм) имеют прочность на сжатие 2 кН/окатыш, барабанную пробу по выходу класса + 6,3 мм – 92%, на­сыпная масса – 2 т/м3, истинная плотность – 3,2 г/см3; основ­ность близка к единице [22]. Эти окатыши прошли серию опытно-промышленных испытаний в различных доменных печах (Швеция, Англия, ФРГ и др.) и показали удовлетворительные результаты (до 30% в шихте).

В целом этот метод является перспективным; его недоста­ток— длительный цикл упрочнения сырых окатышей. По полуценным данным, этот окускованный продукт примерно на 20 /о дешевле агломерата и на 30% обожженных окатышей, даже в том случае, если в качестве связующего применяется цемент­ный клинкер.

В Швеции же разработан и другой способ частичной утили­зации металлургических отходов безобжиговым окускованием (способ СОВО).

Разработанный и освоенный в промышленных условиях про­цесс СОВО позволяет окусковывать разнообразные материалы и металлургические отходы с большим распределением частиц по крупности, чем при обычных процессах получения окатышей. Шихта состоит из рудных материалов, тонкоизмельченных шла­ков и пылей сталеплавильных производств, а в качестве связу­ющего вводится гашеная известь.

Руду последовательно измельчают в стержневых и шаровых мельницах обычно на 80 – 100% до фракции менее 0,05 мм. Измельченная руда смешивается с гашеной известью и кремнис­тыми добавками (суммарно порядка 6%), в качестве которых используются пыли из пылеулавливающих устройств печей для выплавки силикохрома и тонкоизмельченный шлак сталепла­вильного производства. При этом строго контролируется удель­ная поверхность извести, которая должна составлять не менее 50 тыс. см²/см³. Тщательно перемешанная и увлажненная в смесителе шихта поступает на окомкование в тарельчатые гра­нуляторы, особенностью которых являются высокие борта (1,2 м), значительно превышающие этот показатель у стандарт­ных аппаратов (0,6 – 0,8 м). Среднее время пребывания окаты­шей в грануляторе порядка 20 мин.

Сырые окатыши из гранулятора классифицируются на роли­ковых грохотах с отверстиями 8 мм. Подрешетный продукт (менее 8 мм) является циркуляционной нагрузкой и направляется в смеситель шихты. Окатыши, представляющие собой надрешетный продукт (более 8 мм), подсушиваются в течение нескольких минут на конвейерной сушилке от 5 – 6 до 3 – 4% влаги. При этом прочность окатышей при раздавливании возрастает с 0,02 – 0,04 до 0,08 – 1,2 кН/окатыш.

Нагретые и подсушенные окатыши поступают в цилиндриче­ские емкости, а из них – на автоклавную обработку, которая осуществляется при давлении пара 1,6 – 1,7 МПа и температуре 200 – 205 ⁰С. Процесс автоклавной обработки состоит из двух последовательных циклов, включающих подъем температуры до необходимого уровня, а затем ее снижение. Благодаря тому, что в автоклавы поступают нагретые при сушке окатыши, эко­номится значительное количество тепла и сокращается весь цикл гидротермальной обработки. После автоклавирования ока­тыши приобретают хорошие физико-механические и металлур­гические свойства. Особенно необходимо отметить их хорошую восстановимость, так как в процессе гидротермальной обработ­ки в них не образуется трудновосстановимых стекловидных ми­нералов. Скорость восстановления этих окатышей (до степени восстановления 50%) часто более чем вдвое выше, чем у обож­женных окатышей аналогичного состава. Схема цепи аппаратов представлена на рис. 11.18.

Рис. 11.18. Схема цепи аппаратов фабрики для производства, окатышей:

1 – бункера; 2 – тарельчатые питатели; 3 – мазутные горелки; 4 – стержневая мельни­ца; 5 – шаровая мельница; 6 – пылеуловитель; 7 – промежуточный бункер; 8 – бункера для связующего; 9 – смеситель; 10 – тарельчатые грануляторы; 11 – роликовый грохот; 12 – ленточная сушилка; 13 – парогенератор; 14 – емкость для автоклавирования; 15 – автоклавы; 16 – бункера готовых окатышей.

Готовые холодные окатыши (диаметр 12 мм) характеризуют­ся высоким сопротивлением сжатию (1,2 кН/окатыш); барабан­ная проба по выходу класса + 6,3 мм – 92%. Отмечается, что производство автоклавных окатышей с утилизацией части от­ходов требует меньших капитальных вложений по сравнению с производством обожженных окатышей и они обладают луч­шими металлургическими свойствами. Отмечается также, что в шихту этих окатышей вводят небольшие количества коксовой мелочи, особенно при утилизации отходов и производстве неко­торых ферросплавов (хромовых, марганцевых и др.). В отдель­ных случаях целесообразно повышать давление (до 2,0 – 2,2 МПа) и температуру (210 – 220 °С) в автоклаве, изменять состав связующего, размеры окатышей и т. д. [27].

В ряде стран проводятся исследования, строятся опытные и промышленные установки по брикетированию различных ме­таллургических отходов (Венесуэла, Канада, Бразилия и др.). В основном эти работы повторяют описанный выше процесс горячего брикетирования Fe-содержащих отходов без связую­щих материалов.

11.4. ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ШЛАКОВ

Повышение эффективности металлургического производства связано с воспроизводством железа и других металлов из раз­личных отходов металлургического передела (шлаки, пыли, шламы и др.). В процессе доменной плавки железных руд с коксом и флюсами многие сопутствующие элементы переходят в чугун, а при получении стали – окисляются и переходят в сталеплавильные шлаки, из которых извлекаются ванадий, ти­тан, ниобий и другие ценные минералы. Некоторые железные руды содержат в своем составе редкие элементы; они при до­менной плавке переходят в шлаки, из которых частично могут извлекаться.

Как упоминалось выше, по химическому составу доменные шлаки делятся на основные, нейтральные и кислые. Основные шлаки отличаются высоким содержанием оксида кальция (46 – 50%) и сравнительно невысоким – глинозема (до 10%), а кис­лые – сравнительно низким – оксида кальция (35 – 42%) и бо­лее высоким – глинозема (до 15%).

Выход шлаков черной металлургии в 1984 г. составил около 80 млн. т, в том числе – около 52 млн. т доменных, 25 – стале­плавильных и 3 – ферросплавных. Из общего количества пере­рабатывается 61% шлаков, из них около 82% доменных, больше 19% сталеплавильных и порядка 38% ферросплавных. (По дру­гим данным соответственно 84,32 и 56%.) Из этого количества шлаков произведено (млн. т): 27,8 гранулированного шлака, 1,8 – пемзы, 15,3 – строительного щебня, 1,3 – удобрений, 2,1 – оборотного продукта для металлургии и других видов шлаковой продукции (минеральная вата, литые изделия, высокоглинозе­мистый клинкер). Так, при выплавке чугуна шлаки добавляют в шихту доменных печей и в аглошихту взамен сырого извест­няка, железных и марганцевых руд. Удельный расход конвер­терного шлака в шихте доменных печей достигал 60 кг/т чугуна и в аглошихте – 22 кг/т агломерата [28]. Опыт работы предприя­тий черной металлургии показывает, что замена известняка и частично агломерата конвертерным шлаком снижает себестои­мость чугуна, повышает производительность агломашин, улуч­шает качество агломерата и т. д.

Из части мартеновского шлака на ЧМК извлекается более 15 тыс. т железа и поставляется доменному цеху полупродукт (46 – 50% Fe) в количестве 34 тыс. т (1981 г.). Добавление этого шлака в агломерационную шихту позволяет увеличить производительность агломашин (на 3,7%) и улучшить качество агломерата.

Доменный шлак на комбинате перерабатывают в отделении грануляции с получением пемзы. В состав обычного шлака вхо­дит дикальциевый силикат в форме (2CaO*Si0₂), одно- и дикальциевые ферриты (CaO*Fe₂О₃ и 2СаО*Fe₂О₃) и небольшие количества вьюстита (FeO). Часть конвертерных шлаков используют в качестве флюса взамен известняка при спекании агломерата, однако они отличаются невысокой пористостью (21,4 – 33%) и неустойчивой структурой. Для улучшения физи­ческих свойств шлака его подвергали обработке замасленной окалиной с водой (60 л на 1 т шлакового расплава). В резуль­тате получают шлак с улучшенными физическими свойствами и резко возросшей пористостью (46 –50%) [16].

Разработана технология передела фосфористого чугуна в конвертерах с использованием шлаков в качестве удобрении. По химическому составу фосфорсодержащие шлаки можно рас­сматривать как комплексные удобрения, содержащие фосфор, кальций, магний, марганец, ванадий, хром, серу при незначи­тельном содержании нежелательных элементов (свинец, цинк, мышьяк, олово, натрий). Средний состав этих шлаков (%): SiO₂ – 11,3 – 18,9; СаО(общ) – 47,25 – 51,7; СаО(своб) – 0,42 – 4,07; MgO – 1,2 – 3,5; Fe (общ) – 9,8 – 13,1; Р₂O₅ (общ) – 8,7 – 11,8; Р₂O₅ (раст) – 0,95 – 10,85; МnО – 4,15 – 7,9.

Было установлено, что важное значение имеет вязкость шлаков, причем на уменьшение вязкости оказывает влияние снижение концентрации MgO в шлаке при одновременном уве­личении концентрации FeO и МпО. Обширная концентрацион­ная область, в которой шлаки имеют низкую вязкость и тем­пературу начала кристаллизации (1295°С), создают предпо­сылки для дефосфорации металла и получения шлаков с высоким содержанием Р₂O₅. Такие шлаки образуются при ос­тавлении в конвертере шлаков предыдущей плавки.

Для выявления эффективности применения фосфатшлаков в сельском хозяйстве были проведены вегетационные испытания на кислых и на нейтральных каштановых почвах. В обоих слу­чаях урожайность культур повышалась даже при сравнении с введением суперфосфата в качестве удобрения [29].

При производстве марганцевых ферросплавов на Никополь­ском заводе ежегодный выход отвальных шлаков составляет около 1,4 млн. т. Шлаки ферромарганца, содержащие 12% Мn, 34% СаО, 35% SiO₂ и другие компоненты, гранулируются и применяются в производстве марганцевого агломерата (22%). Последний отгружают как марганцевое сырье предприятиям черной металлургии (38%) и используют для строительных целей (40%). Отвальные шлаки силикомарганца (Мn – 11%, SiO₂ – 50%, СаО – 15%, MgO – 5%) отгружают металлургам (25%); их перерабатывают на щебень и гранулированный шлак для строительной индустрии (70%), используют при выплавке марганцевых ферросплавов (5%). Вовлечение в производство отсевов шлакопереработки (25 тыс. т) позволяет заменить эквивалентное по марганцу количество стандартного сырья [30].

Изучалась возможность восстановления марганца из отваль­ных шлаков производства силикомарганца путем электроплавки. В опытных плавках был использован дробленый шлак про­изводства силикомарганца (SiO₂ – 48 – 52%, МnО – 17 – 20%; СаО – 10 – 15%; А1₂O₃ – 5 – 10% и др.); плавка проводилась в электропечах на 100 – 200 т. Качество металла полностью соответствовало всем требованиям и практически не отличалось от металла обычной выплавки. В результате внедрения этого процесса удалось снизить расход ферромарганца и плавикового шпата [31].

Таблица 11.5. Основной химический состав шлаков Челябинского электрометаллургического комбината [(% (масс.)]

Сплав	SiO2	CaO	Al2O3	MgO	FeO
Ферросилиций	36,8	19,2	23,5	1,5	4,8
Ферросиликохром	31,2	16,2	21,6	1,7	3,1
Феррохром углеродистый	35,7	1,7	14,8	38,1	1,5
Феррохром низкоуглеродистый	26,1	50,8	4,5	11,9	1,0
Силикокальций	25,7	61,8	3,7	2,1	0,7
Ферровольфрам	52,5	13,9	8,4	0,7	8,8
Ферромолибден	72,8	7,6	7,3	0,9	10,6

Рассматривалась также возможность утилизации различных шлаков, химический состав которых приведен в табл. 11.5.

Так, удалось полностью утилизировать шлаки от производ­ства ферросилиция и ферросиликохрома, причем первые содер­жат 20 – 70% восстановленного кремния и 40 – 45% диоксида кремния и весьма эффективно используются в цветной метал­лургии, при производстве литья и т. д. Использование на Серовском ферросплавном заводе этих шлаков при выплавке углеродистого феррохрома позволило получить на 1 т исполь­зуемого шлака экономию 654 кг кокса и 4,15 ГДж электроэнер­гии, а применение их для раскисления стали в ПО «Вторчермет» (Челябинск) дало экономический эффект, равный 49,4 руб. на 1 т используемого шлака.

Шлаки производства ферросиликохрома (до 30% восстанов­ленного хрома и до 50% восстановленного кремния) полностью утилизируются при выплавке высокоуглеродистого передельно­го феррохрома, что позволяет повысить сквозное извлечение хрома и снизить расход восстановителя.

Наиболее сложной является проблема полной утилизации самораспадающихся известковых шлаков от флюсового произ­водства низкоуглеродистого феррохрома. Эта задача решается путем сепарации шлака с получением различных его фракций. Мелкая фракция (— 0,4 мм) является весьма ценным продуктом н широко применяется для известкования кислых почв. Так, в Свердловской области внесение шлакового порошка позволило повысить урожайность (в пересчете на зерно) на 2,9 ц на каж­дый гектар.

Эффективно применение шлакового порошка в литейном производстве и при изготовлении тарного (бутылочного) стекла. Экономический эффект при производстве литья составляет 6 руб/т литья, при производстве стекла – 100 руб/т использо­ванного шлака при цене шлакового порошка – 4,5 руб/т. На ос­нове таких шлаков организовано производство облицовочной плитки. Эффективно применение этих шлаков при производстве силикатного кирпича, стеновых блоков и др.

При сепарации шлаков ежемесячно извлекается около 5,5 тыс. т металла, переплавка которого позволяет увеличить выпуск товарного феррохрома на 5,1 –5,3 тыс. т [32]. Проведе­ны успешные исследования по использованию в качестве высо­коглиноземистой составляющей шихты при выплавке известково-глиноземистого сталерафинировочного шлака частично довосстановленного отвального шлака алюмотермического производства ферротитана. Полупродукт из шлака после час­тичного довосстановления ,Al₂O₃ – 69 – 74%, СаО – 15 – 20%, TiO₂ – 5,8% и т. д.) отличается повышенным содержанием окислов титана (максимально допустимое – 3%).

Стандартный высокоглиноземистый полупродукт, добавляе­мый в шихту для выплавки синтетического шлака, полностью заменяли частично довосстановленным ферротитановым шла­ком, что существенно не повлияло на качество и свойства ме­талла. Экономический эффект составил около 1,2 руб/т стали, рафинированной синтетическим шлаком. Разработана и прове­рена в промышленных условиях технология выплавки стали (60СГХФА) в дуговых печах с применением для легирования ванадиевого конвертерного шлака вместо феррованадия. В ре­зультате расход феррованадия сократился на 3,8 кг, а марган­цевых ферросплавов – на 0,8 – 1 кг на 1 г стали.

Для повышения эффективности применения доменных шла­ков в строительстве разработана и внедрена технология их об­работки порошкообразными реагентами (Р₃O₅, Сr₂O₃) в шлако­вом ковше. При этом получены шлаковые материалы с улуч­шенными прочностными и огнеупорными свойствами, нашедшие применение в качестве заполнителя при изготовлении легких и жаропрочных бетонов [13]. Разработана также технология вы­плавки силикомарганца с применением брикетов из отвального шлака (Мn – 15,8 – 17,1%, SiO₂ – 49,7 – 50,7%, А1₂O₃ – 8 – 9,7%, СаО – 10,3 – 10,7% и др.), образующегося при производ­стве силикомарганца, вместо кварцита, малофосфористого шла­ка и флюса. Установлено, что такая технология позволяет сократить расход кварцита и малофосфористого шлака в 2 раза и вывести из состава шихты доломит. Извлечение марганца при этом увеличивается на 4 – 6% (Днепропетровский металлурги­ческий институт).

Представляет интерес использование различных шлаков в качестве вяжущего для закладки. Так, проведены исследования по применению электросталеплавильных шлаков в качестве вя­жущего для твердеющей закладки при добыче руд. Установле­но, что степень твердения оказывает значительное влияние на прочность закладки, особенно в смесях с окислительными шла­ками без активизатора (портландцемента). В частности, при увеличении срока твердения с 28 до 90 и 180 сут прочность закладки возрастает более чем в 20 раз. Добавка активизато­ра способствует росту прочности закладки, особенно после 28 сут твердения [16].

Как отмечалось выше, наибольшее количество шлаков обра­зуется в доменном производстве. Основным способом их пере­работки является получение гранулометрического шлака для замены дорогого и дефицитного клинкера при производстве портландцемента (до 15%) и шлакопортландцемента (21 – 60%). Считается, что наиболее прогрессивной является так называемая полусухая грануляция. На таких установках пере­рабатывается большая часть (>75%) шлака, направляемого па грануляцию. Из установок полусухой грануляции наиболее эффективны гидрожелобные, отличающиеся высокой произво­дительностью; они надежны в эксплуатации и просты по конст­рукции.

Гидрожелобная установка состоит из приемной ванны, в ко­торую сливают расплавленный шлак, и наклонного грануляци­онного желоба. В верхнюю часть ванны под давлением до 0,8 – 1 МПа подводится вода (обычно с помощью гидромонито­ра с соплом). Шлаковый расплав из ванны попадает в грану­ляционный желоб, где подхватывается сильными струями воды, охлаждается, разбиваясь на гранулы, и отгружается потребите­лю. Эти установки успешно работают на многих металлургиче­ских предприятиях нашей страны.

Быстротвердеющий портландцемент (БТЦ) получают при совместном тонком измельчении специального портландцементного клинкера, гипса й не более 15% доменных гранулирован­ных шлаков. По своим свойствам БТЦ отличается от обычного прежде всего интенсивным твердением в течение первых трех суток (60 – 70% прочности). В дальнейшем интенсивность на­растания прочности замедляется и через 28 сут и более проч­ностные показатели БТЦ становятся аналогичными обычным высококачественным портландцементам.

Шлакопортландцементом называют гидравлическое вяжу­щее, получаемое путем тонкого измельчения портландцемент ко­го клинкера вместе с гранулированным доменным или электротермофосфорным шлаком, а также дигидратом гипса. Содержа­ние шлаков в шлакопортландцементе должно составлять от 21 до 60% (масс), а в марке 300 – допускается от 60 до 80%. Гипс, вводимый в шихту, регулирует сроки схватывания и является активизатором твердения шлака. При изготовлении шлакопортландцемента гранулированный шлак предварительно сушат (до 1 – 2% влажности), а затем с клинкером и гипсом дозируют, измельчают и т. д.

Процессы твердения шлакопортландцемента более сложные, чем обычного портландцемента, так как в реакции с водой участвуют оба его компонента – клинкер и гранулированный доменный шлак. В затвердевшем шлакопортландцементе преоб­ладают низкоосновные гидросиликаты кальция, образующиеся в высокодисперсном гелевидном состоянии.

Портландцемент и шлакопортландцемент широко применяют в производстве сборных бетонных и железобетонных конструк­ций и изделий, при гидротехническом и речном строительстве и др.

С применением доменных шлаков изготавливают и ряд вя­жущих веществ (известково-шлаковое, шлаковые вяжущие для бетонов, шлакощелочные вяжущие и др.). Так, например, сульфатношлаковый цемент – гидравлическое вяжущее вещество – изготавливают путем помола гранулированного доменного шлака и гипса или ангидрита с небольшими добавками щелоч­ного активизатора его твердения. При этом расходуется 80 – 85% шлаков и 10 – 15% ангидрита.

Одним из наиболее ценных строительных материалов, полу­чаемых из доменных шлаков, является шлаковая пемза, пред­ставляющая собой легкий пористый заполнитель. Существует несколько способов получения шлаковой пемзы. Одним из наи­более прогрессивных является гидроэкранный, основанный на обработке расплава шлака струями воды, подаваемой через гидромониторную насадку со скоростью 17 – 20 м/с под давле­нием 0,6 – 0,8 МПа.

Проводилось большое число промышленных исследований в области наиболее рациональных путей утилизации всех видов шлаков для «собственного» потребления, в строительстве и сельском хозяйстве. Так, по данным Довгопола В. И. и Ягудина А. И. [28], в дорожном строительстве УССР ежегодно ис­пользуется примерно 3 млн. м3 доменных и сталеплавильных шлаков, в РСФСР – 5 млн. м³. Для переработки шлаков ис­пользуют серийные передвижные дробильно-сортировочные установки, дополнительно оснащенные магнитносепарационным оборудованием для извлечения металла.

Разработаны три варианта аналогичных типовых установок для переработки отвальных шлаков производительностью 500, 1000 и 1500 тыс. т шлака в год для производства щебня и с из­влечением металла до 5% от массы шлака.

Увеличена выработка шлаковой и шлакоизвестковой муки из конвертерных шлаков (до 250 тыс. т в год на Новолипецком металлургическом комбинате), из фосфошлаков (100 тыс. т на Карагандинском металлургическом комбинате) и т. д. Подсчитано, что от переработки шлаков черная металлургия получила в 1984 г. 90 млн. руб. прибыли. По данным УралНИИчермета. эффект от переработки 1 т шлака составляет в среднем (руб.): доменного – 1,1. сталеплавильного – 5,4, ферросплавного – 3,2, а вывоз шлаков в отвалы и их содержание дают убыток – 1 руб/т. Однако при использовании некоторых шлаков (напри­мер, от производства силико- и ферромарганца) для выплавки чугуна на большинстве предприятий УССР и Грузии наблюда­ется повышенный расход кокса, известняка, увеличивается вы­ход доменного шлака, повышается себестоимость выплавки чу­гуна (33].

В практике черной металлургии за рубежом рациональным методом переработки и использования шлаков уделяется также большое внимание. Это обусловлено теми же причинами, что и в СССР (получение дополнительных сырьевых ресурсов, удоб­рений для сельского хозяйства, освобождение значительных земельных угодий для сельского хозяйства, улучшение экологи­ческих условий и повышение рентабельности предприятий). В настоящее время, например, доменные шлаки в Великобрита­нии, Канаде, Люксембурге и ФРГ утилизируются на 100 %, в США – на 95%. во Франции и Японии – на 90% и т. д.

Ниже приводятся данные о путях переработки и использо­вания шлаков в ряде наиболее развитых стран за рубежом (табл. 11.6).

Япония. В стране образуется доменного шлака в среднем около 300 кг/т чугуна и сталеплавильных шлаков примерно 130 кг/т стали, причем преимущественно конвертерных. В по­следние годы количество перерабатываемых шлаков в Японии заметно возросло в основном за счет конвертерных шлаков, что связано с увеличением производства конвертерной стали и де­фицитом каменных строительных материалов.

В 1983 – 84 гг. резко возросло количество шлаков для про­изводства цемента (43%) и снизилось – для строительства дорог (38%). Доля шлака, продаваемого, в основном строитель­ным фирмам, возросла с 30% в 1981 г. до 42% в 1983 г.

При переработке конвертерного шлака обычно предусмат­ривается извлечение металла и его возврат в производство. Не­магнитная часть шлака используется для производства щебня и удобрений для сельского хозяйства. Например, по данным фирмы «Кобэ Сейкодзе», которая создала технологию полной утилизации конвертерных шлаков, из каждой тонны шлаков можно получить 720 кг цемента, 30 кг заменителя железистого песка, 50 кг марганцевой руды, 10 кг оксида ванадия, 107 кг удобрений, 165 кг стали. Фирма считает, что более широкому использованию сталеплавильных шлаков препятствует непосто­янство их химического состава и свойств в зависимости от марки выплавляемой стали, условий ведения плавки, а также их на­бухания и разрушения под действием влаги.

Склонность к набуханию и разрушению у шлаков зависит от содержания в них свободного CaO, FeO и МnО, причем если суммарное содержание двух последних оксидов выше 10%, то шлаки становятся устойчивыми к разрушению даже при вы­соком содержании в них СаО. Кроме того, высокое содержание СаО в шлаке мешает его использованию для производства щебня.

Снижение содержания свободной СаО в конвертерном шлаке достигается уменьшением его основности, введением до­менного шлака, богатого Si02, продувкой его кислородом, до­бавкой кварцевого песка, А1₂O₃, Fe₂O₃ и др. При этом до 10%

Таблица 11.6. Использование шлаков

Страна	Примерный выход шлаков, млн. т/год			Утилизировано, %, доменных/ сталеплавильных	Использование шлаков
	Всего	Доменных	Сталеплавильных
Япония	>40	28 –30	>8 – 10	>90/80	Строительные материалы (щебень, цемент, бетон и др.), дорожное строительство, стекольное производство, удобрения и др.
ФРГ	15 – 16,5	11 – 11,8	≈4	100/>90	Строительные материалы (щебень, цемент, шлаковата, пемза, газобетон и др.), удобрения и др.
США	≈27	≈20	>6	95/>70	Строительные материалы (щебень, цемент, пемза, и др.), тарное стекло, покрытие дорог, удобрения и др.
Франция	>16	≈14	2,3	>90/н.с.	Строительные материалы (щебень, пемза, наполнители бетона и др.), покрытие дорог, литейное производство, удобрения и др.
Англия	>13	≈10 – 11	>2	100/≈90	Дорожное, аэродромное и промышленное строительство – щебень (>70 %), шлаковая пемза, бетоны, шлакоситалл, шлаковата и др.
ЧССР	≈8	>5	2,5	>90/≈50	Строительные материалы (цемент, пемза, шлаковата, шлакоситалл и др.), ж.д. и гидротехническое строительство (>90% доменных шлаков) удобрения и др.

Свободного СаО перехо­дит в связанное состояние с образованием ди- кальциевого феррита (2CaO*Fe₂О₃). Содержание свободного СаО снижается в шлаках и после охлаждения, клас­сификации по крупности и выдержки в отвалах в течение нескольких ме­сяцев.

Эта же фирма выпус­кает ферритовый цемент, получаемый при спека­нии шихты, состоящей из доменных и сталепла­вильных шлаков, причем качество цемента регулируется режи­мом спекания и соотношением шлаков в шихте. Наличие в шла­ках различных фаз, способных самостоятельно твердеть (алюмоферриты кальция, основное шлаковое стекло и др.), создает предпосылки к использованию этих вяжущих при обычных тем­пературах или при автоклавной пропарке при невысоких тем­пературах (90—100°С). Если в состав смеси шлаков войдут менее активные компоненты, то требуемый эффект твердения может быть достигнут при более высоких параметрах автоклав­ной обработки (Р = 0,8 – 1,5 МПа, Т = 174 –200°С).

На рис. 11.19 приведена схема промышленной установки пол­ной утилизации шлаков. Горячий шлак (≈1300°C) сливают в два грануляционных агрегата 1, где под действием сильных водяных струй он гранулируется и охлаждается. Пульпа из грануляторов 1, содержащая 12% твердых частиц, подается шламовыми насосами 2 для первичного обезвоживания на гро­хот 3. Твердые частицы пульпы, представляющие собой надрещетный продукт, поступают в промежуточный бункер 4, а за­тем на вторичное обезвоживание — на сетчатый конвейер 5. Гранулированный шлак (W = 9%) поступает на грохот 6, где разделяется на фракции + 15 и –15 мм. Крупная фракция поступает, на склад 7, мелкая — в бункер 8 с питателями 9. За­тем шлак дробят в шаровой или стержневой мельницах 10 и загружают в бункера 11.

Рис. 11.19. Технологическая схема полной утилизации шла­ков:

1 – грануляторы; 2 – шламовые на­сосы; 3, 6 – грохоты; 4 – промежу­точный бункер; 5 – сетчатый кон­вейер; 7 — склад; 8. И— бункер: 9 – питатели; 10 – стержневая (ша­ровая) мельница; 12 – отстойник: 13 – резервуар технической воды; 14 – струйные насосы.

Пульпа из-под грохота 3 подается в отстойник 12, а шлам, содержащий 30% твердых частиц, перекачивается в промежу­точный бункер 4. Вода из отстойника 12 поступает в резервуар 13 технической воды и струйными насосами 14 вновь подается в грануляционное отделение.

Производительность этой первой промышленной установки 25 тыс. т/мес (по шлаку), давление воды на грануляционной установке – 166,7 кПа, продолжительность грануляции шлака из одного ковша – около 15 мин.

В конце 70-х годов были построены еще две аналогичные установки для утилизации доменных шлаков производитель­ностью 50 и 80 тыс. т/мес [34].

Многие фирмы проводят исследования по разработке наи­более эффективных путей грануляции шлаков. Так, в отличие от водной грануляции фирмы «Кобэ Кейкодзе» фирмой «Ниппон Кокан» и др. разработана и эксплуатируется установка воз­душной грануляции шлаков [35]. В 1979 г. была пущена подобная установка для грануляции шлаков, получаемых при выплавке Fe – Ni, а в 1981 г. – для утилизации конвертерных шлаков.

Принцип работы установок почти аналогичен. Шлаки посту­пают в специальные желоба, куда противотоком направляются струи воздуха, распыляющие шлак на мелкие гранулы, обычно диаметром до 5 мм. Тепло гранул утилизируется во вращаю­щихся трубчатых теплообменниках и используется для различ­ных целей, в том числе и для сушки исходной руды. Гранули­рованный шлак классифицируют на классы + 3 и – 3 мм, при­чем подрешетный продукт является товарным и отгружается потребителю. Надрешетный продукт практически не использу­ется, так как содержит повышенное количество свободного СаО, доломитизированный известняк и другие нерасплавляющиеся включения, ухудшающие качество гранул.

В табл. II.7 приводятся некоторые технические данные этих установок.

Таблица 11.7. Технические характеристики установок

Характеристика	Установки
	утилизации конвертерного шлака	утилизации шлака выплавки
Производительность (по шлаку), т/ч	80	140
Скорость воздуха при грануляции шлака, м/с не более	100	100
Расход воздуха, тыс. м3/ч (м3/т шлака):
на грануляцию	56,7	170—350
на охлаждение гранул	110	950
Температура гранул, °С:
поступающих в теплообменник	1050—1100	1050—1100
выходящих из теплообменника	~290	130
Выход годного гранулированного шлака, %	67	–

Несколько иной способ грануляции шлаков предложен фир­мой «Сумитомо Метал» (Япония).

Жидкий доменный шлак подается на вращающуюся с опре­деленной скоростью плиту, где образуются небольшие гранулы диаметром 5 мм, которые затем охлаждаются от 1350 до 850°С. Они затвердевают и являются товарным продуктом. По мнению фирмы, разработанный метод сухой грануляции обеспечивает низкий расход энергии, небольшие потери тепла и высокий по­казатель использования шлака.

Фирмой «Сумитомо киндзоку когё» внедрен процесс, в ко­тором оборотный конвертерный шлак используется для дефосфорации расплава чугуна. На степень извлечения фосфора существенное влияние оказывает состав конвертерных шла­ков – флюсов и их расход. При исходном содержании в чугуне 0,5% фосфора его количество уменьшается до 0,007 – 0,038% при расходе флюса 50 – 70 кг/т чугуна. Отмечается, что при предварительном рафинировании чугуна от кремния коэффи­циент дефосфорации повышается. Для лучшего протекания про­цесса необходимое содержание серы в расплаве должно быть менее 0,02%; добавки CaF2 или СаCl₂ повышают коэффициент дефосфорации.

Для измельчения шлаков в Японии используют главным об­разом мельницы типа «Аэрофоль», в которых крупный шлак (>300 мм) измельчается до фракций 2,3 мм, затем подверга­ется магнитной сепарации для извлечения металла. Степень его извлечения составляет более 90% от содержания в шлаке. Необходимо отметить, что конвертерные шлаки, в состав кото­рых входят CaSiO₂ и соединения железа, начинают применять для снижения кислотности почв и повышения урожайности раз­личных сельскохозяйственных культур.

Ферросплавные шлаки после доизвлечения из них ценных компонентов используются в дорожном строительстве, в произ­водстве стекла, для футеровки электропечей и изложниц и в качестве удобрения в сельском хозяйстве.

Таким образом, шлаки в Японии широко используются для собственных нужд предприятий в качестве оборотного продук­та, в том числе и при производстве агломерата или непосредст­венно в шихте доменных печей, для инженерной подготовки местности, дорожного строительства, в качестве флюса для де­фосфорации чугуна и др. Часть шлаков используется для про­изводства различных строительных материалов (заполнителей бетонов, цементов и др.) и изделий (противопожарных панелей, волнорезов и др.). для снижения кислотности почв и в качестве удобрений и т. д. [36].

ФРГ. При объеме производства стали в 1985 г. в 40,5 млн, г выход шлака составляет около 15 – 16 млн. т, из них домен­ных – 11 – 11,8 млн. т (330 кг/т чугуна) и сталеплавильных – порядка 5,5 – 5,6 (до 6 млн. т в начале 80-х годов). Средний выход этих шлаков 140 – 141 кг/т стали. Наибольшую часть составляют конвертерные шлаки (68%) и шлаки электропечей (12%). В последние годы доменные шлаки полностью утилизи­руются, причем большая их часть непосредственно на метал­лургических предприятиях. Из них получают гранулированный шлак, который предназначен главным образом для нужд строи­тельной промышленности, шлаковый щебень и брусчатку (65% от всей массы шлака), шлаковый и сульфатный цементы (20%), шлаковату, шлаковую пемзу, газобетон, молотые фосфатшлаки и др. Шлаковый щебень и брусчатка используются для дорожного, аэродромного и промышленного строительства, шлаковая пемза – в качестве пористого заполнителя для изго­товления теплоизоляционных и легкобетонных изделий, фосфатшлака – в качестве ценных удобрений для сельского хозяйст­ва и т. д.

Шлаковая пемза в сравнительно небольшом количестве про­изводится в опрокидных бассейнах фирмы «ФЕСТ». Процесс сводится к обработке расплава водой, которая подается через перфорированное дно бассейна. Пемза затем попадает в дробильно-сортировочное отделение и отгружается потребителям. Сталеплавильные шлаки, в основном конвертерные, исполь­зуются в шихте доменных печей и в аглошихте (»35%), где они частично заменяют железные, марганцевые руды и флюс. Примерно 28% этих шлаков используется в строительной ин­дустрии, часть – в качестве удобрений и только около 10% сбрасывается в отвалы. Шлаки от производства ферромарганца используются для выплавки силикомарганца и в небольшом количестве — в доменном процессе.

Ряд фирм работает над усовершенствованием способов грануляции доменных шлаков. Так, например, фирма «Хоеш» еще с 1968 г. эксплуатирует установку полусухой грануляции жидкого доменного шлака. На этой установке в струю жидкого шлака под давлением подается вода из распределительной во­дяной форсунки. Распыленные гранулы небольшого размера после затвердевания и охлаждения используются на предприя­тии в аглодоменном процессе или отгружаются потребителю. Используются и другие методы грануляции доменных шла­ков.

Значительное внимание уделяется более полной утилизации сталеплавильных шлаков, переработка которых в большинстве случаев предусматривает извлечение из них металла и возврат его в металлургический передел. Немагнитную фракцию перерабатывают на щебень и в измельченном состоянии направляют сельскому хозяйству.

Фирма «Ауфберайтунгсгезельшафт фюр минерален» на за­воде г. Зальцгиттере эксплуатирует установку (800 т/сут) для переработки отвальных сталеплавильных шлаков. Шлак, из­влеченный из отвала, поступает на колосниковый грохот, где разделяется на фракции + 300 и – 300 мм. Крупная фракция – надрешетный продукт ( + 300 мм) – направляется на колосни­ковый грохот, где разделяется на фракции +600 и – 600 мм. Измельченный естественным путем надрешетный продукт под­вергается магнитной сепарации для отделения металла.

Подрешетный продукт первой стадии грохочения (– 300 мм) поступает на следующую стадию грохочения, где разделяется на классы + 80 и – 80 мм. Надрешетный продукт подвергается магнитной сепарации; выделенный металл транспортируется на склад.

Немагнитный материал направляется на дробление, проходя стадию электронного контроля, которая повторно контролирует не только форму и размеры немагнитного материала, но и на­личие кусков металла, которые автоматически выводятся из процесса. Аналогичные операции проходе и остальные фрак­ции шлака. Весь неметаллический материал направляется в 600-тонный промежуточный бункер с пластинчатым питателем, с помощью которого материал подается в дробилку ударного действия.

Дробленый материал поступает на сортировочную установ­ку, работающую в замкнутом цикле с контрольной магнитной сепарацией продукта. Здесь материал разделяется на фракции + 40 и – 40 мм.

Подрешетный продукт в классификаторе разделяется на фракции 20 – 40; 12 – 20 и 5 – 12 мм. В зависимости от требова­ний потребителя разделенная на фракции немагнитная часть может быть переработана на щебень или порошок для сельс­кого хозяйства, а магнитная – в сталеплавильном переделе. На некоторых предприятиях ФРГ жидкий шлак транспорти­руют в ковшах, сливают в ямы, охлаждают водой и готовый шлаковый щебень отправляют потребителям.

США. В 1985 г. в стране выплавлено 80,4 млн. т стали, что несколько ниже уровня 1984 г. (83,9 млн. т).

Большая часть добываемой руды (>90%) используется для производства окатышей (примерно 50 млн. т/год), но мощ­ности фабрик окомкования (75,8 млн. т) используются лишь на 65 – 66%. В 1985 г. выход шлаков составил около 27 млн. т.. Доменные шлаки утилизируются на 95%, а сталеплавильные – примерно на 72%. Большая часть доменных шлаков – высоко­магнезиальная (до 16% MgO), поэтому они мало пригодны для производства вяжущих. Используются они в сравнительно не­больших количествах для производства цемента и удобрений для известкования кислых почв. Часть шлаков применяется в производстве бетона, тарных стекол (содержание шлаков в ших­те до 30%), битумных масс для покрытия автомобильных до­рог, железнодорожного балласта.

С доменными шлаками теряется 0,75 – 0,9% производимого в доменных печах чугуна, что составляет более 750 тыс. т в год. В связи с этим представляют особый интерес исследования по разработке наиболее рациональных путей извлечения метал­ла из доменных шлаков.

Существуют различные способы утилизации металла из шла­ка. Фирма «Огден Металз» разработала четырехстадийную схему очистки, включающую дробление шлака до ^600 мм; отсев мелкой фракции (– 25 мм); сушку надрешетного материа­ла ( + 25 мм) и очистку надрешетного материала струйной обработкой. В результате из общей массы в шлаке выделяются металлические плитки длиной до 600 мм и толщиной до 150 мм, содержащие около 91,5% металлической части. При выплавке из них получают более 89% металла. Первая такая установка была пущена в начале 70-х годов. В настоящее время ее мощ­ность превышает 5 тыс. т металла в месяц, который использу­ется вместо чушкового чугуна и чугунного скрапа.

Есть установки, на которых шлак измельчается до более тонкого состояния, а повышенные энергетические затраты на процесс дробления компенсируются большим выходом метал­лической части. Внедрены разработки по получению из шлаков конструкционного и отделочного керамического материала с высокими механическими свойствами, значительной химической и термической стойкостью, который получил название пирокер (шлакоситалл). Технология его получения почти аналогична производству стекла. Гранулированный доменный шлак сплав­ляют с кварцевым песком, глиной и катализаторами кристалли­зации (оксиды некоторых металлов, сульфат натрия и др.) в стекломассу, которую затем подвергают термической обработ­ке с целью получения микрокристаллической структуры.

Сталеплавильные шлаки от переработки низкофосфористых чугунов раньше довольно широко использовали в шихтах до­менных печей и агломашин, однако в настоящее время их используют в аглошихте сравнительно ограниченно (<30%) преимущественно с другими Fe-содержащими отходами. Часть сталеплавильных шлаков нашла применение при строительстве железнодорожных путей в автострад, в качестве заполнителей асфальтобетонов и других видов шлакопродукции.

Многие фирмы («Юнион карбайд», «Фут минерал», «Интерлейк стил» и др.) проводят различные исследования по наибо­лее рациональным путям утилизации ферросплавных шлаков, комплексному использованию ванадиевого сырья с переработкой ванадиевого шлака в легирующие сплавы и т. д.

ЧССР. Среднегодовая выплавка чугуна составляет «9,5 млн. т, стали – более 15 млн. т. Страна занимает одно из первых мест в мире по выплавке чугуна (617 кг) и стали (980 кг) на душу населения, значительно превосходя по этому показателю высокоразвитые капиталистические страны (США, Англию, Францию, ФРГ и др.). Одной из основ интенсификации черной металлургии является рост производства кислородно-конвертерной стали, что приводит к увеличению выхода конвер­терных шлаков. В среднем в ЧССР при производстве стали образуется примерно 150 кг на 1 т стали или по стране – более 2,5 млн. сталеплавильных шлаков в год, а при производстве чугуна – 600 кг доменных шлаков на 1 т чугуна, или около 6 млн. в год.

В строительстве железнодорожных полотен, шоссейных до­рог и гидротехнических сооружений используется до 90 – 98% доменных шлаков. Остальные доменные шлаки нашли примене­ние в производстве цемента, шлаковой пемзы, шлаковаты, шлакокриста (шлакоситалл) и других материалов, а также в ка­честве удобрений в сельском хозяйстве.

Использование сталеплавильных шлаков ограничено, хотя их переработка постепенно увеличивается. Они частично исполь­зуются в аглошихте и доменном переделе, в строительстве («50% общего количества) и в сельском хозяйстве в качестве удобрений. Обычно при переработке сталеплавильных шлаков предусматривается извлечение металла и его возврат в метал­лургическое производство, использование немагнитной фракции для переработки на щебень и удобрения. Конвертерные шлаки, особенно богатые марганцем, используются в металлургическом переделе для замены части железных руд, марганцевых добавок и флюсов. При этом расходы на производство чугуна значитель­но снижаются (примерно в 2,5 – 3 раза) [37].

Франция. Среднегодовая выплавка стали составляет 18,8 – 19 млн. т (1984 – 1985 гг.), количество сталеплавильных шлаков превышает 2,3 млн. т в год. В стране утилизируется более 90% доменных шлаков, большая часть которых подвергается грану­ляции (>55%). Для строительства дорог используют смеси гранулированных доменных шлаков (20%) и шлакового щебня (80%) с небольшими добавками гашеной извести. Часть домен­ных шлаков применяют в качестве наполнителя бетонов (около 14,5%), в литейном производстве в самотвердеющей смеси (с кварцевым песком и силикатом натрия), в отстойниках фильт­ров и т. д.

Переработка сталеплавильных шлаков, как и в других странах, включает извлечение из них металла, возврат магнит­ной фракции в металлургический передел и использование неметаллической фракции на щебень и порошок для сельскохо­зяйственных нужд. Обычно конвертерный шлак сливают в спе­циальные ямы, из которых его затем извлекают и дробят. Для дробления обычного и гранулированного шлака используют различное оборудование и технологию, рассчитанную на полу­чение пылеватой фракции в пределах 7 – 15% (<80 мкм). Про­изводительность установок со стержневыми мельницами (за­грузка стержней 13 –14 т) 25 – 35 т/ч, а с дробилками конус­ного типа – до 70 – 75 т/ч.

Англия. Среднегодовая выплавка стали составляет 15 – 15,7 млн. т (1984 –1985 гг.), количество сталеплавильных шлаков – более 2 млн. т/год. В стране утилизируется 100% доменных шлаков, большая часть которых используется для строительства дорог, аэродромов и в промышленности в виде щебня (>70%). Часть доменных шлаков применяют в грану­лированном виде со шлаковой пемзой для производства бетонов, шлаковаты, слагкера (типа шлакоситалла), его раз­новидности – шлакокерама, представляющего собой прочный, химически стойкий мелкокристаллический строительный кон­струкционный материал.

Аналогично другим странам сталеплавильные шлаки используются в доменной и агломерационных шихтах, в битум­ных бетонных смесях для дорожных покрытий, при производст­ве щебня, в сельском хозяйстве и др. Наибольшее применение сталеплавильные шлаки (в основном конвертерные, богатые марганцем) находят в шихте доменных печей.

Особую специфику имеет утилизация ферросплавных шла­ков. В производстве ферросплава находят применение плазмен­ные процессы, которые позволяют утилизировать значительную часть шлаков. Так, фирма «Фостер Уилер Тетроникс» изго­тавливает плазменные печи, в которых расширенная прецесси-рующая плазма образуется между вращающимся катодом и кольцевым анодом. Главной особенностью этой плазменной сис­темы является образование стабильного конуса высокотемпера­турной плазмы (до 2000°С). Переработка различных руд в этих установках осуществляется практически без образования отходов или с небольшими отходами – шлаками, не содержащи­ми металлических примесей.

Другие ферросплавные шлаки частично возвращаются в процесс, используются в дорожном строительстве, производстве стекла, в сельском хозяйстве и других отраслях промышленности.

Канада. Среднегодовая выплавка стали составляет 12,8 млн. т, чугуна – 8,6 млн. т, количество сталеплавильных шлаков примерно 1,5 млн. т/год. Доменные шлаки в стране утилизируются и используются полностью, причем области и технология применения почти не отличается от принятого в других странах, но есть и свои особенности. Так, в стране раз­работан и внедрен способ получения окатанной (гранулирован­ной) пемзы путем обработки жидкого шлака струями воды (вспучивание) с последующим окомкованием пластичного ма­териала в барабане–окомкователе и охлаждением образующихся гранул воздухом. Окомкованный шлак отличается равномер­ной пористой структурой. Благодаря его небольшой удельной поверхности расход цемента при закладке в бетоны уменьша­ется на 20%.

В измельченном виде такие шлаки обладают вяжущими свойствами и используются в качестве вяжущих. Для обеспече­ния гидравлических свойств окатыши (W = 5,5%) должны со­держать определенное количество фракции менее 75 мкм, по­этому часть окатышей измельчается. Из смеси, содержащей 85% неизмельченных и 15% измельченных окатышей, автоклав­ным упрочнением получают кирпичи и блоки.

Проводятся исследования по применению плазменных сис­тем для выплавки металлов, особенно ферросплавов. Так, высо­коуглеродистый феррохром получают восстановлением тонкоизмельченных хромовых руд в плазменно-дуговом реакторе.

Проводились исследования по получению углеродистого ферромарганца из высокомарганцовистого шлака (25 – 40% Мn) в плазменно-дуговом реакторе с удлиненной дугой косвен­ного нагрева. При выборе оптимального состава шлака в плаз­менном реакторе можно учитывать только его физико-химиче­ские свойства с целью улучшения термодинамических и кине­тических условий протекания реакций в расплавах и т. д. Полученные сплавы ферромарганца содержали 70 – 90% Мn, менее 0,01% Р (при исходном содержании в высокомарганцо­вистом шлаке 0,092%), менее 0,01% S и др. Содержание марганца в конечном шлаке 2,5%. Отмечается, что ферромар­ганец, полученный в плазменно-дуговом реакторе из высоко­марганцовистого шлака, в некоторых случаях может служить заменителем электролитического марганца [38].

Кроме того, опыты подтвердили, что эта технология может быть использована для производства феррохрома и других ферросплавов.

В таких странах, как Швеция, Бельгия, Норвегия и др. также проводятся широкие исследования в области перспектив­ных методов инжекционной металлургии, индукционного и плазменного нагрева, разрабатываются методы ввода в эксплуа­тацию новых рудовосстановительных печей большой единичной мощности и т. д. Все эти мероприятия направлены на повыше­ние производительности, улучшение качества ферросплавов, утилизации и использования шлаков и других отходов ферро­сплавного производства.

Так, применение индукционного нагрева и мощных плазменно-дуговых горелок создает дополнительные возможности для использования низкосортных руд и шлаков для получения вы­сококачественных сплавов с целью раскисления и легирования металлов. Положительные результаты получены при применении плазменных горелок (до 3000 кВт) фирмы «Вестинхауз» (Бельгия). Шведские фирмы «Ферролегерингар» и «Удде-хольмс» получали металл по инжекционному способу производ­ства ферромарганца в реакторе Уддакон, представляющем собой низкочастотную индукционную печь канального типа с фурмой для ввода в жидкий металл различных порошкообраз­ных материалов. Другие фирмы Швеции разработали и ис­пользуют различные генераторы плазмы и дуговые плазменные реакторы, в том числе плазменные горелки мощностью до 6000 кВт. Так, в 1984 г. пущена установка с тремя плазменными генераторами мощностью 6 МВт, позволяющая получать ме­талл из металлургических отходов, производительностью 70 тыс. т отходов в год.

В ГДР плазменная технология начала развиваться примерно 20 лет назад и предназначалась в основном для сталеплавиль­ного производства. В качестве плазмообразующего газа ис­пользуется аргон, мощность плазмотронов в 15 и 35-тонных печах составляет соответственно 10 и 20 МВт. На печах успеш­но выплавляются нержавеющие стали различных сортов, сред­не- и высоколегированные стали.

В целом ряде стран расширяется ассортимент материалов, получаемых из различных шлаков. Так, в Австрии освоен процесс получения из доменных гранулированных шлаков вы­сококачественных изоляционных материалов сложной конфигу­рации, которые могут применяться в строительстве, электротех­нике и в химической промышленности (кислотостойкий материал). Полностью утилизируются доменные шлаки в Люксембурге, где разработана система (ШВА) получения гра­нулированного шлака полусухой грануляцией жидкого шлака с непрерывной выдачей готовой продукции и др.

11.5. УТИЛИЗАЦИЯ И ИСПОЛЬЗОВАНИЕ СКРАПА И ОКАЛИНЫ

11.5.1. Стальной скрап

Стальной скрап в зависимости от его происхождения весьма разнообразен как по физико-химическим свойствам, так и по размерам, форме кусков и наличию в нем таких компонентов как чугун, легированные стали, цветные металлы, неметалли­ческие включения (дерево, пластик и др.) и мусор. Имеются три источника стального скрапа: оборотный, металлообрабаты­вающей промышленности и амортизационный.

Оборотный скрап, образующийся в сталеплавильном и про­катном производствах, обладает, как правило, наилучшими ка­чествами, не содержит мусора и более или менее компактен. Этот скрап обычно хранят и расходуют с учетом химического состава и имеющихся в нем примесей. Скрап металлообрабаты­вающей промышленности обычно свободен от внешних загряз­нений, и поэтому может непосредственно направляться на пакетирование, а стружка – на дробление и брикетирование. Амор­тизационный скрап отличается большим разнообразием как по крупности, так и по содержанию в нем различных примесей и мусора. Обычно его делят на три типа: громоздкий (железно­дорожные вагоны, суда, трактора, грузовые машины), гильотин­ный несортированный, подлежащий обработке на гильотинных ножницах (сельскохозяйственные и текстильные машины, кон­тейнеры и др.) и легковесный (консервные банки, части легко­вых автомашин и др.).

В зависимости от вида и степени загрязненности стального скрапа при его подготовке необходимо решить две основные задачи: для чистого скрапа обеспечить по возможности его вы­сокую насыпную плотность, а для загрязненного – обеспечить предварительную его очистку для выплавки стали требуемого качества и повысить насыпную плотность.

Большая часть громоздкого скрапа состоит из стали (>80%), небольших количеств чугуна (до 3 – 5%), цветных металлов (от 0,3 до 5%) и неметаллических включений. Гильо­тинный несортированный скрап также состоит преимуществен­но из стали (78 – 80%), но чугуна в нем несколько больше (до 15 – 15,5%), в легковесном же колебания состава очень ве­лики и определяются химическим составом перерабатываемой продукции. Так, например, при переработке частей легковых автомобилей содержание стали составляет примерно 70%, а при переработке консервных банок – до 95 – 96%.

Необходимо отметить, что скрап является и важным источ­ником легирующих элементов и цветных металлов. Например, при разделке автомобилей в скрап обычно переходит пример­но по 5% алюминия, меди и цинка. В Великобритании, напри­мер, из 150 тыс. т слитков легированной стали, выплавляемой в электропечах, в скрап уходит около 45 тыс. т, в которых со­держится 1200 т хрома, 600 т никеля, 165 т молибдена, 40 т ко­бальта, 25 т вольфрама и др.

Одной из серьезных проблем, связанных с использованием скрапа, является его очистка от металлических и неметалличе­ских включений (до 10%). К первым относятся главным обра­зом медь и олово, причем их количество на большинстве произ­водств из года в год заметно увеличивается. Так, например, в электросталеплавильном цехе металлургического завода в Темпелборо (Англия) содержание меди в скрапе заметно воз­росло, что привело к повышению ее содержания в стали за по­следние 50 лет (до 1980 г.) с 0,04 до 0,18%. На ряде других предприятий содержание меди в скрапе превысило 0,26%. Ана­логичная картина наблюдается и при переработке скрапа в ря­де других стран (США, ФРГ и др.).

Для удаления этих примесей разработаны различные сепа­раторы, в том числе магнитного типа и основанные на разности плотностей дробленого и недробленого скрапа.

По оценкам экспертов потребление скрапа для производст­ва стали составило в 1985 г. порядка 550 млн. т, а к 2000 г. до­стигнет – 760 – 840 млн. т.

Требования к качеству скрапа в странах неодинаковые. Так. если в ФРГ скрап для сталеплавильного производства должен содержать более 90% Fe и иметь плотность не менее 1 т/м3, то в ряде стран Южной Америки содержание железа в скрапе мо­жет быть несколько ниже (>85%). По данным ФРГ, среднего­довой удельный расход скрапа составляет около 400 кг/т стали, причем для мартеновского производства он равен примерно 660 кг, а для конвертерного – 230 кг/т стали. Для производства чугуна расход скрапа сравнительно стабилен и составляет 16 – 17 кг/т чугуна. Общее потребление скрапа в ФРГ находит­ся на уровне 16 – 17 млн. т в год, причем на выплавку стали расходуется больше 15 – 15,5 млн. т, а чугуна – порядка 0,5 млн. т. Увеличение доли выплавки кислородно-конвертерной и электростали повлекло за собой и рост потребления скрапа в этих процессах.

Потребление скрапа в различных странах неодинаково. Так, в США при среднегодовой выплавке стали 80 – 82 млн. т об­разуется более 25 млн. т скрапа. Весь скрап используется. Так, более 30% стали получено в электропечах, использующих скрап. Однако производственные мощности для подготовки скрапа (118 млн. т/год) используются только примерно на 30%.

Для ГДР стальной скрап как металлургическое сырье имеет большое значение, так как в стране нет месторождений желез­ных руд. Поэтому металлургическая промышленность страны ориентируется в основном на переработку лома. Его расход в мартеновском производстве составляет около 69%, в электро­сталеплавильном примерно 94%.

Потребность в скрапе для различных производств непосто­янна и меняется в зависимости от целого ряда факторов. Как отмечалось выше, наибольшие трудности связаны с переработ­кой загрязненного скрапа. Различные варианты переработки за­грязненного скрапа, нашедшие применение в мировой практике, включают следующие основные операции: для громоздкого скрапа – измельчение, газовая резка, сортировка; для обычного скрапа: резка гильотинными ножницами, сортировка, магнитная сепарация; для легковесного скрапа: дробление, измельчение, классификация по крупности, магнитная сепарация. Значитель­ное распространение получила схема, в которой предусматрива­ется рассев скрапа (обычно на колосниках) для удаления му­сора с последующей магнитной сепарацией для извлечения мел­ких включений чугуна и стали из грязевых фракций.

Обычно при классификации исходят из того, что содержание примесей в мелких фракциях скрапа значительно выше. Так, по данным, полученным в ГДР, содержание цветных металлов в классе 10 – 40 см составляет более 65%, а в классе >60 см – 11 – 12% от общего их содержания в скрапе.

Многие фирмы и предприятия специализируются на произ­водстве оборудования для подготовки скрапа. Основным обору­дованием являются различные пакетир-прессы, гильотинные ножницы, аппараты для дробления и сортировки, сепараторы для очистки и пресса для брикетирования мелкого скрапа и стружки.

Современная технология переработки старых автомашин на механизированных поточных линиях (более 300 тыс. автомашин в год) в США осуществляется в следующей последовательно­сти: с машин снимают скаты колес, бензобак, радиатор и акку­муляторную батарею. Последнюю дробят в специальных, обыч­но молотковых, дробилках, и крупные куски лома подвергают­ся магнитной сепарации. Легковесная измельченная часть отса­сывается из дробилки с помощью эксгаустера. В сепараторе тя­желая масса разделяется на магнитную и немагнитную части. Магнитная часть состоит из стали и чугуна (>95% массы ав­томашины) и представляет собой высококачественный металло­лом. Отсасываемая масса (в основном фибра, пластмассы и ре­зина) собирается в циклоне. Кроме того, немагнитная часть массы содержит смесь цветных металлов, небольшие количест­ва нержавеющей стали и чугуна, не выделенные из скрапа при магнитной сепарации.

Разработаны различные способы, позволяющие утилизиро­вать более 95% немагнитной части дробленой массы, в том чис­ле Al, Zn, Сu. Один из них основан на использовании жидко­стей различной плотности, при этом менее плотные всплывают на поверхность, а более плотные материалы погружаются на дно. В последние годы в легковых автомобилях все более ис­пользуют алюминий и пластмассы. Так, в США предполагается, что при переработке автомобильного скрапа уже в 1990 г. уда­стся восстановить примерно 1 млн. т алюминия и более 500 тыс. т пластмасс в год. Кроме традиционных методов магнитной се­парации, для отделения органических материалов и цветных ме­таллов применяют обжиг и флотацию дробленого лома.

Ряд предприятий США имеют специальные скрапоразделочные базы, специализирующиеся на подготовке скрапа для раз­личных производств (конвертеры, дуговые печи, литейное про­изводство и др.). Так, фирма «Snyder Iron and Steel» (Чикаго) специализируется на подготовке скрапа для литейных цехов. Исходным сырьем для переработки служат толстые листы, обрезь проката, изношенное оборудование и стружка. Большая часть измельченного скрапа пакетируется и направляется по­требителю.

Оборудование для переработки различных видов лома вы­пускается как в СССР, так и многими фирмами за рубежом. Так, пакетир-прессы выпускаются отдельно для пакетирования кузовов легковых автомобилей, листовых отходов, отходов штамповочного производства и др.; много различных моделей пакетир-прессов типа «Harris» выпускают фирмы США. Для листовых отходов этот пресс рассчитан на производительность 30 т/ч; для пакетирования рельсов (модель RB-120) – на про­изводительность 12 – 14 т/ч, общим усилием 900 МН; для кузо­вов автомобилей (среднего класса и малолитражных) – модель TG-6034 (общее усилие = 33700 МН) и др. Пресс фирмы «Zoge-mann» (модель 2024-36 Е) предназначен для пакетирования обрезов проката в пакеты массой 8,2 – 9,5 т в течение каждых 40 с (до 25 т/ч). Другая модель пресса (HRB-10) при общем усилии ж 3300 МН предназначена для мелкого лома из любых отходов. Все эти пакетир-прессы имеют гидравлическое автоматизированное управление, снабжены средствами контро­ля, подающими и уборочными конвейерами лома. При этом обеспечивается получение пакетов одинаковой массы и плотно­сти. Следует отметить новый пресс Harris RB-120, с помощью которого обеспечиваются резка и пакетирование рельсов необ­ходимой длины (450, 600, 900, 1500 мм). В СССР также выпус­каются различные образцы пакетир-прессов. Так, на Магнито­горском металлургическом комбинате успешно работает пресс типа Б 1345 для подготовки лома усилием 30330 МН.

Большое значение для подготовки скрапа имеют ножницы, выпускаемые в различных странах. Так, в ФРГ выпускаются универсальные гидравлические ножницы нескольких типов, из которых наиболее распространены – с длиной ножа 510 мм, со­вершающие 8 – 25 резаний в 1 мин. Для подготовки листов су­дового скрапа шириной до 4000 мм применяют продольные (дли­на ножа 4100 мм) и поперечные ножницы (длина ножа 400 мм), рассчитанные на производительность 30—45 т/ч. В Англии для подготовки скрапа применяют ножницы с усилием резания 1900—18300 МН длиной режущего инструмента до 1500 мм. В Аргентине работают гильотинные ножницы для резки авто­мобильного и судового скрапа усилием 10600 МН с длиной ножа 965 мм, в Венесуэле – для этих же целей – 19000 МН и длиной ножа – 1550 мм и т. д.

В ряде стран работают промышленные предприятия и уста­новки по утилизации мелкого лома – стальной, чугунной и цвет­ной стружки. В конце 50-х годов был разработан и проверен в промышленном масштабе метод горячего брикетирования раз­личных металлургических отходов, в том числе и мелкого скра­па— стальной и чугунной стружки. Удаление при горячем бри­кетировании масел и влаги, содержащихся в стружке, повышает содержание железа на 7 – 8%, а высокая плотность брикетов уменьшает их окисляемость.

Технология брикетирования в основном однотипна и вклю­чает операции грохочения стружки, ее загрузки в приемную ка­меру пресса, подпрессовки и брикетирования. Так, фирма «Мауer Pollock Steel Corp.» (США) брикетирует стружку в брикеты сечением 0,5x0,5 м и массой 320 кг на полностью автоматизи­рованных прессах («Tezuka», Япония); производительность 30 брикетов в 1 ч (1000 т в неделю). Камера прессов – 3x1,8 м, общее усилие прессования 19000 МН при давлении в гидросистеме 17,5 МПа. Готовые брикеты транспортируют на склад или потребителю.

Технологическая схема горячего брикетирования стальной стружки приведена на рис. 11.20.

Рис. 11.20. Технологическая схема горячего брикетирования стальной стружки:

1 – грохот; 2 – вертикальный подъемник; 3 – накопительный бункер; 4 – элеватор; 5 – наклонный желоб; 6 – вращающаяся печь; 7 – пульт управления; 8 – циклон; 9 – теплообменник; 10 – трубопровод; 11 – эксгаустер; 12 – газгольдеры; 13 – пресс; 14 – конвейер для брикетов.

Стружка сортируется на грохоте 1 для удаления из нее круп­ных кусков металла. Подрешетный продукт — отсортированная стружка — вертикальным подъемником 2 подается в накопитель­ный бункер 3. Из него элеватором 4 и наклонным желобом 5 стружка подается во вращающуюся печь 6, где для удаления остатков масла и влаги она обжигается при 650 – 700 °С.

Управление режимом обжига осуществляется с пульта 7. От­ходящие из печи газы очищаются в циклонах 8, охлаждаются в теплообменнике 9, затем по трубопроводу 10 эксгаустером 11 от­сасываются и выбрасываются в атмосферу или направляются в газгольдеры 12. Очищенная и просушенная стружка поступает на прессование в брикетный пресс 13. Готовые брикеты конвейе­ром 14 подаются в приемник, а затем направляются на склад или потребителю.

Американская фирма «Ргаb» (Мичиган) специализируется на проектировании установок для горячего брикетирования скрапа. Отличительной особенностью большинства этих установок явля­ется двухстадийное измельчение стружки с контрольным грохо­чением, обработка измельченного скрапа во вращающихся труб­чатых печах (27,4x3,5 м) с целью удаления влаги, масла, дру­гих горючих компонентов и нагрева перед брикетированием. От­ходящие газы очищаются в системе, состоящей из сепаратора, устройства для высокотемпературного дожигания пылей и несгоревшего масла и мешочных фильтров для полной очистки.

Брикеты массой примерно 1,13 кг отличаются практически отсутствием вредных примесей и имеют высокую плотность, со­ставляющую 80 – 90% от плотности стали или литейного чугуна. В 1985 г. мощности кислородных конвертеров в мире снизи­лись до 538 млн. т по сравнению с 544 млн. т в 1984 г. Это обусловлено в первую очередь увеличением выплавки стали в дуговых печах с использованием скрапа, стоимость которого примерно вдвое ниже стоимости чугуна. Кроме того, использо­вание 1 млн. т скрапа эквивалентно переработке 1,5 млн. т Fe-руды и 350 тыс. т угля при условии получения одинакового коли­чества стали. По этим же данным, при применении скрапа на 86% уменьшаются отходы, загрязняющие воздушные и водные бассейны, на 40% сокращается расход воды и на 97% – отходы производства [39].

Цена выплавляемой стали зависит от количества скрапа в шихте и его стоимости, а доля скрапа, в свою очередь, зависит от типа сталеплавильного агрегата, в котором он используется. По данным, полученным в США, средняя доля скрапа для плав­ки в конвертере составляет 28%, для мартенов – 42%, для ваг­ранок – около 90%, для электропечей – 97%.

По данным, полученным в ЧССР, при обычном кислородно-конвертерном процессе можно перерабатывать до 350 кг лома на 1 т стали. Однако при загрузке в печь холодного лома про­должительность достижения температуры сырья и нагрузка на печь будут выше, чем при использовании предварительно на­гретого лома. Поэтому во многих странах разрабатываются и внедряются процессы предварительного нагрева лома с целью повышения производительности печей и удаления из него влаги и масел. Для этой цели разработаны различные системы обору­дования.

Так, например, фирма «Melting Sistems» (США) разработа­ла систему, состоящую из заключенного в металлический кожух транспортера, с помощью которого лом медленно перемещается в печи. Внутри кожуха расположены горелки, пламя которых направлено непосредственно на подаваемый лом. В боковых стенках кожуха расположены удлиненная камера сгорания и ка­налы. С помощью вентилятора несгоревшие углеводороды из внутренней части кожуха по каналам засасываются в камеру сгорания. Сюда же подается и воздух, что обеспечивает полное сгорание этих углеводородов.

Для выгорания углеводородов через горелки вначале дают окисляющее пламя, а после их выгорания – восстановительное для предотвращения окисления металла. Этот процесс позволяет не только увеличить количество скрапа в шихте электродуговых печей и повысить их производительность, но способствует улуч­шению экологических условий среды [19].

По данным, полученным в Японии, подогрев лома отходящи­ми печными газами позволяет экономить до 6% энергии, затра­чиваемой на плавку. Это соответствует экономии электроэнер­гии до 55 – 60 кВт-ч/т литой заготовки; снижается расход элект­родов в электрических печах на 0,3 – 0,5 кг/т стали, сокращается время плавки на 3 – 4%.

Фирма «Sidmar» (Бельгия) использует подогрев скрапа пе­ред плавкой с помощью специальных горелок, через которые по­дается 9,5 м3 природного газа и 10 м³ кислорода на 1 т стали. При этом доля скрапа в шихте кислородных конвертеров уве­личивается на 80 кг/т стали. Очень эффективен подогрев скра­па через донные фурмы сталеплавильного агрегата. Так, подоб­ный подогрев скрапа в течение 2 – 2,5 мин обеспечивает повышение расхода скрапа в конвертерах завода Maxhiitte (ФРГ) на 50 кг/т стали.

Японская фирма «Nippon Kokan» предложила и использует трехстадийную систему подогрева скрапа. Система работает в паре с 60-тонной дуговой печью, из которой газ в количестве 1300 м³/мин поступает в камеру дожигания и затем последова­тельно в три камеры подогрева. В этих камерах на движущихся платформах расположена тара с измельченным скрапом. Темпе­ратура газов, нагревающих скрап, постепенно снижается и в по­следней камере не превышает 70 °С, что обеспечивает оседание на поверхности скрапа углеводородных частиц, содержащихся в газах. При этом отпадает необходимость в дополнительной очи­стке газов. Дожигание СО в полости конвертера путем дополни­тельного ввода кислорода в пространство под ванной также способствует увеличению переработки скрапа. На том же заво­де в ФРГ в 60-тонных конвертерах ввод кислорода (5 м3) для дожигания СО обеспечил увеличение доли скрапа на 60 кг/т стали [40].

Установлено, что окисление СО в С0₂ при дожигании отхо­дящих газов является существенным дополнительным источни­ком тепла при плавке скрапа, причем практически удается ис­пользовать 50 – 80% этого тепла. Увеличение содержания С0₂ с 10 до 30% в отходящих газах сокращает продолжительность плавки скрапа на 5 – 6%, а повышение температуры жидкого чугуна при заливке с 1360 до 1460 °С позволяет увеличить долю скрапа в шихте с 21 до 25,5%. Сокращение продолжительности плавки достигается при применении высокоуглеродистого скра­па, что может быть обеспечено введением дополнительного топ­лива (угольной пыли, коксовой мелочи, твердых углеродистых пластиков, алюминия) [41].

В последние годы нашли значительное применение и способы ввода в конвертеры специальных добавок, окисляющихся с боль­шим тепловыделением, например высококремнистого чугуна. В качестве дополнительного топлива используют также FeSi, CaSi, CaC₂, С и другие добавки. Получила распространение ин-жекция порошкообразного угля через фурмы. Так, в процессе фирмы «Arbed» в 180-тонных конвертерах можно перерабаты­вать шихту, содержащую до 460 кг скрапа на 1 т стали.

В ФРГ разработаны инжекционные процессы KS и KMS, рас­считанные на переработку 100% скрапа. Аналогичные результа­ты получены в Японии при плавках в кислородном конвертере с комбинированным дутьем. Способ включает загрузку скрапа и кокса (нижнее дутье), плавку с добавкой СаО, угля (комби­нированное дутье), десульфурацию и т. д. На эксперименталь­ном конвертере (7 т скрапа) продолжительность плавки соста­вила 30 мин при температуре 1550 °С.

В 1980 г. фирма «Hiroshima» (Япония) предложила непре­рывный сталеплавильный процесс с использованием автомобильного и других видов скрапа. При этом для производства жидкого металла используется вагранка, работающая на скрапе и коксе. Получаемый жидкий металл непрерывно поступает в рафиниро­вочную печь для окисления углерода кислородом, а затем после­довательно проходит несколько стадий обработки (десульфурация, индукционная и рафинировочная печи, раскислительное устройство и др.) с введением на различных этапах необходимых добавок (ферросплавы, флюс, кокс). Расход материалов на 1 т готовой литой заготовки (в кг): автомобильный скрап – 105,2, стальной скрап – 736,4, чугунный скрап – 210,4, кокс – 126,1 и т. д. Общий расход электроэнергии в процессе 95 кВт/т заготовки, производительность 10 000 т/мес. По данным фирмы, этот процесс на 10 – 20% экономичнее, чем электросталепла­вильный.

В последние годы получили распространение плазменные печи для плавки лома (Австрия, Швеция, ФРГ и др.), причем отмечается, что при их использовании снижается себестоимость процесса.

11.5.2. Прокатная окалина

Ускоренное развитие прокатного производства привело к зна­чительному увеличению расхода воды на охлаждение оборудо­вания и образованию комплексных отходов, основным из кото­рых является прокатная окалина. По химическому составу ока­лина близка к чистому магнетиту (65 – 72% Fe), а по грануло­метрическому составу представлена в основном фракцией ме­нее 0,2 мм. Выход окалины составляет в среднем 1,0 – 3% от массы готового продукта.

При окусковании железорудного сырья окалина, вводимая в шихту, служит полноценным заменителем суперконцентрата и способствует экономии твердого топлива за счет тепла окисле­ния магнетита до гематита в процессе спекания. Однако в ока­лине содержится значительное количество влаги и смазочных масел (автолы АК-15, АК.-10, масло индустриальное 24, 30 и др.), которые не позволяют применять необработанную окали­ну при производстве агломерата. Правда, в отдельных случаях добавка в состав шихты сравнительно небольших количеств замасленной окалины (до 15 – 20%) несколько улучшает физи­ко-химические свойства агломерата. Однако в большинстве слу­чаев свойства агломерата ухудшаются, поэтому для введения окалины в агломерационную шихту необходимо удаление масел.

Для удаления масел из прокатной окалины широко применя­ются различные термические способы.

Во многих разработках удаление масел из замасленной окалины осуществляется после ее предварительного окускования, обычно в смеси с другими Fe-содержащими отходами. До­бавка замасленной окалины в шихту, состоящую из других мелких Fe-содержащих отходов, оказывает положительное влияние на свойства брикетов и окатышей, причем особенно повышается механическая прочность неофлюсованных окатышей (в 2 – 3 раза).

На заводе фирмы «Sicartsa» (Мексика) из магнетитового концентрата и Fe-содержащих металлургических отходов изго­тавливают офлюсованные окатыши. Предусмотрена возможность работы на смеси магнетитового и гематитового концентратов с добавками Fe-содержащих отходов и гашеной извести. Обычно состав отходов формируется по мере их накопления на пред­приятии, они добавляются в шихту для окомкования в количе­стве 16%. Отходы состоят из доменного (40%) и конвертерного (21%) шлаков, колошниковой (3,7%) и конвертерной (5,2%) пылей, прокатной окалины (8,5%) и мелочи обожженных ока­тышей (~21%). Шихта, составленная из этих отходов, имеет примерно следующий состав (в %): Fe – 26,4; SiO₂ – 20; А1₂O₃ – 7,7; СаO – 26,7; MgO – 2,7 и т. д.

Перед смешиванием с рудными концентратами заводскую мелочь дополнительно дробят, а в состав шихты вводят извест­няк (1,5%) и гашеную известь (1,3%). Более крупную часть отходов (окалина и мелочь обожженных окатышей) измельча­ют в шаровой мельнице вместе с известняком. Колошниковая и конвертерная пыли поступают из систем пылеулавливания в ви­де шлама непосредственно в сгуститель, а затем смешиваются с остальной частью шихты. Подготовленная шихта гранулиру­ется на тарельчатых грануляторах (диаметр 7,5 м), а сырые окатыши обжигаются на конвейерной машине системы «Драво – Лурги» (площадь – 180 м²). В качестве топлива при об­жиге окатышей служит смесь доменного и коксового газов. Го­товые офлюсованные окатыши обладают хорошими физико-ме­ханическими свойствами (Rсж > 2,6 МН на один окатыш).

Окалину используют в составе шихты и для получения без­обжиговых окатышей с добавлением и без добавления твердо­го топлива. Обычно упрочнение таких окатышей осуществляют путем гидротермальной обработки в автоклавах в течение при­мерно 2 ч под давлением – до 2,1 МПа. По мнению фирмы, окатыши после автоклавной обработки могут быть использо­ваны для получения губчатого железа. В США опробован без­обжиговый способ окускования шихты, почти целиком состоя­щей из металлургических отходов (прокатная окалина, шламы доменного и сталеплавильного производства), 4 – 6% извести и 1 – 2%песка. Шихту перемешивают, выдерживают до полного гашения извести, окомковывают и обрабатывают в автоклавах. Готовые окатыши обладают высокой механической прочностью и низкой окисляемостью.

В Великобритании предложен аналогичный способ, но с бо­лее высоким расходом связующего и добавкой кремнийсодержащего компонента (0,5 – 5%), способного вступать в реакцию со связующим с образованием силикатных соединений. Кроме того, в состав шихты в качестве связующих вводят небольшие коли­чества (до 3%) оксидов или солей натрия и калия. Указанные смеси гранулируют, подвергают автоклавной обработке и су­шат (15—60 мин) при температуре 160СС. Установлено, что вве­дение 40 – 50% замасленной окалины в состав шихты способст­вует значительному повышению прочности окатышей как в сы­ром, так и высушенном состояниях [42].

Предлагают использовать специальные обжиговые устройст­ва для окускованного сырья из металлургических отходов, в том числе и прокатной окалины. Так, например, в Японии предложено использовать конвейерную печь для движущейся ленты брикетов. Особенность этой печи состоит в том, что над ее рабочим пространством расположена дополнительная камера сгорания, в которой пары масла самовозгораются в окисли­тельной среде (дополнительная подача воздуха), испаряются и выводятся с помощью вентиляционной системы. Продолжитель­ность цикла около 30 мин, что обеспечивает практически полное удаление масел из брикетов.

Предложены методы очистки и утилизации окалины, заклю­чающиеся в смешивании ее с другими Fe-содержащими отхода­ми и с тонкоизмельченным углем. При этом получают комбини­рованные рудо-угольные брикеты с различными связующими (смолы, пек, сульфитспиртовая барда и др.). Так, в Великобри­тании в качестве связующего использовали смесь сажи (1,25 – 2,75%) и термореактивной смолы (2,5 – 4%). В Японии по ана­логичному способу брикеты подвергают низкотемпературной об­работке с целью обезвоживания и удаления части масел и т. д.

Готовые брикеты используют в шихте электродуговых печей. Ряд фирм США и Канады работают над усовершенствованием процессов горячего брикетирования различных металлургиче­ских отходов, в том числе и прокатной окалины. Первые иссле­дования (например, фирмы «Дофаско») показали, что из ших­ты, состоящей из прокатной окалины, колошниковой пыли и шламов, можно получить качественные по физико-механиче­ским свойствам брикеты при сравнительно небольшом расходе тепла на нагрев (до 1000 °С). Было отмечено, что за счет со­держания в колошниковой пыли около 7 – 8% углерода процесс восстановления брикетов протекает достаточно интенсивно.

Промышленные установки подобного типа в большинстве случаев оборудуются реакторами кипящего слоя, причем в ста­дии доработки находится вариант, в котором предусматривает­ся утилизация тепла путем частичного нагрева шихты горячими брикетами (≈800 – 900 °С), выходящими из пресса. Для этого установки оборудуются различными устройствами, в том числе и сетчатыми барабанами, в которых происходит контакт меж­ду шихтой из отходов и горячими брикетами. При этом шихта из отходов частично нагревается и поступает для дополнительного нагрева в реактор, а брикеты охлаждаются. Из них отсеи­вается мелочь (бой), которую направляют непосредственно в реактор. Охлажденные брикеты являются товарным, частично восстановленным продуктом.

По данным фирм, эксплуатация установок показала широ­кие возможности горячего брикетирования и создания управ­ляемого процесса, обеспечивающего регулирование качествен­ных показателей брикетов. Общая стоимость горячего брикети­рования Fe-содержащих отходов составляет ж69% от стоимо­сти производства агломерата или окатышей (по другим источ­никам от 50 до 80%). Кроме США, процессы горячего брикети­рования исследовались в СССР (МГИ, ДонНИИЧЕРМЕТ и др.), Канаде, ФРГ, Италии и других странах [18].

Значительное внимание уделяется использованию окалины для получения железофлюса, железококса, металлизованного продукта, высокоактивного углеродистого восстановителя для производства железистого порошка и чистого железа, для ин­тенсификации коксохимического производства и др.