Альтернативные направления развития доменного процесса в XXI веке
Вернуться в библиотеку
|
|||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
| В настоящее время доменный процесс по многим показателям имеет преимущество перед другими способами получения металла. Он универсален по отношению к качеству проплавляемого железорудного сырья, позволяет иметь большую мощность агрегата при стабильном технологическом режиме и высокой степени использования энергоносителей. Углерод чугуна – высококачественное топливо и обеспечивает значительную часть энергетических затрат при последующем производстве стали. Кроме того, насыщение восстанавливаемого железа углеродом в доменной печи предопределяет температурный уровень расплава 1400-1450 °С, достаточный для выплавки чугуна, в то время как при производстве малоуглеродистого металла необходима температура плавки на уровне 1600-1650 °С. Несмотря на более чем 600-летнее развитие главное условие протекания процессов в доменной печи – использование кускового железорудного сырья и топлива (древесный уголь, антрацит, кокс) – осталось неизменным. Даже до 40-х годов прошлого века это считалось нормальным явлением и не было ярко выраженного противоречия между способом получения чугуна в доменной печи и подготовкой железорудного сырья: руду дробили, сортировали, фракцию 3-50 мм загружали в печь, а мелочь 0-3 мм агломерировали. В дальнейшем требования повышения содержания железа в рудном сырье предопределили необходимость тонкого измельчения руды до 0,075 мм. Однако технология использования измельченного рудного сырья отсутствовала. Это определило главный недостаток современной металлургии чугуна: вместо использования развитых поверхностей тонкоизмельченных продуктов обогащения руд и углей для значительного ускорения теплофизических и восстановительных процессов обязательным условием осталось получение кускового сырья в виде агломерата или окатышей. Кроме того, к недостаткам доменного производства относится массовое потребление коксующихся углей, стоимость которых достаточно велика, а запасы ограничены. Расход кокса уменьшают в основном путем улучшения качества шихтовых материалов, повышения параметров воздушно-кислородного дутья, использования топливных добавок, например природного газа, мазута, угольной пыли. На передовых заводах России расход кокса составляет в настоящее время 420-440 кт/т чугуна при нагреве дутья до 1200-1250 °С и подаче в горн на 1 т чугуна 100 м3 природного газа и до 100 м3 технологического кислорода. В мировой практике при тщательной подготовке рудного сырья, повышенном качестве кокса и вдувании до 200-250 кг/т чугуна угольной пыли удалось приблизиться к расходу кокса 300 кг/т чугуна. Дальнейшее его сокращение связано с большими затратами на проведение процессов глубоко го обогащения железных руд, сверхвысокого (более 1250 °С) нагрева дутья и со способами подачи в печь. В качестве перспективного направления для решения коксовой проблемы предлагается вдувание нагретых восстановительных газов. Так, вдуваемые газы с температурой их нагрева 1200-1250 °С могут практически полностью заменить кокс, используемый в роли восстановителя, но возможность замены кокса как источника высокопотенциального тепла ограничена, расход кокса в лучшем случае составит 350 кг/т чугуна. Существенно уменьшить расход кокса (до 150-170 кт/т чугуна) можно при плазменном нагреве восстановительного газа до температур >2000 °C. Однако ресурс мощных плазмотронов ограничен, также исключается возможность подачи в них предварительно нагретых до 1200-1250 °C газов, а плазменный нагрев их во всем диапазоне температур от 0 до 2000 °C экономически нецелесообразен. Не случайно с середины 50-х годов прошлого столетия во всем мире наметилось направление прямого (внедоменного) получения металла. Одними из первых агрегатов, используемых для получения металла из железорудного сырья и угля тонкого помола, были конвертер и вращающаяся трубчатая печь. Однако из-за трудностей регулирования хода процессов, низкой производительности, повышенных энергозатрат, недостаточной стойкости футеровки это направление в дальнейшем не получило широкого распространения. Замена части угля электроэнергией также до настоящего времени не получила признания в мире, и только в Швеции при наличии дешевой электроэнергии продолжаются работы на стадии опытно-промышленных исследований. Не остался в стороне и Магнитогорский металлургический комбинат (ММК). По инициативе начальника доменного цеха В. М. Зудина в 1953 г. прорабатывали разные способы прямого получения железа. К работе был привлечен Московский институт «Центр-энергочермет” [1]. Способ ММК, I этап работ. В сущности способа ММК [2-4] заложена идея прямоточного двухкамерного агрегата, включающего вертикальную и горизонтальную камеры с организацией факела сверху вниз в вертикальной камере. В факел подается тонкоизмельченный железорудный концентрат. С точки зрения теплофизики и восстановления оксидов железа принцип прямоточности уступает противоточному способу обработки кусковых материалов шихты восстановительными газами, однако допускает большие возможности интенсификации производства и исключает стадии агломерации и окомкования шихты для производства окатышей. Планировалось в качестве основного технологического топлива использовать природный газ. Кроме того, намечалось сжигать его с коэффициентом расхода кислорода а = 0,8-0,9 для образования восстановителей Н2, СО и восстановления Fе2O3 и Fе3O4 до FeO. Для окончательного восстановления FеО из расплава предполагалось использовать энергетические угли. Конструктивно пятый вариант экспериментальной печи был изготовлен и смонтирован в 1962 г. и представлял собой вертикальную камеру с внутренним рабочим диаметром 0,5 м и высотой 1,5 м. Внизу камера сужалась до диаметра 0,2 м. Крышку камеры выполнили в виде усеченного конуса: два отверстия, прорезанные в образующей конуса, позволяли устанавливать под углом 45° к горизонту шнековые питатели специальной конструкции. Через них подавали рудную часть шихты, известняк, природный газ, кислород. В верхнюю часть крышки по оси камеры вставляли основную горелку для сжигания природного газа в кислороде. Перед подачей в камеру отдельным питателем уголь предварительно нагревали на вращающемся футерованном тарельчатом столе до 700-800 °С с помощью дополнительных газовых горелок. Горизонтальная камера прямоугольного сечения имела рабочую длину 1,6 м, ширину 0,9 м и высоту 1,7 м. Боковая кладка передней части камеры являлась продолжением канала вертикальной камеры диаметром 0,2 м, т.е. создавались условия тангенциального входа газового потока в горизонтальную камеру и его закручивания. Задняя стенка камеры через патрубки соединялась с дымовой трубой. В своде горизонтальной камеры были установлены две горелки для дополнительного сжигания природного газа в струе кислорода с таким расчетом, чтобы факелы непосредственно направлялись в расплав. Таким образом обеспечивалось достаточно хорошее перемешивание расплава. Опыт эксплуатации печи показал низкую стойкость футеровки, выполненной из шамотных, углеродистых, циркониевых блоков, магнезиального кирпича. При переходе на интенсивное охлаждение рабочих зон змеевиками, холодильниками они покрывались слоем гарнисажа, шлак соответствовал расчетному, но возрастали потери тепла с водой. Естественно, что в агрегатах большего объема этот дополнительный рас ход тепла будет на порядок снижен. На опытном агрегате отсутствовала возможность организовать непрерывный процесс. Для каждой плавки железную руду в количестве 135-170 кг дробили в шаровой мельнице до фракции 0-0,5 мм. Кокс и уголь фракции 5-40 мм смешивали и соответственно на плавку расходовали 30 и 60 кг. Отмечено, что применение более крупных фракций угля (кокса) замедляет процесс восстановления FеО в расплаве, а более мелкие фракции выносятся из печи газовым потоком. Поэтому оптимальной была определена фракция 5-20 мм. Средний состав газа из вертикальной камеры 27 плавок был следующим, %: 15 СО2; 21,3 СО; 19,3 Н2. Наблюдался большой диапазон изменения составляющих газа по плавкам: СО2 – от 7,6 до 22,7%; СО – от 11,6 до 42,5% и Н2 – от 7,2 до 29,2 %, что, с нашей точки зрения, объясняется несовершенством подачи шихты и угля (кокса). Тем не менее эксперименты подтвердили, что в вертикальной камере на футеровке с интенсивным охлаждением и при сжигании природного газа с а = 0,8-0,9 температура достаточна для расплавления железорудной части шихты, догрева углерода угля (кокса) до 900-1000 °С и восстановления оксидов железа на 80-85 % до FeO. Однако в горизонтальной камере на футеровке с интенсивным охлаждением для создания гарнисажа и при сжигании природного газа через сводовые горелки первоначально с а = 0,55-0,60 для завершения процессов восстановления, догрева расплава до 1400-1450 °C тепла не хватало. При увеличении а до 0,8-0,9 в планках, когда создавался устойчивый гарнисаж, удавалось снизить содержание FeO в шлаке до 3-5 %. Однако в некоторых плавках из-за больших теплопотерь степень восстановления FeO не превышала 70 %. Результаты анализа 30 проведенных плавок свидетельствовали о больших колебаниях содержания углерода в металле от 0,02 до 3,87 %, кремний не обнаружили, содержание серы составляло 0,030-0,056 %. Ниже приведен материальный баланс одной из групп плавок, кг:
Комплекс сооружений опытного цеха был запроектирован на производительность плавильного агрегата 100 т металла в сутки. В состав цеха входили: главное здание, разгрузочная бункерная эстакада для рудного концентрата и известняка, углесортировка, галереи подачи материалов, воздуходувная станция с двумя нагнетателями, блок из двух воздухонагревателей для нагрева воздуха до 1200 °С, установка по очистке газов, три вращающиеся барабанные печи для подогрева концентрата, руды, известняка, угля. Планировалось подогрев осуществлять дымовыми газами из агрегата с их выбросом в трубу высотой 60 м. Было принято: в качестве вертикальной камеры циклонный аппарат с рабочим объемом 7,1 м3, диаметром 1,7 м и высотой 3,4 м, диаметр пережима – 0,8 м, рабочий объем горизонтальной камеры – 22,5 м3, длина – 5,5 м, ширина – 2,6 м, высота – 1,5 м. На стадии выполнения проектного задания в 1966 г. работы на ММК были приостановлены и только в 1998 г. возобновлены [5]. К этому времени в мировой практике появились новые технологии и промышленные агрегаты: – КИВЦЭТ (Кислородно-Взвешенная-Циклонная Электро-Термическая) технология, 1964 г., ВНИИцветмет, г. Усть-Каменогорск, Казахстан; – Корекс – первые эксперименты в 1977 г.; опытная печь 5-8 т/ч, 1980 г., г. Кельн, Германия; печь 1000 т чугуна в сутки, 1989 г., ЮАР; печь 2000 т чугуна в сутки, 1995 г., Ю. Корея; печь 3000 т чугуна в сутки, 1999 г., Индия; – ПЖВ (печь жидкофазного восстановления) – технология заявлена в 1979 г., МИСиС; экспериментальная печь, 1984 г., Новолипецкий металлургический комбинат (НЛМК). КИВЦЭТ. В 1964 г. на Опытном заводе ВНИИцветмета (Республика Казахстан) создан полупромышленный кивцэтный агрегат с проплавлением шихты до 40 т/сут. Основные элементы агрегата: циклон (вертикальная плавильная камера), горизонтальная разделительная камера, электротермическая печь, герметически отделенная в газовом пространстве от плавильной части перегородкой специальной конструкции. Агрегат оснащен независимыми системами очистки газов от плавильной и электротермической частей, системами шихтоподачи, энергоснабжения, автоматического управления и контроля. Технология плавки заключается в непрерывной подаче в циклон технологического кислорода и сухой шихты крупностью до 0,062 мм, включающей концентрат, оборотные пыли, коксик, прошедший стадию измельчения в шаровой мельнице. В результате автогенности протекания реакций окисления сульфидов концентрата до сернистого ангидрида и углерода коксовой пыли в факеле поддерживается температура 1600-1800 °С. Шихта расплавляется, оксиды металлов частично восстанавливаются и накапливаются в разделительной камере в виде оксидов металлов, капель металлического свинца, штейновых образований. Из разделительной камеры расплав перетекает в электротермический отстойник для окончательного восстановления за счет дополнительной подачи коксика в эту зону. Положительные результаты работы полупромышленного агрегата позволили с 1971 по 1974 г. продолжить исследования в опытно-промышленном режиме кивцэтной плавки медно-цинковых концентратов на Иртышском медеплавильном заводе. Результаты опытно-промышленной эксплуатации полностью подтвердили преимущества кивцэтмого процесса в сравнении с существующей на Иртышском заводе технологией, включающей агломерацию – шахтную плавку, и с 1975 г. кивцэтмая технология принята в постоянную промышленную эксплуатацию. Следующим этапом был пуск в 1986 г. кивцэтмого агрегата на свинцово-цинковом комбинате в г. Усть-Каменогорске (УКСЦК). Эта технология отличалась от переработки меде-цинковых концентратов следующим: – температура факела составляла 1250-1300 °С при почти 100 %-ном окислении сульфидов концентрата и, как следствие, циклон был преобразован в большую по высоте плавильную камеру с установкой двух горелок специальной конструкции в своде; – коксик (5-15 мм) дополнительно подавали через горелки в своде в поверхностный слой разделительной камеры. Регулирование температуры расплава в этой камере путем подачи через фурмы природного газа и кислорода сняло ограничения по проплавлению шихты до 500 т/сут. При этом выявлено узкое место газового тракта (котел-утилизатор, электрофильтр) по дальнейшему увеличению производства. Таким образом, в цветной металлургии разработана альтернатива существующей технологии агломерирующий обжиг – шахтная печь, основанная на рациональном применении кислорода (КИ), принципа взвешенной (В) и циклонной (Ц) плавки с электротермической (ЭТ) доработкой образующегося расплава [6-9]. Корекс. Агрегат Корекс можно представить как доменную печь, горизонтально разделенную на уровне низа шахты на верхнее и нижнее строения. Верхнее строение (шахта с загрузочным устройством) приподнято, конструктивно добавлен узел выгрузки восстановленного железорудного сырья. Нижняя часть с установкой купола преобразована в плавильный агрегат-реактор. Как и в доменной печи, осуществляются: конусная подача железорудного кускового материала в шахту; выдача жидких продуктов плавки; подача дутья через фурменные приборы. Однако кокс в шахту не загружается, а предотвращение образования в ней жидкой фазы достигается подачей восстановительного газа из реактора с температурой 850-900 °С. С этой целью предусмотрено смещение горячего газа с рециркулирующим холодным после его мокрой очистки. В реактор энергетический уголь из бункеров подается по центральным двум течкам, а восстановленное рудное сырье из шахты – по шести течкам, установленным по периферии свода. Таким образом, агрегат Корекс включает 3 основных элемента: шахту с загрузочным устройством и шестью винтовыми питателями-шнеками для выгрузки восстановленного рудного сырья, плавильный агрегат-реактор, блок очистки и подготовки газа-восстановителя. В 12 фурменных очагах реактора за счет холодного технологического кислорода происходят горение угля, регенерация СО2 и Н2О. В остальной части объема выше фурм уголь газифицируется, частично коксуется, образуя угольно-коксовую насадку аналогично коксовой насадке горна доменной печи. В этой зоне температура газа находится на уровне 1550-1650 °С. Проходя угольно-коксовую насадку, железорудное сырье расплавляется, науглероживается, завершается восстановление FeО, расплав накапливается в нижней части. Для улучшения теплофизических процессов в реакторе по аналогии с доменной печью максимум железорудного сырья подается в периферийную зону, расположенную над фурменными очагами. Следует отметить, что объем фурменных очагов при использовании кислорода меньше, чем объем очагов в современной доменной печи на дутье высоких параметров. Поэтому область максимальных температур 1800-2000 °С будет меньше и, как следствие, процессы восстановления кремния, марганца ограничатся. Восстановительная работа газов в шахтах Корекса и доменной печи практически не различается. Тем не менее отсутствие в шахте Корекса разрыхлителя рудной засыпи – кокса предопределяет самые жесткие требования к рудному сырью по гранулометрическому составу, потере прочности при восстановлении. С другой стороны, состав восстановительного газа из реактора, содержащего до 5 % N2 и СО2 и 95 % СО и Н2 обеспечивает на 92 % восстановление оксидов железа до губчатого железа. Четверть века прошло с пуска первой опытной установки Корекс на заводе в Кельне. За это время специалисты фирмы «Korf-Stahl AG» (Германия) и «Фест-Альпине» (Австрия) проделали колоссальную работу по разработке технологии плавки, опробовали широкий диапазон марок угля – от лигнита до антрацита, состава железорудного сырья, доказали возможность выплавки чугуна без применения кокса на уровне производства доменной печи объемом 1300 м3. В результате этих исследований агрегаты Корекс работают в ЮАР, Ю. Корее, Индии [10-12]. Тем не менее, с нашей точки зрения, к главным недостаткам процесса Корекс относятся: необходимость качественной подготовки кускового железорудного сырья; большая высота агрегата (более 100 м); сложность технологической стыковки работы шахты, реактора и блока очистки газа. Печь жидкофазного восстановления. В 1979 г. Московский институт стали и сплавов заявил пирометрический способ непрерывной переработки окисленного сырья цветных и черных металлов [13]. Последующие изобретения [14-18] уточнили технологию восстановления железорудного сырья в жидкой шлаковой ванне, интенсивность ведения процесса, последовательность операций при пуске, возможность использования жидкого и газообразного топлива. В 1984г. по проекту Гипромеза и Стальпроекта в конвертерном цехе № 2 НЛМК по аналогии с печью Ванюкова жидкофазного восстановления для переработки медно-никелевого сырья Норильского металлургического комбината построена экспериментальная отражательная печь площадью пода 20 м2 и расчетной производительностью 45 т/ч. Технология плавки предусматривает непрерывную подачу шихты через окно в своде, поддержание на постоянном уровне расплава с температурой 1500-1600 °С, восстановление железо рудного сырья в жидкой шлаковой ванне за счет углерода угля. С этой целью через нижние боковые фурмы шлак барботируется кислородсодержащим холодным дутьем. Образующийся газ неполного горения угля, разложения его летучих и от восстановления оксидов железа дожигается в надшлаковом пространстве печи через верхние фурмы также за счет холодного кислородсодержащего дутья, обеспечивая дополнительный приход тепла в шлаковую ванну [19]. ПЖВ представляет собой горн-заплечики доменной печи, но прямоугольного сечения. Стойкость агрегата в районе максимальных температур (зоны дожигания и барботируемой шлаковой ванны) обеспечивается путем интенсивного охлаждения кессонов и поддерживания на них гарнисажа. Нижняя часть футеруется аналогично горну доменной печи. 28 опытно-промышленных кампаний эксплуатации ПЖВ с продолжительностью круглосуточной работы до 14 сут с проведением глубоких исследований подтвердили возможность бескоксовой выплавки чугуна. Экспериментальные данные о кинетике восстановления оксидов железа в шлаковой ванне, теплофизике зон дожигания и барботажа, формировании пузырьков газа в шлаке, возможности частичного удаления серы и фосфора с газовой фазой являются основой дальнейшего совершенствования технологии. Эти данные также позволяют судить о процессах в горне доменной печи. Дальнейшее развитие ПЖВ, с нашей точки зрения, представляется по следующим направлениям: – технология бескоксовой плавки является не менее сложной, чем выплавка чугуна в доменной печи, по этому включение в металлургический агрегат энергетического котла-утилизатора является ошибочным. Физическое тепло газов, покидающих рабочее пространство с температурой 1500-1800 °С, необходимо использовать для нагрева и восстановления до FеО железорудной части шихты; – непрерывный выпуск чугуна без обновления канала чугунного отверстия при длительной эксплуатации ПЖВ окажется узким местом. Необходимо использовать отработанную технологию выпуска жидких продуктов плавки из доменной печи; – степень дожигания газа в зависимости от температуры шлаковой ванны колеблется от 0,75 до 0,95, поэтому использование газа на металлургических предприятиях улучшит технико-экономические показатели плавки ПЖВ и экологию. II этап работы на ММК. Отмеченные недостатки агрегатов Корекс и ПЖВ были учтены при создании экспериментальной печи ММК на II этапе работы. Как и в агрегате Корекс, на уровне низа шахты доменная печь разделена на две части. Заплечики-распар ограничены куполом и представляют собой реактор, переходящий в нижней части в горн. Круглое сечение горна изменено в эллипсное и сверху ограничено сводом. На свод по большой оси эллипса установлена вертикально рядом с реактором шахта с загрузочным устройством. Такое конструктивное решение преобразовало современную доменную печь в доменную печь-дуо. Роль эллипсного горна и отработка жидких продуктов плавки остались неизменными. В купольной части реактора по аналогии с агрегатом КИВЦЭТ располагается горелка для подачи кислорода, природного газа и тонкоизмельченной угольно-рудной смеси. Угольно-рудный концентрат от смесителей транспортируется воздухом. В зависимости от типа рудного концентрата дозируются количество угольной пыли и расход воздуха. При этом температуру факела можно регулировать от 1500 до 2100 °С. Широкий диапазон температуры факела позволил проплавлять концентраты от оловянного до титано-магнетита, включая конвертерные и доменные шламы. Их крупность составляла до 0,075 мм, максимальный размер угля был до 1 мм. Как и на I этапе работ (1962 – 1965 гг.), отсутствовала возможность организации непрерывного процесса. Опытные плавки проводили один раз в неделю. Для этих целей готовили сухую шихту из 150 кг рудного концентрата и 50-75 кг угля. В процессе плавки после разогрева печи природным газом до 1400 °С и подачи шихты устанавливали расход кислорода в реакторе с а = 0,8-0,9. Подтвердили расплавление рудной части в факеле, образование капель 5-10 мм и восстановление до FеО. На выходе из реактора при плавке конвертерного шлама газ содержал, %: 27,8 СО2; 32,8 СО; 28,8 Н2; 10,6 N2. В шахту с помощью типового конусного устройства загружали кусковый углеродсодержащий материал крупностью 15-25 мм (формованный коксик, антрацит, энергетический уголь). Газ из реактора, пройдя горизонтально коксо-угольную насадку горна с температурой 1550-1600 °С, меняет направление вверх и в противоточном режиме отдает физическое тепло материалу в шахте. Коксо-угольная насадка шахты выполняет роль очистки газа, задерживая тонкие фракции пыли. В нижней части насадка растекается по поверхности расплава, заполняя свободный объем горна, частицы пыли, находящиеся в порах углеродсодержащих кусков, расплавляются. Состав колошникового газа печи Корекс и опытного агрегата ММК при проплавлении конвертерного шлама был следующим, %:
В агрегате Корекс содержание SО2 и H2S в газовой фазе незначительно, сера полностью переходит в шлак и металл. Поэтому получение качественного чугуна в этом агрегате представляет большие трудности. Как уже отмечалось, область высоких температур в агрегатах Корекс, ПЖВ и ММК меньше, чем в современной доменной печи. Это повлекло снижение восстановления не только кремния, марганца, но и ванадия. При бесфлюсовых плавках титано-магнетитового концентрата с содержанием 10-11 % ТiО и 0,8 % V2O5 в металле количество [V] изменяется от 0,04 до 0,3 %. При этом обнаружено, что с увеличением доли углерода в металле от 0,5-0,8% до 3,1-3,4% содержание [V] снижается от 0,3 до 0,04%. Остальной пентаоксид ванадия находится в шлаке. Возможно, эта закономерность позволит в дальнейшем отказаться от современного дуплекс-процесса окисления ванадия из чугуна в конвертерной плавке с заменой его на извлечение ванадия из шлака. Широко известно развитие металлургии олова: шахтная плавка – плавка в отражательной печи – электроплавка – кивцэтная плавка. Общий недостаток шахтных и отражательных печей состоит в недостаточно высокой температуре газа, не превышающей 1400 °С, недостаток электроплавки – в применении дорогостоящей электроэнергии, в процессе плавки большой градиент температур электроды – расплав. Отмеченные недостатки исключены при плавке концентрата олова (касситерита) в опытной печи ММК. При этом в факеле при 1450-1500 °С происходит расплавление концентрата, восстановление SnО2 до SnО, частицы сливаются в капли диаметром 5-10 мм, дальнейшее восстановление до металлического олова протекает на угольно-коксовой насадке в горне. В соответствии с требуемой температурой факела холодный воздух подавали с концентрацией 50 % кислорода, соответственно содержание азота в колошниковом газе было в 4 раза выше, чем при плавке железосодержащего концентрата. Из приведенных ниже данных (%) о содержании мышьяка, свинца, висмута, сурьмы и серы видно, что качество чернового олова, выплавленного на ММК, лучше, чем чистового олова согласно ГОСТ 860-60:
Перечень ссылок
Вернуться в библиотеку В начало страницы
| |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||