Главная | Обратная связь

Часть II КОМПЛЕКСНАЯ ПЕРЕРАБОТКА РУД ЧЕРНЫХ МЕТАЛЛОВ 4 страница

Рис. 11.14. Технологическая схема холодного брикетирования отходов:

1 – узел загрузки, дозирования и смешивания сырья; 2 – узел брикетирования на вальцовых прессах; 3 – узел сортировки брикетов с воз­вращением боя и мелочи в процесс.

 

Фирмой «Хутт» (ФРГ) разработан процесс холодного брике­тирования пылей, образующихся при восстановлении латеритовых железоникелевых руд во вращающихся печах. Процесс разработан и реализован по заказу фирмы «Ларко» (Греция) для предприятия, в котором эксплуатируются три вращающие­ся печи для переработки латеритовых руд. В пылеулавителях этих печей собирается около 10 тыс. т пыли, содержащей до 30% углерода и до 70% руды (в основном Fe и Ni). Шихта для брикетирования состоит из 63% мокрых и сухих пылей, при­чем шламы (мокрая пыль) предварительно обезвоживаются в барабанных вакуум-фильтрах, а в качестве связующего исполь­зуется 30% сухой рудной пыли из электрофильтров дробильно-сортировочного отделения и 7% воды.

Шихту прессуют в вальцовых прессах высокого давления; готовые брикеты добавляют в шихту вращающихся восстанови­тельных печей. Производительность установки – 30 т брикетов в 1 ч. Обслуживает такую установку с центрального диспет­черского пункта 1 чел. Технологическая схема установки холод­ного брикетирования Fe-содержащих отходов приведена на рис. 11.14.

Работает ряд установок горячего брикетирования Fe-содер­жащих отходов. В состав установок входят вальцовые прессы закрытого типа с предварительной подпрессовкой шихты и не­сколько установок по утилизации мелкой (менее 8 мм) изве­сти. Известковые брикеты вместе с кусковой известью исполь­зуются в качестве флюса в металлургии и в производстве стекла, заменяя дефицитные твердые известняки.

Отмечается, что Fe-содержащие отходы, которые не могут быть по различным причинам использованы в качестве замены части рудного сырья, эффективно используются как наполните­ли в бетонах и отощающие присадки при производстве обычных и силикатных кирпичей, при сооружении плотин, шоссе и насы­пей. Часть шламов и пылей, не содержащих Zn и РЬ, может использоваться для приготовления шлаковых смесей для внепечной обработки металла в ковшах.

Япония. Производство стали составляет более 100 млн. т, а чугуна – 80 млн. т в год. По этим показателям в расчете на душу населения Япония занимает ведущее положение в мире. Аналогичное положение и с производством основных ферроспла­вов – марганцевых, по выпуску которых Япония значительно превзошла другие зарубежные страны (0,9 – 1 млн. т/год).

Наличие больших производственных мощностей, высокая плотность населения большинства районов и сравнительно не­большая территория особенно остро ставит перед промышлен­ностью вопрос о создании мало- и безотходных производств. В связи с этим в Японии широко ведутся исследования и опыт­ные работы в области утилизации и использования различных отходов черной металлургии.

Особое значение имеют разработки фирм «Кавасаки сэйт цу» и «Кавасаки дзэкоге», которые внедрили несколько процес­сов утилизации различных Fe-содержащих отходов путем их окомкования или брикетирования с последующей металлизаци­ей окускованного материала во вращающихся печах. В этих процессах одновременно с восстановлением оксидов железа в печах происходит удаление Zn, Pb, соединений щелочных метал­лов из пылей и шламов, которые улавливаются и утилизируют­ся, причем степень их извлечения может достигать 99%. Ниже приведен примерный состав исходной шихты и получаемого продукта в этом процессе (в %):

 

	Шихта	Готовый продукт
Fe (общ)	49,8	74,3
Fe (мет)	–	70,6
Zn	0,6	0,02
Pb	0,1	0,01
S	0,25	0,4

 

Следует отметить, что в этом процессе степень металлизации окатышей может достигать и значительно больших значений, а степень удаления щелочей — до 95%. Некоторое увеличение содержания серы объясняется главным образом удалением кислорода в процессе восстановления.

Эти же фирмы разработали процесс получения из очищен­ной колошниковой пыли и пыли кислородных конвертеров металлизованных окатышей для доменных печей, получивших название процесса «Кавасаки». Промышленные испытания по­казали, что производительность доменных печей при использо­вании металлизованных окатышей возрастает на 8,2% на каж­дые 10% окатышей в шихте при экономии кокса более 50 кг на 1 т чугуна. Фирма «Кавасаки сэйтэцу» построила промыш­ленную установку производительностью более 240 тыс. т метал­лизованных окатышей в год из шламов систем газоочистки доменных" печей и сталеплавильных агрегатов. В отдельных случаях в состав шихты вводятся и пыли агломерационных ма­шин. Образующиеся шламы фильтруются, полученный кек су­шат до оптимальной влажности и специально обрабатывают с целью регулирования содержания углерода. Компоненты шихты дозируются в нужном соотношении, перемешиваются, увлаж­няются и подвергаются окомкованию. Отличительная особен­ность процесса «Кавасаки» – окомкование Fe-содержащих от­ходов без связующих, роль которых выполняет конвертерная пыль.

Сырые окатыши, после определения их механической проч­ности, подвергаются грохочению для отсева мелочи, сушке и упрочняющему нагреванию во вращающихся печах (1100°С). В качестве восстановителя в печах используется коксовая ме­лочь, а процессы восстановления оксидов железа и цинка про­текают за счет углерода восстановителя и углерода, содержа­щегося в окатышах.

 

Рис. 11.15. Принципиальная схема установки для получения окатышей (сплошная линия – материал; пунктир – газ; штрихпунктир – вода)

 

Выгружаемый из печи продукт охлаждается в барабанном охладителе разбрызгиваемой водой до температуры ниже 120°С. После охлаждения продукт подвергают грохочению для отде­ления мелочи и магнитной сепарации для отделения неисполь­зованного восстановителя (рис. 11.15). В готовых окатышах со степенью металлизации около 95% содержится 0,02% Zn и 0,01% РЬ; их механическая прочность – более 190 кг на окатыш диаметром 9,5 мм.

Аналогичные установки построены на заводах «Сумитомо киндзоку когё» по способам Dust Reduction и SPM — Sumitomo Prereduction Method производительностью 20 и 18 тыс. т метал­лургических пылей в месяц соответственно. На этих установках осуществляют окускование пылей и шламов во время их вос­становления во вращающихся трубчатых печах с использовани­ем в шихте мелкого антрацита или коксика. Связующим для окомкования служит бентонит (0,5 –1%). Сырые окатыши под­вергают предварительному подогреву до 250 °С с целью упроч­нения. Оптимальная влажность сырых окатышей около 9,5%. Исследовалось влияние конечной температуры в 80-метровой печи (1050 – 1150°С) на степень удаления цинка, последнее составляло от 90 до 96,4%. В готовом продукте содержание цинка равно 0,075 – 0,095%. На производство 1 т продукта со степенью металлизации 88,8% затрачивается 114,2 м3 коксового газа, 106,8 кг коксика и антрацита. Окатыши используются в доменных печах [21].

Фирмой «Син Ниппон сэйтэцу» разработан процесс произ­водства металлизованных окатышей из колошниковой пыли и пыли отходящих газов конвертеров. Смесь этих Fe-содержащих отходов подвергалась окомкованию со связующим; сырые ока­тыши упрочняются и восстанавливаются углем на установке решетка – трубчатая печь. Процесс обеспечивает степень ме­таллизации окатышей более 80% и значительное удаление цинка.

На одном из металлургических заводов фирмы «Ниппон Кокан» работает промышленная установка (350 тыс. т в год) для утилизации различных пылей и шламов, к которым добавляется мелкая руда (до 50%). Fe-содержащие отходы, которые еже­годно накапливаются на заводе в количестве 550 тыс. т., вы­сушивают, смешивают, подвергают совместному измельчению в шаровых мельницах и подвергают окомкованию с добавкой бентонита на трех тарельчатых грануляторах (диаметр 6 м). Сырые окатыши направляются в конвейерную обжиговую ма­шину длиной 62 м, где они сушатся, упрочняются и частично восстанавливаются углеродом, содержащимся в доменном шламе.

Горячие окатыши и уголь-восстановитель, отличающийся высоким выходом летучих веществ, загружают во вращающую­ся печь длиной 70 м. Из газов печи улавливаются оксиды цинка (3600 т/год), содержащие 50 – 60% Zn. Получаемое губчатое железо содержит до 95% фракции 6,35 мм и может непосред­ственно применяться в составе шихты доменных печей. Отсеян­ную мелочь подвергают брикетированию. Оптимальный состав шихты: 30% доменного шлама, 30% конвертерной пыли, 40% тонкоизмельченной железной руды.

На ряде металлургических предприятий работают промыш­ленные установки по подготовке пылей и шламов для ввода их в аглошихту. На заводе фирмы «Син Ниппон Сэйтэцу» рабо­тает промышленная установка (1000 т/мес) для окомкования конвертерной пыли. Полученные гранулы (60% Fe) после уп­рочнения вводят в аглошихту. Аналогичная установка фирмы «Ниппон Кокан» производит мелкие окатыши из различных Fe-содержащих отходов, предназначенных для повышения про­изводительности агломашин и др. Ряд фирм исследует процес­сы утилизации металлургических отходов с получением безоб­жиговых окатышей. В качестве шихтовых материалов на пред­приятиях фирмы «Син Ниппон Сэйтэцу» используют шламы, прокатную окалину, пыль аглофабрик, известковую пыль и др.

Уже на нескольких предприятиях этой фирмы производят вы­сококачественные безобжиговые окатыши (в основном с цемен­том в качестве связующего) и упрочняют их в естественных условиях – путем выдержки на складе.

Представляет интерес экономичная технология обезвожива­ния шлама, основанная на его саморазогреве при частичном окислении на воздухе. При этом влажность шлама снижается с 28 до 12%. Основные свойства безобжиговых окатышей сле­дующие: диаметр – 8 – 25 мм, Fe(общ) = 60%, S менее 0,15%, прочность Rсж – примерно 0,57 Н на окатыш. Все установки работают стабильно, а безобжиговые окатыши с успехом ис­пользуются в доменной шихте [26].

Работает установка, где из сухой колошниковой пыли выде­ляют цинк путем разделения Fe- и Zn-содержащих продуктов обычной магнитной сепарацией. При этом улавливают до 85% Zn, а очищенную колошниковую пыль в естественном виде ис­пользуют в доменной аглошихте.

Большие исследования проводятся в Японии по брикетиро­ванию мелкого металлизованного сырья, Fe-содержащих отхо­дов, скрапа и металлического лома. Эксплуатируется несколько установок горячего брикетирования этих продуктов. Разработа­на технология брикетирования отходов производства коррози­онно-стойкой стали, количество которых (окалина, шламы) до­стигает 60 кг/т листовой стали. По этой технологии кек после фильтр-прессов смешивают с окалиной и пылью из систем газо­очистки и брикетируют со связующими на вальцовых прессах. Сырые брикеты упрочняют и подсушивают (до W = 2%) в су­шилках конвейерного типа. Для повышения их прочности в шихту вводят до 30% крупных частиц прокатной окалины (Rсж до 1 кН/брикет). Готовые брикеты из отходов использу­ются в шихте электропечей.

Как уже отмечалось, Япония занимает ведущее место в мире по производству ферросплавов, большинство которых выплав­ляется не доменным способом, а в электропечах. Накоплен зна­чительный опыт утилизации различных пылей путем возврата их в шихту для выплавки ферросплавов или использования в других отраслях промышленности. Примером весьма эффектив­ного производства является безотходная технология получения марганцевых сплавов на заводе фирмы «Нихон дзю кагаку когё».

Схема замкнутого цикла (рис. 11.16) состоит из стадий под­готовки руды по крупности до фракции менее 5 мм, ее агломе­рации с коксом (0 – 3 мм). Уловленную сухую пыль и шламовый кек смешивают с рудной мелочью (отношение 3:2:5) и агло­мерируют. Агломерат используют в качестве сырья для производства силикомарганца.

Примерный химический состав исходных отходов и агломе­рата приведен в табл. 11.4.

 

Рис. 11.16. Технологическая схема замкнутого цикла получения ферроспла­вов:

1 – склад сырья; 2 – участок подготовки сырья; 3 – электропечь для выплавки среднеуглеродистого ферромарганца; 4 – участок разделки готовой продукции; 5 – участок под­готовки сырья для получения высокоуглеродистого ферромарганца; 6 – электропечь для выплавки силикомарганца; 7 – электропечь для выплавки высокоуглеродистого ферро­марганца; 8 – цех удобрений; 9 – отделение агломерации; 10 – газоочистные устройства.

 

Шлак от производства силикомарганца после соответствую­щей обработки используется в качестве удобрения. Загрязнен­ная вода обрабатывается химическими реагентами и исполь­зуется как оборотная или сбрасывается в водоемы.

При выплавке марганцевых сплавов образуется большое количество газов (700 м³/т углеродистого ферромарганца). Часть газов (С0₂) весьма эффективно (на 84%) используется в качестве источника тепла для сушки и агломерации сырых материалов, что позволяет экономить до 16 млн. л. в год мазу­та. Такая безотходная технология обеспечивает эффективное использование сырья, отходов и энергии, значительно снижает стоимость производства ферросплавов и предотвращает загряз­нение окружающей среды.

На большинстве заводов Японии марганецсодержащие от­ходы систем газоочистки используют в агломерационной шихте. Пыль газоочистки ферросилициевых печей, состоящая в основ­ном из аморфного диоксида кремния, подвергается окомкованию или брикетированию со связующим (около 5% асфальта) и в окускованном виде возвращается в шихту электропечей. В отдельных случаях ее упаковывают в специальную тару (по 20 кг) и используют в металлургии, жилищном и промышлен­ном строительстве.

Особенно широкое применение аморфный кремнезем нахо­дит при производстве огнеупорных кирпичей, в смесях для торкретирования, в качестве теплоизоляционного материала, задаваемого на расплав в ковш и др.

На заводе фирмы «Куримура киндзоку когё» утилизируют пыль, уловленную в процессе выплавки ферровольфрама, на­правляя ее в шихту плавильных печей вместе с вольфрамовой рудой. Для удаления олова пыль подвергают восстановительно­му обжигу и обработке соляной кислотой, что обеспечивает уда­ление олова более, чем на 90% [13].

Необходимо отметить, что общий выход технологических газов черной металлургии в Японии составляет примерно (млн. т/год): коксового –14 700, доменного – 110 000, конвер­терного – 6800. Примерно 70% газов утилизируется в черной металлургии, 30% – используется для выработки электроэнер­гии и около 1 % – на химических предприятиях. Поскольку в Японии металлургические заводы часто расположены вблизи химических комбинатов, металлургические газы направляются на химическую переработку. Так, доменный газ начинает при­меняться в производстве метанола, этиленгликоля, этанола, этилена, пропилена, уксусной кислоты, а коксовый – в произ­водстве метанола и аммиака.

Франция занимает одно из ведущих мест среди капиталисти­ческих стран по выплавке чугуна – 13,5 млн. т в год и стали – 17,5 – 17,8 млн. т в год (по другим источникам более 20 млн. т в год).

Основные направления утилизации Fe-содержащих отходов черной металлургии такие же, что и в США, ФРГ и Японии. Специфические особенности связаны в первую очередь с соста­вом сырья.

По различным данным, при производстве стали ежегодно улавливается порядка 0,6 млн. т сухих пылей, содержащих 270 тыс. т – Fe, 1400 т – Zn, 4200 т – Pb. Исследования в об­ласти утилизации отходов начались во Франции в 1957 г., а к 1963 г. была создана опытно-промышленная установка, со­стоящая из системы обезвоживания отходов (фильтрация – сушка), установки по окомкованию, печи для восстановления окатышей и аппаратуры для улавливания возгонов цинка и свинца (фирмы «Крупп», ФРГ). Исследования проводились на отходах доменного и сталеплавильного производств примерно следующего состава:

 

	Доменные отходы	Сталепла­вильные отходы
Fe (общ)	31,6	49,8
Zn	4,3	1,76
Pb	1,5	0,46
K2О + Na2О	0,47	0,31
CaO + MgO	—	17,2
С	31,6	2,2

 

 

Таблица 11.4. Химический состав материалов (%)

Материал	Mn	Fe	C	P	SiO2	Al2O3	CaO	K2O+Na2O
Сухая пыль				0,06
Шлаковый кек		6,5		0,06		6,5		1,3
Агломерат из пыли и кека				0,08				1,1

 

В качестве дополнительного восстановителя в печи исполь­зовали лигнит. На выходе из печи металлизованные окатыши охлаждались и подвергались магнитной сепарации для отделе­ния непрореагировавшего углерода.

Рабочая температура в печи длиной 14 м поддерживалась на уровне 1050°С, степень металлизации окатышей составляла 92 – 94%, степень улавливания возгонов Zn и Pb – около 98%.

Аналогичные работы были проведены и с применением мел­ких брикетов, получаемых на вальцовых прессах, и в качестве «дополнительного» кроме лигнита восстановителя — коксовой мелочи и тощего угля. Было установлено, что при использова­нии смеси лигнита и тощего угля (30 : 70) удается достичь наи­более высокой степени удаления Zn и Pb (до 95%). Степень удаления этих металлов зависит и от характера охлаждения брикетов, выходящих из печи. Так, при их охлаждении азотом степень удаления Zn и Рb ≥98%, а воздухом —>90%. Эти показатели были достигнуты только при высокой основности брикетов , которая обеспечивается добавлением большего количества Fe-содержащих отходов в ших­ту из конвертеров.

На ряде предприятий шламы без предварительной обработки используются для окомкования, обычно в барабанных окомкователях. На аглофабрике Юнизор в Дюнкерке предусматрива­ется утилизация не только твердых частиц шлама, но и содер­жащейся в нем влаги. Количество влаги, вносимой шламом, устанавливается в зависимости от его плотности. По имеющимся данным, замкнутый водяной цикл в переработке шламов обеспечивает снижение капиталовложений и эксплуатационных расходов.

Проводятся исследования по утилизации Fe-содержащих от­ходов путем брикетирования со связующими. Пыль (шламы) сушат до необходимой влажности (обычно не более 2%) во вращающихся печах или в печах с кипящим слоем и при тем­пературе 130 – 150°С вводят в смеситель, где распыляется жид­кий битум (≈180°С). Шихту охлаждают примерно до 90°С и брикетируют на вальцовом прессе (масса брикетов 20 – 100 г). Прочные брикеты (Rсж=1 – 2 Н) используют в конвертерах, обычно в небольших количествах (≈3% шихты). Таким спо­собом можно утилизировать в разных соотношениях не только пыли и шламы, но и прокатную окалину. Остальные процессы утилизации и использования Fe-содержащих отходов в основном аналогичны описанным ранее.

Другие страны. В большинстве развитых и развивающихся стран используются способы утилизации Fe-содержащих отхо­дов и их очистку от вредных примесей (Zn, Pb, щелочи и др.), близкие или аналогичные описанным выше. Специфическое от­личие обусловлено главным образом качеством исходного сырья, способами его подготовки, качеством и количеством от­ходов и путями их дальнейшего использования. Так, в Канаде используется свинцовая пыль, уловленная в системах газоочист­ки при вводе различных добавок (в том числе и свинца) в из­ложницы при разливке сталей. Эта пыль может содержать до 50 – 80% РbО. Она подвергается агломерации с извлечением и утилизацией металлического свинца.

В Бельгии и Люксембурге проводятся успешные исследова­ния по выделению Zn и Pb из Fe-содержащих отходов методами флотации и экстракции щелочными растворами. Применению флотации предшествует доизмельчение наиболее крупной части отходов, что приводит к увеличению степени извлечения Zn и Pb. Наибольшее влияние на степень извлечения оказывает их содержание в исходном сырье. При суммарном содержании Zn и Pb, равном 3 – 4%, степень извлечения их из Fe-содержащих отходов составляет более 60% (но только Zn), при 10 – 15% Zn и Pb – степень извлечения по тому и другому металлу состав­ляет более 80%. При экстрагировании щелочными растворами степень извлечения значительно выше: до 100% Zn и 95% Pb. В ряде стран (Швеция, Австрия, Бельгия, Канада, ГДР и др.) начинает применяться плазменная технология переработ­ки руд и отходов, главным образом для выплавки легирован­ных и специальных сталей, прямого получения железа, в про­изводстве ферросплавов. Так, в действующем плазменном реакторе в Торонто (Канада) получают Fe–Мn-ферросплавы из Mn-содержащих шлаков с удалением S и Р при температу­рах до 2800°С.

В Швеции работает несколько установок с плазменными системами. В одной из них для получения Fe-сырья использу­ются различные металлургические отходы, которые восстанав­ливаются при высоких температурах с возгонкой и утилизацией Zn и РЬ. Установка оснащена тремя плазменными генераторами мощностью 6 МВт, ее производительность 70 тыс. т/год металла из отходов. Заканчивается строительство аналогичной установки в г. Мальме (86 тыс. т/год), на которой будет вырабатываться Fe – Cr.

В Англии проводятся опытно-промышленные работы по ути­лизации отходов в печи с плазмотроном. Результаты переплава пылеватых отходов Fe – Мn, вводимых со скоростью 1000 кг/ч при температуре в печи 1500°С, показали высокую степень извлечения марганца, потери которого со шлаком не превышали 10%, а с пылью – 3%.

При переплаве отходов (Fe₂O₃ – 28,8%, ZnO – 22%. Pb₃O₄ – 3,6%, CaO –24,4% и др.) с добавкой коксика и песка получен Fe – С-расплав, практически не содержащий Zn и РЬ, низкожелезистый шлак (Fe₂О₃ – 2 – 4%) и возгоны, содержа­щие 50 – 76% ZnO и до 10% Рb₃O₄).

Во многих странах (Бразилия, Индия, Канада, Неру, Мек­сика, Либерия, Турция, Финляндия, ЧССР и др.) значитель­ное внимание уделяется утилизации рудной мелочи и различных металлургических отходов путем окомкования. Так, в Торнио (Финляндия) на базе низкосортных хромовых руд (26% Сr₂O₃) действует предприятие, обеспечивающее выплавку Fe – Сr-сплава с высокой степенью утилизации пылеватых отходов. Это достигается за счет введения промежуточной стадии получения обожженных окатышей с бентонитом в качестве связующего, ко­торые используются в дуговых электропечах.

В ЧССР при производстве окатышей из шламов их влаж­ность снижается с 35 до 12 – 15% путем добавления негашеной извести. Смесь извести со шламом вылеживается до полного га­шения извести, затем подвергается окомкованию.

В Перу фирмой «Серро де Паско» создана и работает про­мышленная установка для переработки продукта выщелачива­ния цинковой руды (33% Fe, 25% Zn), подвергаемой сульфидирующему обжигу в кипящем слое. На этой установке исходный тонкодисперсный материал после сушки окомковывают с добавкой мелкого антрацита и серной кислоты в качестве связующего. Сырые окатыши без упрочнения загружают не­посредственно во вращающиеся печи конструкции фирмы «Лурги». Степень удаления цинка и металлизация окатышей состав­ляет около 90%. Наряду с цинком и свинцом извлекается также кадмий и индий. Металлизованные окатыши используют для выплавки чугуна [21].

В последние годы в технологии получения окатышей наме­тились новые пути, заключающиеся в разработке безобжиговых методов их упрочнения. Эти методы имеют ряд существенных. преимуществ: более простую технологию и оборудование, уве­личение сроков эксплуатации оборудования, лучшие экологиче­ские условия, более низкие капитальные затраты и стоимость передела и др. Особый интерес представляют работы, проведен­ные в Швеции, по получению безобжиговых железорудных ока­тышей (способ «Гренгколд»), В нем предусматривается исполь­зование в качестве связующего портланд- или шлакового цемен­та (около 10%), выдержку готовых окатышей на складе для окончательного упрочнения в течение 2 – 3 недель с последую­щей отгрузкой их потребителям. Учитывая содержание в свя­зующем 60 – 65% СаО, наличие в Fe-содержащих отходах до 15% SiO₂ и в рудном концентрате – 4 – 6% SiO₂, можно счи­тать, что в этом процессе получают офлюсованные ока­тыши.

Процесс упрочнения складывается из нескольких периодов. В течение первого – индукционного – прочность окатышей на сжатие незначительна (они выдерживаются примерно 10 ч), во втором – быстром упрочнении – окатыши набирают до 70% конечной прочности (3 – 6 дней), в третьем – окончательное упрочнение – происходит 100%-ное упрочнение (несколько не­дель). На конечную прочность окатышей основное влияние ока­зывают влажность и температура среды, удельная поверхность исходного сырья, расход связующего (цемента), размеры ока­тышей и др. Отмечается, что температура при складском хра­нении должна быть не ниже 20 °С, так как при более низких температурах скорость реакций гидратации и процессы упроч­нения окатышей резко замедляются. Автор процесса (Д. Свен­сон) считает, что оптимальные температуры упрочнения долж­ны составлять примерно 30 – 35°С. Существенное влияние на прочность окатышей оказывают химически активные добавки (гипс, хлорид кальция, хлорид железа + соляная кислота и др.). Добавление хлоридов кальция, калия, натрия и железа в ко­личестве до 0,2% от массы шихты повышали прочность окаты­шей примерно на 20%.

Первая промышленная фабрика безобжиговых окатышей с проектной производительностью 1,6 млн. т была введена в дей­ствие в Швеции в 1970 г. Технологическая схема фабрики фир­мы «Гренгесберг» приведена на рис. 11.17.

Пульпа (40% твердого) подается в сгуститель 1, а затем частично обезвоженная (75% твердого) – в шаровую мельни­цу 3. Кек с фильтров (8 – 9% влаги) поступает в бункера для концентрата 10. Связующее (50% цементного клинкера, 50% гранулированного доменного шлака и небольшие количества специальных добавок) измельчается в стержневой мельнице 2, а затем – в шаровой 3. Смешивание концентрата со связующим перед окомкованием осуществляется в полувлажном состоянии в стержневой мельнице – смесителе 9.

Окатывание осуществляется в тарельчатых грануляторах 10 (диаметр 6 м) с подачей в шихту 8 – 9% влаги для получения равномерных по крупности и прочных сырых окатышей. Сырые окатыши с целью предотвращения слипания пересыпаются кон­центратом.

 

Рис. 11.17. Технологическая схема безобжигового окускования:

1 – сгуститель; 2 – стержневая мельница; 3 – шаровая мельница; 4 – четыре линии по­лучения окатышей; 5 – фильтр; 6 – бункера концентрата; 7 – бункера цемента; 8 – бун­кер подстилающего материала (— 4 мм); 9 – стержневая мельница-смеситель; 10 – та­рельчатые грануляторы; 11 – бункеры первичного и вторичного упрочнения окатышей: 12 – грохота сортировки окатышей; 13 – дробилка; 14 – бункер для загрузки окатышей в вагоны.

 

Смесь окатышей с концентратом (2:1) поступает в бун­кер 11 высотой 60 м, где окатыши проходят первую стадию упрочнения (30 – 40 ч). Затем они попадают на грохот 12 для отсева рудного концентрата и боя (— 4 мм). Фракцию — 4 мм возвращают в бункер для последующей пересыпки окатышей, а фракцию 4 – 8 мм используют в аглошихте металлургического завода. Отделенные от мелочи окатыши во втором бункере 11 в течение 5 сут приобретают примерно 70 – 80% окончательной прочности. После бункеров окатыши окончательно упрочняются в открытом складском помещении (2 – 3 нед.). Окатыши сред­ней крупности (15 мм) имеют прочность на сжатие 2 кН/окатыш, барабанную пробу по выходу класса + 6,3 мм – 92%, на­сыпная масса – 2 т/м3, истинная плотность – 3,2 г/см3; основ­ность близка к единице [22]. Эти окатыши прошли серию опытно-промышленных испытаний в различных доменных печах (Швеция, Англия, ФРГ и др.) и показали удовлетворительные результаты (до 30% в шихте).

В целом этот метод является перспективным; его недоста­ток— длительный цикл упрочнения сырых окатышей. По полуценным данным, этот окускованный продукт примерно на 20 /о дешевле агломерата и на 30% обожженных окатышей, даже в том случае, если в качестве связующего применяется цемент­ный клинкер.

В Швеции же разработан и другой способ частичной утили­зации металлургических отходов безобжиговым окускованием (способ СОВО).

Разработанный и освоенный в промышленных условиях про­цесс СОВО позволяет окусковывать разнообразные материалы и металлургические отходы с большим распределением частиц по крупности, чем при обычных процессах получения окатышей. Шихта состоит из рудных материалов, тонкоизмельченных шла­ков и пылей сталеплавильных производств, а в качестве связу­ющего вводится гашеная известь.

Руду последовательно измельчают в стержневых и шаровых мельницах обычно на 80 – 100% до фракции менее 0,05 мм. Измельченная руда смешивается с гашеной известью и кремнис­тыми добавками (суммарно порядка 6%), в качестве которых используются пыли из пылеулавливающих устройств печей для выплавки силикохрома и тонкоизмельченный шлак сталепла­вильного производства. При этом строго контролируется удель­ная поверхность извести, которая должна составлять не менее 50 тыс. см²/см³. Тщательно перемешанная и увлажненная в смесителе шихта поступает на окомкование в тарельчатые гра­нуляторы, особенностью которых являются высокие борта (1,2 м), значительно превышающие этот показатель у стандарт­ных аппаратов (0,6 – 0,8 м). Среднее время пребывания окаты­шей в грануляторе порядка 20 мин.