Способы металлизации железорудного сырья

Размещено на http://www.allbest.ru/

Способы металлизации железорудного сырья

1. Классификация методов металлизации железорудного сырья

Выше отмечалось, что существует множество предложенных и запатентованных способов металлизации железорудных материалов и прямого получения железа, которые отличаются по многим признакам и в то же время являются основой для их классификации. Достаточно полно различные способы могут быть классифицированы по следующим признакам:

• виду и назначению получаемого продукта;

• типу применяемых агрегатов для осуществления процесса;

• виду применяемых топлива и восстановителя;

• виду применяемых железорудных материалов;

• физико-химическим основам технологических процессов;

• масштабам производства.

При рассмотрении способов металлизации нами за основу приняты первые два признака, т.е. вид и назначение продуктов металлизации и тип применяемых агрегатов для осуществления восстановительного процесса.

По виду и назначению металлизованных железорудных материалов существующие способы могут быть подразделены на следующие четыре группы:

1. Получение частично металлизованных железорудных материалов для использования их в доменной плавке.

2. Получение металлизованных материалов с высокой степенью металлизации для их переплавки в сталеплавильных и электросталеплавильных агрегатах.

3. Восстановление оксида железа в целях получения железного порошка для порошковой металлургии (степень металлизации -98-99,5%, содержание железа в исходной шихте - 71,8-72%, а металлического железа в металлизованном продукте - 98-99%).

4. металлизация железа для переработки комплексных полиметаллических руд (хромоникелевые бурые железняки, ванадийсодержащие титаномагнетиты, высокоглиноземистые железные руды, отходы производства и т.п.).

По типу применяемых агрегатов способы производства металлизованных железорудных материалов могут быть подразделены на следующие группы:

1- металлизация на конвейерных машинах (или конвейерных печах);

2- металлизация во вращающихся печах;

3- металлизация на комбинированных установках типа «конвейерная машина - трубчатая печь»;

4- металлизация в шахтных печах и ретортах периодического действия;

5- металлизация в проходных печах с наружным обогревом;

6- металлизация в аппаратах с кипящим слоем.

Для процесса металлизации и прямого получения железа применяют твердые или газообразные восстановители.

Показателем глубины протекания процесса восстановления является степень металлизации, определяемая из соотношения

ц_мст = Fe_мет/ Fe_общ *100%, (1.1)

где ц_мст - степень металлизации, %; Fe_мет и Fe_общ - содержание в металлизованном продукте металлического и общего железа соответственно, %.

2. Характеристика способов металлизации

2.1 Металлизация на конвейерных машинах

Выше была показана принципиальная возможность получения метализованного агломерата на колосниковой решетке конвейерной машины. Разрабо-таны и испытаны также процессы металлизации на конвейерных машинах рудоугольных окатышей. В этом случае при производстве окатышей из мелкой руды и концентрата в шихту вводят 15-20% твердого восстановителя. Затем рудоугольные окатыши подвергают обжигу на конвейерной обжиговой машине в течение 20-30 мин при 1200…1250°С. За счет углерода происходит восста-новление оксидов железа, и получаются металлизованные окатыши со степенью металлизации 50-80%. Схема производства металлизованных окатышей при совмещении процесса металлизации и упрочняющего обжига в одном агрегате - конвейерной машине - представлена на рис. 2.1. Сырые рудо-флюсо-угольные окатыши в головной части обжиговой машины сушат рециркулируемыми отходящими газами, после чего они поступают в зону обжига, где в результате просасывания горячих газов происходят нагрев всего слоя окатышей до 850…1250 °С и восстановление оксидов железа внутри самих окатышей. Процесс длится 20-40 мин. За это время удаляется лишь около 40% серы. Поэтому большое значение для использования в процессе имеет выбор малосернистого твердого топлива.

Металлизованные окатыши в нагретом виде поступают в руднотермическую печь для выплавки чугуна или стального полупродукта. Недостатком этого процесса является загрязнение губчатого железа пустой породой, серой и фосфором твердого топлива, что предъявляет особые требования к качеству последнего.

В нашей стране опытные установки по металлизации рудо-угольных окатышей на конвейерных машинах были созданы на НПО «Тулачермет» и заводе «Сибэлектросталь».

Рисунок 2.1 - Схема процесса металлизации рудно-угольных окатышей на обжиговой машине: 1 - бункер возврата: 2 - бункер руды пли концентрата; 3 - бункер угля; 4 - бункер известняка; 5 - шаровая мельница; 6 - фильтр; 7 шнековый смеситель; 8 - дисковый гранулятор; 9 - обжиговая конвейерная машина; 10 - зона сушки: 11 - зона обжига; 12 - гpoxoт. 13 - электропечь; 14 - ковш для жидкого металла; 15 - шлаковая чаша

2.2 Металлизации по вращающихся исчах и комбинированных установках

С применением в качестве восстановительного агрегата вращающихся трубчатых печей разработано несколько способов металлизации железорудных материалов, из которых наибольшее значение приобрели следующие: «СЛ-РН», Крупна, японских фирм, «Аккар», «Мсханобрчермет», «Сибэлектросталь» и др.

Восстановление железной руды или окатышей в такой печи осуществляется с помощью твердого углеродсодержащего топлива: коксовая мелочь, битуминозный уголь, бурый уголь и полукокс из него, антрацит и др. Во избежание насыщения губчатого железа серой, поступающей в печь с восстановителем, в шихту вводят известняк или доломит. Восстановитель загружают в количестве, превосходящем теоретически необходимое для отнятия кислорода руды (часть восстановителя используется как топливо).

Выходящий из печи продукт охлаждают и подвергают грохочению и магнитной сепарации для выделения губчатого железа, восстановителя, который возвращается в процесс, а также золы топлива и отработанных известняка или доломита, которые направляются в отвал.

Отопление печи осуществляется за счет сжигания газообразного, жидкого или пылеугольного топлива. При этом топливо в торцевой горелке (форсунке) сжигается при недостатке воздуха с получением мягкого длинного факела. Остальной воздух, необходимый для горения топлива, дожигания СО и других горючих газов, выделяющихся из слоя шихты при восстановлении, вдувается через фурмы, расположенные на корпусе печи, что позволяет регулировать температуру по се длине. Опасность размягчения шихтовых материалов и настылеобразования ограничивают температуру нагрева шихты величиной 1000…1100 °С в зависимости от свойств руды.

Способ «СЛ-РН» возник на основе способов «РН» и «СЛ» и представляет их усовершенствованную модификацию.

Способ «РН» разработан фирмами США главным образом для переработки бедных труднообогатимых железных н комплексных руд с обогащением их после восстановления.

В процессе переработки используются руды крупностью 12-25 мм, флюс и твердый восстановитель крупностью 3-0 мм. Печь отапливается газообразным или жидким топливом. Расход восстановителя составляет 50%, а флюса - 5-7% от массы руды. Топливо подается в печь через центральную горелку (или форсунку), воздух - с помощью фурм, установленных на кожухе печи. Количество рециркулируемого твердого восстановителя составляет 60-75%. При степени металлизации около 95% извлечение железа в концентрат находится на уровне 90%.

Способ «РП» позволяет удалять из шихты до 95% серы и часть фосфора. При использовании шихтовых материалов даже с повышенным содержанием этих элементов можно получать богатый концентрат, в котором не более 0,05% S и 0,07% Р. Заметное удаление фосфора возможно в тех случаях, когда он связан с минералами пустой породы, удаляемой при обогащении.

Способ был отработан во вращающейся печи длиной 45,7 м и диаметром 2,74 м, производительностью около 175 т/сут по руде. На 1 т губчатого железа в среднем расходуется 370 кг коксовой мелочи, 80 кг доломита, 290 м³ природного газа и 350 кВт*ч электроэнергии.

Способ «СЛ» разработан фирмами ФРГ и Канады для получения губчатого железа из богатых железорудных окатышей. От предыдущего отличается способом отопления печи. Сжигание газа осуществляется в горелках, расположенных на кожухе печи со смешением друг относительно друга по спирали. С помощью центральной горелки в разгрузочном торце печи поддерживается слабовосстановительная или нейтральная атмосфера во избежание окисления губки. Другое отличие заключается в способе извлечения губчатого железа: в процессе «СЛ» губка отделяется только от флюса и восстановителя, так как окатыши изначально богаты и в обогащении не нуждаются.

В процессе используются окатыши крупностью 16-6 мм, флюс и антрацит крупностью 3,2-0,8 мм. Степень металлизации губчатого железа зависит от количества избыточного углерода и обычно превышает 95%. На 1 т металлического железа расходуется 1,58 т исходных окатышей, содержащих 66,7%. Не, 480 кг антрацита, 46 кг доломита и 107 м³ природного газа.

Способ «СЛ-РН» позволяет использовать для получения губчатого железа любые виды руды, угля и газообразного пли жидкого топчи на, а также применять сырые окатыши без предварительного упрочняющего обжига. На рис. 2.2 представлена схема процесса при работе на руде или обожженных окатышах, а на рис. 2.3 - при работе на сырых окатышах (установка «решетка - трубчатая печь»).

В состав основного оборудования фабрики, работающей с твердым топливом, в случае обработки кусковой руды или обожженных окатышей входят (см. рис. 2.2): В случае использования сырых окатышей (см. рис. 2.3).

Второй вариант оказывается более выгодным, так как окатыши поступают с колосниковой решетки после нагрева, сушки и упрочнения в восстановительный агрегат горячими, что повышает его производительность, снижает расход топлива и позволяет уменьшить длину вращающейся печи. Нагрев окатышей на колосниковой решетке производят газами, отходящими от вращающейся печи. Степень металлизации окатышей зависит от количества избыточного углерода и может превышать 95%.

Рисунок 2.2 - схема процесса при работе на руде или обожженных окатышах: 1 - бункеры руды, окатышей, флюса и оборотного твердого топлива, 2-вращающаяся восстановительная печь, 3 - бункер свежего угля, 4 - трубчатый охладитель, 5 - гpoxoт, 6 - магнитные сепараторы, 7 - брикетные прессы, 8 - сепаратор для разделения пустой породы и топлива, 9 - конвейер оборотного угля, 10 - система очистки газов от пыли

Рисунок 2.3 - Схема процесса при работе на руде или сырых окатышах: 1 - бункеры концентрата и бентонита, 2 - чашевые окомкователи, 3 - колосниковую решетку, 4 - обогреваемую газами из трубчатой восстановительной печи, 5 - охладитель, 6 - бункер свежего угля, 7 - система очистки газов от пыли

Способ завода «Сибэлектросталь». На этом заводе установка для металлизации железорудного сырья типа «решетка - трубчатая печь» входит в состав агрегата с электропечью для получения жидкого металла (рис. 2.4) Из вращающейся печи металлизованные железорудные материалы поступают на плавку в электропечь в горячем состоянии (до 1050 °С), что позволяет сократить расход электроэнергии и повысить производительность печи. На установке испытывали металлизацию различных железорудных материалов с применением в качестве восстановителя бурого угля. Степень металлизации составляла 90-95%. При загрузке в электропечь нагретых окатышей (800С) ее производительность увеличилась в 1,5 раза по сравнению с работой на холодных обожженных окатышах.

Металлизация в шахтных печах и ретортах. Среди действующих установок для металлизации железорудных материалов и получения губчатого железа наибольшую долю составляют шахтные печи и реторты. Строительство установок металлизации усилилось в последние десятилетия и в основном создавались шахтные печи и реторты.

Рисунок 2.4 - Схема полупромышленной установки завода «Сибэлектросталь» для производства бескоксовой электростали: 1 - контейнер, 2 - устройство для удаления золы из металлизованных окатышей, 3 - трубчатая печь, 4 - транспортер, 5 - конвейерная обжиговая машина, 6 - ролико-укладчик, 7 - гранулятор, 8,9 - элеваторы, 10 - питатели, 11,12,13 - бункеры известняка, концентрата и угля соответственно

Быстрые темпы развития процессов металлизации в шахтных печах обусловлены целым рядом их преимуществ перед другими агрегатами:

* непрерывность процесса;

* высокая удельная и агрегатная производительность (т.е. высокая единичная мощность установок);

* относительно низкий удельный расход топлива (восстановителя) благодаря замкнутому газовому циклу;

* возможность получения высококачественного продукта, отвечающего требованиям электросталеплавильного производства.

В процессе освоения новых шахтных печей совершенствовались их конструкция и технология. В настоящее время суточная производительность установок находится на уровне 1200 т в сутки, действуют установки производительностью 1800 т в сутки и разрабатываются более мощные печи. Проведенные исследования и испытания позволили расширить сырьевую базу шахтных печей: установлена возможность успешной работы печей не только на окатышах, но и на их смеси с рудой, а также при использовании 100% кусковой руды. Ведутся работы, направленные на расширение топливной базы процессов в шахтных печах. Их цель - использование, кроме природного газа, также коксового газа, жидкого, твердого и других видов топлива.

Наиболее известными процессами металлизации в шахтных печах и ретортах являются способы «Виберга», «Пурофер», «ХИЛ I», «Мидрекс», «ХИЛ III». В СНГ разработаны два способа получения металлизованного продукта в шахтных печах, которые отрабатывались на опытно-промышленных установках Белорецкого комбината и завода «Запорожсталь».

Способ «Пурофер» («Purofer» в переводе означает чистое железо). Технология этого процесса, разработанного в ФРГ, заключается в восстановлении окускованного железорудного материала конвертированным природным газом при 950±10 °С в шахтной печи. Главные отличительные особенности - отсутствие в печи зоны охлаждения и выдача из печи горячего губчато го железа, а также применение для конверсии природного газа регенеративных реформеров с насадкой. Схема процесса «Пурофер» представлена на рис. 2.5. Пока один из горизонтальных (или вертикальных) регенераторов нагревается за счет сжигания колошникового газа с добавкой природного газа до температуры ~1400°С, во втором регенераторе происходит превращение смеси колошникового газа с природным в восстановительный газ. В расположенной далее камере охлаждения температуру восстановительного газа устанавливают на уровне 950±10 °С. При таком высокотемпературном крекинге природного газа требуется лишь небольшая масса катализатора, нечувствительного к сернистым соединениям, содержащимся в природном или колошниковом газах.

На 1 т губчатого железа (степень металлизации 95%) расходуется 1,5 т руды (63% Fe), 385 м³ природного газа, 86 кВт ч электроэнергии и 5 м³ воды. Губчатое железо из окатышей (68,8% Fе) содержит, %: 95,3 Fe_общ, 90,5 Fe_мет, 0,010 S, 0,020 Р, 1,36 пустой породы, в т. ч. 0,57 SiO₂. Содержание углерода изменяется в пределах 0,5-1,5%.

Рисунок 2.5 - Схема процесса «Пурофер» на основе природного или коксового газов: 1 - природный газ, 2 - компрессор, 3 - вентилятор для воздуха горения, 4 - колошниковый газ, 5 - скруббер, 6 - газовый реформер, 7 - шахтная печь, 8 - конвейер для горячего ГЖ, 9 - горячее брекетирование, 10 - восстановительный газ, 11 - кусковая руда или окатыши

Установки «Пурофер», пущенные в эксплуатацию в 1977 г. в Бразилии и Иране, имеют мощность 350 тыс. т губки в год каждая.

Способ «Охалата и Ламина» («ХИЛ I»), осуществляемый в периодически действующих ретортах - старейший из рассматриваемой группы и один из наиболее освоенных в промышленных масштабах. В конце 1987 г. этот способ использовался на 14 установках общей мощностью 8,56 млн. т металлизованнго продукта в год и по 5 установок общей мощностью 5,75 млн. т в год сооружалось в различных странах (Мексика, Венесуэла, Бразилия, Ирак, Иран, Индонезия). Технология металлизации в этих установках заключается в восстановлении газами неподвижного слоя кусковой руды или окатышей при давлении 0,49 МПа и температуре 870…1040°С. Нагрев руды и покрытие тепловых затрат процесса производят за счет физического тепла восстановительного газа, нагретого до 980…1240 °С. Схема установки представлена на рис. 2.6.

Рисунок 2.6 - Схема процесса «ХИЛ I»: 1 - кусковая руда, 2 - рудная мелочь на агломерацию, 3 - сортовая кусковая руда, 4 - природный газ, 5 - очистка природного газа от серы, 6 - газовый реформер, 7 - паровой барабан, питательная вода котла, 9 - водяной пар, 10 - воздушный охладитель и водоотделитель, 11 - градирная, 12 - реторты, 13 - колошниковый газ, 14 - водоотделитель, 15 - подогреватель, 16 - кусковая руда, 17 - ГЖ в сталеплавильный цех, 18 - брекетирование мелочи ГЖ, 19 - немагнитная фракция, 20 - подогретый воздух

Использование принципа восстановления в стационарном слое обусловливает необходимость применения в одной установке нескольких последовательно расположенных реторт (для сокращения расхода топлива). С этим связана цикличность процесса, а также неравномерная по высоте слоя степень металлизации. В среднем она изменяется в пределах 85-95%.

Восстановительный газ получают паровой каталитической конверсией природного газа, очищенного от серы. Конвертированный газ проходит последовательно через 3 реторты, в которых осуществляются основные стадии процесса (охлаждение и науглероживание металлизованного продукта, нагрев и предварительное восстановление, окончательное восстановление сырья). Перед каждой ретортой установлен газоподогреватель (15), в котором газ нагревается перед восстановлением сначала до 710…820°С в рекуператорах, а затем до 980…1240 °С на входе в верхнюю часть реторты в специальных устройствах путем сжигания части газа воздухом, предварительно нагретым в таких же рекуператорах. После каждой реторты установлен скруббер-охладитель (14), в которых газ охлаждается и очищается от паров воды после выхода из реторты. Отходящий газ после прохождения реторты, в которой происходит окончательное восстановление, используется в качестве топлива для покрытия тепловых потребностей процесса (отопление газо и воздухоподогревателей, конверсионной установки и др.). Для повышения калорийности к нему добавляют природный газ.

Окатыши подаются в реторту через бункер, емкость которого равна емкости реторты (100-150 т). По окончании цикла губка выгружается через днище реторты на сборный конвейер, затем проходит магнитный сепаратор и подается в смесительные бункеры для усреднения химического состава, откуда в контейнерах транспортируется к электропечам. Схема установки с емкостью реторты 500 т и откидным днищем представлена на рис. 2.7. Реторты загружают и подают в них газ сверху. Для выгрузки готовой губки служат резец и специальные разгрузочные скребки. На каждой установке в газовом цикле участвуют четыре реторты, в каждой из которых протекают различные процессы: в одной реторте происходят предварительный нагрев шихты и се восстановление газом, выходящим из других реторт, прошедшим освобождение от Н₂0 и подогрев, в двух других осуществляется довосстановление железа шихты подогретым газом, получаемым в конверсионной установке, а в четвертой - науглероживание губчатого железа. Каждые два часа происходит переключение клапанов, изменяющее назначение реторт. Весь процесс длится около 5 ч, из них примерно I ч уходит на загрузку и выгрузку реторты.

Рисунок 2.7 - Реторта для металлизации по способу «Охалата и Ламина»: 1 - гидравлический цилиндр, 2 - тележка, 3 - привод, 4 - кожух, 5 - крышка, 6 - загрузочная горловина, 7 - площадка для обслуживания, 8 - резец и рычаги для удаления губки, 9 - футеровка, 10 - механизм управления откидным днищем, 11 - откидное днище, 12 - разгрузочный желоб.

Благодаря неподвижности слоя получаемый продукт содержит незначительное количество мелочи, а из-за повышенной температуры процесса губчатое железо «ХИЛ I» менее пирофорно, чем полученное в шахтных исчах непрерывного действия.

Увеличение размеров установок, а также усовершенствование конструкции оборудования и технологии повысили надежность работы и улучшили технико-экономические показатели процесса. Если на первых установках расход природного газа составлял 825 м³/т губки, то на усовершенствованных установках, работающих с 1977 г., он составил 380 м³/т. Однако цикличность процесса требует, кроме сравнительно большого расхода тепла, значительных издержек на аппаратурную оснастку, что увеличивает эксплуатационные затраты. Поэтому фирма «Охалата и Ламина» с середины 70-х годов XX в. начала разработку непрерывного процесса, который к концу 70-х годов стал известен как процесс «ХИЛ III». В последующие годы он получил широкое распространение. В 1999 г. в мире работало 18 установок «ХИЛ III», в том числе в России на Лебединском ГОКе (г. Губкин).

Способ «ХИЛ III» осуществляется в шахтной печи непрерывного действия. Получение восстановительного газа такое же, как и по способу «ХИЛ I». Перед подачей в зону восстановления газ из конверсионной установки проходит воздушный охладитель, скруббер и подогревается в специальных газоподогревателях до температуры 960 °С. Печь работает под избыточным давлением 0,4-0,6 MПa, поэтому загрузка исходных рудных материалов и выгрузка губчатого железа из зоны охлаждения печи осуществляются через шлюзовые устройства.

Способ «Мидрекс» разработан фирмой «Мидленд Росс» в США и представляет собой процесс получения губчатого железа в шахтной печи с помощью конвертированного природного газа. Этот процесс наиболее освоен и получил широкое распространение. В 70-80-е годы XX в. он был реализован на 15 заводах в США, ФРГ, Канаде, Венесуэле и других странах. В России на Оскольском электрометаллургическом комбинате построены печи «Мидрекс», суммарная проектная мощность которых составляет 5 млн. т металлизованного продукта в год.

Принципиальная технологическая схема работы установки металлизации (модуля) «Мидрекс» мощностью 420 тыс. т губчатого железа в год представлена на рис. 2.8. Основные элементы установки - двухзонная шахтная печь объемом 370 м³ с внутренним диаметром 5,0 м и реформер для конверсии природного газа. Металлизации подвергаются в основном обожженные окисленные окатыши. Перед загрузкой в печь они проходят грохочение для отсева мелочи, затем загружаются в бункер над печью, откуда при помощи специального устройства попадают в загрузочные труботечки диаметром 200-250 мм и из них в печь. Отсечка печи от атмосферы производится при помощи динамических газовых затворов (верхнего и нижнего).

Рисунок 2.8 - Схема процесса «Мидрекс»: 1 - воздуходувка, 2 - теплообменник, 3 - система газов, 4 - конверсионная установка, 5 - компрессор, 6 - скруббер для колошникового газа, 7 - шахтная печь, 8 - скруббер для охлаждающего газа, 9 - вибрационный грохот, 10 - брикетный процесс

В печи окатыши проходят зону подогрева и восстановления, расположенную над горизонтом ввода восстановительного газа, после чего поступают в зону охлаждения, затем с температурой 40…50 °С выдаются на ленточный конвейер. Общая продолжительность пребывания окатышей в печи составляет 8-12 ч.

Колошниковый газ температурой 350…400 °С охлаждается и очищается от ныли и влаги. Примерно 2/3 чистого газа компримируются и подаются на смешивание с природным газом, предварительно очищенным от серы на специальной установке. Полученная смесь подвергается конверсии в реформере, который отапливается смесью избыточного (~ 1/3) колошникового и природного газов. Тепло дымовых газов от отопления реформера используется в рекуператоре для нагрева воздуха, подаваемого на сжигание отопительного газа в реформере. В последние годы на установках «Мидрекс» в рекуператоре нагревается перед конверсией и смесь колошникового и природного газов.

Температура в межтрубном пространстве реформера составляет 1100… 1150 °С. Восстановительный газ подается в печь по всему ее периметру через отверстия небольшого сечения, расположенные в огнеупорной кладке. Для регулирования температуры восстановительного газа на уровне 760 °С предусмотрена возможность отвода части его в специальный холодильник, после чего холодный газ подмешивается к основному потоку (на схеме рис. 7 это не показано).

Охлаждение металлизованных окатышей осуществляется газом, циркулирующим по самостоятельному газовому контуру. Для охлаждения используют смесь восстановительного и дымовых газов. Давление охлаждающего газа меньше, чем восстановительного, что препятствует его проникновению в зону восстановления.

Отдельные элементы процесса металлизации, включая всю его газовую часть, автоматизированы. Автоматически регулируются соотношение очищенного колошникового и природного газов, температура и состав восстановительного газа, расходы газов и другие технологические параметры.

3. Технология и оборудование цеха металлизации

3.1 Подача окисленных окатышей к шахтным печам

В качестве сырья цех металлизации ОЭМК использует неофлюсованные окисленные окатыши, производимые из концентрата Лебединского ГОКа в цехе окомкования комбината. На пути от цеха окомкования до промежуточных бункеров, расположенных над шахтными восстановительными печами, окатыши подвергаются грохочению с выделением мелочи 5-0 мм и крупной фракции +50 мм. Мелочь возвращается обратно в цех окомкования, а крупная фракция измельчается в щековой дробилке и вместе со средней фракцией 50-5 мм доставляется в промежуточные бункеры для загрузки в шахтные печи. Наполнение промежуточных бункеров поддерживается автоматически на среднем и постоянном во времени уровнях. Для этого масса материала во всех бункерах, находящихся в работе, непрерывно регистрируется с помощью месдоз и регулируемой подачей окатышей из расходного склада постоянно приводится в соответствие с расходом их из промежуточных бункеров.

Окисленные окатыши, поступающие на металлизацию, должны соответствовать следующим требованиям: Fе - не менее 67,0%; FeO - не более 1,0%; SiO, - не более 3,5%; фракции 5-0 мм - не более 2,5%; фракции 15-9 мм - не менее 85%. Прочность на сжатие при крупности 12±1 мм - не менее 250 кг на окатыш, прочность на удар (выход класса крупнее 5 мм после испытания в барабане) - не менее 95%, прочность на истирание (выход класса 0,5-0 мм) - не более 5,0%.

Система загрузки окисленных окатышей состоит из следующих узлов (см. рис. 8): цилиндрический загрузочный (промежуточный) бункер (1), закрепленный на каркасе печи с помощью двух месдоз (он принимает поток окисленных окатышей и обеспечивает непрерывное течение материала в верхний динамический затвор (2), который может перекрываться плоским шибером с помощью гидравлического привода); распределитель затворного газа и загружаемых окатышей (3) и труботечки. В загрузочной трубе (2) создается динамический затвор благодаря потоку затворного газа, который подается в распределитель под избыточным давлением, что исключает выбывание печных газов из рабочего пространства в атмосферу.

3.2 Очистка природного газа от серы

Природный газ, поступающий на комбинат, может содержать до 155 мг/м³ соединений серы в виде сероводорода, серооксиуглерода (COS) и меркаптанов. Поскольку конверсия газа осуществляется на никелевых катализаторах, серосодержащие компоненты в газе вызывают помехи - они могут отравить катализатор. Поэтому из природного газа необходимо удалять упомянутые соединения серы до содержаний, допустимых для процесса «Мидрекс». В этих целях предусмотрена двухступенчатая очистка природного газа перед подачей на конверсию: первая - очистка фильтрацией через молекулярные сита; вторая - тонкая очистка оксидами цинка.

Рисунок 3.1 - Схема установки для очистки природного газа от серы: 1 - неочищенный природный газ, 2 - адсорберы с молекулярными ситами, 3 - теплообменник гаг-газ, 4 - газоподогреватель, 5 - реакторы с оксидом цинка для тонкой очистки природного газа от серы, 6 - очищенный природный газ, 7 - охладитель с воздушным обдувом, 8 - сбрасываемый газ

Соединения серы выводятся из процесса в виде возвратного газа (высокосернистого газа) и сульфида цинка, образовавшейся в результате реакции оксида цинка с серой. Возвратный газ, содержащий в среднем 0,05-0,35% (объемн.) серы, а при пиковых нагрузках - до 0,4%, благодаря своей высокой теплоте сгорания может быть использован как горючий газ для отопительных целей.

Исходный природный газ вначале поступает в отделитель жидкости, где улавливаются содержащиеся в нем частицы жидкости - метанол, влага и высшие углеводороды. Выделенная жидкость накапливается в сборном резервуаре. Затем газ поступает в установку с молекулярными ситами, в которых из трех имеющихся адсорберов всегда параллельно работают два, а третий находится на регенерации. После 8 ч адсорбции в течение 4 ч осуществляется регенерация. Переключение с режима адсорбции на режим регенерации и обратно выполняется с помощью автоматической системы управления.

Для регенерации молекулярных сит часть потока газа, предварительно очищенного на молекулярных ситах, подогревают примерно до 300 °С и пропускают через слой адсорбента снизу вверх. В результате этого слой подогревается, адсорбированные вещества выделяются и уходят с потоком газа. Регенерирующий газ охлаждается в воздушном теплообменнике и до выхода из установки проходит через каплеотделитель для улавливания конденсата, который может в нем образоваться. Этот газ содержит серу и может использоваться как топливо.

Газ, выходящий из молекулярных адсорберов и имеющий остаточное содержание серы (~ 0,0011%), окончательно очищается оксидом цинка до остаточного содержания серы ~ 10^-4%, что достигается в слое, нагретом до 350…400 °С. Нагрев слоя ZnO в реакторах осуществляется горячим чистым газом, выходящим из этих реакторов, в соответствующих теплообменниках и газовом подогревателе. В этих ZnO - аппаратах остатки соединений серы адсорбируются оксидом цинка, и сера связывается в сульфид цинка.

Горячий очищенный природный газ, выходящий из реакторов - десульфураторов, охлаждается в теплообменниках холодным предварительно очищенным газом и направляется на установку металлизации.

3.3 Работа установки металлизации

В состав каждого модуля металлизации «Мидрекс» входят: участок шахтной печи металлизации; участок реформера (конвертера природного газа); система производства инертного газа: цикла восстановительного и охлаждающего газа и другие системы. Схема работы шахтной печи и газовых циклов модуля металлизации окисленных окатышей ОЭМК представлена на рис. 3.2.

Рисунок 3.2 - Технологическая схема модуля металлизации окатышей «Мидрекс»: А - шахтная печь, Б₁ - скруббер колошникового газа, Б₂ - то же охлаждающего газа, В₁ - концевой холодильник, В₂ - охладитель конверторного газа, Г - реформер, Д - рекуператор, Е - каплеулавитель, Ж - компрессор, 1 - конвертированный газ, 2 - восстановительный газ, 3 - колошниковый газ, 4 - технологический газ, 5 - смешанный газ, 6 - топливный газ, 7 - охлаждающий газ на входе, 7_а - то же на выходе, 8- инертный газ, 9 - дымовой газ, 10 - природный газ, 11 - воздух на горение

Восстановительная шахтная печь состоит из загрузочного бункера, верхнего динамического затвора с загрузочным распределителем и труботечками, зоны восстановления, промежуточной зоны, зоны охлаждения, огнеупорной футеровки, постоянно действующих питателей, нижнего динамического затвора и маятникового питателя (для выгрузки готового продукта). Общий объем печи составляет 370 м³, внутренний диаметр -5 м, общая высота - 22 м. Зона восстановления распространяется от уровня фурм, через которые вдувается восстановительный газ, до уровня засыпки шихты под сводом печи. Горячий восстановительный газ вводится в зону восстановления объемом 200 м³ по кольцевому каналу на уровне фурм через фурменные блоки. Зоны восстановления и охлаждения разделены промежуточной зоной, верхней границей которой является уровень фурм, а нижней - уровень каналов для отсоса охлаждающего газа. Внизу этой зоны непосредственно над каналами для отсоса охлаждающего газа расположены верхние постоянно действующие питатели. Уровень каналов отсоса охлаждающих газов - это верхняя граница зоны охлаждения, а ее нижняя граница - нижний динамический затвор. Объем зоны охлаждения составляет около 120 м³. Охлаждающий газ входит в зону охлаждения через распре делитель, представляющий собой коническую конструкцию из коаксиальных отрезков труб, сужающихся книзу. В зоне охлаждения расположены средние и нижние постоянно действующие питатели, которые благодаря их возвратновращательному движению обеспечивают равномерный сход столба шихтовых материалов.

Один из основных и важнейших агрегатов модуля прямого восстановления - реформер. Его корпус представляет собой стальную конструкцию прямоугольного сечения 41x11x9 м. В реформере имеется 288 реакционных труб, размещенных вертикально в четыре ряда. Стены реформера защищены огнеупорной футеровкой, а его трубы заполнены катализатором. Рабочая температура в межтрубном пространстве составляет около 1100 °С. Реформер отапливается с помощью установленных в днище между трубами 120 главных и 36 вспомогательных горелок. Главные горелки работают на топливном газе (смеси колошникового газа с природным) и на воздухе, подогретом до 600 °С. Во вспомогательных горелках сжигается природный газ с холодным воздухом. Дымовые газы отсасываются из межтрубного пространства реформера эксгаустером при температуре около 1100 °С и проходят через два параллельно расположенных рекуператора, где отдают большую часть физического тепла, подогревая воздух для главных горелок, смешанный и природный газы. После этого они выбрасываются в дымовую трубу.

Шахтная печь в процессе «Мидрекс» работает по принципу противотока. Окисленные окатыши поступают в печь сверху и опускаются вниз под действием силы собственной тяжести по мере того, как в нижней части печи они выгружаются в виде металлизованного продукта. Одновременно горячий восстановительный газ, вдуваемый через фурмы при температуре 760 °С и абсолютном давлении 0,2 МПа, движется навстречу потоку окатышей вверх, где покидает печь в виде колошникового газа при температуре 400 °С. Для предотвращения выбивания из печи печных газов устройства для загрузки исходных окисленных окатышей и выгрузки металлизованного материала уплотнены при помощи так называемых динамических газовых затворов, в которые вдувается инертный (затворный) газ под таким давлением, которое обеспечивает движение этого газа в трубах затворов внутрь печи. Время пребывания окатышей в зоне восстановления при проектной производительности модуля устанавливается таким, чтобы достигалась средняя степень металлизации в пределах 90-94%.

Развитие различных реакций процесса металлизации и науглероживания железа с образованием карбида (Fe₃C) в принципе зависит от температуры восстановительного газа, его химического состава и времени пребывания газа и шихты в восстановительной печи. 11а кинетику восстановительных процессов существенное влияние оказывает химический состав исходных окатышей.

Горячий запыленный колошниковый газ поступает в скруббер (Б₁) сверху через трубу Вентури, где при подаче большого количества воды происходят его резкое охлаждение и одновременно смачивание частиц пыли. Над поверхностью промывочной воды в конусной части скруббера газовый поток поворачивается на 180 град, вследствие чего смоченные частицы пыли вместе с большей частью капель охлаждающей воды отбрасываются (отделяются от потока) силой инерции в воду. Доля газа, необходимого для конверсии (технологический газ), выходит из скруббера насыщенной водяными парами при температуре около 55 °С. Избыток газа (топливный газ) должен быть более полно обезвожен, поэтому он орошается в насадке скруббера промывочной водой, имеющей по возможности более низкую температуру. Для получения различной температуры газа промывочная насадка скруббера разделена перегородкой на зоны технологического и топливного газов.

Циркуляцию технологического газа обеспечивает группа компрессоров (Ж), причем для регулирования расхода газа предусмотрена байпасная линия, через которую избыточное количество газа возвращается обратно в скруббер колош-никового газа. Основной поток технологического газа поступает из компрессоров в концевой холодильник (В,), в котором с заданной точностью насыщается во-дяными парами благодаря орошению насадки, через которую газ проходит снизу вверх. Таким образом концевой холодильник обеспечивает тонкое регулирование содержания водяного пара в технологическом газе, подаваемом на конверсию природного газа.

После концевого холодильника технологический газ смешивается с при-родным, очищенным от соединений серы и подогретым в рекуператоре. Смешанный газ (природный + технологический) перед процессом конверсии подогревается в рекуператоре до 400°С и затем конвертируется в реакционных трубах реформера с одновременным нагревом до 900 °С. При этом происходит увеличение объема.

Горячий конвертированный газ из реформера частично поступает в холодильник конвертированного газа (В₂). В этом холодильнике и непосредственно за ним температура и состав газа корректируются с таким расчетом, чтобы были точно выдержаны конкретные параметры процесса восстановления. Из трубопровода конвертированного газа часть потока охлаждается в холодильнике (В₂), при этом содержание паров воды в газе снижается. Температура основного потока газа регулируется количеством вводимого в него охлажденного конвертированного газа. Кроме того, можно повысить содержание метана в конвертированном газе, добавляя природный газ в его охлажденный поток. Газ со строго выдержанными параметрами химического состава и температуры (восстановительный газ) подастся в кольцевой канал и к фурмам шахтной печи.

В рекуператоре (Д) охлаждаются дымовые газы реформера, нагревая воздух, подаваемый к главным горелкам, смешанный и природный газы. После прохождения рекуператора дымовые газы эксгаустером выбрасываются в дымовую трубу. Часть дымовых газов используется для получения затворного газа.

Заключение

металлизация железорудный конвейерный сырье

Несмотря на ограниченное пока распространение, плавильно-восстановительные процессы, по мнению многих специалистов, имеют большую перспективу по следующим причинам:

1) некоторые из них могут конкурировать с доменными печами по мощности и объему выпускаемой продукции;

2) не требуют предварительного окускования железорудных материалов, т.е. не нужны «грязные» аглофабрики;

3) используют угли различных марок (вместо кокса и природного газа);

4) пригодны для утилизации различных железосодержащих отходов;

5) не предъявляют жестких требований к качеству железорудных материалов.

Перспективы бескоксовой металлургии на ближайший период связаны прежде всего с производством губчатого железа и металлизованного сырья, в том числе и для доменной плавки. Решение проблемы масштабности и создание высокопроизводительных агрегатов бескоксовой металлургии, способных успешно конкурировать с мощными доменными печами, позволят в будущем ставить вопрос о замене существующей схемы металлургического производства.

Библиографический список

1. Князев В.Ф. Бескоксовая металлургия железа. / В.Ф. Князев, А.И. Гиммельфарб, А.М. Неменов. - М.: Металлургия, 1972. 272 с.

2. Тулин Н.А., Кудрявцев В.С., Пчелкин С.А. и др. Развитие бескоксовой металлургии. М.: Металлургия, 1987. 328 с.

3. Кожевников И. Ю, Бескоксовая металлургия железа. М.: металлургия, 1970, 336 с.

4. Шумаков Н.С., Дмитриев А.Н., Гараева О.Г. Сырые материалы и топливо для доменной плавки. - Екатеринбург УрО РАН, 2007. - 391 с.

Размещено на Allbest.ru