Главная | Обратная связь

Часть II КОМПЛЕКСНАЯ ПЕРЕРАБОТКА РУД ЧЕРНЫХ МЕТАЛЛОВ 2 страница

Рис. 11-1. Технологическая схема переработки отходов производства

 

Технологическая схема, внедренная на заводе фирмы «Ниссен сэйко», состоит из четырех основных стадий: обезвожива­ния, сушки, брикетирования и плавления (рис. 11-1). Суспен­зия, образующаяся в процессе нейтрализации отработанного травильного раствора (98% Н₂0) частично обезвоживается (до 91 – 92% Н₂0) в отстойниках, затем – повторно в вакуум-фильтрах (до 75 – 80% Н₂0) и окончательно – в фильтр-прес­се (до 45% Н₂0). Кек с фильтр-пресса поступает во вращаю­щуюся барабанную сушилку и сушится нагретым (до 700°С) воздухом. Из высушенного кека, сухих пылей и окалины изго­тавливают брикеты со связующим на вальцовых прессах.

Готовые брикеты подсушивают до влажности примерно 2% и упрочняются в конвейерной сушилке при температуре возду­ха – теплоносителя 250°С. Из сушилки брикеты автоматически подаются в плавильную электропечь с флюсом и коксом. В пе­чи металлы (Fe, Ni, Cr) восстанавливаются, а неметалличес­кие компоненты переходят в шлак. Цинк в печи испаряется и улавливается в виде оксида. Его содержание в уловленной пыли достигает 10 – 20%, поэтому она используется как сырье для выплавки цинка. Большая часть серы переходит в шлак, и ее содержание в металле резко снижается (примерно до 0,05%), что позволяет его использовать в качестве сырья при производстве коррозионностойкой стали.

Средняя степень извлечения Fe, Ni и Сг из отходов высока и достигает соответственно 97, 98,5 и 95%. Материальный ба­ланс плавильной печи приведен на рис. II-2 [8].

 

Рис. 11-2. Материальный баланс плавильной печи ПП (а), железа (б), ни­келя (б), хрома (г), цинка (д) и серы (е). Обозначения: Б – брикеты; М – металлы; Ш – шлак; Г – газ; К – кокс; П – пыль; Ф – флюсы

 

Разработан метод удаления цветных металлов из оксидного железного концентрата (Fe – до 60 – 62%), достигаемый путем комбинирования процессов хлоридовозгонки и гранулирования с добавками к концентрату хлорида кальция и кокса. На пер­вой стадии – восстановления – удаляется и улавливается мышьяк, а на второй – при окислении и хлорировании – уда­ляются и улавливаются свинец, серебро и некоторые другие металлы. На третьей стадии мелкий оксидный концентрат под­вергают окомкованию в смеси с хлоридом кальция в качестве связующего и упрочняющему обжигу гранул (1300°С). Полу­ченные гранулы характеризуются высоким содержанием желе­за (64%) и высокой механической прочностью (200 кг на гра­нулу диаметром 10 мм). Содержание же примесей заметно снижается: свинец и мышьяк – с 1 и 2% до <0,07%, медь и цинк – с 0,04 и 0,03% до 0,03 и 0,01%, серебро – на порядок – с 0,0043 до 0,0004% и др. [9].

Комплексные руды Волковского месторождения (Средний Урал) при обогащении образуют медный, железованадиевый и апатитовый концентраты.

При обогащении ильменит-магнетитовых руд комбинирован­ным – магнитно-флотационным способом получают железный (Fe – 68%) и ильменитовый концентраты – с высоким содержа­нием диоксида титана.

Большое количество полезных металлов содержится в тон­кодисперсной фракции (0,05 мм) Никопольского завода фер­росплавов (оксиды железа, марганца, кальция, магния), часть которых при соответствующей обработке можно возвращать потребителям.

Ряд исследователей отмечает, что наиболее существенным источником вторичного хрома являются нержавеющие стали, из которых, например, в США извлекают более 60% общего количества этого продукта [10].

Истощение запасов богатых хромовых руд вызвало необхо­димость постоянно наращивать мощности по добыче и обога­щению бедных хромовых руд (30 – 45% Сr₂О₃). Для части бедных руд, например Донского месторождения, высокие пока­затели обогащения достигаются гравитационными методами (с 45 до 54 – 57% Сr₂O₃). Другие хромовые руды, наоборот, недостаточно хорошо обогащаются механическими методами, поэтому для них разработан специальный процесс, предусмат­ривающий прокалку на воздухе (630 – 750°С) дробленой руды (менее 15 мм), доизмельчение спека (до 0,1 мм), приготовле­ние из него водной суспензии, ее карбонизация и др. Освобож­денный от оксида магния и окускованный концентрат может быть использован для выплавки углеродистого феррохрома вместо кондиционной руды и кварцита [5].

По ТУ 14-9-220–81 донские хромовые руды для произ­водства ферросплавов должны содержать примерно 7 – 9% кремнезема, <0,005% фосфора, <0,05% серы при содержании хрома 47 – 50% (Сr₂O₃). В то же время, в этих рудах в замет­ных количествах содержатся марганец (до 0,29% Мn), никель (до 0,23% NiO), кобальт (до 0,16% СоО), ванадий (до 1,17% V₂O₅), титан, медь и др., что должно стимулировать их комп­лексное использование.

На севере Швеции (Кируна, Сваппавары, Мальмбергета) разрабатываются месторождения железных руд с высоким со­держанием фосфора. Для получения апатитового концентрата из хвостов обогащения этих месторождений Fe-руд разработа­на технологическая схема, в которой предусматривается сгуще­ние хвостов после магнитного обогащения Fe-руд, их обесшламливание, повторная магнитная сепарация для извлечения оставшихся частиц магнетита и флотация хвостов с шестью перечистными операциями. В результате получают апатитовый концентрат, содержащий 15,5% Р (35,5% Р₂O₅), который под­вергается контрольной магнитной сепарации, фильтрации и сушке.

В качестве исходного сырья для производства апатитового концентрата могут служить также действующие отвалы Fc-рудных обогатительных фабрик и другие месторождения Fe-руд с высоким содержанием фосфора [11].

Аналогичные процессы разрабатываются и для некоторых бурохромистых руд, которые содержат оксиды хрома, никеля, марганца, алюминия и кремния. Однако извлечение попутных металлов должно проводится только в тех случаях, когда но существующей технологии получается товарный продукт, со­ответствующий ГОСТ или техническим условиям.

 

11.3. УТИЛИЗАЦИЯ И ИСПОЛЬЗОВАНИЕ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПЫЛЕЙ И ШЛАМОВ

 

Во всех металлургических переделах образуется значительное количество пылей, которые необходимо улавливать и утилизи­ровать с целью извлечения содержащихся в них металлов и поддержания необходимого уровня охраны окружающей сре­ды. Для улавливания тонкодисперсных пылеватых частиц при­меняются системы сухого и мокрого пылеулавливания; в ре­зультате этого в последующие процессы переработки поступа­ют сухие или мокрые шламы. Основной проблемой при ис­пользовании металлургических пылей является повышенное содержание в них цинка, свинца, особенно в связи с расши­ренным использованием оцинкованного скрапа в кислородно-конвертерном производстве.

В то же время, повышенное содержание цинка в составе аглошихты ухудшает работу и снижает производительность доменных печей, поэтому часто основной задачей является вы­деление из пылей цинка и свинца, а затем их утилизация и использование.

В настоящее время используется большая часть колошнико­вой пыли, шламов фабрик окомкования, агломерационных фаб­рик и часть пылей и шламов систем газоочистки доменных и сталеплавильных цехов. Значительная же доля этих шламов газоочистки с высоким содержанием железа (до 50 – 60%), а также цинка и свинца, поступает в шлаконакопители и не перерабатывается. Проблема использования шламов затруд­нена также из-за нестабильности их химического и грануломе­трического составов и высокой влажности, что при любом спо­собе утилизации вызывает необходимость их предварительной сушки.

Кроме оксидов железа, цинка и свинца пыли и шламы со­держат оксиды марганца, магния, кальция, а некоторые, кроме того, оксиды хрома, никеля, кадмия и других металлов. Эти примеси можно отделить от Fe-содержащей части, утилизиро­вать и использовать. По имеющимся данным, это целесообраз­но осуществлять тогда, когда содержание таких металлов срав­нительно велико и процессы их выделения не сопровождаются большими затратами. Так, в ФРГ [12] ежегодно в черной ме­таллургии образуется от 1 до 1,8 млн. т (по различным источ­никам) пылей и шламов, в которых содержится более 450 тыс. т железа, более 24 тыс. т цинка, 7 тыс. т свинца и др.

Над проблемами очистки Fe-содержащих пылей от Zn и Рb, их утилизации и использования работают во многих стра­нах мира, но решают эти задачи по-разному. Общие решения относятся только к пылям, содержащим минимальные количе­ства цинка и свинца, которые рекомендуют использовать в со­ставе аглошихты и в других металлургических переделах.

Особое место занимают пыли и шламы ферросплавного про­изводства.

Отходящие газы закрытых ферросплавных печен очищают, как правило, в установках мокрого типа. Концентрация пыли в отходящих газах этих печей обычно составляет 10 – 30 г/м, а в очищенном газе – 30 – 50 мг/м³. На печах открытого типа применяют сухую очистку с тканевыми фильтрами и различ­ными циклонами. При среднем содержании пыли в отходящих печных газах 3 – 4 г/м³ выбросы ее составляют около 20 т/сут от одной печи. Более полное извлечение ценных компонентов из пылей и шламов газоочистки ферросплавных печей дости­гается путем их повторного использования или включения в шихту различных отходов (пыль, шлам, мелочь ферросплавов и т. д.). Пыль ферросплавных печей состоит главным образом из аморфного диоксида кремния, который нашел широкое при­менение в металлургии, жилищном и промышленном строи­тельстве.

Наиболее эффективным способом утилизации пылеватых от­ходов и мелкой марганцевой руды является процесс агломера­ции, а для хромовых отходов – окомкование и брикетирование [13]. Окускование отходов не только позволяет обеспечивать до­полнительные ресурсы металлов и охрану окружающей среды, но и, как правило, стабилизировать работу электроферросплав­ных печей.

Особое место занимают установки сероулавливания, причем большая часть соединений SO_x и NO_x от всех их выбросов в черной металлургии, приходится на агломерационные и коксо­химические цехи (40 – 50%), где широко используется уголь. При производстве 1 т проката тоже выделяются значительные количества диоксида серы (6 – 7,5 кг), сероводорода (~0,15 кг) и NO_x (2 – 3,5 кг). Диоксид серы, наряду с оксидами азота яв­ляется одним из основных вредных загрязнителей атмосферы, но их улавливание в черной металлургии сопряжено с больши­ми трудностями из-за низкой концентрации (до 1 – 2% SO₂). Вместе с тем такие низкоконцентрированные газы составляют основу (около 80%) всех серосодержащих газов черной метал­лургии и обычно они улавливаются только с целью обезврежи­вания выбросов, а не утилизации серы.

Есть опыт использования шламов сероочистки для мелиора­ции и удобрения кислых почв. Так, шлам после мокрой извест­няковой сероочистки увеличивает в почве содержание таких элементов как кальций, магний, кремний, и уменьшает содер­жание алюминия, меди, цинка, мышьяка, марганца. Действие шлама практически не ослабевает на протяжении пяти лет и дает прибавку урожая зерновых и кормовых культур на 25 – 30% (4 – 5 т шлама на 1 га) [5].

СССР. При переработке железорудного сырья на предприя­тиях образуется большое количество различных Fe-содержащих отходов: пылей и шламов газоочистных сооружений, окалины, сварочного шлака, отсевов окатышей и агломерата. В больших количествах накапливаются также шламы и пыли систем газо­очистки ферросплавных заводов и цехов. Утилизации подверга­ются и отсевы извести (как правило, фракция 0 – 10 мм). Кроме того, в отвалах металлургических предприятий скапливаются запасы Fe-содержащих шламов, разбавленных золами ТЭЦ и хвостами углеобогатительных фабрик, которые практически не используются. Для извлечения дополнительного количества же­леза из шламов разработано несколько технологических опера­ций, в которых предусматривается их магнитная сепарация.

Анализ результатов исследований с магнитной сепарацией и перечисткой хвостов показал, что полученный магнитный кон­центрат пригоден для использования в аглошихте. Недостаточно полная утилизация шламов приводит к уменьшению содержа­ния железа в доменной шихте, снижению производительности доменных печей и увеличению расхода кокса [5].

В настоящее время в СССР утилизируется 80% железосо­держащих отходов, однако, если колошниковая пыль, окалина, сварочный шлак, отсевы агломерата и окатышей используются практически полностью, то Fe-содержащие шламы – только на 53%. В связи с этим основной проблемой черной металлургии является полная утилизация Fe-содержащих шламов.

Аналогичная проблема возникает и при производстве ферро­сплавов. Так, одно из основных направлений снижения потерь марганца со шлаками и увеличение степени его использования является возвращение в процесс пылей и шламов из систем га­зоочистки аглофабрик и ферросплавных цехов. В работе [14] приводится анализ процессов переработки Fe-содержащих от­ходов с созданием безотходной технологии.

Основными критериями пригодности Fe-содержащих шламов к применению в производстве металла является их химический состав и влажность, определяющая их сыпучесть, транспорта­бельность, возможность дозирования и перегрузок шламов в технологическом цикле аглофабрики, способность равномерно распределяться в массе агломерационной шихты. Оценка спекаемости Fe-содержащих шламов предприятий полного метал­лургического цикла показала, что для большинства предприя­тий технологически допустим высокий (до 120 –200 кг/т агломерата) расход подготовленных сыпучих шламов, превы­шающий их предельные значения на заводе. Полная утилизация шламов в условиях агломерационных фабрик не ухудшает тех­нологические показатели производства и качество агломерата.

Результаты химических анализов Fe-содержащих шламов текущего выхода от отдельных переделов металлургических предприятий показали, что основная масса шламов и пылей агломерационного, доменного и сталеплавильного производств содержит от 45 до 70% железа с учетом повышенного содержа­ния CaO, MgO, Mn и С по сравнению с исходным железорудным сырьем. Содержание кремнезема в шламах составляет от 1– 2 (сталеплавильное производство) до 8 – 10% (агломерационное и доменное производства); серы – 0,2 – 0,7%; фосфора – 0,02 – 0,06%.

Как уже упоминалось, прямое использование Fe-содержащих шламов затруднено из-за повышенного содержания в них цинка, свинца и щелочных металлов. Повышенное содержание этих металлов снижает стойкость футеровки доменных печей, при­водит к разрушению агломерата, окатышей и кокса, из-за чего резко ухудшаются газодинамические условия процесса и сни­жается производительность доменных печей. Содержание цинка в шламах доменного производства на металлургических пред­приятиях УССР изменяется в широких пределах: от 0,02 – 0,18 до 0,51% в шламах комбината Азовсталь», 3,9% – на Нижне­тагильском комбинате и до 5,3% на Кузнецком металлургиче­ском комбинате. Аналогично содержание свинца в доменных шламах: от 0,008 – 0,11% (по УССР) до 0,04 – 0,64% (по другим предприятиям Минчермета СССР).

Анализ показал, что основная масса цинка в шламах домен­ной газоочистки сосредоточена в тонкодисперсных фракциях, не содержащих большого количества железа, что, по мнению авторов, предопределяет целесообразность применения гравита­ционных процессов для извлечения цинка из шламов доменных газоочисток [14].

Поведению цинка в доменном процессе и его влиянию на состояние печей посвящены различные исследования, как в СССР [15], так и за рубежом. На основе исследований Урал-НИИчермета и Липецкого металлургического комбината (ЛМК) сформулированы следующие выводы:

существует зона циркуляции цинка в рабочем простран­стве доменных печей, причем содержание цинка в этой зоне в десятки раз превышает его концентрацию в исходных шихто­вых материалах;

цинк может оказывать значительное влияние на состоя­ние огнеупорной кладки;

удаление цинка из печи с чугуном и шлаком при нормаль­ном ее ходе невелико;

основная масса цинка (до 90 – 95%) удаляется через ко­лошник с газом и др.

Автором работы [15] предложена гипотеза, объясняющая механизм образования настылей и распределение цинка, отла­гающегося в кладке по высоте печи. Для предотвращения или уменьшения образования настылей в доменных печах рекомен­дуется создавать на периферии шахты термодинамические ус­ловия, исключающие возникновение жидкой фазы, — снижение

температуры колошникового газа и понижение в нем содержа­ния С02. Вредное воздействие цинка на ход и состояние домен­ных печей можно существенно снизить выведением из оборота цинксодержащих металлургических шламов, что уменьшает поступление цинка в доменные печи с шихтой на 55 – 60%.

В СССР, как и во многих странах за рубежом, проводятся и специальные исследования по обесцинковыванию шламов. Так, в институте «Уралмеханобр» разработан процесс обесцип-ковывания шламов в центробежном поле гидроциклона (умень­шение количества цинка более, чем в 4 – 4,5 раза).

На Челябинском металлургическом комбинате осуществлена утилизация шламов доменного, конвертерного и мартеновских шламов и части шламов электросталеплавильного производства. С учетом конвертерного шлака (Fe = 15 –20%) на комбинате ежегодно образуется около 1,5 млн. т Fe-содержащих отходов, в том числе 113,7 тыс. т шламов газоочисток доменного (Fe≈40%, С – 10%, SiO₂ – 10% и др.) и сталеплавильного цехов, 55,8 тыс. т шламов конвертерного (Fe – 56 – 57%, CaO – 5 – 6%, SiO₂ – 2 – 3% и др.) производства. Наибольшая доля в отходах приходится на колошниковую пыль (222,5 тыс. т), конвертерный шлак (760 тыс. т) и окалину из первичных от­стойников (≈200 тыс. т). В отделение утилизации шлам посту­пает из радиальных отстойников оборотного цикла, пульпа (200 г/л) сгущается (до 600 г/л), а после вакуум-фильтров (влажность шлама – 32 – 36%) шлам сушат в сушильных ба­рабанах и направляют в порошкообразном виде (W≈10%) на аглофабрику. Использование шламов осложняется неста­бильностью их химического и гранулометрического составов, что связано с разработкой оптимальной технологии для каждого конкретного случая. В результате исследований было установ­лено, что для различных агломерационных руд добавка шлама в количестве 40 – 60 кг/т агломерата повышает производитель­ность установок на 3 – 7,5% и улучшает качество агломерата.

Внедрение технологии подготовки шламов и пыли к спека­нию агломерата позволило довести их расход без учета окалины первичных отстойников прокатных цехов до 200 кг/т агломера­та. Однако полное использование шламов сдерживается из-за высокого содержания в них цинка: в конвертерном шламе – около 1%, в шламах газоочисток доменного, мартеновского и электросталеплавильного цехов – 0,4 – 0,6%. Поэтому в агло­мерате Челябинского металлургического комбината содержится 0,05 – 0,06% Zn. Применение такого агломерата приводит к об­разованию цинкосодержащих настылей и гарнисажа, что ухуд­шает работу доменных печей. Для уменьшения поступления цинка в печь рекомендуется периодически выводить шламы из аглошихты [16].

В результате широких исследований процесса брикетирова­ния пылей, очищенных шламов и мелких руд была показана перспективность использования этого процесса для утилизации рудной мелочи и различных металлосодержащих отходов про­изводства (пыль аглофабрик, колошниковая пыль, металлизованная рудная мелочь, прокатная окалина и др.). Так, были разработаны процессы холодного брикетирования с различными связующими (сульфитные щелока, сульфитспиртовая барда, чугунная стружка, жидкое стекло и др.), «горячего» брикетиро­вания без связующих, термобрикетирования с различными вос­становителями [17, 18]. Используя один из указанных методов применительно к технологической схеме с вальцовыми прессами обычного типа (удельное давление – 19,6 – 39,2 МПа) или с предварительной подпрессовкой материала (удельное давле­ние – до 100 МПа/см2), были получены качественные брикеты практически из всех мелких или сравнительно мелких (менее 10 мм) отходов черной металлургии. По некоторым показате­лям процесс брикетирования может быть более рентабельным, чем процессы окомкования этих же отходов с последующим обжигом сырых окатышей. Кроме того, процессы брикетирова­ния часто более технологичны, так как качество брикетов в меньшей степени зависит от гранулометрического состава и влажности исходного материала (шихты). Поэтому шламы, например, можно не подвергать глубокой сушке, особенно при использовании «горячего» процесса или процесса с применени­ем некоторых связующих.

Часть разработанных процессов прошли опытно-промышлен­ную проверку, которая в основном подтвердила результаты ис­следований. Так, детально изучен процесс термобрикетирования двух- и трехкомпонентных шихт с различными видами сырья и отходов. В качестве связующего—восстановителя были исполь­зованы недефицитные виды восстановителей и углеродсодержащие отходы производства и сельского хозяйства (торф, газовый уголь, гидролизный лигнин и др.). Эти связующие – восстанови­тели при нагреве до определенных оптимальных температур переходят в пластическое состояние; образующийся коллоидный раствор после охлаждения цементирует структуру брикетов. Это явление объясняется тем, что переход в пластическое со­стояние характеризуется постепенным уменьшением вязкости пластической массы и достижением ею состояния максимальной текучести, за которым наступает охлаждение и быстрое затвер­девание.

Для установления закономерностей в поведении восстанови­телей этих видов изучали их восстановительную способность, состав газов пиролиза при различных температурах. Так, иссле­дования газовой фазы при 300 – 350 °С (для торфа) и 400 – 450 °С (для углей) показало, что газовая фаза состоит преиму­щественно из диоксида углерода (57,2 и 49,4%), азота (31,2 и 34,5%) и кислорода (8,8 и 7,1%)соответственно. С повышением температуры количество С02 в газовой фазе заметно снижается (для угля – с 49,4 до 18,8%), но примерно в десять раз возрас­тает количество метана (с 1,2 до 12%) и незначительно – азо­та [19].

Для процесса термобрикетирования весьма характерны, на­пример, результаты, полученные при работе с мелочью ферро­сплавов и различными торфами. Аналогичные или близкие за­висимости получают и при замене мелочи ферросплавов Fe-coдержащими отходами. Анализ торфов как сырьевой базы по­казал, что в СССР имеются достаточные ресурсы торфов с низ­ким содержанием фосфора. Это является одним из основных показателей при выборе восстановителей для производства фер­росплавов. В качестве связующих — восстановителей применяли разнообразные торфы с различными свойствами, преимущест­венно с высокой степенью разложения (≥15%), и низким и даже весьма низким содержанием фосфора в золе (0,002 – 0,08%).

Зольность всех торфов (A^d) составляла от 4 до 8%, содер­жание углерода (С^г) – 55 – 59%, водорода (Н^г) – 5,6 – 6,1%. В состав золы торфов входят SiO₂ (34 –64%), Fe₂O₃ (7 – 11,3%), CaO (11 – 26%) и А1₂O₃ (8 – 16%). Расчетное количест­во твердого углерода, определявшего компонентный состав шихт, изменялось в торфах от 23 до 30% при влажности 15 – 20%.

Основные оптимальные параметры процесса термобрикети­рования мелочи ферросплавов с различными торфами:

Крупность компонентов шихты, мм 0,05 (0—0,25)

Температура нагрева шихты с торфом, ⁰С 300

Удельное давление прессования, МПа 49

 

Характеристика термобрикетов приведена в табл. 11.З. Анализ приведенных в табл. 11.3 данных показывает, что крупность компонентов шихты в указанных пределах не оказывает существенного влияния на качество термобрикетов, однако при уменьшении крупности прочность брикетов при сжатии воз­растает. Увеличение содержания в шихте восстановителя по­вышает прочность термобрикетов, но оптимальное его количест­во должно быть не ниже 30—35%- Более прочные брикеты получены при использовании в качестве связующих — восстано­вителей различных верховых торфов со степенью разложения более 15%.

 

Таблица 11.3. Качество термобрикетов

Состав ших­ты, %	Rсж, кН/см2	Сопротивле­ние истира­нию (Rист),%	Состав ших­ты, %	Rсж ,кН/см2	Сопротивле­ние истира­нию (Rист),%
рудная мелочь	торф	через 5 мин	через 1 5 мин	рудная мелочь	торф		через 5 мин	через 1 5 мин
Шихта крупностью С 0 – 0,25 мм	Шихта крупностью 0 – 0,5 мм
		4,0	94,6 50	91,5			2,25	95,8	91,0
		4.0	94,0	85,4			2,60	94,7	89,6
		4 0	92,3 30	78,0			2,20	92,7	84,8
		3,0	90,1 25	72,0			2,00	88,2	73,0

 

Хорошие результаты получены и при термобрикетировании двухкомпонентных шихт с Fe-содержащими мелкими рудами и отходами и трехкомпонентных – с введением в состав шихты флюсов (5 – 15%). Как уже отмечалось, для термобрикетирова­ния и качества брикетов химический состав и физические свой­ства рудного сырья не имеют существенного значения, в основ­ном влияет их гранулометрический состав и параметры процес­са брикетирования (давление и температура процесса). Анализ данных, полученных при термобрикетировании различных мел­ких железных руд, концентратов и Fe-содержащих отходов [от 32 до 69% Fe (общ)] с торфом указывает на наличие общих закономерностей в изменении физико-механических свойств термобрикетов (рис. 11.3 – 11.5).

Удовлетворительные результаты получены и при использо­вании в качестве связующих – восстановителей гидролизного лигнина различных сортов, некоторых недефицитных углей и шихт с комбинированным восстановителем.

Необходимо отметить, что термобрикеты с торфом обладают и хорошими металлургическими свойствами, за исключением термомеханической прочности, которая заметно снижается при повышении температуры [испытания проводили в восстанови­тельной среде при температурах 400—1000 (1400) °С]. При на­гревании от 400 до 1000 – 1200°С сопротивление сжатию (в раскаленном состоянии) сни­жается примерно в 2 – 3 раза. Этот показатель значительно выше при введении в шихту около 20 – 25% газовых углей или при полной замене торфа некоторыми видами газовых или слабоспекающихся углей. Удельное электрическое со­противление р определяли только для сырья и мелочи ферросплавов при постоянном и переменном токах и нагревании до температур 900 – 1000°С, а также на установке УкрНИИспецстали при постоянном токе и нагревании до температуры 1600°С. Изменение удельного сопротивления термобрикетов при различной температуре по­казано на рис. 11.6 и 11.7.

Рис. 11.3. Зависимость качества термобрикетов от количества торфа в шихте (сплошные линии для торфа крупностью 0 – 3 мм; пунктирные – 0 – 1,5 мм)

Рис. 11.4. Зависимость качества термобрикетов от скорости нагрева:

1 – 60% руды + 40% торфа; 2 – 65% руды + 35% торфа.

Рис. 11.5. Зависимость качества тер­мобрикетов от крупности известняка.

 

Полученные значения р для термобрикетов с торфом, неде­фицитными углями и их смесями в различном соотношении близки к значениям электрического сопротивления для коксика-орешка (2,4 – 3,4 Ом*см) – одного из основных восстановителей в производстве ферросплава. Из результатов исследования сле­дует, что скорость восстановления термобрикетов с некоторыми угольными восстановителями – связующими в среднем в 5 – 10 раз выше, чем у аналогичной по составу шихты.

При определении восстановимости термобрикеты с торфом вели себя неодинаково. В печи сопротивления с графитовым нагревателем в атмосфере очищенного азота (до 1500°С) не рассыпались и хорошо восстанавливались (через 4,5 мин – 94—98%), а в атмосфере аргона (до 1050 – 1100 °С) – резко снижалась прочность и определить их восстановимость не пред­ставлялось возможным. Высокая прочность термобрикетов при температурах восстановления в атмосфере очищенного азота объясняется быстрым образованием прочного металлического каркаса, толщина которого с подъемом температуры восстановления постепенно увеличивается. Это подтверж­дается фронтально-слоевым механизмом восстановления термобрикетов, т. е. ре­акционная зона, в кото­рой отсутствует градиент концентрации реагентов, постепенно продвигается от периферии к центра­льным слоям брикетов. Восстановленные термобрикеты являются непирофорным ма­териалом и могут охлаждаться на воздухе, так как выделяю­щийся оксид углерода и газы пиролиза предохраняют их от вторичного окисления. Было исследовано и участие пиролизного газа в процессах восстановления термобрикетов, так как при низком исходном отношении [CTB/Fe (общ) =0,151—0,219] дости­гались высокие степени восстановления. Ранее было установле­но, что верховые торфа различной степени разложения при температуре 900 °С и выше являются эффективными восстано­вителями. Газы пиролиза торфа при температурах 900—1000 °С состоят преимущественно из водорода и оксида углерода. По­этому можно предположить, что разложение торфа и тяжелых углеводородов пиролизного газа во внутренних слоях термобри­кетов приводит к выпадению частиц сажистого углерода, кото­рый при подъеме температур в реакционном слое постепенно переходит в СО (С02 + С = 2СО) и одновременно реагирует с оксидами железа.