Какой компонент привносится в шихту с известью
Перейти к содержимому

Какой компонент привносится в шихту с известью

  • автор:

Введение извести в шихту

Известь вводят в агломерационную шихту или непосредственно на аглофабрике перед смешиванием, или заблаговременно в один из рудных компонентов. В первом случае агрегаты для получения извести размещают на площадке аглофабрики, во втором -используют привозную известь. Дозирование извести в шихтовом отделении в качестве отдельного компонента связано е сильным пылеобразоваиием па перегрузках при подаче в шихтовые бункера и поэтому ие применяется.

Известняк обжигают на аглофабриках чаще всего на круглых обжиговых машинах ОПР [277] с горизонтальной колосниковой решеткой. Известняк крупностью 3—-10 мм выводят из цикла дробления известняка, смешивают с кокенком крупностью 3- 0 мм и увлажняют. Смесь, содержащую 8 «10% углерода к 3—4% влаги, загружают слоем 200- 250 мм на колосниковую решетку. Коксик в верхнем слое зажигают коксовым газом при расходе его 120—150 м* па 1 м 2 площади горна в час. Под колосниковой решеткой создается разрежение до 500 мм. (4,9 кн/м 2 )7 через слой просасывается воздух, и зона горения постепенно перемещается от уровня за сыпи к колосниковой решетке. Температура обжига составляет 1500- 1600° С. Продолжительность пребывания известняка при температурах, обеспечиваю- щи х п р отек а пне и р о цесс а д с ка р б он а ци и, соста в л я ет 12 мин. Производительность машин составляет 15— 20 т 2 > сутки, степень декарбоноции 70—80%. Известь Скорость пропитки для единичного капилляра описывается известным уравнением

Несмотря на то что эта формула в данном виде непригодна для точных количественных расчетов пропитки слоя в условиях агломерационного процесса, она дает качественно правильное представление о факторах, влияющих на скорость пропитки. Пропитка идет тем успешнее, чем лучше смачивают расплав твердые компоненты и чем ниже его вязкость. Из формулы (21) следует также, что продолжительность пропитки данного объема шихты будет тем меньше, чем более равномерно распределены газопроводные каналы по объему шихты и чем меньше расстояние между соседними точечными источниками расплава л толще плотных участков. Поскольку величина т| в сильной степени зависит от температуры (повышение температуры снижает как вязкость расплава, так и величину краевого угла), скорость пропитки заметно увеличивается с повышением температуры. В этой связи все факторы, интенсифицирующие теплообмен, увеличивают также скорость пропитки материала.

Смачивание и пропитка являются первым этапом собственно процесса спекания. По мере взаимодействия первичной жидкой фазы с твердыми компонентами шихты количество расплава увеличивается, а его состав, температура и свойства непрерывно меняются. Одновременно происходит усадка и уплотнение расплава под действием сил поверхностного натяжения. Отдельные капли образовавшегося расплава стремятся к объединению, что термодинамически объясняется стремлением любой системы к минимуму свободной энергии, в данном случае к минимальной удельной поверхности. В пределе при достаточном времени пребывания расплава в жидкопод- вижиом состоянии и достаточной его подвижности неизбежно образование монолитного слоя единой ванны расплава с защемленными в нем газовыми пузырями. Однако в действительности охлаждение фиксирует расплавленные массы материала на какой-то промежуточной стадии усадки, поскольку время для полного слияния всех капель расплава при агломерации недостаточно. К моменту прекращения в данном горизонтальном слое горения топлива и началу охлаждения различные точки этого слоя прогреты до различных температур, а физико-химические превращения в этих точках прошли с неодинаковой полнотой.

Условно принятая для рассмотрения многих вопросов агломерации схема спекаемого слоя предполагает, что в пределах элементарного горизонтального слоя все тепловые и физико-химические процессы совершаются одновременна во всех точках данного слоя. Такая схема удобна для рассмотрения как процессов теплообмена, так и последовательности физико-химических превращений. Для анализа механизма формирования макроструктуры агломерата она оказывается недостаточной.

Разновременность и неодинаковая и полнота а физико-химических превращений в пределах данного горизонтального слоя обусловлены кратковременностью воздействия на материал газа с высокой температурой, неоднородностью шихтовых материалов по крупности, значительной порозностью насыпной массы шихты и наличием каналов в спекаемом объеме, высокой скоростью охлаждения и кристаллизации расплава, очаговым характером горения частиц топлива, разобщенных между собой рудными и флюсовыми материалами, неравно мерностью распределения крупных и мелких частиц рудной части шихты, частиц топлива и флюса по объему шихты. Отнесение кривой изменения температуры во времени, измеренной для одной или двух точек данного горизонтального слоя, ко всему этому слою является весьма условным. В каждой отдельной точке данного горизонтального сечения слоя конфигурация этой кривой и, следовательно t максимальная температура и время пребывания материала при температурах, обеспечивающих подвижность расплава, различны. На рис. 76 приведены графики замеров температуры в различных точках поперечного сечения, выполненных О. Штгйнгауэром и К- Зсс на одной из аглофабрик Рура . Использованная ими методика обеспечивала измерение температуры газа в каналах между кусками шихты. На одном и том же горизонте максимальная температура изменялась от 1170 до 1280 е С, а время пребывания материала при температуре выше 1100 е С (температуре размягчения для данного состава шихты) изменялось в пределах от 2 до 6,8 мин. Надо полагать, что при измерении температуры одновременно в каналах и в центре кусков были бы получены еще более значительные различия

устанавливали фарфоровую трубку. Рычажная система обеспечивала свободное перемещение трубки но вертикали соответственно положению верхней кромки пирога. Усадка слоя по вертикали происходит в первые 1—2 мин после начала спекания и вызывается уплотнением насыпной массы под воздействием разрежения. Далее по ходу процесса объем и высота спекаемого слоя в целом не меняются. Между тем макроструктура насыпной массы шихты после усадки расплава существенно отличается от макроструктуры готового агломерата. Относительно мелкие и равномерно распределенные по объему шихты поры в процессе спекания материала укрупняются. В табл. 31 приведены данные о скорости фильтрации воздуха (на полное сечение колосниковой решетки) для некоторых шихт перед спеканием и полученных из них аг- лоспеков после охлаждения в чаше при высоте слоя 200 мм и разрежении 1000 мм вод. ст. (9,8 кн/м 2 )

.

Значительное повышение газопроницаемости свидетельствует о существенном изменении структуры слоя и характера пор. Коренное изменение пористости при неизменном объеме слоя свидетельствует о том, что усадка в процессе спекания представляет собой местное пере- р а си р еде л сии е р а си л а в а м ежду сое един ми у ч астка ми слоя. Наряду с «горизонтальной» имеет место «вертикальная» неоднородность аглоспека, связанная с изменением состава шихты, содержания углерода и условий спекания по высоте слоя.

Пирог можно рассматривать как совокупность отдельных уплотненных объемов затвердевшего расплава, связанных между собой «мостиками» из того же материала. Пространство между уплотненными объемами образуют поры различного размера. Часть пор является закрытыми, часть — открытыми. Последние образуют каналы для прохода воздуха. Затвердевание расплава начинается на поверхности воздушных каналов и постепенно распространяется в глубь уплотненных объемов. Отдельные объемы затвердевающего расплава связаны в единую систему, поэтому каждый из этих объемов не имеет возможности свободно деформироваться. В связи с этим развитие процессов усадки приводит к возникновению усадочных напряжений и трещин.

RU2295586C2 — Способ производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца — Google Patents

Publication number RU2295586C2 RU2295586C2 RU2005103575/02A RU2005103575A RU2295586C2 RU 2295586 C2 RU2295586 C2 RU 2295586C2 RU 2005103575/02 A RU2005103575/02 A RU 2005103575/02A RU 2005103575 A RU2005103575 A RU 2005103575A RU 2295586 C2 RU2295586 C2 RU 2295586C2 Authority RU Russia Prior art keywords slag silicomanganese melt low limestone Prior art date 2005-02-14 Application number RU2005103575/02A Other languages English ( en ) Other versions RU2005103575A ( ru Inventor Владимир Иванович Хобот (RU) Владимир Иванович Хобот Original Assignee Владимир Иванович Хобот Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.) 2005-02-14 Filing date 2005-02-14 Publication date 2007-03-20 2005-02-14 Application filed by Владимир Иванович Хобот filed Critical Владимир Иванович Хобот 2005-02-14 Priority to RU2005103575/02A priority Critical patent/RU2295586C2/ru 2006-07-20 Publication of RU2005103575A publication Critical patent/RU2005103575A/ru 2007-03-20 Application granted granted Critical 2007-03-20 Publication of RU2295586C2 publication Critical patent/RU2295586C2/ru

Links

Abstract

Изобретение относится к металлургии, а именно к производству ферромарганца. Способ включает загрузку извести в емкость, заливку на известь обезжелезненного малофосфористого шлака с последующим подогревом и вводом в шлакоизвестковый расплав силикомарганца, восстановление шлака кремнием силикомарганца в присутствии извести, доводку расплава и выпуск продуктов плавки. Известь загружают в количестве 33-43% от массы шлака для достижения модуля основности расплава, равного 1,5-1,8, а ввод силикомарганца осуществляют в расплавленном состоянии в количестве 70-90% от массы шлакоизвесткового расплава. Изобретение позволяет упростить технологию получения малоуглеродистого ферромарганца обезжелезненного малофосфористого марганцевого шлака и силикомарганца, полученных в процессе переработки низкосортных карбонатных железо-марганцевых руд, а также снизить потребление электроэнергии.

Description

Изобретение относится к металлургии, а именно к способам производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца.

Прототипом нашему изобретению является способ (1) производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца восстановлением марганецсодержащих материалов (марганцевой руды и/или малофосфористого шлака) кремнием силикомарганца в присутствии извести. Процесс ведется в наклоняющихся и вращающихся печах и состоит из следующих операций: 1. Заправка ванны известью в количестве 50-65% от массы материала, содержащего оксида марганца; 2. Загрузка (заливка) шлака и его смеси с марганцевой рудой; 3. Проплавление полученной смеси. 4. Загрузка кускового силикомарганца, в количестве 25-50% от массы шлакоизвесткового расплава (ШИР); 5. Расплавление шихты и доводка расплава при перемешивании сжатым воздухом; 6. Выпуск плавки.

Недостатком данного способа является то, что он требует сложной системы работы оборудования (расплавление твердой части шихты в специальных печах по специальной схеме), повышенного расхода электроэнергии.

Задачами, на решение которых направлено данное изобретение, является упрощение технологии и снижение расхода электроэнергии.

Задача решается тем, что в производстве средне- и малоуглеродистого ферромарганца, включающего загрузку извести в емкость, заливку на известь обезжелезненного малофосфористого шлака с последующим подогревом и вводом в шлакоизвестковый расплав силикомарганца, восстановление шлака кремнием силикомарганца в присутствии извести, доводку расплава и выпуск продуктов сплавки, известь загружают в количестве 33-43% от массы шлака для достижения модуля основности расплава, равного 1,5-1,8, а ввод силикомарганца осуществляют в расплавленном состоянии в количестве 70-90% от массы шлакоизвесткового расплава.

Подобная технология позволяет экономить электроэнергию не только реализацией возможности передачи от стадии к стадии промпродуктов в жидкофазном состоянии, но и в большей степени оптимизацией соотношений основных компонентов на конечной стадии всего процесса переработки карбонатных железо-марганцевых руд (КЖМР). В предлагаемом техническом решении, когда большая часть марганца привносится в заключительную стадию расплавом получаемого на первой стадии силикомарганца — 70-90% от массы ШИР вместо 20-50% по прототипу — для достижения модуля основности 1,5-1,8, извести необходимо вводить не более 43% от веса ОФМШ — по прототипу от 51 до 67%, так что для получения гомогенного ШИР нужно намного меньше электроэнергии и времени. И в целом, процесс переработки упрощается, так как вместо расплавления силикомарганца и восстановления в специальных печах различных режимов, его могут проводить в ковше и регулировать температурный и кинетический ход процесса режимом введения восстановителя (жидкого силикомарганца) и последующего барботажа газом. Поэтому заливка (а не завалка твердых) основных компонентов в жидком виде способствует: во-первых, лучшему усвоению извести и вследствие этого оптимизации процессов формирования шлака, во-вторых, полному протеканию реакций восстановления, а в целом к ускорению и повышению извлечения марганца. Таким образом, процесс получения средне- и низкоуглеродистого ферромарганца из (КЖМР) может проводиться по упрощенной технологии с пониженным расходом электроэнергии (не более 800 кВт·ч/т).

Диапазоны значений, приведенных в тексте, объясняются следующим образом:

При загрузке извести более 43% от массы ОФМШ (модуль основности 1,5 и ниже) — снижается степень восстановления и перехода в сплав марганца, процесс на данном оборудовании и по данной технологии становится нерентабельным.

При заливке силикомарганца в количестве мене 70% от массы ШИР — не будет достигнута полнота восстановления марганца, поступающего с ОФМШ, а выделяемой теплоты не хватит для полновесного протекания целевых процессов — для его проведения понадобится более сложная технология.

При заливке силикомарганца в количестве более 90% — проведение процесса приведет к получению некондиционного (по кремнию) целевого продукта.

Примеры осуществления.

Пример 1. Жидкий обезжелезненный малофосфористый шлак, содержащий, мас.%: MnO — 49,1; SiO2 — 28,3; Al2O3 — 6,8; CaO — 10,5; MgO — 6,5; FeO — 2,4; P — 0,11, из печи по переработке КЖМР на ОФМШ сливался в ковш с известью (92% CaO), загруженной из расчета достижения расплавом модуля основности, равного 1,5 (расход составил 33% от его массы ОФМШ), и нагревался в системе печь-ковш до температуры 1400°С. После в гомогенизированный ШИР в количестве 90% от его массы заливали жидкий силикомарганец, полученный в печи по переработке КЖМР в смеси с оксидными рудами и содержащий, мас.%: Mn — 85,6; Fe — 9,2; Si — 24,6; P — 0,15; S — 0,006; С — 0,15. Расплав через погружную фурму продувался азотом из расчета 1 м 3 /т.

В результате плавки был получен малоуглеродистый ферромарганец, содержащий, мас.%: Mn — 85,6; Si — 1,9; С — 0,5; P — 0,30; S — 0,005; Fe — ост. Расход электроэнергии составил 790 кВт·ч/т.

Таким образом, доказана возможность упрощения технологии и снижения потребления электроэнергии процесса получения малоуглеродистого ферромарганца из ОФМШ и силикомарганца, полученных в процессе переработки низкосортных КЖМР.

Пример 2. Жидкий ОФМШ, содержащий, мас.%: MnO — 50,1; SiO2 — 29,4; Al2O3 — 5,8; CaO — 11,6; MgO — 6,7; FeO — 2,3; Р — 0,12, из печи по переработке КЖМР на ОФМШ сливался в ковш с известью (92% СаО), загруженной из расчета достижения расплавом модуля основности, равного 1,8 (расход составил 43% от массы ОФМШ), и нагревался в системе печь-ковш до температуры 1500°С. После этого в гомогенизированный ШИР в количестве 80% от его массы заливали жидкий силикомарганец, полученный в печи по переработке КЖМР в смеси с оксидными рудами и содержащий, мас.%: Mn — 68,4; Fe — 9,2; Si — 25,6; P — 0,14; S — 0,005; С — 0,13. Расплав через погружную фурму продувался аргоном из расчета 1 м 3 /т.

В результате плавки был получен среднеуглеродистый ферромарганец, содержащий, мас.%: Mn — 85,7; Si — 1,5; С — 1,25; P — 0,30; S — 0,005; Fe — ост. Расход электроэнергии составил 790 кВт·ч/т.

Таким образом, доказана возможность упрощения технологии и снижения потребления электроэнергии процесса получения среднеуглеродистого ферромарганца из ОФМШ и силикомарганца, полученных при переработке КЖМР.

Пример 3. Жидкий ОФМШ, содержащий, мас.%: MnO — 51,0; SiO2 — 28,4; Al2О3 — 5,8; CaO — 11,6; MgO — 5,7; FeO — 2,0; P — 0,13, из печи по переработке КЖМР на ОФМШ сливался в ковш с известью (92% СаО), загруженной из расчета достижения расплавом модуля основности, равного 1,7 (расход составил 38% от массы ОФМШ), и нагревался в системе печь-ковш до температуры 1500°С. После этого в гомогенизированный ШИР в количестве 80% от его массы заливали жидкий силикомарганец, полученный в печи по переработке КЖМР в смеси с оксидными рудами и содержащий, мас.%: Mn — 68,4; Fe — 9,2; Si — 25,6; P — 0,14; S — 0,005; С — 0,13. Расплав через погружную фурму продувался аргоном из расчета 1 м 3 /т.

В результате плавки был получен среднеуглеродистый ферромарганец, содержащий, мас.%: Mn — 85,0; Si — 2,0; С — 1,0; P — 0,30; S — 0,007; Fe — ост. Расход электроэнергии составил 820 кВт·ч/т.

Таким образом, доказана возможность упрощения технологии и снижения потребления электроэнергии процесса получения среднеуглеродистого ферромарганца из ОФМШ и силикомарганца, полученных при переработке КЖМР.

Список использованной литературы:

1. Под редакцией Д.Я. Поволоцкого «Электрометаллургия стали и ферросплавов». — М.: Металлургия, 1974 г., стр.489-490.

Claims ( 1 )

Способ производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца, включающий загрузку извести в емкость, заливку на известь обезжелезненного малофосфористого шлака с последующим подогревом и вводом в шлакоизвестковый расплав силикомарганца, восстановление шлака кремнием силикомарганца в присутствии извести, доводку расплава и выпуск продуктов плавки, отличающийся тем, что известь загружают в количестве 33-43% от массы шлака для достижения модуля основности расплава 1,5-1,8, а ввод силикомарганца осуществляют в расплавленном состоянии в количестве 70-90% от массы шлакоизвесткового расплава.

RU2005103575/02A 2005-02-14 2005-02-14 Способ производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца RU2295586C2 ( ru )

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2005103575/02A RU2295586C2 ( ru ) 2005-02-14 2005-02-14 Способ производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2005103575/02A RU2295586C2 ( ru ) 2005-02-14 2005-02-14 Способ производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2005103575A RU2005103575A ( ru ) 2006-07-20
RU2295586C2 true RU2295586C2 ( ru ) 2007-03-20

Family

ID=37028449

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2005103575/02A RU2295586C2 ( ru ) 2005-02-14 2005-02-14 Способ производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца

Country Status (1)

Country Link
RU ( 1 ) RU2295586C2 ( ru )

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party

Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105624438A ( zh ) * 2016-02-02 2016-06-01 镇远县鸿丰新材料有限公司 一种使用贫锰渣精炼低碳锰铁合金的方法
  • 2005
    • 2005-02-14 RU RU2005103575/02A patent/RU2295586C2/ru not_active IP Right Cessation

    Non-Patent Citations (1)

    * Cited by examiner, † Cited by third party

    Title
    Электрометаллургия стали и ферросплавов. Под редакцией ПОВОЛОЦКОГО Д.Я., М., Металлургия, 1974, с.489-490. *

    Cited By (2)

    * Cited by examiner, † Cited by third party

    Publication number Priority date Publication date Assignee Title
    CN105624438A ( zh ) * 2016-02-02 2016-06-01 镇远县鸿丰新材料有限公司 一种使用贫锰渣精炼低碳锰铁合金的方法
    CN105624438B ( zh ) * 2016-02-02 2018-06-19 镇远县鸿丰新材料有限公司 一种使用贫锰渣精炼低碳锰铁合金的方法

    Also Published As

    Publication number Publication date
    RU2005103575A ( ru ) 2006-07-20

    Similar Documents

    Publication Publication Date Title
    US11421289B2 ( en ) 2022-08-23 Method and apparatus for the production of cast iron, cast iron produced according to said method
    CN101368244A ( zh ) 2009-02-18 低碳锰铁的生产工艺
    CN102094094B ( zh ) 2013-03-06 红土镍矿冶炼镍铁的工艺
    CN101298634A ( zh ) 2008-11-05 一种预熔型铁水预处理脱磷剂
    JP2013537259A ( ja ) 2013-09-30 直接製錬プロセス
    RU2295586C2 ( ru ) 2007-03-20 Способ производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца
    RU2518837C2 ( ru ) 2014-06-10 Способ получения вспененного шлака на расплаве нержавеющего металла в конвертере
    JP2018188730A ( ja ) 2018-11-29 転炉製鋼方法
    Cavaliere et al. 2019 Basic oxygen furnace: most efficient technologies for greenhouse emissions abatement
    RU2107737C1 ( ru ) 1998-03-27 Способ выплавки стали в конвертере
    JPH09143529A ( ja ) 1997-06-03 溶銑の脱りん方法
    RU2786105C1 ( ru ) 2022-12-16 Способ выплавки стали в конвертере на жидком чугуне
    JP2019151535A ( ja ) 2019-09-12 リン酸スラグ肥料の製造方法
    CN102108428B ( zh ) 2013-04-03 粗镍铁的精炼工艺
    JP3823595B2 ( ja ) 2006-09-20 溶銑精錬方法
    RU2215044C1 ( ru ) 2003-10-27 Способ выплавки стали в подовых сталеплавильных агрегатах
    Katunin et al. 2000 Use of liquid pig iron in electric-arc furnaces
    RU2088672C1 ( ru ) 1997-08-27 Способ выплавки стали в кислородных конвертерах
    JPS62167809A ( ja ) 1987-07-24 含クロム溶銑の製造法
    JP2004107735A ( ja ) 2004-04-08 効率の高い溶銑脱りん方法
    Götze et al. 2023 From Ore to Steel
    JP2817225B2 ( ja ) 1998-10-30 低硫黄銑の製造方法
    JPH10265827A ( ja ) 1998-10-06 クロム含有鋼精錬スラグの再生利用方法および該スラグに含有される金属成分の回収利用方法
    JPS62290815A ( ja ) 1987-12-17 製鋼方法
    JPS62167808A ( ja ) 1987-07-24 含クロム溶銑の製造法

    Legal Events

    Effective date: 20080215

    Известь

    Исходя из качественного состава металлической части шихты, марки производимой стали, технологических особенностей производственного процесса расход известковой части может составлять от 15 кг до 40 кг на 1 тонну стали. В зависимости от степени обжига, выделяют твердо, средне и известь мягкого обжига. Получение извести мягкого обжига возможно во вращающихся печах или в, так называемых, печах кипящего слоя. В последних осуществляется обжиг известняковой фракции размера 4 — 12 мм в на протяжении 60 — 90 мин. А в печах первого типа известняк с частицами более крупного размера – от 10 до 40 мм и в течение более продолжительно промежутка времени — от 2 до 4 часов, при температуре, достигающей, 1100 °С.

    Известь

    Для мягкообожженной извести характерной является мелкокристаллическая структура и наличие большого количества дефектов, различного рода искажение структуры кристаллических решеток и большая площадь поверхности пор. Для такого типа извести размеры зерен не превышают 2 мкм.

    Повышение времени и температурных режимов обжига приводит к образованию среднеобожженного типа извести. Для него характерна плотность до 2100 кг/м 3 и размеры зерна от 3 до 8 мкм. В этом случае происходит увеличение размеров пор и соответственно уменьшение их числа и общей поверхности.

    Пик значения температуры, при котором происходит значительный прирост размера зерна оксида кальция, расположен между 1150 и 1200 °С.

    Рост объемов зерен влечет уменьшение дефектов в структурах кристаллических решеток, наличие у зерен правильной геометрической формы. Происходит исчезновение граней между структурами — кристаллитами, увеличение силы связей взаимодействия зерен, исчезновение малых пор и увеличение массивности более крупных.

    Получение извести твердого обжига происходит в шахтных печах с применением известняковой фракции размера 40 — 80 мм в промежутке времени от 24 до 36 часов. Учитывая специфику процесса появления и формирования зерен СаО, то на начальных стадиях обжига допускается повышение температуры до 1600 °С.

    В одинаковых условиях, скорость растворения извести твердого обжига в разы ниже, чем мягкообожженной.
    Подача обожженной извести в цеха производится в контейнерах повышенной герметичности. Допускается хранение в бункерах производства в течение суток. В условиях длительного хранения происходит реакция извести с влагой воздуха, в результате чего известь «гасится». «Гашение» описывается химическим уравнением СаО + Н2О = Са(ОН)2. Применение «гашеной» извести недопустимо, так как это приводит к обогащению стали водородом. Более половины количества водорода в сталь поступает из извести.

    В состав свежеобожженной извести входит, %: оксид кальция от 85 до 93, оксид магния до 4, оксид кремния до 4, смесь оксидов железа(III) и алюминия до 3, серы менее 0,1 %.

    При невозможности применения свежеобожженной извести, рекомендовано использовать необработанный термически известняк. Несмотря на то, что это повлечет увеличение энергетических затрат, но такая технология исключит наличие влаги влаги, а присутствие угарного газа дополнительно придаст прочности металлу.

    Состав известняка, %: оксид кальция от 53 до 54, оксид магния от 0,4 до 4, оксид кремния от 0,8 до 1, сера менее 1 %. В процессе прокаливания известняка происходит потеря массы на 40 — 43 %.

    ТОПЛИВНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ ГРАНУЛЫ И СПОСОБ ИХ ПОЛУЧЕНИЯ И МЕТАЛЛИЗАЦИИ Российский патент 2015 года по МПК C22B1/245

    Изобретение относятся к черной металлургии, к областям получения топливного сырья и металлургического сырья для пирометаллургии.

    С истощением запасов богатых железных руд и коксующегося угля все большее внимание уделяется получению топливно-плавильных материалов из более бедного сырья, имеющегося в достаточных количествах (Леонтьев Л.И., Юсфин Ю.С., Малышев Т.Я. и др. Сырьевая и топливная база черной металлургии. — М.: ИКЦ Академкнига, 2007. — 304 с.). С целью получения качественной плавильной моношихты топливно-плавильные материалы окусковывают, производя различные формы компактного сырья в виде формовок, брикетов, гранул, пеллет, окатышей (см., например, Лурье Л.А. Брикетирование в черной и цветной металлургии. — М.: Металлургия, 1963. — 324 с.; Раввич Б.Л. Брикетирование в черной и цветной металлургии. — М.: Металлургия, 1975. — 232 с.; Кожевников Ю.Н., Раввич Б.Л. Окускование и основы металлургии. — М.: Металлургия, 1991, — 303 с. и др.).

    Ретроспективное ознакомление только с отечественными запатентованными техническими решениями по окускованию бедного топливно-металлургического сырья выявило значительное их количество, например, RU 2095436; RU 2198340; RU 2202633; RU 2317341; RU 2356952 и др.

    Особый интерес вызвало изобретение Семячкова Ф.С. (1932 г.) по термобрикетированию руд и бурых углей с одновременным полукоксованием углеродсодержащего материала (SU 29179), получившее развитие в ряде последующих работ других авторов, например, Смольянинов С.И. Комплексное использование торфа в химико-металлургическом процессе на базе бакчарских руд //Сб.: Итоги исследований по химии за 50 лет. — Томск: ТПИ, 1973; Смольянинов С.И., Маслов С.Г. Термобрикетирование торфа. — Томск: ТГУ, 1975; Смольянинов С.И., Архипов B.C., Криницын Г.Г. Испытание торфяных топливно-плавильных материалов в лабораторной доменной печи// Известия ТПИ, 1977. — Т. 214 — С. 19-22; Способ получения брикетированного или гранулированного железококса по патенту SU 164619 и др.

    Главной технической идеей этих решений-аналогов является получение качественного металлургического сырья из низкокачественных компактируемых ингредиентов (трудновосстановимой железной руды, торфа, бурого угля).

    В случае полукоксования углеродсодержащего материала в составе брикета/гранулы общим недостатком решений-аналогов является привнесение в плавильную шихту вредных примесей, содержащихся в золе полукоксования торфа, бурого угля.

    Близким по технической сущности аналогом является также решение по а.с. СССР №252365. Согласно этому решению для целей получения губчатого железа с высокой степенью восстановления окислов железа (до 98%), высококачественной стали или железа в слитках в качестве углеродсодержащего ингредиента брикета/гранулы используют верховой фрезерный торф, имеющий малую зольность и не содержащий в золе плавких металлов и других вредных примесей (например, сера и фосфор в количествах менее 0,1÷0,5%). При этом получаемые торфорудные брикеты содержали 44÷50% железа и 15÷20% углерода и характеризовались следующими показателями: прочность 180-290 кг/см 2 ; крошимость до 8%; истираемость до 10 с/о; объемный вес 1,8-2,3 кг/см 3 .

    Недостатками данного способа являются необходимость подготовки к процессу компактирования и непосредственно брикетирования сравнительно больших объемов сырья с низкой степенью углефикации для достижения необходимого содержания углерода в составе материала торфорудного брикета, а также потребность в относительно больших количествах кальцийсодержащих плавильных флюсов (известняк/известь).

    В качестве наиболее близкого аналога выбираем гранулы и способ их получения, раскрытые в а.с. SU 164619 A, опубл. 19.07.1964. Сырьем для получения гранул служит смесь угля (газового или коксового жирного) 50-70% фракции 3-1 мм, трудновостановимой железной руды (или рудный концентрат) 25-45% фракции 1-0 мм, гашеной извести Са(ОН)2 5-10% в измельчении с остатком на сите 900 отв./см 2 не более 5%. Готовые гранулы железококса получают путем коксования сырых гранул, покрытых известью, в шахтных кольцевых или коксовых печах.

    Недостатком изобретения является применение углеродсодержащего сырья высокой степени углефикации, что удорожает получаемые топливно-металлургические гранулы.

    Поставлена задача — получить топливно-металлургические гранулы из трудновосстановимой железной руды и низкоуглефицированного углеродсодержащего топливно-восстановительного сырья, пригодные для выработки нескольких целевых продуктов обогащения и металлургического передела.

    Поставленная задача решена следующим образом.

    1. Топливно-металлургические гранулы, содержащие железосодержащую компоненту, углеродсодержащую компоненту и флюсующую добавку — в виде извести, известняка, доломита, мела, отличающиеся тем, что в качестве железосодержащей компоненты используют бурожелезняковые гетит-гидрогетитовые дегидратированные оолиты, а в качестве углеродсодержащей компоненты — высокодисперсный полукокс бурого угля и/или торфа в виде геля/золя, из состава которого удалена минеральная часть — зола полукоксования.

    2. Топливно-металлургические гранулы по п. 1, отличающиеся тем, что оолиты дегидратированы при температуре 320-380°C.

    3. Топливно-металлургические гранулы по п. 1 или 2, отличающиеся тем, что оолиты входят в состав гранул количестве не менее количества удаленной из полукокса золы полукоксования.

    4. Способ получения топливно-металлургических гранул по любому из пп. 1-3, включающий подбор компонентов шихты, содержащих железо, углерод и флюсы, подготовку компонентов к шихтованию, смешивание подготовленных компонентов до однородного состава шихты, нагрев и гранулирование шихты, причем железосодержащую компоненту шихты подготавливают к шихтованию путем дегидратационного нагрева при температуре 320-380°C с раскрытием железосодержащих и флюсосодержащих концентрических слоев, а углеродсодержащую компоненту подготавливают к шихтованию путем полукоксования с последующим отделением минеральной части — золы полукоксования в качестве первого целевого продукта, и получение полукоксового геля/золя, после чего все компоненты смешивают, нагревают шихту и подают в гранулятор экструдерного типа для получения компактных топливно-металлургических гранул в виде цилиндров с диаметром и высотой 8-16 мм.

    5. Способ получения топливно-металлургических гранул по любому из пп. 1-3, включающий подбор компонентов шихты, содержащих железо, углерод и флюсы, подготовку компонентов к шихтованию, смешивание подготовленных компонентов до однородного состава шихты, нагрев и гранулирование шихты, причем железосодержащую компоненту шихты подготавливают к шихтованию путем дегидратационного нагрева при температуре 320-380°C с раскрытием железосодержащих и флюсосодержащих концентрических слоев, а углеродсодержащую компоненту подготавливают к шихтованию путем полукоксования с последующим отделением минеральной части — золы полукоксования в качестве первого целевого продукта, и получение полукоксового геля/золя, после чего все компоненты смешивают, нагревают шихту и подают в гранулятор, например, экструдерного типа для получения компактных топливно-металлургических гранул в виде цилиндров с диаметром и высотой 8-16 мм, полученные гранулы подвергают термической обработке в рудовосстановительных печах или в кипящем слое топок водогрейных или паровых котлов теплоэлектростанций/теплоэлектроцентралей путем нагрева при температурах 850-1150°C с восстановлением до 67% железа из окисленной оолитовой руды.

    6. Применение топливно-металлургических гранул по любому из пп. 1-3 в качестве ингредиента плавильной шихты электросталеплавильных и доменных печей.

    7. Применение золы полукоксования, полученной в качестве первого целевого продукта в способе по п. 4, в качестве сырья для гидрометаллургического передела на редкие металлы.

    8. Применение золы полукоксования, полученной в качестве первого целевого продукта в способе по п. 5, в качестве сырья для гидрометаллургического передела на редкие металлы.

    Более подробно рассмотрение изобретения целесообразно провести на конкретном примере его возможной реализации.

    ОПИСАНИЕ ПРИМЕРА РЕАЛИЗАЦИИ ИЗОБРЕТЕНИЯ

    В настоящее время специалисты рассматривают принципиальные подходы к освоению двух месторождений на территории Томской области РФ, имеющих миллиардные запасы сырья — Бакчарского месторождения бурых железняков оолитового строения (БЖРМ) и Таловского месторождения бурых углей (ТБУМ). Качество Бакчарского железорудного сырья таково, что ближайшие к месторождению новокузнецкие металлургические комбинаты — КМК и ЗСМК — могут потреблять необогащенную руду в количествах, не превышающих 10-14% от общих потребностей в железной руде (что в абсолютном выражении составляет около 1 млн. т/год). При этом открытый способ отработки Бакчарского месторождения становится рентабельным с объемом годовой добычи руды в 10-12 млн. т/год (считаются оптимальными варианты добычи руды сухоройным карьером в 30, 60 или 120 млн. т/год). Транспортировка необогащенной бакчарской железной руды на расстояния более 500 км (на меткомбинаты, расположенные в центральной и западной частях России) экономически нецелесообразна. Поэтому актуально получение обогащенного сырья в компактной форме, предназначенного для плавильных шихт в доменном переделе (около 80% от общего объема ТМГ) и вне доменного передела (около 20% от общего объема ТМГ).

    Местных запасов углеродсодержащего сырья для получения ТМГ из руды в объемах 30-120 млн. т/год достаточно с многократным превышением — эти запасы представлены таловскими бурыми углями, бакчарскими бурыми углями во вскрышных породах сухуройного карьера и торфами крупнейшего в мире Васюганского болота, перекрывающего БЖРМ. Добытая в 2007-2008 гг. крупнообъемная (1,7 тыс. т) технологическая проба бакчарской руды на 2/3 представлена гидрогетитовым оолитами классом крупности — 0,5+0,25 мм, как правило, концентрически-зонального строения. Концентрическая зональность оолитов обусловлена чередованием темных (кольцевых в сечении) зон гетит-гидрогетитового состава со светлыми кольцевыми зонами с различной степенью насыщенности карбонатной либо глинистой составляющей. В целом, крупность оолитов находилась в диапазоне размеров от 0,045 до 1,00 мм; содержание железа колебалось в пределах 35-46%, содержание флюсообразующих компонентов превышало 10%, а фосфора — достигало 0,46%.

    Результаты исследования кернового материала таловских бурых углей (полученного в 1997-2000 гг.) установили, что зольность углей составляет — 25-40%; низкая теплота сгорания — 3000-4000 ккал/кг; массовая доля серы — 0,38-0,63%, фосфора 0,005-0,0054%; выход летучих веществ — 58,3-61,7%, гуминовых кислот — 47,9-53,4%, битума — 2,7-3,8%, смолы — 14,56-20,43%. Пиролиз углей обеспечивает выход полукокса в объеме 45% от массы исходного сырья 10% влажности (при максимальной влагоемкости угля в пласте, равной 31-38%), калорийностью 5500 ккал/кг. При переработке таловских углей в минеральном осадке, золе и пыли дымовых газов будет концентрироваться повышенное содержание скандия, кобальта, редкоземельных элементов и иттрия.

    Использование бакчарских оолитов в качестве железосодержащей компоненты ТМГ сопровождается следующими особенностями:

    — светлые слои в оолитах представлены флюсообразующим материалом, необходимым для выплавления железа;

    — дериватографическое и термозвуковое исследование оолитов показало, что в диапазоне температур 320-340°С на кривой DTA=f(T°C) имеется значительно выраженный эндоэффект — «гидрогетитовая дегидратацианная яма», во время регистрации которой фиксируется интенсивные акустические сигналы декрепитации оолитовой структуры;

    — гидрогетит как твердый раствор воды в гетите (α-FeOOH*nH2O, где n=1,2÷1,5), содержит 10,1÷14,4% внутрикристализационной воды, требующей дополнительного расхода тепла на испарение в металлургическом процессе;

    — при относительно больших скоростях нагрева оолитов дисперсность дегидратационных разрушений, вызванных взрывным давлением паров кристаллизационной воды гидрогетитов, характеризуется размерами осколков оолитов 0,01-0,02 мм;

    — при необходимости излишний фосфор может быть выщелачен из осколков оолитов;

    — в случае достаточного количества восстановителя, например твердого углерода полукокса таловских бурых углей, железо из оксидной формы в минералах гетит и гидрогетит восстанавливается, образуя ТМГ с 67% Fe;

    — плотная структура ТМГ на базе дегидратированных оолитов при выгорании полукокса в температурном диапазоне 850-1150°С образует губчатое железо.

    Использование таловских бурых углей в качестве восстановителя железа и топлива в ТМГ характеризуется следующим:

    — полукоксование угля и его обеззоливание существенно увеличивают удельное содержание твердого углерода в ТМГ, минимизируя объем формовки (вместо брикета формуют гранулу);

    — полукоксовая зола используется в качестве сырья для гидрометаллургического передела на скандий, кобальт, редкоземельные элементы и иттрий;

    — при восстановлении ТМГ в топках ТЭС/ТЭЦ оолиты входят в состав гранул в количестве, равном количеству удаленной золы полукоксования;

    — дисперсность полукокса достигает микро- и наноразмерной тонины помола;

    — вредные примеси — сера и фосфор — в основном, выводятся из состава ТМГ с золой полукоксования, оставшаяся часть удаляется вместе с вредными примесями в оолитах при пирометаллургическом переделе в процессе дуплекс-плавки со снятием фосфористых шлаков.

    Непосредственно процесс формования ТМГ достаточно отработан в различных вариантах, в качестве наиболее производительного представляется целесообразным использовать экструдерные грануляторы (подобные используются на Томском нефтехимическом комбинате, расположенном на борту Таловского месторождения).

    Восстановление и металлизацию ТМГ осуществляют в соответствии с разработанной теорией известными способами (Ростовцев С.Т. Теория металлургических процессов. — М.: Металлургиздат, 1956. — 515 с.; Западно-Сибирский железорудный бассейн. /Под ред. Ф.Н. Шахова. — Новисибирск: Изд-во СО АН СССР, 1964. — 448 с.).

    Таким образом достигается технический результат, заключающийся в получении качественного металлургического сырья из восстановленных ТМГ в виде губчатого и/или горячебрикетированного железа путем включения в экономический оборот громадных запасов буроцветного минерального сырья Западной Сибири — бурых железняков и бурых углей/торфов. Получаемое сырье может заменить значительный объем железосодержащей части доменной плавильной шихты близлежащих сибирских металлургических комбинатов — ЗСМК и КМК, привозящих руду за несколько тысяч километров. Получение и применение золы полукоксования повышает экономическую и экологическую целесообразность использования предложенного технического решения.

    Похожие патенты RU2568797C2

    • Лунёв Владимир Иванович
    • Лунёв Владимир Иванович
    • Лунёв Владимир Иванович
    • Лунев Владимир Иванович
    • Усенко Александр Иванович
    • Лунёв Владимир Иванович
    • Усенко Александр Иванович
    • Лунёв Владимир Иванович
    • Паровинчак Михаил Степанович
    • Усенко Александр Иванович
    • Лунев Владимир Иванович
    • Лунев Владимир Иванович
    • Лунев Владимир Иванович
    • Лунев Сергей Владимирович
    • Загнеев Петр Степанович
    • Загнеев Денис Петрович
    • Усенко Александр Иванович
    • Усенко Андрей Александрович
    • Лунев Владимир Иванович
    • Усенко Александр Иванович

    Реферат патента 2015 года ТОПЛИВНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ ГРАНУЛЫ И СПОСОБ ИХ ПОЛУЧЕНИЯ И МЕТАЛЛИЗАЦИИ

    Изобретение относится к черной металлургии, а именно к получению топливно-металлургических гранул, способу их получения и применению в качестве ингредиента плавильной шихты электросталеплавильных и доменных печей. Топливно-металлургические гранулы содержат железосодержащую компоненту, углеродсодержащую компоненту и флюсующую добавку — в виде извести, известняка, доломита, мела. В качестве железосодержащей компоненты используют бурожелезняковые гетит-гидрогетитовые оолиты, дегидратированные при температуре 320-380°С, а в качестве углеродсодержащей компоненты — высокодисперсный полукокс бурого угля и/или торфа в виде геля/золя, из состава которого удалена минеральная часть — зола полукоксования. Причем компоненты шихты смешивают до однородного состава, нагревают и подают в гранулятор экструдерного типа для получения гранул в виде цилиндров с диаметром и высотой 8-16 мм. Изобретение направлено на получение качественного плавильного сырья из трудновосстановимой железной руды и низкоуглефицированного углеродсодержащего топливно-восстановительного сырья, пригодного для выработки нескольких целевых продуктов обогащения и металлургического передела. 6 н. и 2 з.п. ф-лы, 1 пр.

    Формула изобретения RU 2 568 797 C2

    1. Топливно-металлургические гранулы, содержащие железосодержащую компоненту, углеродсодержащую компоненту и флюсующую добавку — в виде извести, известняка, доломита, мела, отличающиеся тем, что в качестве железосодержащей компоненты используют бурожелезняковые гетит-гидрогетитовые дегидратированные оолиты, а в качестве углеродсодержащей компоненты — высокодисперсный полукокс бурого угля и/или торфа в виде геля/золя, из состава которого удалена минеральная часть — зола полукоксования.

    2. Топливно-металлургические гранулы по п. 1, отличающиеся тем, что оолиты дегидратированы при температуре 320-380°С.

    3. Топливно-металлургические гранулы по п. 1 или 2, отличающиеся тем, что оолиты входят в состав гранул количестве не менее количества удаленной из полукокса золы полукоксования.

    4. Способ получения топливно-металлургических гранул по любому из пп. 1-3, включающий подбор компонентов шихты, содержащих железо, углерод и флюсы, подготовку компонентов к шихтованию, смешивание подготовленных компонентов до однородного состава шихты, нагрев и гранулирование шихты, причем железосодержащую компоненту шихты подготавливают к шихтованию путем дегидратационного нагрева при температуре 320-380°С с раскрытием железосодержащих и флюсосодержащих концентрических слоев, а углеродсодержащую компоненту подготавливают к шихтованию путем полукоксования с последующим отделением минеральной части в виде золы полукоксования в качестве первого целевого продукта, и получение полукоксового геля/золя, после чего все компоненты смешивают, нагревают шихту и подают в гранулятор экструдерного типа для получения компактных топливно-металлургических гранул в виде цилиндров с диаметром и высотой 8-16 мм.

    5. Способ получения топливно-металлургических гранул по любому из пп. 1-3, включающий подбор компонентов шихты, содержащих железо, углерод и флюсы, подготовку компонентов к шихтованию, смешивание подготовленных компонентов до однородного состава шихты, нагрев и гранулирование шихты, причем железосодержащую компоненту шихты подготавливают к шихтованию путем дегидратационного нагрева при температуре 320-380°С с раскрытием железосодержащих и флюсосодержащих концентрических слоев, а углеродсодержащую компоненту подготавливают к шихтованию путем полукоксования с последующим отделением минеральной части в виде золы полукоксования в качестве первого целевого продукта, и получение полукоксового геля/золя, после чего все компоненты смешивают, нагревают шихту и подают в гранулятор, например, экструдерного типа для получения компактных топливно-металлургических гранул в виде цилиндров с диаметром и высотой 8-16 мм, полученные гранулы подвергают термической обработке в рудовосстановительных печах или в кипящем слое топок водогрейных или паровых котлов теплоэлектростанций/теплоэлектроцентралей путем нагрева при температурах 850-1150°С с восстановлением до 67% железа из окисленной оолитовой руды.

    6. Применение топливно-металлургических гранул по любому из пп. 1-3 в качестве ингредиента плавильной шихты электросталеплавильных и доменных печей.

    7. Применение золы полукоксования, полученной в качестве первого целевого продукта в способе по п. 4, в качестве сырья для гидрометаллургического передела на редкие металлы.

    8. Применение золы полукоксования, полученной в качестве первого целевого продукта в способе по п. 5, в качестве сырья для гидрометаллургического передела на редкие металлы.

Добавить комментарий

Ваш адрес email не будет опубликован. Обязательные поля помечены *