Технология рециклинга пылевыноса сталеплавильных агрегатов с извлечением цветных металлов
Троянский А.А., Клягин Г.С., Ростовский В.И.
Донецкий национальный технический университет
Источник: Сталь.- 2002, №8. – С.119-122
Для удаления примесей из пылей и шламов в основном используются высокотемпературные способы их переработки, которые можно подразделить следующим образом [2]: пирометаллургические с температурой процесса 1100 - 1200 °С; обработка расплава в ванне при 1600 - 1800 °С; переработка с применением низкотемпературной (3000 - 5000 °С) плазмы.
Выбор способа переработки зависит от содержания полезных и вредных примесей, дисперсного состава и целей, поставленных перед производством. Сейчас наиболее распространены пирометаллургические способы, основанные на термообработке отходов в восстановительной атмосфере с получением металлизованного продукта и улавливанием пыли, обогащенной цветными металлами.
Уловленные в системах газоочисток пыли и шламы после соответствующей подготовки и окускования подлежат возврату в сталеплавильный процесс. При этом некоторые цветные металлы снова перейдут в пыль, т.е. будет организован их рециклинг. Использование пылевыноса в шихте сталеплавильных печей с помощью технологии рециклинга позволяет обогатить его до более высоких содержаний цветных металлов, так как любая циркуляционная система приводит к накоплению циркулирующего элемента и стабилизации переносящего потока на более высоком уровне. Через определенное число циклов происходит насыщение пылевыноса цветными металлами, и его необходимо выводить из цикла для дальнейшей переработки и извлечения металлов.
Схема циркуляции цветных металлов в сталеплавильных процессах аналогична схеме циркуляции в доменном производстве [3], особенно это касается цинка. Различаются эти схемы только длительностью цикла, которая зависит от технологической схемы подготовки пылевыноса, и его вводом в сталеплавильный агрегат.
Масса цинка, поступающая в каждый последующий цикл, рассчитывается по формуле:
An = A + k • An-1
где А — постоянная входящая масса цинка, т или кг/т стали; к — коэффициент перехода цинка в пылевынос. Коэффициент рециркуляции цинка для сталеплавильных процессов, по опытно-промышленным исследованиям [4], составил 0,8, т.е. 20% Zn удаляется из агрегата с продуктами плавки, и при их выпуске он в основном переходит в фоновые выбросы, а остальная масса — в пылевынос. Сумма первых п членов вычисляется по формуле: Аn = А0 (1-k)n/(1-k).
Предельная масса цинка, поступающая в сталеплавильный агрегат при к < 1, составит:
При данном коэффициенте рециркуляции насыщение по цинку составит пять его первоначальных значений, а при коэффициенте 0,9 (расчетные анализы литературных источников) — 10A0. Обычно приблизительно после пятого-шестого цикла последовательного использования пылевыноса в шихте сталеплавильных печей увеличение содержания цветных металлов в выносе теряет линейный и приобретает асимптотический характер, т.е. наступает предел насыщения. При рециклинге шлама, содержащего 3,39% Zn и 1,17% РЬ, в мартеновских печах наблюдалось хорошее совпадение по цинку теоретических и практических данных. После шести циклов содержание чинка достигло 20,75%. В то же время практические данные по рециклингу свинца не совпадают с теоретическими и имеют существенные колебания. Содержание свинца в пылевыносе было достигнуто 1,45 - 3,12%, хотя расчеты показывают, что оно должно быть более 10%. Это можно объяснить вероятным скоплением свинца на подине печи и выпуском его с продуктами плавки, где он переходит в газовый фон. Однако эти вопросы требуют дополнительных специальных исследований.
При содержании в отходах более 12 % Zn они могут быть использованы в цветной металлургии для извлечения цветных металлов, но проблема использования железосодержащей части при этом не решается. Пировосстановительный процесс будет тем экономичнее, чем больше цветных металлов содержится в отходах. Для осуществления рециклинга цинка пылевынос необходимо подвергать окускованию. Особые требования к прочности окускованного материала будут предъявляться при конвертерном производстве стали, где наблюдается значительное количество перегрузок по тракту подачи шихтовых материалов и падений их с большой высоты. Обычно прочность 0,4 кН считается достаточной для этого передела. При других способах ввода пылевыноса в сталеплавильные агрегаты (например, вдувание) его можно использовать без соответствующей подготовки.
На металлургических предприятиях Украины сталеплавильные пыли и шламы частично утилизируют в аглопроизводстве с другими отходами, а остальные складируют в отвалах и шламонакопителях. При полном освоении сталеплавильных мощностей ежегодно в пыли и шламы переходит до 7 тыс. т цинка. Только на комбинате им. Ильича со сталеплавильными шламами заскладировано более 50 тыс. т цинка. На Енакиевском заводе конвертерные шламы, содержащие 0,68% Zn, складируют с доменными и частично после соответствующей подготовки утилизируют в аглопроизводстве. На Макеевском и Алчевском комбинатах мартеновские шламы с 3,5 и 1,1% Zn соответственно складируют с доменными и не утилизируют. На Донецком заводе пыль от газоочисток электросталеплавильного цеха, содержащую 1,6% Zn, вывозят в отвал, а шлам от технологической газоочистки с 2,7% Zn направляют в шламонакопитель, который использовали для оборотного цикла водоснабжения. На комбинате "Азовсталь" конвертерные шламы с 1,1 % Zn в основном утилизируют на аглофабрике с другими железосодержащими отходами. На комбинате им. Ильича мартеновские и конвертерные шламы, содержащие по 1 % Zn, складируют в отдельном шламонакопителе и практически не утилизируют. На комбинате "Запорож-сталь" мартеновские шламы от корпуса обезвоживания с 5,7% Zn в основном утилизируют в аглопроизводстве. На заводе им. Петровского конвертерные шламы, содержащие 0,08% Zn. совместно с доменными шламами складируют в картах обезвоживания и частично отгружают на аглофабрики других предприятий. На комбинате "Криворожсталь" мартеновские и конвертерные шламы с 1,9 и 0,74% Zn соответственно совместно с аглодоменными складируют в шламонакопителе, из которого затем после подготовки на узле перегрузки частично утилизируют на аглофабрике с другими железосодержащими отходами, расход которых составляет более 700 кг/т агломерата.
На комбинате им. Дзержинского конвертерные шламы с 0,74% Zn в виде шламо-известковой смеси, подготовленной на соответствующем комплексе конвертерного цеха, утилизируют в аглопроизводстве. На этом комплексе, введенном в эксплуатацию в 1983 г., впервые в отечественной практике ежегодно подготавливают до 100 тыс. т конвертерных шламов и известковой пыли от трубчатых печей известковообжигового цеха. Шламы после корпуса обезвоживания смешивают в двухвальном лопастном смесителе с известковой пылью. Смесь хранят на крытом складе и периодически отгружают на рудный двор аглофабрики. Использование такой смеси способствует интенсификации процесса окомкования аглошихт и улучшению качества агломерата.
Практически на всех металлургических предприятиях Украины аглодоменное производство с точки зрения рециркуляции отходов, в том числе цинка и свинца, разомкнуто в основном из-за сброса доменных шламов в шламонакопители. Это не вызывает особых затруднений в доменной плавке с поведением и накоплением цинка в печах. В то же время при замыкании цикла "аглофабрика - доменная печь" и с утилизацией сталеплавильных шламов нарушается ход печи, и цинк оседает даже на фурмах из-за опускания настылей.
Особые затруднения в доменной плавке были обнаружены на комбинатах "Криворожсталь", "Запорожсталь" и им. Ильича, на которых начали использовать в аглошихте больше шламов. Если на первых двух предприятиях цинк обнаруживали на фурмах, то на последнем цинкитные настыли образовывались не только в печах, но и в газоходах доменного газа. Это происходило после использования заскладированных сталеплавильных шламов.
После первого этапа реконструкции электросталеплавильного цеха Донецкого металлургического завода технологические и аспирационные газоочистки перевели на сухой способ. После второго этапа реконструкции пылевынос планируется подвергать окомкованию и возвращать с шихтой в дуговые сталеплавильные печи. Однако при этом не решена проблема вывода насыщенного цинком пылевыноса из технологического процесса производства стали, что приведет к его нарушению.
Для изучения процесса возгонки цинка из мартеновского шлама в восстановительной атмосфере были проведены опыты в индукционной печи мощностью 12 -13 кВт и с частотой тока при спекании 66 кГц. Мартеновский шлам, содержащий 4,7% Zn, смешивали с 20% угольной пыли и загружали в графитовый тигель с внутренним диаметром 110 мм и высотой 230 мм. Через 8 мин после включения индуктора начиналось выделение СО. В результате нагрева тигля шихта у периферии разогревалась быстрее, чем у его оси. Температуру замеряли термопарой по оси тигля. Через 15 мин при 900°С с периферии начиналась активная возгонка цинка, а через 25 мин при 1100 °С цинк улетучился со всей поверхности шихты. На 27-й минуте температура составила 1200 °С, на 29-й — 1300 °С, после чего на 30-й минуте индуктор был отключен, так как температура достигла 1350 °С и в тигле образовался расплав. После охлаждения в тигле получился металлизованный слиток со шлаковой шапкой, химический анализ которых приведен в табл. 1. Степень металлизации составила 98,4 %, а степень удаления цинка — 99,5%.
Таблица 1 – Химический состав мартеновского шлама и продуктов металлизации
Другие опыты по возгонке цинка из мартеновского шлама были проведены в туннельной печи для получения губчатого железа из железорудного концентрата в условиях опытно-промышленной установки Макеевского металлургического комбината. Из шихты, содержащей мартеновский шлам и угольную пыль, влажностью около 15 % получали брикеты диам. 100 и длиной 210 мм. Так как шлам обладает хорошими связующими свойствами, то в шихту дополнительных связующих материалов не вводили. Сырые брикеты были прочные и вязкие. Перед металлизацией брикеты помещали в электросушилку на сутки при 200 ?С. Расчетное содержание углерода в брикетах составило: 8 % для опытов 3 и 6; 12 % для 2 и 5 и 16 % для 1 и 4 (табл. 2).
Таблица 2 – Условия проведения металлизации:
Печь по горизонтали была разбита на 4 зоны (0, 1, 2, 3): зоны сушки и подогрева (0 и 1) и зоны восстановления (2 и 3) с максимальной температурой 1030°С (I этап) и 1060°С (II этап). Продолжительность нахождения брикетов в печи на I этапе составила 10 ч, в том числе в зонах восстановления — 3 ч, а на II этапе — соответственно 20 и 6 ч. Газовая фаза в зонах 2 и 3 не содержала кислорода.
Химический анализ металлизованных брикетов (табл. 3) показывает, что из мартеновского шлама с высоким содержанием цинка можно получать железо-губчатые заготовки с низким содержанием цинка. Степень удаления цинка во всех случаях высокая, несмотря на небольшую степень металлизации в опыте 6.
Таблица 3 – Химический анализ металлизованного продукта:
В лабораторных и опытных условиях действующего конвертерного цеха Украинским научным центром технической экологии (УкрНТЭК) проведены испытания технологии возгонки и улавливания цинка, на основании которой выполнен проект установки для извлечения цинка из отходов [5]. Термическим реактором служит дуговая электропечь с коксовой насадкой. В зависимости от режима работы можно получать оксид цинка (чистота 93 - 95%) или металлический цинк (чистота 98-99 %). Извлечение цинка из шламов составит 96 - 98 %, железа — не менее 99 %, что превосходит соответствующие показатели технологий, решающие схожие задачи другими способами.
Результаты этих исследований подтверждают возможность получения металлизованного продукта из металлургических отходов для дальнейшего его использования в качестве оборотного продукта. Степень металлизации определяется типом процесса и технологией дальнейшего его использования. При степени металлизации 30% достигается практически полная возгонка цветных металлов (цинк, свинец).
Одним из рациональных ресурсо-энергосберегающих способов извлечения цветных металлов из цинксодержащих пылей и шламов может быть использование физического тепла жидких сталеплавильных шлаков, количество которого составляет в среднем 2 ГДж/т шлака, или в пересчете около 70 кг условного топлива.
Принципиальная технологическая схема обработки отходов жидкими шлаками с очисткой газов и улавливанием возгонов цинка приведена на рисунке:
Рисунок – Принципиальная схема обработки отходов жидкими шлаками
Сталеплавильный шлак из шлаковой чаши 1 сливается по стационарному желобу 2 в шлаковую чашу 3 с крышкой 4. Окускованные цинксодержащие пыль и шлам с необходимой добавкой углерода дозируются из бункера 5 на желоб при сливе шлака. Возгоны цинка улавливаются в рукавном фильтре 6, накапливаются в бункере 7, загружаются в мешки или контейнеры 8 для отгрузки на заводы цветной металлургии. Подсосом воздуха между чашей 3 и крышкой 4 регулируется степень окисления цинка. Газы от реактора отсасываются дымососом 9. По данной схеме можно окусковывать другие железосодержащие отходы, которые дозируются из бункера 10. Последнее предложение целесообразно осуществлять на заводах при отсутствии на них аглофабрик.
Теплотехнические расчеты показывают, что одной тонной жидких шлаков с начальной температурой 1400°С и конечной температурой гранулированной смеси 1000°С можно обработать 0,6 - 1,0 т различных отходов производства. Данную технологию можно применять при организации рециклинга пылевыноса сталеплавильных агрегатов с низким содержанием цветных металлов. По достижении необходимой концентрации цинка (10 - 15%) пылевынос окомковывается с углеродистым материалом и обрабатывается огненно-жидкими шлаками. Продукт с содержанием цинка и свинца до 50 % в виде оксидов выводится из процесса и направляется на переработку на заводы цветной металлургии, а легко дробимый железосодержащий продукт из реактора 3 после соответствующей подготовки можно использовать в аглодоменном или сталеплавильном переделах в качестве оборотного продукта. Технология подготовки отходов, рециклинг пылевыноса и обработка его жидкими шлаками в каждом конкретном случае может иметь свои специфические особенности.
Заключение
Таким образом, при организации рециклинга пылевыноса сталеплавильных агрегатов происходит его насыщение цветными металлами до 5 - 10 первоначальных значений. Предложено периодически выводить пылевынос из процесса и подвергать его окускованию и пировосстановительному нагреву при 1100 - 1300°С со степенью металлизации более 30 %, при которой из него практически полностью удаляется цинк. Предложена энергосберегающая технологическая схема установки обработки цинксодержащих отходов жидкими сталеплавильными шлаками, после которой возгоны цинка направляются на заводы цветной металлургии, а легко дробимый железосодержащий продукт используется в качестве оборотного продукта
Литература:
1)Krishnan E. Radha, Kemner William F. II 44th Elec. Furnace Conf. Proc Vol. 44. Dallas Meet.. Dec. 9- 12,1986. Warren-dale (Pa), 1987. P. 335 - 365.
2)Иванов Н. И., Литвинов В. К., Шутикова В. Ф., Агапитов Е. Б. // Черная металлургия: Бюл. НТИ. 1989. № 6. С. 20 - 28.
3)Клягин Г. С, Ростовский В. И., Безкоровайный В. В. // Труды V международного конгресса доменщиков. Производство чугуна на рубеже столетий. — Днепропетровск - Кривой Рог, 1999.
4)Melecky Jan Gtuem // Hutnik. 1989. № 5, 6.
5)Горда В. И., Ростовский В. И., Ростовский А. В.. Ушакова М. В.Технология переработки пылевидного металлургического сырья и отходов.// Национальная металлургия. 2001. № 2. С. 12 - 15.