Процессы жидкофазного восстановления
В течение последних 10 лет особое внимание уделяется поискам оптимальных инженерных решений организации процесса жидкофазного восстановления (ПЖВ) железа из руд. В ряде промышленно развитых страндействуют государственные программы исследовательских работ для решения этой проблемы. Такие программы составлены Департаментом энергетики США (DOE) и Американским институтом чугуна и стали (AISI), в Японии ведутся работы по программе «Прямой процесс плавления — восстановления железной руды» (DIOS).
В России разработки ПЖВ ведутся в соответствии с государственной научно-технической программой «Ресурсосбережение и экологически чистые процессы в горнометаллургическом производстве».
Одним из методов решения данной проблемы является двустадийный процесс. Например, процесс DIOS (Direct Iron Ore Smelting), схема которого представлена на рис. 7.4.
В данном комплексе последовательно соединены агрегаты: жидко-фазного восстановления А, предварительного восстановления в псевдо-ожиженном слое Б1 и подогрева в псевдоожиженном слое Б2.
Агрегат А спроектирован по типу агрегата с жидкой ванной на основе конвертера комбинированного дутья. Жидкофазное восстановление протекает в условиях продувки чистым кислородом через центрально расположенную верхнюю фурму и азотом через днище. Процесс реализован в газоплотном агрегате под повышенным давлением, которое может достигать 3 • 105 Па. Каменный уголь и флюс загружаются гравитационным способом через горловину. Руда поступает подогретой и предварительно восстановленной в агрегатах Б1, Б2 (первая стадия процесса). Пылевидная руда поступает в газовом потоке, а крупнозернистая загружается самотеком.
Жидкий чугун и шлак периодически выпускают через чугунную летку, выполненную в цилиндрической части агрегата.
С целью повышения восстановительной способности отходящего газа, который образуется в агрегатах подогрева и предварительного восстановления, в составе установки предусмотрена система вдувания пылевидного угля для газового реформинга.
Отходящий газ из агрегата жидко-фазного восстановления, очищенный от пыли в циклоне, непосредственно подводится в агрегат предварительного восстановления и обеспечивает восстановление руды, подогретой в агрегате Б1.
После предварительного восстановления в псевдоожиженном слое пылевидная фракция руды выносится с потоком газа и улавливается в циклоне на выходе из агрегата. Эта фракция затем объединяется с пылью, уловленной в циклоне на участке между агрегатами А и Б1, и потоком газа транспортируется в агрегат жидкофазного восстановления А (вторая, заключительная стадия процесса). Крупнозернистая руда из агрегата предвари тельного восстановления дозированным расходом поступает в агрегат А.
Рис. 7.4.Технологическая схема полупромышленной установки с DIOS-процессом:
/—агрегат подогрева (Б2); //—циклон; III— скруббер с трубами Вентури; IV— регулятор давления; V, VI— агрегаты предварительного (Б1) и жидкофазного (А) восстановления соответственно; VII— машина для вскрытия и забивки летки; / — каменный уголь; 2— флюс; 3— железная руда; 4 — отходящий газ; 5— крупнозернистая руда; 6— уголь для газового реформинга
Агрегат подогрева спроектирован как агрегат с псевдоожиженным слоем барботажного типа. Сюда непосредственно поступает отходящий газ из агрегата предварительного восстановления после очистки в циклоне и здесь осуществляется подогрев руды (типа агломерационной). Пылевидная руда, увлекаемая потоком газа, улавливается в циклоне на выходе из агрегата подогрева и вместе с крупной фракцией загружается в агрегат предварительного восстановления.
Отходящий газ после циклона на выходе из агрегата Б2 подвергается окончательной мокрой очистке и выводится из системы.
Производительность комплекса (введен в 1993 г.) 500 т/сут при расходе угля около 1000 кг/т.
Использование предварительно восстановленной руды предусмотрено в процессе HISMELT (High Intensity Smelting), разработанном в Австралии (рис. 7.5). На рис. 7.6 представлены схемы процессов, разрабатываемые за рубежом. Во всех случаях предусмотрено использование отходящих газов для подогрева и восстановления руды.
Этот же принцип положен в основу разработанного институтами ЦНИИ-чермет и ВНИИметмаш процесса «РУДА-СТАЛЬ».
Его характерными особенностями являются: непрерывность, применение рядовых некоксующихся углей взамен кокса или природного газа, минимальная материале- и энергоемкость производства. Последнее обеспечивается сочетанием противотока и конвертерного режима обработки жидкого металла.
Технологическая линия агрегата «РУДА—СТАЛЬ» представлена на рис. 7.7. Схема включает шахтную печь, плавильно-восстановительный конвертер, рафинировочный
Рис. 7.5.Схема HISMELT-процесса:
/ — подогрев и восстановление руды (предварительное восстановление); 2--го-
рячее дутье (1200 °С); 3 — горячая, частично восстановленная руда; 4— вода для
охлаждения; 5— природный газ; 6— уголь и пыль; 7— жидкий чугун; 8— шлак;
9— выпуск чугуна и шлака
Рис. 7.6.Варианты процессов жидкофазного восстановления:
/ — железная руда (окатыши); 2—уголь (кокс); 3 — восстановительный газ; 4— отходящие газы; 5—частично восстановленная руда; 6— полупродукт; 7— горячее дутье
Рис. 7.7.Технологическая линия агрегата «РУДА—СТАЛЬ»:
1 — шахтная печь; 2 — плавильно-восстановительный конвертер; 3 — рафинировочный реактор; 4— установки ввода реагентов; 5—копильник стали; 6— ковш для стали; 7—бункер для угля; S— бункер для извести; 9—охлаждение газов; 10— очистка газов; 11 — компрессор; 12 — газонагреватель; 13 — охлаждение газов; 14— отмывка колошниковых газов. Обозначения: ОО — окисленные окатыши; ВО — восстановленные окатыши; КГ— колошниковый газ; ВГ— восстановительный газ; У— уголь; Изв. — известь; Раскисл. — раскислители
реактор конвертерного типа и миксер-копиль-ник стали. В шахтной печи проводится частичная (на 75—85 %) металлизация железорудных окатышей или кусковой руды. Колошниковый газ шахтной печи подвергается отмывке от углекислоты и рециркуляции.
Горячая, частично металлизован-ная шихта непрерывно поступает в проточную ванну конвертера, постоянно заполненную углеродистым металлом — полупродуктом. В эту ванну вдуваются пылевидный уголь, кислород, а также известь для офлюсова-ния породы шихты и золы угля. Здесь происходит расплавление шихты, до-восстановление и науглероживание железа. Агентом-восстановителем служит растворенный в металле углерод. Расход вдуваемого угля отвечает потребности на довосстановление и науглероживание железа, а также на покрытие всех тепловых затрат процесса, включая расплавление шихты и нагрев металла и шлака. Эта часть угля сжигается кислородом в ванне в режиме газификации с образованием восстановительного газа (сумма содержания оксида углерода и водорода 85—90 %) для металлизации шихты. Степень металлизации регулируется по критерию минимального расхода энергоносителей в конвертере при замкнутой газовой схеме процесса.
Конструкция конвертера включает кроме продувочной также проточную отстойную ванну для разделения металла и шлака. Вследствие непрерывности процесса и интенсивности массообмена при продувке ванны работающего конвертера постоянно заполнены металлом и шлаком конечного состава и температуры (1500— 1550 °С). Содержание углерода в металле-полупродукте составляет 2— 3 %, а содержание закиси железа в шлаке не превышает 7—8 % при основности 1,2—1,5, что предопределяет благоприятные условия службы футеровки конвертера.
Металл-полупродукт из конвертера непрерывно передается в проточный рафинировочный реактор. Последний конструктивно подобен конвертеру, но отличается меньшими размерами. Здесь осуществляется передел полупродукта в сталь с заданным содержанием углерода продувкой кислородом и известью. Газы из реактора, состоящие в основном из оксида углерода СО, смешиваются с конвертерными газами и также используются в шахтной печи. Шлаки конвертера и реактора подвергаются непрерывной мокрой грануляции.
В миксере с индукционным нагревом осуществляются накопление стали перед сливом в ковш, коррекция ее температуры и предварительное раскисление. Использование миксера позволяет переключать агрегат на выпуск стали другой марки без потерь металла промежуточного состава. Окончательное раскисление стали проводят в ковше. В период слива в ковш подача стали в миксер не прерывается.
Расчетные показатели промышленного производства 1 т стали в этом агрегате: расход угля около 0,38—0,40т (по углероду), кислорода 330—350 м3, извести 120—130кг.
В схеме процесса «РУДА-СТАЛЬ» и в конструкции оборудования агрегата учтены требования экологии: используется закрытое проточное оборудование токсичных оксидов азота, отходами процесса являются помимо шлака лишь конденсат водяного пара и углекислота. Единичная производительность агрегатов «РУДА—СТАЛЬ» оценивается величиной до 1 млн. т/год.
К настоящему времени наибольшее распространение получила схема, впервые реализованная на заводе фирмы «Искор» в Претории (ЮАР) компанией «Фест-Альпине» (VOEST-ALPINE). Разработчики назвали процесс COREX (англ. Coal—Reduction-Experience). Сущность процесса COREX прослеживается по рис. 7.8. В восстановительную шахту 14 загружают кусковую руду (или агломерат, или окатыши, или смесь этих компонентов). Проходя навстречу току восстановительного газа, материал восстанавливается до губчатого железа (до 90 % Fe). Затем губчатое железо шне-ковым транспортером подается в плавильную газификационную камеру, где происходит окончательное восстановление, плавление и нагрев расплава. Выпуск чугуна и шлака
Рис. 7.8.Схема процесса COREX:
1 — железная руда; 2—известь; 3 — доломит; 4— уголь; 5—кокс; 6— песок; 7—осушительное устройство; 8— грохочение; 9— дробилка; 10— колошниковый газ; // —отходящие газы; 12— скруббер колошникового газа; 13 — система подачи угля; 14 — восстановительная шахта; 15— восстановительный газ; 16— циклон горячей пыли; 17— скруббер охлаждающего газа; 18— охлаждающий газ; 19— продукты газификации; 20— плавильный агрегат-газификатор; 21 — кислород; 22 — выпуск металла и шлака
осуществляется так же, как и в обычной доменной печи. Средний состав получаемого (в 1993г.) чугуна, %: 4,24 С, 0,6 Si, 0,33 S, 0,16 Р; температура 1493 °С; выход шлака - 0,45 кг/т продукта; расход (на 1 т чугуна): железной руды 1497 кг, угля 1183 кг, флюсов 424 кг, кислорода 588м3.
Восстановительный газ образуется в плавильно-газификационной камере, где газифицируется уголь (газифицирующий агент —кислород). Благодаря высокой температуре под куполом плавильной камеры-газификатора (выше 1000 °С) высшие углеводороды, выделяющиеся из угля, моментально разлагаются на СО и Н2. Таким образом, в камере не образуются такие нежелательные побочные продукты, как смолы, фенолы и т. п.
Газ, образующийся в газификаци-онной камере, помимо СО и Н2 содержит также угольную пыль и частицы железа. Мелкая пыль в основном улавливается в циклоне горячей пыли 16 (рис. 7.8) и возвращается в газификатор. Специальная кислородная горелка дожигает углерод в пыли до СО, а также расплавляет золу и другие элементы пыли. Газы, выходящие из циклона 16, подаются в восстановительную камеру-шахту 14. Здесь происходит восстановительный процесс одновременно с десульфурацией газа. С учетом добавления охлаждающего газа 18 температура восстановительного газа 15 находится в оптимальном интервале 800—850 ºС. Газ, выходящий из восстановительной шахты, очищается и охлаждается в скруббере 12 и затем его можно использовать или для производства электроэнергии, или на химических производствах, или на расположенных рядом агрегатах твердофазного восстановления железа; последний вариант предпочтительнее. Комбинирование процесса COREX с прямым восстановлением позволяет получить экономичный качественный продукт.
На рис. 7.9 представлена схема печи ПЖВ другого типа — конструкции МИСиС, установленной на НЛМК1.
1 По предложению авторов процесса «Российская плавка» для международного наименования в коммерческих целях процессу присвоен товарный знак ROMELT.
67
Рис. 7.9.Схема установки ROMELT, продольный (а) и поперечный (б) разрезы:
1 — барботируемый слой шлака; 2 — металлический сифон (отстойник); 3— шлаковый сифон (отстойник); 4 — горн с подиной; 5— переток; 6—загрузочная воронка; 7—дымоотво-дящий патрубок; 8— фурмы нижнего ряда (барботажные); 9— фурмы верхнего ряда (для дожигания); 10— слой спокойного шлака; 11 — жидкий металл; 12 — водоохлаждаемые
кессоны; 13— свод
Восстановительная плавка происходит в жидкой шлаковой ванне, продуваемой кислородсодержащим дутьем. Источником тепла в процессе служит энергетический уголь, он же является восстановителем. Главная особенность процесса — одностадий-ность получения чугуна. Она обеспечивается за счет использования принципа дожигания выделяющихся из ванны восстановительных газов в од-ношлаковом пространстве агрегата через ряд специальных фурм. При этом происходит возвращение большей части тепла от дожигания обратно в шлаковую ванну для обеспечения протекания реакций восстановления. Физическое тепло отходящих из агрегата газов используется в котле-утилизаторе конвертерного типа и далее охлажденные газы направляются на газоочистку.
В процессе обеспечиваются условия десульфурации, так как до 90 % всей серы шихты уносится отходящими газами в виде SO2, SO3, CS, CS2, COS. Шлак в этих условиях, поглощая не более 10 % S шихты, обеспечивает выплавку кондиционного по сере чугуна. При основности шлака CaO/SiO2=l,0 в нем содержится ~ 2,2 % Fe. Наличие в шлаке заметного содержания оксидов железа обеспечивает удаление до 40 % Р шихты. Содержание кремния и марганца в получаемом чугуне до 0,10 %. Преимуществом процесса является возможность использования необогащенных железных руд и дешевых энергетических углей (такие угли в 2—3 раза дешевле коксующихся). Отсутствие операций обогащения железной руды, агломерации, производства окатышей сокращает потери железа (по расчетам на 15—29 %).
Самостоятельным направлением процесса жидкофазного восстановления является комплексная переработка железосодержащих материалов с примесями ценных компонентов (цинка, свинца, ванадия, титана, благородных металлов). Например, успешно перерабатывались железосодержащие шлаки цинкового производства с получением чугуна и улавливанием цинка, шламы ванадиевого производства с получением чугуна и извлечением из него ванадия; большой интерес представляет проблема переработки шламов глиноземного производства с получением чугуна и алюминиевого сырья и т. д.