Теория и технология производства стали 1. Учебник для вузов. М. Мир, ООО Издательство act

• Название: Учебник для вузов. М. Мир, ООО Издательство act
• Анкор: Теория и технология производства стали 1.doc
• Дата: 22.04.2017
• Размер: 7.23 Mb.
• Имя файла: Теория и технология производства стали 1.doc
• Тип: Учебник; #5208
• страница: 11 из 88

7.2. ПРОЦЕССЫ ТВЕРДОФАЗНОГО ВОССТАНОВЛЕНИЯ ЖЕЛЕЗА
Способы повышения содержания же­леза в железорудных материалах по­лучили название процессов металлизации. Получаемый продукт называ­ют метаялизованным. Под степенью металлизации обычно понимают процентное содержание железа в продукте.

По назначению металлизованные продукты обычно делят на три группы в зависимости от степени металлиза­ции:

1) до 85% Fe —продукт исполь­зуют в качестве шихты доменной плавки;

2) 85—95 % Fe — продукт использу­ют в качестве шихты при выплавке стали;

3) >98 % Fe — продукт используют для производства железного порошка.

Процессы металлизации железо­рудных материалов осуществляются при температурах, не превышающих 1000—1200 °С, т. е. в условиях, когда и сырье (железная руда или железо­рудный концентрат), и продукт представляют собой твердую фазу, а также не происходит размягчения материалов, их слипания и налипа­ния на стенки агрегатов. Такие про­цессы прямого получения железа из руд получили название процессов твердофазного восстановления (ПТВ). Поскольку получаемый материал на­поминает пористую губку, его часто называют «губчатым железом». За рубежом принята аббревиатура DRI (от англ. Direct-Reduced-Iron) или DI (Direct-Iron). Основная масса получа­емых продуктов используется в каче­стве шихты сталеплавильных агрега­тов.

Для восстановления оксидов желе­за в качестве восстановителя обычно используют или уголь (твердый вос­становитель), или природный газ (га­зообразный восстановитель). При этом предпочтительно использование не «сырого» природного газа, а горя­чих восстановительных газов, так как при этом не затрачивается тепло на диссоциацию углеводородов, а приход тепла определяется нагревом восста­новительных газов.

Восстановительные газы получают конверсией¹ газообразных углеводо­родов либо газификацией твердоготоплива. Конверсия природного газа может быть:

кислородной (воздушной)

СН₄ + 1/2О₂ = СО + 2Н₂ + Q,

паровой

СН₄ + Н₂0 = СО + ЗН₂ – Q,

углекислотной

СН₄ + СО₂ = 2СО + 2Н₂ - Q,

В случае паровой и углекислотной конверсии для протекания реакции требуются затраты тепла. Конверсию осуществляют в специальных аппара­тах с использованием катализаторов.

Газификация твердого топлива осуществляется по следующим реак­циям:

С + 1/2О₂ = СО + Q,

С + Н₂О = СО + Н₂ - Q,

С + С0₂ = 2СО - Q,

В настоящее время в мире работает много установок прямого восстанов­ления, главным образом в странах, располагающих дешевым сырьем (Ин­дия, Мексика, Венесуэла, ЮАР).

Существует несколько типов про­цессов и установок ППЖ (рис. 7.1). Наиболее распространенными являются способы Мидрекс (MIDREX, США) и ХиЛ (HyL, по названию фир­мы Hojalata-y-Lamina, Мексика). Спо­собом Мидрекс осуществляется при­мерно 2/3 всего мирового производ­ства железа прямого получения, способом ХиЛ — примерно ¼

¹ От лат. conversio — изменение, превра­щение



Рис. 7.1. Принципиальные схемы агрегатов

прямого восстановления, используемых в

процессах:

а-Мидрекс (MIDREX); 6-ХиЛ (HyL); е-Круп-па (Krypp-Rennverfahren). Обозначения: О—желе­зорудные окатыши; Р — руда; ГЖ— губчатое желе­зо; ВГ— восстановительный газ; ОТ— отходящий газ; Т— топливо; У— уголь
Главным отличием процесса Мид­рекс (рис. 7.2) является способ кон­версии природного газа, которая в этом процессе осуществляется диок­сидом углерода, содержащимся в отходящем из печи газе, по реакции СН₄ + СО₂ = 2СО + 2Н₂. Перед пода­чей отходящего газа в конверсионную установку он проходит очистку от пыли и Н₂О. Конвертированный газ, содержащий -35 % СО и 65 % Н₂, подают в печь при температуре 750 "С. Кроме этого в нижнюю часть печи по­дают охлажденный оборотный газ. Ох­лажденные окатыши содержат 95 % Fe и 1 % С. Содержание углерода в губке при необходимости может быть повышено.

Металлизованные охлажденные окатыши непрерывно выгружаются в бункер емкостью 5 тыс. т, где хранятся в инертной атмосфере до плавки в ду­говых печах. Расход природного газа на процесс составляет около 350 м³ на 1 т продукта. Этот процесс осуществ­лен у нас на Оскольском электроме­таллургическом комбинате.

Рис. 7.2. Принципиальная схема процесса MIDREX:

1 -воздуходувка; 2-теплообменник; 3-смеситель газов; -/-конверсионная установка­м—компрессор; 6 —скруббер для колошникового газа; 7—шахтная печь; 8— скруббер-9— вибрационный грохот; 10— брикетный пресс
Основной особенностью процесса восстановления в периодически дей­ствующих ретортах ХиЛ (HyL) явля­ется применение паровой конверсии природного газа, осуществляемой в аппаратах, в которых расположена кирпичная насадка с добавкой никеля в качестве катализатора. Конверсия протекает по реакции СН₄ + Н₂0 = СО + ЗН₂.

Газ перед конверсией подвергается десульфурации. Получаемый конвер­тированный газ содержит около 14 % СО, 58 % Н₂, 21 % Н₂О и 4-5 % СО₂. Горячий газ проходит через котел-ути­лизатор и освобождается от паров воды. Сухой конвертированный газ содержит около 73 % Н₂, 15-16 % СО и 6—7 % СО₂. Он подогревается до температуры 980—1240 ºС в трубчатых рекуператорах, отапливаемых газом, выходящим из агрегатов восстановле­ния. В этих агрегатах окатыши или руда нагреваются в результате исполь­зования физического тепла восстано­вительного газа и при температуре 870—1050 °С происходит восстановле­ние железа водородом и оксидом угле­рода. На первых установках в качестве агрегатов восстановления применя­лись реторты. На установке таких ре­торт четыре.

Устройство реторты показано на рис. 7.3. Перестановкой реторт с од­ной позиции на другую обеспечивает ся циклический характер процесса, складывающегося из последователь­ных


Рис. 7.3. Реторта для металлизации по способу HyL:

1 — гидравлический цилиндр; 2 — тележка; 3 — при­вод; 4 — кожух; 5— крышка; 6— загрузочная горло­вина; 7—площадка для обслуживания; 8— резец с рычагами для удаления губки; 9— футеровка; 10— механизм управления откидным днищем; 11 — от­кидное днище; 12— разгрузочный желоб

операций загрузки, нагрева и вос­становления железорудной шихты, ох­лаждения и выгрузки губчатого желе­за. После загрузки шихты в реторты в них подают сверху газ. Для выгрузки готовой губки служат резец и специ­альные разгрузочные скребки. Губча­тое железо поступает на желоб и далее на сборный конвейер, транспортиру­ющий губку в сталеплавильный цех. На каждой установке в газовом цикле участвуют четыре реторты, в которых протекают следующие процессы: в одной — предварительный подогрев шихты и восстановление ее газом, вы­ходящим из других реторт, осушенным (без Н₂О) и подогретым; в двух — довосстановление железа шихты подо­гретым газом, получаемым в конвер­сионной установке; в последней — на­углероживание.

Степень восстановления железа в готовом продукте составляет 75—92 %. На 1 т продукта (губчатого железа) затрачивают 600 м³ природного газа и около 36 МДж электроэнергии.

Другие способы получения губ­чатого железа широкого распрост­ранения не получили. Заслуживают внимания лишь технологии, обеспе­чивающие бескоксовую организа­цию переработки комплексных руд, содержащих помимо железа такие ценные компоненты, как ванадий, ти­тан, никель и др. Так, например, в Институте металлургии Уральского отделения РАН разработан процесс углетермического восстановления ру-доугольных окатышей при высоких температурах на колосниковых уста­новках с использованием любых не­коксующихся углей в качестве твердо­го восстановителя.

Технологическая схема выглядит следующим образом: 1) окомкование железорудного материала с твердым топливом с получением рудоугольных окатышей; 2) обжиг окатышей на ус­тановках колосникового типа с полу­чением высокометаллизованного сы­рья; 3) использование металлизован-ных окатышей в качестве легирующей присадки при получении стали в элек­тропечах.

Основное количество получаемого методами прямого восстановления ме-таллизованного продукта используют в качестве шихтового материала. Этот продукт имеет ряд отличий от обычно используемой шихты (металлического лома и чугуна).

1. Металлизованный продукт, по­лученный из чистой шихты, практи­чески не содержит примесей (Cr, Ni, Си, Sn и др.), характерных для обыч­ного металлического лома. Такое цен­ное качество этого продукта делает его незаменимым сырьем при получении очень чистой стали ответственного на­значения.

2. При содержании в продукте 92— 95 % Fe в нем содержится 5—8 % пус­той породы (обычно кремнезема и некоторого количества невосстановив­шихся оксидов железа). При последу­ющей плавке пустая порода переходит в шлак, увеличивая его количество и затраты тепла на его расплавление. Кроме того, для ошлакования кремне­зема, содержащегося в пустой породе, требуется дополнительный расход из­вести, что увеличивает массу шлака еще в большей степени.

3. Получаемый методами прямого восстановления продукт имеет невы­сокую плотность, поэтому на ряде ус­тановок горячий металлизованный продукт подвергают брикетированию, чтобы увеличить его насыпную плот­ность, использовать металлизованную мелочь, а также чтобы повысить стой­кость продукта против вторичного окисления (пассивировать продукт).

Некоторые характеристики метал-лизованного продукта приведены в табл. 7.1.
Таблица 7.1. Характеристики металлизованного продукта

Материал	Fe, %	Порис­тость,	Плот­ность,	Насып­ная плот­ность,
			г/см3	т/м3
Металлизован­ные окатыши	92	50-60	3,3	2,0
Продукт
брикетирования:
холодного	87	25-30	4,0	2,8
горячего	92	15-20	5,8	3,2

4. Продукт прямого восстановле­ния часто содержит некоторое коли­чество углерода (в процессе Мидрекс 1-2 %). Это необходимо учитывать при использовании такого материала для производства низкоуглеродистых сталей.

5. Продукт прямого восстановления обычно содержит некоторое количе­ство (<2 %, а иногда и более) оксидов железа. При переплаве такого продукта эти оксиды должны быть восстановле­ны. Поскольку одновременно с окси­дами железа продукт содержит углерод, то при более высоком содержании уг­лерода в продукте допустима наиболее низкая степень металлизации и в связи с этим введено понятие эквивалентная степень металлизации'. М_ЭКВ= Mф_акт + а %С, где М_факт — фактическая степень металлизации. Если принять, что в металлизованном продукте окислен­ное железо находится в виде FeO, то в соответствии с реакцией FeO + С = СО + Fe на 1 маc. долю Fe при восста­новлении расходуется 6 маc. долей С, т.е. а = 6 и М_экв= М_факт + 6 %С. При избытке углерода он расходуется на на­углероживание стали. В этих рассужде­ниях не учтено, однако, что процесс восстановления железа происходит с затратой тепла. Использование про­дукта прямого восстановления для ох­лаждения конвертерной плавки пока­зало, что охлаждающее воздействие металлизованного продукта может быть принято в 1,2 раза большим, чем обычного металлического лома.

6. Мелкие кусочки однородной крупности металлизованного материа­ла позволяют организовать высокоме­ханизированную и при необходимости непрерывную подачу этого материала к сталеплавильным агрегатам.

7. Высокопористый высокометал-лизованный продукт (почти чистое железо) обладает повышенной окисляемостью и пирофорностъю¹.

При открытом хранении степень металлизации за несколько месяцев и даже недель может снизиться до 70— 90 %. В присутствии влаги окисление сопровождается выделением тепла. Если в закрытое помещение, в котором хранится пирофорный материал, попа­дет вода, то температура повысится и может произойти возгорание. Прихо­дится учитывать также возможность выделения водорода Fe + Н₂О = FeO + H₂, поэтому принимают меры для пассивации металлизованных материа­лов. Продукты прямого восстановле­ния, учитывая их пирофорность, тре­буют особых мер предосторожности при хранении и транспортировке.
¹ От греч.руг— огонь и pharos— несущий (способность металлов в мелкораздроблен­ном состоянии самовоспламеняться на воз­духе).

7.3. «АТОМНАЯ» («ЯДЕРНАЯ») МЕТАЛЛУРГИЯ
Весьма заманчивой является возмож­ность использования в металлургичес­ких процессах энергии ядерных реакторов. Имеется ряд предложений и проектов, связанных с реализацией этой идеи. В большинстве из них рас­сматриваются варианты использова­ния тепла ядерных реакторов для проведения операций твердофазного восстановления. Существуют также предложения использовать атомную энергию для разложения воды с пос­ледующим использованием водорода для восстановления железа.

В нашей стране разработана схема ядерно-металлургического комплекса (ЯМК). Предварительные расчеты по­казали, что использование тепла ядер­ных реакторов непосредственно для восстановления более эффективно по сравнению с использованием этого тепла на стадии получения восстано­вительных газов.

В разработанной схеме ЯМК пре­дусмотрены: высокая производитель­ность агрегата, непрерывность про­цесса, рециркуляция восстанови­тельных газов, так как агрегаты устанавливаются в непосредственной близости от ядерных реакторов. В ка­честве теплоносителя (от реакторной установки) выбран гелий. Восстанови­телем выбран природный газ, конвер­тируемый теплом гелия, нагретого от атомного реактора.

Согласно схеме железорудные ма­териалы должны поступать в шахтную печь, где при температуре около 850 °С произойдет восстановление же­леза. Полученный продукт предусмот­рено использовать в качестве шихто­вого материала в сталеплавильных пе­чах. По схеме ЯМК отходящие из шахтной печи газы должны очищаться от Н₂О и СО₂ и многократно исполь­зоваться.

Будущее покажет, какой метод ис­пользования ядерной энергии в метал­лургии окажется более эффективным.

7.4. ПРОЦЕССЫ ЖИДКОФАЗНОГО ВОССТАНОВЛЕНИЯ
В течение последних 10 лет особое внимание уделяется поискам опти­мальных инженерных решений орга­низации процесса жидкофазного вос­становления (ПЖВ) железа из руд. В ряде промышленно развитых страндействуют государственные програм­мы исследовательских работ для реше­ния этой проблемы. Такие программы составлены Департаментом энергети­ки США (DOE) и Американским ин­ститутом чугуна и стали (AISI), в Япо­нии ведутся работы по программе «Прямой процесс плавления — восста­новления железной руды» (DIOS).

В России разработки ПЖВ ведутся в соответствии с государственной на­учно-технической программой «Ре­сурсосбережение и экологически чис­тые процессы в горнометаллургичес­ком производстве».

Одним из методов решения данной проблемы является двустадийный процесс. Например, процесс DIOS (Direct Iron Ore Smelting), схема кото­рого представлена на рис. 7.4.

В данном комплексе последова­тельно соединены агрегаты: жидко-фазного восстановления А, предвари­тельного восстановления в псевдо-ожиженном слое Б1 и подогрева в псевдоожиженном слое Б2.

Агрегат А спроектирован по типу агрегата с жидкой ванной на основе конвертера комбинированного дутья. Жидкофазное восстановление проте­кает в условиях продувки чистым кис­лородом через центрально располо­женную верхнюю фурму и азотом че­рез днище. Процесс реализован в газоплотном агрегате под повышен­ным давлением, которое может дости­гать 3 • 10⁵ Па. Каменный уголь и флюс загружаются гравитационным спосо­бом через горловину. Руда поступает подогретой и предварительно восста­новленной в агрегатах Б1, Б2 (первая стадия процесса). Пылевидная руда по­ступает в газовом потоке, а крупнозер­нистая загружается самотеком.

Жидкий чугун и шлак периодичес­ки выпускают через чугунную летку, выполненную в цилиндрической час­ти агрегата.

С целью повышения восстанови­тельной способности отходящего газа, который образуется в агрегатах подо­грева и предварительного восстанов­ления, в составе установки предусмот­рена система вдувания пылевидного угля для газового реформинга.

Отходящий газ из агрегата жидко-фазного восстановления, очищенный от пыли в циклоне, непосредственно подводится в агрегат предварительно­го восстановления и обеспечивает восстановление руды, подогретой в агрегате Б1.

После предварительного восста­новления в псевдоожиженном слое пылевидная фракция руды выносится с потоком газа и улавливается в цик­лоне на выходе из агрегата. Эта фрак­ция затем объединяется с пылью, уловленной в циклоне на участке меж­ду агрегатами А и Б1, и потоком газа транспортируется в агрегат жидкофаз­ного восстановления А (вторая, заклю­чительная стадия процесса). Крупно­зернистая руда из агрегата предвари тельного восстановления дозирован­ным расходом поступает в агрегат А.


Рис. 7.4. Технологическая схема полупро­мышленной установки с DIOS-процессом:

/—агрегат подогрева (Б2); //—циклон; III— скруббер с трубами Вентури; IV— регулятор давле­ния; V, VI— агрегаты предварительного (Б1) и жид­кофазного (А) восстановления соответственно; VII— машина для вскрытия и забивки летки; / — каменный уголь; 2— флюс; 3— железная руда; 4 — отходящий газ; 5— крупнозернистая руда; 6— уголь для газового реформинга

Агрегат подогрева спроектирован как агрегат с псевдоожиженным слоем барботажного типа. Сюда непосред­ственно поступает отходящий газ из агрегата предварительного восстанов­ления после очистки в циклоне и здесь осуществляется подогрев руды (типа агломерационной). Пылевидная руда, увлекаемая потоком газа, улав­ливается в циклоне на выходе из агре­гата подогрева и вместе с крупной фракцией загружается в агрегат пред­варительного восстановления.

Отходящий газ после циклона на выходе из агрегата Б2 подвергается окончательной мокрой очистке и вы­водится из системы.

Производительность комплекса (введен в 1993 г.) 500 т/сут при расходе угля около 1000 кг/т.

Использование предварительно восстановленной руды предусмотрено в процессе HISMELT (High Intensity Smelting), разработанном в Австралии (рис. 7.5). На рис. 7.6 представлены схемы процессов, разрабатываемые за рубежом. Во всех случаях предусмот­рено использование отходящих газов для подогрева и восстановления руды.

Этот же принцип положен в основу разработанного институтами ЦНИИ-чермет и ВНИИметмаш процесса «РУДА-СТАЛЬ».

Его характерными особенностями являются: непрерывность, примене­ние рядовых некоксующихся углей взамен кокса или природного газа, минимальная материале- и энергоем­кость производства. Последнее обес­печивается сочетанием противотока и конвертерного режима обработки жидкого металла.

Технологическая линия агрегата «РУДА—СТАЛЬ» представлена на рис. 7.7. Схема включает шахтную печь, плавильно-восстановительный конвертер, рафинировочный



Рис. 7.5. Схема HISMELT-процесса:

/ — подогрев и восстановление руды (предварительное восстановление); 2--го-

рячее дутье (1200 °С); 3 — горячая, частично восстановленная руда; 4— вода для

охлаждения; 5— природный газ; 6— уголь и пыль; 7— жидкий чугун; 8— шлак;

9— выпуск чугуна и шлака


Рис. 7.6. Варианты процессов жидкофазного восстановления:

/ — железная руда (окатыши); 2—уголь (кокс); 3 — восстановительный газ; 4— отходящие газы; 5—частич­но восстановленная руда; 6— полупродукт; 7— горячее дутье



Рис. 7.7. Технологическая линия агрегата «РУДА—СТАЛЬ»:

1 — шахтная печь; 2 — плавильно-восстановительный конвертер; 3 — рафинировоч­ный реактор; 4— установки ввода реагентов; 5—копильник стали; 6— ковш для стали; 7—бункер для угля; S— бункер для извести; 9—охлаждение газов; 10— очистка газов; 11 — компрессор; 12 — газонагреватель; 13 — охлаждение газов; 14— отмывка колошниковых газов. Обозначения: ОО — окисленные окатыши; ВО — восстановленные окатыши; КГ— колошниковый газ; ВГ— восстановительный газ; У— уголь; Изв. — известь; Раскисл. — раскислители
реактор конвертерного типа и миксер-копиль-ник стали. В шахтной печи проводит­ся частичная (на 75—85 %) металлиза­ция железорудных окатышей или кус­ковой руды. Колошниковый газ шахтной печи подвергается отмывке от углекислоты и рециркуляции.

Горячая, частично металлизован-ная шихта непрерывно поступает в проточную ванну конвертера, посто­янно заполненную углеродистым ме­таллом — полупродуктом. В эту ванну вдуваются пылевидный уголь, кисло­род, а также известь для офлюсова-ния породы шихты и золы угля. Здесь происходит расплавление шихты, до-восстановление и науглероживание железа. Агентом-восстановителем слу­жит растворенный в металле углерод. Расход вдуваемого угля отвечает по­требности на довосстановление и на­углероживание железа, а также на по­крытие всех тепловых затрат процес­са, включая расплавление шихты и нагрев металла и шлака. Эта часть угля сжигается кислородом в ванне в режиме газификации с образованием восстановительного газа (сумма со­держания оксида углерода и водорода 85—90 %) для металлизации шихты. Степень металлизации регулируется по критерию минимального расхода энергоносителей в конвертере при замкнутой газовой схеме процесса.

Конструкция конвертера включает кроме продувочной также проточную отстойную ванну для разделения ме­талла и шлака. Вследствие непрерыв­ности процесса и интенсивности массообмена при продувке ванны ра­ботающего конвертера постоянно за­полнены металлом и шлаком конеч­ного состава и температуры (1500— 1550 °С). Содержание углерода в металле-полупродукте составляет 2— 3 %, а содержание закиси железа в шлаке не превышает 7—8 % при ос­новности 1,2—1,5, что предопределяет благоприятные условия службы футе­ровки конвертера.

Металл-полупродукт из конвертера непрерывно передается в проточный рафинировочный реактор. Последний конструктивно подобен конвертеру, но отличается меньшими размерами. Здесь осуществляется передел полупродукта в сталь с заданным содержа­нием углерода продувкой кислородом и известью. Газы из реактора, состоя­щие в основном из оксида углерода СО, смешиваются с конвертерными газами и также используются в шахтной печи. Шлаки конвертера и реактора подвер­гаются непрерывной мокрой грануля­ции.

В миксере с индукционным нагре­вом осуществляются накопление ста­ли перед сливом в ковш, коррекция ее температуры и предварительное раскисление. Использование миксе­ра позволяет переключать агрегат на выпуск стали другой марки без потерь металла промежуточного со­става. Окончательное раскисление стали проводят в ковше. В период сли­ва в ковш подача стали в миксер не прерывается.

Расчетные показатели промышлен­ного производства 1 т стали в этом аг­регате: расход угля около 0,38—0,40т (по углероду), кислорода 330—350 м³, извести 120—130кг.

В схеме процесса «РУДА-СТАЛЬ» и в конструкции оборудо­вания агрегата учтены требования экологии: используется закрытое проточное оборудование токсичных оксидов азота, отходами процесса являются помимо шлака лишь кон­денсат водяного пара и углекислота. Единичная производительность аг­регатов «РУДА—СТАЛЬ» оценива­ется величиной до 1 млн. т/год.

К настоящему времени наиболь­шее распространение получила схема, впервые реализованная на заводе фир­мы «Искор» в Претории (ЮАР) ком­панией «Фест-Альпине» (VOEST-ALPINE). Разработчики назвали про­цесс COREX (англ. Coal—Reduction-Experience). Сущность процесса COREX прослеживается по рис. 7.8. В восстановительную шахту 14 загружа­ют кусковую руду (или агломерат, или окатыши, или смесь этих компонен­тов). Проходя навстречу току восста­новительного газа, материал восста­навливается до губчатого железа (до 90 % Fe). Затем губчатое железо шне-ковым транспортером подается в пла­вильную газификационную камеру, где происходит окончательное восста­новление, плавление и нагрев расплава. Выпуск чугуна и шлака



Рис. 7.8. Схема процесса COREX:

1 — железная руда; 2—известь; 3 — доломит; 4— уголь; 5—кокс; 6— песок; 7—осуши­тельное устройство; 8— грохочение; 9— дробилка; 10— колошниковый газ; // —отходя­щие газы; 12— скруббер колошникового газа; 13 — система подачи угля; 14 — восстанови­тельная шахта; 15— восстановительный газ; 16— циклон горячей пыли; 17— скруббер охлаждающего газа; 18— охлаждающий газ; 19— продукты газификации; 20— плавильный агрегат-газификатор; 21 — кислород; 22 — выпуск металла и шлака
осуществ­ляется так же, как и в обычной домен­ной печи. Средний состав получаемо­го (в 1993г.) чугуна, %: 4,24 С, 0,6 Si, 0,33 S, 0,16 Р; температура 1493 °С; вы­ход шлака - 0,45 кг/т продукта; расход (на 1 т чугуна): железной руды 1497 кг, угля 1183 кг, флюсов 424 кг, кислорода 588м³.

Восстановительный газ образуется в плавильно-газификационной каме­ре, где газифицируется уголь (газифи­цирующий агент —кислород). Благо­даря высокой температуре под купо­лом плавильной камеры-газификатора (выше 1000 °С) высшие углеводороды, выделяющиеся из угля, моментально разлагаются на СО и Н_2. Таким обра­зом, в камере не образуются такие не­желательные побочные продукты, как смолы, фенолы и т. п.

Газ, образующийся в газификаци-онной камере, помимо СО и Н₂ содер­жит также угольную пыль и частицы железа. Мелкая пыль в основном улав­ливается в циклоне горячей пыли 16 (рис. 7.8) и возвращается в газифика­тор. Специальная кислородная горел­ка дожигает углерод в пыли до СО, а также расплавляет золу и другие элементы пыли. Газы, выходящие из цик­лона 16, подаются в восстановитель­ную камеру-шахту 14. Здесь происхо­дит восстановительный процесс одно­временно с десульфурацией газа. С учетом добавления охлаждающего газа 18 температура восстановительного газа 15 находится в оптимальном ин­тервале 800—850 ºС. Газ, выходящий из восстановительной шахты, очища­ется и охлаждается в скруббере 12 и затем его можно использовать или для производства электроэнергии, или на химических производствах, или на расположенных рядом агрегатах твер­дофазного восстановления железа; последний вариант предпочтительнее. Комбинирование процесса COREX с прямым восстановлением позволяет получить экономичный качественный продукт.

На рис. 7.9 представлена схема печи ПЖВ другого типа — конструк­ции МИСиС, установленной на НЛМК¹.

¹ По предложению авторов процесса «Российская плавка» для международного наименования в коммерческих целях про­цессу присвоен товарный знак ROMELT.

67

Рис. 7.9. Схема установки ROMELT, продольный (а) и поперечный (б) разрезы:

1 — барботируемый слой шлака; 2 — металлический сифон (отстойник); 3— шлаковый си­фон (отстойник); 4 — горн с подиной; 5— переток; 6—загрузочная воронка; 7—дымоотво-дящий патрубок; 8— фурмы нижнего ряда (барботажные); 9— фурмы верхнего ряда (для до­жигания); 10— слой спокойного шлака; 11 — жидкий металл; 12 — водоохлаждаемые

кессоны; 13— свод

Восстановительная плавка проис­ходит в жидкой шлаковой ванне, про­дуваемой кислородсодержащим дуть­ем. Источником тепла в процессе слу­жит энергетический уголь, он же является восстановителем. Главная особенность процесса — одностадий-ность получения чугуна. Она обеспе­чивается за счет использования прин­ципа дожигания выделяющихся из ванны восстановительных газов в од-ношлаковом пространстве агрегата че­рез ряд специальных фурм. При этом происходит возвращение большей ча­сти тепла от дожигания обратно в шлаковую ванну для обеспечения про­текания реакций восстановления. Фи­зическое тепло отходящих из агрегата газов используется в котле-утилизато­ре конвертерного типа и далее охлаж­денные газы направляются на газо­очистку.

В процессе обеспечиваются усло­вия десульфурации, так как до 90 % всей серы шихты уносится отходящи­ми газами в виде SO₂, SO₃, CS, CS₂, COS. Шлак в этих условиях, погло­щая не более 10 % S шихты, обеспе­чивает выплавку кондиционного по сере чугуна. При основности шлака CaO/SiO₂=l,0 в нем содержится 2,2 % Fe. Наличие в шлаке заметно­го содержания оксидов железа обес­печивает удаление до 40 % Р ших­ты. Содержание кремния и марган­ца в получаемом чугуне до 0,10 %. Преимуществом процесса является возможность использования необога­щенных железных руд и дешевых энергетических углей (такие угли в 2—3 раза дешевле коксующихся). От­сутствие операций обогащения же­лезной руды, агломерации, производ­ства окатышей сокращает потери же­леза (по расчетам на 15—29 %).

Самостоятельным направлением процесса жидкофазного восстанов­ления является комплексная перера­ботка железосодержащих материалов с примесями ценных компонентов (цинка, свинца, ванадия, титана, благородных металлов). Например, успешно перерабатывались железосо­держащие шлаки цинкового произ­водства с получением чугуна и улавли­ванием цинка, шламы ванадиевого производства с получением чугуна и извлечением из него ванадия; боль­шой интерес представляет проблема переработки шламов глиноземного про­изводства с получением чугуна и алю­миниевого сырья и т. д.

7.5. ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ ТЕХНОЛОГИЙ ПРЯМОГО ВОССТАНОВЛЕНИЯ
Более трех тысяч лет назад возник самый древний способ получения железа — сыродутный процесс. По­зднее появились более экономич­ные, более производительные спо­собы, но они оказались связаны с необходимостью промежуточного этапа получения чугуна. Однако идея создания рентабельного про­цесса получения железа непосред­ственно из руд другими, более совер­шенными по сравнению с сыродут­ным способами не умерла. Всплеск интереса к реализации этой идеи от­носится к 1931 —1934 гг., когда на крупповских заводах в Германии был осуществлен в промышленных масштабах крупповский сыродут­ный процесс (Krupp-Renn-verfahren) (см. рис. 7.1, в).

Процесс осуществлялся во враща­ющихся наклонных футерованных трубчатых печах, в которые с одной стороны загружали угольную или кок­совую мелочь, железную руду, колош­никовую пыль и т. д., а с другой сторо­ны (там, где выдавалась готовая кри­ца) были установлены горелки для сжигания топливоугольной пыли.

Температура в зоне образования кри­цы достигала 1250-1350 °С. Таких ус­тановок в мире в предвоенные годы и годы второй мировой войны работало несколько десятков.

Практика показала нерентабель­ность этих установок из-за низкой производительности, их неэкономич­ности и производственных трудностей (нередки случаи размягчения кусков крицы, слипания и налипания на стенки агрегата).

Кроме установок такого типа оп­ределенное распространение полу­чили установки по методу Виберга и завода «Хаганес» (Швеция) и неко­торые другие.

Все эти способы получили ограни­ченное распространение. Однако те­перь многие фирмы и институты ряда стран ведут интенсивные изыскания в этом направлении, что вызвано рядом причин.

1. Возможность получения железа непосредственно из руд меняет в кор­не всю технологическую цепочку со­временной металлургии. На рис. 7.10 схематично показано сравнение обычной технологии получения чугу­на и технологии по методу COREX. При работе агрегата COREX (или ROMELT, или другого подобного) нет необходимости сооружать коксовые батареи


Рис. 7.10. Сравнение процессов доменного и COREX
и агломерационные фабрики, отсутствуют затраты на поиски коксу­ющихся углей и получение кокса.

2. Коксохимические предприятия и агломерационные фабрики дают наибольшее количество выбросов га­зов и пыли в атмосферу, потребляют значительные массы воды и занима­ют большие площади земельных угодий; это наиболее экологически неблагополучные отрасли металлур­гического производства. Условия труда работающих на коксохимичес­ком и агломерационном производ­ствах наиболее тяжелые и вредные в черной металлургии.

3. Рациональная технология пря­мого получения железа позволит эф­фективно использовать полезные компоненты в природнолегирован-ных рудах.

4. Рациональная технология полу­чения железа непосредственно из руд позволяет решать очень серьезную проблему организации производства чистых от примесей цветных метал­лов марок стали. Кроме того, при на­личии чистых шихтовых материалов можно по мере необходимости «раз­бавлять» состоящую из металлолома «грязную» (по примесям цветных ме­таллов) шихту.

5. Агрегаты жидкофазного вос­становления (в частности, типа ROMELT) обеспечивают эффектив­ную переработку шлаков, шламов и других отходов, содержащих ценные компоненты.

Пока еще затруднительно оконча­тельно оценить результаты ведущихся во многих странах исследований в этом направлении.