Утилизация колошниковых газов

Примерный состав колошникового газа:

Компоненты	СО2	СО	СН4	Н2	О2+N2
Объемная доля в, %: при работе без повышения давления и комбинированного дутья…………………………..	11.2	31.2	0.21	2.99	55.1
при работе с повышением давления и комбинированным дутьем……………………………	11.3	29.0	0.20	4.30	55.2

Температура доменного газа на выходе из печи составляет обычно 300-350 ºС.

Доменный (колошниковый) газ, содержащий до 35 % горючих компонентов и 50-60 г/м куб. пыли при работе печи с повышенным давлением на колошнике (и 15-20 г/м куб. - с нормальным давлением), должен быть очищен от пыли перед его отправкой потребителям - на коксовые батареи, на горелки доменных воздухонагревателей и др. - до достижения концентрации пыли не выше 10 мг/м куб. Для очистки газа до столь низких концентраций пыли на металлургических заводах применяют многоступенчатые комбинированные схемы.

Как правило, первоначально очистку доменного газа проводят в сухих пылеуловителях диаметром 5-8 м, в которых осаждаются частички пыли размером 50 мкм и более. В этих аппаратах улавливается 70-90 % пыли, содержащейся в доменном газе, благодаря воздействию сил гравитации и инерционных сил, возникающих при повороте газового потока на 180 градусов. Пыль из пылеуловителя удаляется при помощи винтового конвейера, смачиваемого водой. Остаточное содержание пыли в доменном газе после грубой очистки не превышает 3-10 г/м куб.

Для второй ступени очистки газа используют системы мокрой очистки. Обычно доменный газ из системы грубой сухой очистки поступает на полутонкую очистку газа, в которой выделяются частички размером 20 мкм и более и газ очищается до остаточного содержания пыли на выходе 0.6-1.6 г/м куб. Полутонкую очистку осуществляют в аппаратах мокрого типа - форсуночных полых скрубберах и трубах Вентури. Газы в доменных скрубберах имеют скорость 1-2 м/с при удельном расходе воды, состовляющем 3-6 кг/м куб. газа. Проходящий через скруббер доменный газ охлаждается с 250-300 до 40-50 градусов цельсия и полностью насыщается влагой. Степень очистки газа от пыли в скруббере не превышает 60-70 %.

После скруббера газ в большинстве случаев поступает в две- четыре низконапорные трубы Вентури, скорость газов в горловине которых равна 50-80 м/с при удельном расходе воды 0.2 кг/м куб. Здесь завершается полутонкая очистка газа.

Тонкую очистку доменного газа, содержащего до 10 мг/м куб. пыли,осуществляют в аппаратах 1 класса. В связи с широким внедрением на заводах черной металлургии газорасширительных станций, использующих потенциальную энергию давления доменного газа для выработки электроэнергии в газовых утилизационных бескомпрессорных турбинах (ГУБТ), для тонкой очистки газа обычно применяют аппараты, работающие с малой потерей давления, например мокрый электрофильтр.

Таким образом, в зависимости от наличия или отсутствия ГУБТ, на отечественных заводах обычно применяют две схемы очистки доменного газа:

1) доменная печь - сухой пылеуловитель - форсуночный полый скруббер - труба Вентури - каплеуловитель - дроссельная группа - каплеуловитель - чистый газ потребителю;

2) доменная печь - сухой пылеуловитель - форсуночный полый скруббер - труба Вентури - каплеуловитель - мокрый электрофильтр - чистый газ на получение электроэнергии в ГУБТ.

Выбор системы очистки доменного газа зависит от требуемой степени его чистоты и экономических показателей пылеочистки. При применении трубы Вентури расходуется около 600-800кг воды и 10.8-14.4 МДж электроэнергии на 1000 м куб. газа.

За трубой Вентури устанавливают каплеуловитель-сепаратор, которым может быть мокрый циклон, скруббер или канальный сепаратор.

В электрофильтрах для промывки и охлаждения электродов расходуется 0.5-1.5 кг воды и 3.6-4.3 МДж электроэнергии на 1000 м куб. газа.

Затраты на устройства для очистки от пыли и газов всех основных источников загрязнения атмосферы доменного цеха, т.е. газов, отводимых при загрузке кокса в бункеры6 транспортировании и сортировке руды и кокса перед загрузкой в печь, отводе доменного газа и воды из очистных сооружений и отстойников, составляет примерно 15-20 % суммы всех капиталовложений цеха, включая и все соответствующие вспомогательные службы.

Объем капиталовложений зависит от мощности предприятия и его технической оснащенности. Некоторые устройства используют одновременно для нескольких пылегазоочистных агрегатов (газоходы, отстойники устройства для переработки шлама, вспомогательные агрегаты), благодаря чему объем капиталовложений снижается.

Эксплуатационные затраты на очистные сооружения доменного цеха зависят в основном от стоимости электроэнергии, водоснабжения и обслуживания.

Тема № 7. “Развитие бездоменной металлургии”

7.1. Предпосылки развития бездоменной металлургии

Длительная история сталеплавильного производства всегда была свя­зана со стремлением решить некоторые характерные технические проб­лемы наиболее удобным способом. Хотя сравнительное значение этих проблем за последние 150 – 180 лет изменилось, все же они остаются важными и до настоящего времени. Имеются в виду следующие проблемы:

- достижение высоких температур (> 1500 С) с приемлемыми затратами энергии;

- обеспечение высокой стойкости футеровки и других конструктивных элементов;

- обеспечение чистоты металлопродукции от вредных примесей, снижающих ее качество;

- дефицит металлургического кокса;

- снижение общего расхода энергии;

- возможность применения подходящей кусковой руды.

Регулярно делаются все новые попытки решить хотя бы некоторые из этих проблем переходом от схемы доменная печь — конвертер к пря­мому пути или по крайней мере без применения металлургического кокса. Решение, в основном удовлетворительное в техническом и эко­номическом отношениях, пока удалось осуществить лишь немногими способами.

7.2. История развития

В России первое внушительное слово в области бездоменной металлургии сказал известный миру русский ученый Д.К. Чернов (1839–1921 гг), являющийся основоположником металловедения и теории термической обработки стали. В январе 1899 г. Он сделал доклад в Императорском Русском техническом обществе на тему: «О прямом получении литого железа и стали в доменной печи». Суть его предложения в докладе выражена так: «Ввиду того, что переход железа в чугун обуславливается преимущественно тесным соприкосновением его с твердым топливом при очень высоких температурах, необходимо удалить это обстоятельство; принимая же во внимание возможность полного восстановления железа лишь с помощью одной углеродной окиси, можно или вовсе не примешивать угля к рудной засыпке или же прибавить такое небольшое количество, чтобы железо могло лишь несколько обуглеродится, но не перейти в чугун. Тогда спускающийся в плавильное производство рудный столб не принесет с собою угля или кокса, как при обыкновенном ходе доменной печи.

Для достижения предполагаемой цели необходимо пропустить через печь два отдельных тока газов: один по шахте вверх, навстречу спускающейся руде, для восстановления железа, а другой, в области горна, для расплавления восстановительного железа и шлаков с отводом продуктов горения из горна в сторону, дабы они не попадали в шахту печи и не мешали восстановительному току». Далее он описывает детали предложения, с помощью которых возможно реализовать главную его идею. (рис. 7.1.)

Рис. 7.1. Печь В.К. Чернова для прямого получения литого железа:

 1 – шахта печи; 2 – газогенератор; 3 – плавильный горн; 4 – труба с углем для повышения теплотворной способности газа

Последующий предложения содержат в себе главную идею Д.К.Чернова. В том же 1899 г. Д.К.Чернов высказал и другую идею прямого получения стали путем восстановления железа углеродом из расплавленных оксидов.

Способ "Хёганес" был разработан в 1911 г. и заключается в следую­щем: весьма чистый магнетитовый концентрат загружают вместе с вос­становителем (мелким углем) и доломитом (десульфуратором) в ре­торты из карбида кремния, причем кольцеобразный цилиндрический столб руды окружен изнутри и снаружи смесью мелкого угля и доло­мита. Вертикально поставленные реторты обогревают в туннельной пе­чи мазутными или газовыми горелками в течение 48 ч (рис. 7.2). За­тем их охлаждают, удаляют остатки золы угля, доломит и коксовую мелочь, после чего извлекают железный порошок с высокой степенью металлизации.

Рис. 7.2. Схема процесса Хёганес (а):

б – расположение реторт на рельсовой тележке; в – поперечное сечение реторты;

I – зона предварительного нагрева; II – зона восстановления; III – зона охлаждения;

1 – карбид кремния; 2 – железорудный концентрат; 3 – смесь мелкого кокса с известняком

Способ Виберга — Сёдерфорса был разработан в 19-20-х годах тоже в Швеции. Кусковые оксиды железа (кусковую руду, агломерат, ока­тыши) нагревают и восстанавливают в шахтной печи газом (~ 75 % СО и 21 % Н₂) при температуре 900-950 °С (рис. 7.3). Полученное губ­чатое железо охлаждают в нижней водоохлаждаемой секции печи до 100—150 °С. Выходящий из восстановительной печи циркуляционный (колошниковый) газ вместе с водяным паром нагнетают специальной высокотемпературной газодувкой в электрогазогенератор (шахтную печь, заполненную коксом) сверху вниз, Здесь происходит газифика­ция нагреваемого электросопротивлением кокса (по реакции С + С0₂ = 2 СО), причем содержащаяся в нем сера переходит в свежий восстановительный газ, имеющий температуру ~ 1100 °С, который затем под­вергают десульфурации в другой шахтной печи, заполненной доломитом. Производительность с учетом возможностей оборудования не пре­вышает ~ 25 тыс. т в год. При этом на 1 т губчатого железа расходуется 150 кг кокса и 900 кВт • ч электроэнергии.

Рис. 7.3. Схема процесса Виберга-Сёдерфорса:

1 — кокс (или мазут); 2 — подвод электроэнергии; 3 — десульфуратор; 4— избыточ­ныйвосстановительный газ; 5 —окатыши; 6 — отходящий газ; 7 —воздух;

8 — губ­чатое железо

В конце 50-х годов в странах, имеющих сталеплавильное производст­во, усилились работы в области прямого восстановления железа, при­чем параллельно испытывали способы, использующие как твердый вос­становитель, так и газ. Эти способы восстановления могут быть под­разделены на несколько групп: твердым восстановителем во вращаю­щейся печи; твердым восстановителем в шахте с наружным обогре­вом; газом в шахтной печи; газом в ретортах; газом в кипящем слое; по схеме решетка — вращающаяся печь.

В это же время разрабатывали и восстановительную плавку метал­ла из руды отчасти для специальных металлургических целей, имея в виду обеспечить последовательное восстановление углем руды предва­рительно в одной (например, во вращающейся) печи и из продукта, полученного на выходе из этой печи, выплавлять в электровосстано­вительной печи жидкий металл.

Из всех способов восстановления металла твердым восстановителем во вращающейся печи наибольшее значение приобрели следующие: СЛ — РН; получения губчатого железа фирмы "Крупп" (Крупп — КОД ИР); фирмы "Кавасаки стил"; СДР (способ восстановления в пылевидном состоянии фирмы 'Сумитомо"; СПМ (способ предварительного восста­новления фирмы "Сумитомо"); ДРК (корпорации "Директ редакшен); АККАР (способ КОХО) и "Механобрчермет" (СССР).Здесь следует упомянуть также способы: "Хейвелд" ("Элкем" — "Лурги ' - ХСВК); завода "Сибэлектросталь" (СССР); М. Юди ("Стра-теджик Юди"); В.П.Ремина (СССР); НПО "Тулачермет" (кипящий шлаковый слой, СССР).

В качестве основного агрегата во многих способах используют прин­ципиально одинаковый восстановительный реактор — вращающуюся печь. Вместе с оксидами железа в печь загружают уголь (или коксо­вый возврат) в качестве восстановителя и известняк или доломит в качестве десульфуратора. В первой половине печи оксид железа наг­ревается, из угля отгоняются содержащиеся в нем летучие, а извест­няк или доломит обжигаются. Во второй половине происходит восста­новление до металлического губчатого железа, причем благодаря до­полнительным добавкам угля обеспечивается достаточно высокое со­держание углерода в шихте и на выходе из печи. В некоторых спосо­бах поэтому применяют устройство для вдувания угля, чтобы ввести в шихту дополнительное количество свежего угля, начиная от выхода из печи. Поток газа направлен навстречу потоку шихты.

Газы, выходящие из шихты, дожигают при помощи ряда воздушных фурм, распределенных по всей длине печи. При этом количество воз­духа, вдуваемое на отдельных участках, определяют по количеству теп­ла, необходимого для поддержания заданного температурного режи­ма по длине печи.

Направление подачи воздуха через фурмы иногда бывает противо­положным направлению потока газов. Имеются различия в конкрет­ном исполнении воздушных фурм, в исполнении и расположении из­мерительных устройств, с помощью которых обеспечивают управле­ние процессом.

Горячий продукт из вращающейся печи охлаждается в расположен­ном ниже охладителе (который обычно выполняется в виде вращаю­щегося барабана) до температуры < 100 °С. Снаружи охлаждающий барабан орошается водой, иногда в него дополнительно впрыскивают воду, охлаждая металл в комбинированном режиме.

Вращающаяся печь и охладитель защищены от неконтролируемого проникновения воздуха при помощи уплотнений со шлифованными (при­тертыми) кольцами. Для загрузки исходного материала и выгрузки готового продукта предусмотрены шлюзы. Охлажденный продукт на грохотах и магнитных сепараторах разделяют на губчатое железо, обо­ротный восстановитель (возврат) и немагнитную фракцию (рис. 7.4).

Рис. 7.4. Схема восстановления твердым восстановителем во вращающейся (барабанной) печи, например процесса СЛ-РН:1-железная руда, уголь, известняк; 2-лервая камера дожигания; 3-вода; 4-воздух; 5-вторая камера дожигания; 6-воздух; 7- котел-утилизатор; 8-электрофильтр; 9 -отходящий газ в атмосферу; 10-пыль; 11 -вращающаяся обжиговая печь; 12-воздух; 13 -подача угля в воздушном потоке; 14 - горячая завалка;15-электропечь; 16-вода; 17 -вращающийся охладитель; 18-грохочение; 19- магнитная сепарация;

20 -губчатое железо; 21 -отходы (хвосты)

Более существенные различия между отдельными процессами имеют­ся в области подготовки исходных материалов. По способам СЛ-РН и КОДИР в восстановительную печь загружают оксид железа только в кусковой форме (окисленные окатыши, кусковую руду или их смеси) с возможно более точным контролем гранулометрического состава и соотношения между оксидом и углеродсодержащим материалом. В способах, предназначенных для переработки металлургической пыли, оксиды в виде сырых окатышей предварительно упрочняются на решетке, расположенной непосредственно перед входом (загрузкой) во вращающуюся печь.

Отходящие из вращающейся печи газы иногда после дожигания (с использованием их тепла) охлаждают, очищают и затем выбрасывают в атмосферу. Пыль, уловленная на фильтрах, и шлам содержат большие количества свинца и цинка, достаточные для их извлечения на последующем этапе переработки.

В принципе, по группе способов восстановления твердым восстановителем можно заключить, что способы восстановления во вращающейся печи допускают широкое варьирование условий работы. Можно перерабатывать различные руды, значительно различающиеся и по химическому, и по гранулометрическому составу, что позволяет решать специальные задачи. То же самое относится и к углеродсодержащему материалу: здесь можно применять и коксовую мелочь, и уголь всех марок вплоть до лигнита.

Эксплуатация таких агрегатов, однако, показывает, что процессом восстановления необходимо управлять достаточно точно, и это предъявляет высокие требования к измерительным приборам и регулирующему оборудованию. Длительное время работы без неполадок возможно только при хорошей подготовке шихты, точном дозировании и надежном измерении температуры, состава газа и расхода воздуха.

Производительность одной линии технологических агрегатов ограничена, отчасти и по механическим причинам. Во вращающихся печах диаметром > 5 м критическим фактором является стойкость огнеупорной футеровки. К тому же условия теплопередачи в такой печи менее благоприятны, чем, например, в шахтной, вследствие чего с повышением диаметра печи температура газа (при заданной температуре шихты) неизбежно должна быть более высокой. Четкие пределы ставятся и температурой размягчения шихты, зависящей от используемого исходного сырья. Если эта температура будет превышена, то произойдет неконтролируемое настылеобразование и агломерация материалов, что вынудит прекратить работу.

Несмотря на высокие требования к исполнению всех деталей и к управлению режимом работы, в техническом отношении восстановительные агрегаты с вращающейся печью несложны и весьма надежны.

Особое положение здесь занимают способ АККАР (рис. 7.5), разработанный в конце 60-х годов фирмой "Аллис Чалмерс", а также способ института "Механобрчермет".   

Рис. 7.5. Схема процесса АККАР (реактор с контролируемой атмосферой фирмы "Аллис Чалмерс") : 1 — расходные бункера с шихтой; 2 — грохочение; 3 — бункер для мелочи;

4 — реактор с контролируемой атмосферой; 5 — скруббер; 6 — эксгаустер; 7 — дымовая труба; 8 — подвод мазута; 9 — подвод газа; 10 — охладитель; 11 — магнитная сепарация;

12 — бункер для немагнитной фракции; 13-силосы с готовым продуктом

В качестве восстановительного реактора здесь тоже применяют вращающуюся печь. Особенно характерно первоначально намеченное использование только углеводородов (природного газа или мазута), которые через систему сопел впрыскивают в печь под слой шихты.

Напротив, воздух для сжигания газов вдувают только в свободное печное пространство под шихтой. Поэтому на корпусе печи необходимо иметь систему труб и клапанов, при помощи которой в нужном положении вводят в действие сопловые отверстия, расположенные по всему периметру и по всей длине печи. Опыт эксплуатации показал, что в шихту целесообразно дополнительно вводить твердый углерод в форме угля.

Особое положение занимают также и способы, при которых восстановление руды (по крайней мере частичное) проводят во вращающейся или другой печи, затем горячий продукт перерабатывают в электропечи в металл. В истории развития этих процессов важное значение имели способы В.П.Ремина(СССР) и «Стратеджик Юди»(США), хотя их промышленное применение и не было успешным (рис. 7.6 и 7.7).

Рис. 7.6 Схема электропечи для получения литого железа из руды по методу В.П.Ремина: 1 – камера восстановления; 2 – устройство для подачи восстановления;

 3 – кессон для подачи воздуха; 4 – питатели; 5 – контейнеры; 6 – пневматический толкатель; 7 – подовый электронагреватель шихты; 8 – камера подготовки

Они были независимо разработаны в конце 40-х – начале 50-х годов. По этим способам руду, уголь и известняк нагревали и частично восстанавливали отходящим газом из расположенной далее по потоку восстановительной электропечи (степень восстановления руды достигала 30-60%).

Печь В.П.Ремина "глетчерного" или шахтного типа состояла из двух частей: "глетчера" — наклонного пода или шахты, предназначенных для использования тепла отходящих из электропечи газов для нагрева, восстановления до вюстита и плавления шихты; электропечи, предназначенной для восстановления руднофлюсового расплава углеродом полукокса до жидкого железа (низкоуглеродистой стали).

Непрерывно загружаемая в печь смесь из руды (54 % железа в виде гематита крупностью 50 мм) и извести (из расчета основности шихты CaO/Si02 > 2) нагревались до 400-500 °С на наклонном поду (или в шахте с перекрестным теплообменом) пламенем от сжигания отходя­щего из электропечи газа и методически сталкивалась механическими толкателями в ванну (площадью 25 м²) дуговой электропечи (5 MB-А, 120—267 В), имевшей линейное расположение трех электродов диамет­ром 300 мм. Здесь шихта расплавлялась и металл восстанавливался из оксидного расплава углеродом полукокса (7 % золы; 0,3—0,4 % серы; крупность < 30 мм), подававшегося питателем через отверстие в сво­де печи.

Рис. 7.7. Схема процесса "Стратеджик Юди":

/-обычная низкошахтная электропечь; //-печь, применяемая в процессе "Стра­теджик Юди"; 1 -бункер подачи шихтовых материалов; 2-вибрационный грохот; 3-дробилка;

4-ленточный конвейер с расходным бункером; 5 -вращающаяся печь; 6-пылеотделитепь (циклон); 7-выход газа; 8 - 10 -расходные бункера руды, добавок, угля соответственно;

11 -ленточный конвейер от дозаторов шихто­вых материалов; 12 — подвод добавочного топлива и воздуха; 13 — дозирование шихты в электропечь; 14-электропечь; 15 -печной трансформатор; 16-газ; 17 — жидкий передельный чугун; 18 — шлак.

Вращающаяся печь (М.Юди) не имела подвода воздуха через корпус, следовательно, был предусмотрен только один подвод тепла со стороны выгрузки из печи. Предварительно восстановленный материал вмес­те с прокаленным углем загружали через футерованную течку (ворон­ку) в дуговую печь, где происходило окончательное восстановление металла и его плавление. Для управления балансом углерода был пре­дусмотрен дополнительный подвод угля через отверстия в корпусе пе­чи (с помощью черпаков). Это делалось для того, чтобы в электро­печь поступал только прокаленный углеродсодержащий материал.

Важнейшими проблемами, неразрешенными в процессе испытания способа В.П.Ремина, как и способа М.Юди, явились подвод тепла в зону реакции восстановления железа углеродом из оксидного расплава в начале процесса и подвод оксидов железа в зону реакции при его за­вершении. Реакция (FeO) + С_тв (или [С]) = Fе_ж + С0_газ является силь­но эндотермической, что приводит к охлаждению расплава. Кусочки восстановителя, отягченные корольками восстановленного железа (или капли восстановленного науглероженного железа), все глубже погру­жаются в оксидный расплав, охлаждая и вспенивая его вокруг себя реак­ционным монооксидом углерода. Этот процесс, бурный при умеренной подаче восстановителя, становится неуправляемым при его избытке, так как, погружаясь до нижних слоев, он превращает в пену весь нахо­дящийся в ванне оксидный расплав. Пена фонтанами бьет из электрод­ных отверстий и загрузочных устройств, электрические дуги, подни­маясь вместе с пеной, горят под сводом, вызывая ток, близкий к ко­роткому замыканию, плавка прекращается по воле оператора или в результате автоматического отключения.

Подача восстановителя, исключающая катастрофическое вспенива­ние, обеспечивала восстановление до 0,22 т/ч железа на 1 м поверх­ности руднофлюсового расплава. Снижение удельной производительности и было особенно заметно при достижении содержания оксидного железа в шлаке <15 %. В это время возникала вторая проблема — за­медление процесса восстановления из-за уменьшения поверхности кон­такта и концентрации реагентов; интенсивность кипения шлаковой ван­ны снижалась, а вязкость шлака возрастала.

Таким образом, интенсификация процесса восстановления железа из оксидного расплава возможна при обеспечении подвода в зону реак­ции энергии в начале процесса и оксида железа при его завершении.

Способ Н.А.Ярко, И.Ю.Кожевникова (1959 г.) состоит в восстанов­лении железа из рудоугольных брикетов или окатышей в кипящем шла­ковом слое (КШС). Рудоугольные окатыши, содержащие стехиометрическое и большее количество углерода, загружали в кипящую ванну мартеновской печи (опыты проводили на 10-т печи), где они наг­ревались и восстанавливались. Тепло сжигаемого над ванной реакцион­ного монооксида углерода использовали для процесса. Восстановле­ние железа в основном завершалось в твердом состоянии и только часть оксида железа переходила в шлак. Проблемы этого способа близки к проблемам способов В.П.Ремина и М.Юди. Здесь также интенсивность восстановления определялась подводом тепла в шлаковую ванну и дос­тигала 3,7 т железа на 1 м поверхности ванны в сутки, т.е. была близка к производительности упомянутых способов. Содержание железа в конеч­ном шлаке и при этом способе оставалось большим (до 20 %), извле­чение железа соответственно составило 80—90 %, что объясняется вы­соким окислительным потенциалом греющего факела. Расход тепла достигал > 20 ГДж на 1 т жидкого металла.

Способ "Элкем" с вращающейся печью был разработан примерно в середине 50-х годов. При этом способе в печь загружали руду, уголь и в случае необходимости известняк, которые подвергались нагреву, предварительному восстановлению и обжигу. Горячий продукт, выгру­жаемый из печи, доставляли в транспортных контейнерах к рудовосстановительной электропечи и загружали в нее через специальный бункер, расположенный над печью. Количество углерода, необходимого для полного восстановления железа, подавали во вращающуюся печь. Газ из электропечи, богатый монооксидом углерода, первоначально сжи­гали на свече, а отопление вращающейся печи было независимым.

В ЮАР на заводе фирмы "Хайвелд стил энд ванадиум корп." с кон­ца 60-х годов успешно эксплуатируют усовершенствованный вариант этого процесса, который постепенно был внедрен на 14 установках. При­меняемый на этом заводе ванадийсодержащий титаномагнетит неприго­ден для передела в доменных печах. Благодаря сравнительно большо­му доходу от дополнительного производства ванадия такой техноло­гический маршрут на данном заводе остается экономически выгодным вот уже в течение почти двух десятилетий. Вращающиеся печи фирмы "Пурги", работающие в прямотоке, отапливаются мелким углем и до­полнительно отходящим газом от электропечи со стороны их загрузки. Воздушные фурмы, расположенные по длине печи, обеспечивают до­жигание газа, образующегося в самой вращающейся печи {летучих из коксуемого угля и реакционного газа), чем достигается равномерный температурный режим.

В рудовосстановительной электропечи при плавке предварительно восстановленной руды ванадий переходит в чугун, а титан — в шлак. Затем при обработке в ковше получают ванадиевый шлак, а передель­ный чугун перерабатывают на сталь.

Другие такие установки были построены на заводе в Скопле (СФРЮ) в первую очередь для производства ферромарганца и ферроникеля.

Рис. 7.8. Крупнолабораторная установка трубчатая печь-электропечь (I – V места установки термопар): 1 – механизм перемещения электродов; 2 – электропечь; 3 – разгрузочная головка; 4 – трубчатая печь; 5 – пылеуловитель; 6 – течка; 7 – питатель; 8 – скруббер; 9 – регулятор давления

В СССР в 1960—1966 гг. был разработан и используется до сих пор способ, похожий на способ "Элкем" и отличающийся от него тем, что восстановление руды во вращающейся печи заканчивают при степени металлизации железа > 90 % и плавят из горячего губчатого железа в электропечи с открытой дугой не чугун, а сталь. Этот способ был реали­зован в установке вращающаяся печь — электропечь завода "Сибэлектросталь". Эта установка (как и советские установки БМК и ЗМЗ) была использована для проведения испытаний проб окисленных окатышей, предназначенных для разработки технологии ОЭМК. Поэтому ее схема и технология описаны более подробно. Исследования проводили в крупнолабораторной и полупромышленной вращающихся печах.

Крупнолабораторная печь (рис. 7.8) с внутренним диаметром 0,75 и длиной 6 м имела угол наклона к горизонту 4° и могла вращаться с частотой до 3 мин ^-1. Ее отапливали центральной керосиновой горел­кой или путем сжигания реакционных газов и части угля воздухом, подаваемым через центральную фурму в разгрузочной головке печи. В некоторых случаях воздушное дутье обогащали кислородом.

Исходную шихту (рудоугольные или рудные окатыши, известняк и уголь) подавали из бункера в загрузочную головку трубчатой печи. Металлизованная горячая шихта из разгрузочной головки через водо-охлаждаемую течку поступала в электропечь.

Полупромышленная вращающаяся печь также входит в состав агре­гата для получения жидкого металла (рис. 7.9); она имеет внутренний диаметр 3 м, длину 21 м, угол наклона к горизонту 2°, частоту враще­ния 0,2—1,5 мин . Воздух в печь подают через пять фурм, из кото­рых три (периферийные) установлены на ее кожухе и по одной (цент- ральные) в разгрузочной и загрузочной головках печи. В качестве дополнительного топлива используют мазут, холодный или горячий (600 °С) тонкодисперсный буроугольный полукокс, нагретую до 200 °С сухую буроугольную пыль, которые могут быть поданы в печь через горелки, установленные в ее головках. Кроме того, в различное время были опробованы устройства для подачи по длине печи буроугольного полукокса под слой шихты и бурого угля в три точки через спиральные течки и отверстия в футеровке и забрасыванием с помощью воздуха через горячий конец печи на слой шихты.

Рис. 7.9. Схема полупромышленной установки для производства бескоксовой электростали завода "Сибэлектросталь": 1—конвейер; 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 - 13 - бункера известняка, концентрата и угля

Печь может работать как при противоточном, так и прямоточном движении материалов и газов. При противотоке шихтовые материалы подают через загрузочную головку, а дополнительное топливо и воздух — через разгрузочную. При прямотоке дополнительное топливо и воздух подают через загрузочную головку. Периферийные фурмы работают в любом случае. Уголь, известняк и иногда окатыши подают в печь в холодном состоянии. Обычно окатыши используют в горячем состоянии (800-1000 °С) непосредственно после окислительного обжига на сочлененной с трубчатой печью конвейерной машине площадью нагрева 6,4 м² или после нагрева в шахтном подогревателе. Конструкция обжиговой машины аналогична конструкции конвейерной печи для металлизации рудоугольных окатышей.

При противотоке отходящий газ подается на конвейерную машину или шахтный подогреватель и далее поступает на газоочистку. При прямотоке весь газ после предварительного охлаждения водой поступает на газоочистку. Температуру газа по длине вращающейся печи контролируют с помощью термопар. Непрерывно контролируют расходы воздуха и дополнительного топлива, а также давление газа.

Способы восстановления твердым восстановителем (в твердой фазе) в шахте с наружным обогревом не нашли широкого применения, хотя они, бесспорно, важны для получения небольших количеств губчатого железа. Старейшим из двух промышленно применявшихся способов является способ "Эчеверрия", разработанный в конце 50-х годов в Легаспии (Испания).

Кусковую руду или окатыши загружают в непрерывно работающую шахту из жаростойкой стали вместе с антрацитом и известняком. В верхней части шахты эти материалы подогреваются восстановительными газами, а в восстановительный зоне руда восстанавливается при температуре ~ 1050 °С. Тепло, требуемое для восстановления, подводится в столб шихты снаружи через стальной корпус, обогреваемый газовым факелом. В нижней части шахты продукт охлаждается косвенным способом водой. Принцип косвенной теплопередачи в восстановительной зоне ограничивает размеры шахты, что ставит предел и возможной производительности. Срок службы шахты тоже ограничен. Даже при потребности в губчатом железе 20 тыс. т в год требовалось 20 шахтных печей, вследствие чего в цехе было занято большое число работающих.

Фирма "Даниэли" (Буттрио, Италия) разработала в конце 70-х годов способ "Кинглор-Метор" (рис. 7.10), который по сути является усовершенствованием способа "Эчеверрия".

Рис. 7.10. Схема процесса "Кинглор— Метор":

1—руда; 2 — восстановитель; 3 — оборотный уголь; 4— подготов­ка смеси шихтовых материалов; 5 — загрузочная тележка; 6 — шихтован смесь; 7 — шахтная печь; 8 —отопление шахтной печи по зонам; 9 —охлаждающее устройство; 10 —выгрузка (губ­чатого железа); 11 — грохоче­ние; 12 — магнитный сепаратор; 13— отсос пыли; 14 —отходящие газы; 15 и 16-магнитная и не­магнитная мелкая фракция; 17 — губчатое железо

Решающими факторами, обес­печивающими экономичность процесса, были: изменение формы восста­новительной шахты (которую выполнили прямоугольной), разделение обогреваемой области на зоны, применение карбида кремния в качест­ве материала корпуса шахты и использование модульной конструк­ции. Здесь тоже нагревали в верхней части шахты кусковую руду, уголь и известняк, восстанавливали руду в восстановительной зоне при тем­пературе ~1050 °С и охлаждали полученный продукт в нижней зоне косвенным способом.

Разделение материала, выгружаемого из печи, осуществляли грохо­чением и магнитной сепарацией; затем неиспользованную часть углеродоносителя здесь тоже возвращали обратно в шихту.

По удельным капиталовложениям и эксплуатационным расходам этот способ вполне может конкурировать с процессами, обусловли­вающими производительность ≥300 тыс. т продукции в год, хотя аг­регаты этого типа соответствуют по производительности (20 тыс. т) сталеплавильным минизаводам.

7.3. Принцип работы установки П.В.

Восстановление мелкой руды газом в кипящем слое

Уже в конце 50-х годов были начаты попытки получать губчатое же­лезо из мелкой руды в кипящем слое. Из различных предлагавшихся. способов в промышленных масштабах были опробованы только три. В числе важнейших могут быть названы способы "Новальфер", Х.И.Б. и "Фиор".

Работы по способу "Новальфер" (рис. 7.11) велись в Тулузе (Фран­ция) еще до 1950 г. В кипящем слое из мелкой руды (содержащей> 90 % фракции 0,1—0 мм) при помощи газа с большим содержанием водорода получали порошок губчатого железа. На восстановительном этапе (в кипящем слое) мелкая руда, подогретая до ~ 850 °С, подвер­галась металлизации до ~ 67 %, а если требовалась более высокая сте­пень металлизации, то после охлаждения, на втором этапе восстанов­ления, при температуре ~ 580 °С этот показатель можно было довести почти до 92 %. Двухступенчатое восстановление с промежуточным ох­лаждением было принято для того, чтобы не допустить внезапного осаж­дения кипящего слоя из-за слипания частиц при превышении степени восстановления ~ 75 %. В качестве восстановительного газа использо­вали водород с близлежащего аммиачного завода, прошедший паровую конверсию с большим избытком пара, отмывку от СО₂ и подогрев.

Рис. 7.11. Схема процесса “Новальфер”

1 — руда; 2 — природный газ; 3 — предварительный подогрев руды в кипящем слое;

4 — подогреватель воздуха; 5 — воздух; 6 — бункер; 7 — охладитель; 8 — магнит­ный сепаратор; 9 — пустая порода; 10 — порошок губчатого железа со степенью металлизации 75 %; 11 — подогреватель (порошка ГЖ с первой ступени восстанов­ления в кипящем слое); 12 — скруббер системы газоочистки; 13— порошок губ­чатого железа со степенью металлизации 92 %; I и II — ступени восстановления

По способу Х.И.Б. (рис. 7.12), который был разработан как про­цесс НУ-АЙРОН в середине 50-х годов, фирма "Юнайтед Стейтс стил" построила в конце 60-х годов в Пуэрто Ордас (Венесуэла) промыш­ленную установку.

Рис. 7.12. Схема процесса ХИБ:

1 — сушка; 2 — грохочение; 3 —измельчение; 4 — двухступенчатый предварительный подогрев; 5 —двухступенчатое восстановление (до 75%); 6 — брикетирование; 7 — охлаждение в шахте; 8— природный газ; 9 — пар; 10 - паровая конверсия природ­ного газа; 11 — охлаждение; 12 — предварительный подогрев газа;13 —выходящие газы

Из мелкой фракции, получаемой при грохочении кусковой руды месторождения "Церро Боливар", на этой установке получали брикеты из губчатого железа со степенью металлизации ~70 %. Такая низкая степень металлизации была выбрана потому, что брике­ты такого качества считали более подходящим сырьем для доменной плавки, чем материал со степенью металлизации > 90 %. Целью разра­боток было повышение эффективности доменных печей при плавке таких брикетов. Восстановление доизмельченной руды (фракции 2-0 мм) осуществляли после двухступенчатого нагрева восстановительным га­зом с большим содержанием водорода в двухступенчатом реакторе с кипящим слоем. Губчатое железо, имевшее температуру ~ 700 °С, бри­кетировали в горячем состоянии.

Восстановительный газ получали из природного методом паровой конверсии с большим избытком пара, который затем охлаждали для конденсации избыточной влаги и снова нагревали перед передачей в процесс до температуры ~850 °С.

Фирма "Эссо рисёрч + энджиниринг" разработала в начале 60-х го­дов многоступенчатый процесс с использованием кипящего слоя под наз­ванием "Фиор" (рис. 7.13), по которому мелкую руду (фракция 5—0,5 мм) восстанавливали водородом с получением порошка железа, и затем этот порошок подвергали горячему брикетированию.

Рис. 7.13. Схема промышленной установки, работающей по процессу "Фиор":

1 —подготовка (обогащение) руды: 2 — кислородная (воздухоразделительная} установка; 3 — кислород; 4 - природный газ или мазут; 5 — водяной пар; 6 — частич­ное окисление; 7 —реакторы с кипящим слоем; 8 — воздух; 9 — природный газ или мазут; 70 — котел-утилизатор; 11— скруббер для промывки газа и компрессор; 12 — печь;

73 — брикетирование

При восстановлении мелкой руды в трех последовательных реакторах (перед которыми был поставлен реактор для подсушивания руды) типичная проблема слипания частиц в кипящем слое была решена на­столько, что на производственной установке в Матансасе (Венесуэла) был достигнут достаточно высокий коэффициент использования обо­рудования.

Восстановительный газ получали паровой конверсией с большим из­бытком пара, причем долю СО конвертировали в удаляемую CO₂(об­менной конверсией}, так что в цикл циркуляции восстановительного газа поступал почти чистый водород. Оборотный газ после его исполь­зования для восстановления промывали водой с целью конденсации вла­ги, образующейся при восстановлении, и вместе с только что получен­ным водородом нагревали в газоподогревателе.

Ряд неблагоприятных обстоятельств помешал довести этот процесс восстановления в кипящем слое до промышленного применения. Даль­нейшие разработки в области восстановления руды в кипящем слое на основе природного газа весьма мало вероятны.

Восстановление в конвейерной печи

Эта схема не имела промышленного успеха, однако в историческом обзоре эту небольшую группу технологических процессов нужно упо­мянуть. Восстановитель (уголь) непосредственно включается в состав окатышей, при этом тщательно перемешивается с рудой, в результате создаются хорошие условия для процесса восстановления.

Тем не менее использование тех же реакционных аппаратов, кото­рые применялись для производства сырых окатышей, в процессах пря­мого восстановления, очевидно, вызвало трудности. Оба способа, "Хит фаст" и "Дуайт-Ллойд-Макуэйн", разработанные в середине 50-х годов, не были доведены до стадии промышленного применения; к концу 60-х годов работы по ним были прекращены.

По способу "Хит фаст" (рис. 7.14), который разрабатывала фирма "Мидланд Росс", из мелкой руды вместе с тонкоизмельченным углем (или коксом) и бентонитом в барабанных окомкователях получали сырые окатыши. Эти окатыши подсушивали на решетке и затем обжи­гали в конвейерной печи при температуре от 150 до 1000 °С, а далее восстанавливали в двух зонах (температура первой зоны 1000-1150 °С, второй 1150-1250 °С), после чего охлаждали в шахте. Количество угля подбирали так, чтобы в слое на решетке создавались в достаточной ме­ре восстановительные условия. Получение равномерного восстанови­тельного потенциала, очевидно, было затруднительным.

В полупромышленной установке (при переработке до 200 тыс. т сырых окатышей в год) удалось достичь степени металлизации до 90 %. Работы над способом были прекращены, когда был получен заказ на установку меньшей производительности в Орегоне. Проект был изме­нен. Вместо установки "Хит фаст" фирма "Мидланд Росс" построила первую установку "Мидрекс", которая была пущена в эксплуатацию и успешно проработала около 15 лет.

Рис.7.14. Схема процесса "Хит фаст":

1-сушилка; 2-туннельная печь; 3- мелкая фракция; 4-решетка; 5-воздух; 6 — вход воздуха; 7 — выход воздуха; 8 — приспособление для выгрузки губчатого железа

Способ "Дуайт-Ллойд-Макуэйн" (рис. 7.15) также может быть отне­сен к группе способов восстановления с плавлением. По этому спосо­бу руду и уголь (некоксующийся) вместе с добавками подвергают мок­рому измельчению, затем фильтруют и окомковывают в чашевых оком­кователях с получением сырых окатышей. Эти окатыши сушат на аг­ломерационной машине, обжигают и предварительно восстанавливают. Окатыши, восстановленные на ~ 60 % (при температуре 900 °С), окон­чательно восстанавливают прямо в восстановительной электропечи и переплавляют с получением передельного чугуна.

Рис. 7.15. Схемапроцесса Дуайт-Ллойд-Мак-Уэйн:

1 — мелкий уголь; 2 — мелкая руда; 3 — добавки; 4 — возврат; 5 — измельчающее оборудование; 6 — насос; 7 —фильтры; 8 — чашевый окомкователь; 9 — сушка; 10 — зажигание; 11 —транспортер; 12 — агломашина Дуайт-Ллойд; 13 —весы; 14 — электропечь; 15 — эксгаустер; 16 — дымовая труба; 17 — выпуск передельного чугуна; 18 —скруббер для промывки газа; 19 — мокрый (плавающий) газгольдер; 20 - науглероживание

Что послужило причиной прекращения работ по этому способу — сравнительно высокий расход энергии или специфические технологи­ческие проблемы, — точно не известно.

С учетом того, что в долгосрочной перспективе возникнет необхо­димость применять мелкую руду и мелкий уголь (например, обогащен­ный уголь из отвалов) как восстановитель в производстве стали, целе­сообразно не забывать теоретические достижения и опыт, полученные при этом процессе, и учитывать их при обсуждении новых технологи­ческих альтернатив.

Роторные способы упоминаются здесь (хотя об их промышленном применении в настоящее время ничего не известно) потому, что в них последовательно реализуют принцип переработки неагломерирован­ного сырья и принимают специальные меры по защите огнеупорной фу­теровки, а эта задача при восстановительной плавке имеет важное зна­чение.

Разработка процесса "Доред" (рис. 7.16) была начата фирмой "Стора Копперберг" в 1960 г. в Домнарвете (Швеция) на основе процесса "Калдо".

Рис. 7.16. Схема процесса "Доред":

1 - руда (может быть подогрета) и кокс; 2 -кислород; 3- сгорание СО; 4 -отходящие газы; 5-реакционный слой; б - слой шлака; 7-слой передельного чугуна

В горизонтальную вращающуюся (с частотой до 30 мин^-1) печь загружают железорудный концентрат, известь и мелкокусковой уголь или коксовую мелочь и вдувают кислород. В ходе процесса формируют­ся три слоя (внизу — передельный чугун, в середине — шлак, вверху — восстановительный реакционный слой). Сгорание газов, выходящих из верхнего слоя, покрывает потребность в тепле на восстановление и плавление.

Процесс "Роторед" (рис. 7.17) разрабатывался Центром металлур­гических исследований в Риме (Италия) с 1971 г.

Рис. 7.17. Схема реактора "Роторед":

1 - фурмы для ввода добавок; 2 — восстановитель; 3 — оксид железа; 4 — центральная горелка

На стенку вертикаль­ной вращающейся печи загружают руду, добавки и уголь (все эти ма­териалы должны быть в мелкозернистой форме), причем частота вра­щения печи должна быть достаточно большой, чтобы материалы удер­живались на стенке (под действием центробежной силы). При помощи центральной горелки подводится энергия до тех пор, пока не пойдет реакция восстановления; после этого достаточно подавать предвари­тельно подогретый воздух, т.е. некоторое количество дополнительной энергии, чтобы поддерживать ход реакции. Футеровка печи защищена от жидких оксидов железа, так как жидкий чугун, имеющий более вы­сокую плотность, собирается непос­редственно у огнеупорной стенки.

Корпорация "Бритиш стил" (Великобритания) в 1968 г. начала раз­рабатывать процесс СИП (рис. 7.18). В слегка наклоненную вращаю­щуюся печь вдувают мелкую руду, известняк и кусковой некоксую­щийся уголь и при помощи кислородотопливной горелки в печном прост­ранстве поддерживают температуру — 2000 °С. Чугун, образующийся при быстро протекающем процессе восстановления и плавки, распола­гается непосредственно на футеровке печи, вращающейся с частотой до 200 мин^-1, и стекает в копильник, куда поступают и отходящие га­зы.

Рис. 7.18. Схема реактора СИП (центробежного получения чугуна) :

1 —горелка; 2 — топливо; 3— кислород; 4 — шихта (У— уголь, Р — руда, И —извест­няк) ; 5 — подвод охлаждающей воды; 6 —отвод охлаждающей воды; 7 —буртик для недопущения выхода шлака; 8 —ось вращения ротора; 9 —огнеупорная футеровка; Ч—чугун; Ш—шлак; М—мазут

Шлак имеет сравнительно высокое содержание железа (10—25 %), что снижает выход годного. Кроме того, не решены проблемы стойкос­ти футеровки, особенно на стороне выхода чугуна из печи.

Способы, основанные на применении электроэнергии

Способ "Элред" (рис. 7.19) разрабатывался шведскими фирмами "Стора Копперберг" и АСЭА при участии фирмы "Лурги" (ФРГ) с 1971 г. В циркулирующий кипящий слой (/) вводят мелкую руду (≤ 0,1 мм} и мелкий уголь (≤ 0,2 мм). При температуре 900—1000 °С уголь гази­фицируется воздухом, а мелкая руда восстанавливается на ~ 70 %. Из­быток угля в циркулирующем кипя­щем слое предотвращает спекание металлизованных частиц руды. Рабо­та системы регулируется по времени пребывания и температуры в реак­торе.

Рис. 7.19. Схема процесса "Элред":

1 —уголь; 2— воздух; 3 — рудный кон­центрат; 4 - псевдоожижающий газ (создающий кипящий слой); 5 —предвари­тельно восстановленная железная руда; 6 - отходящие газы; 7— известь; 8—пу­стотелый электрод; 9 — шлак; 10 — передельный чугун

Предварительно восстановленный материал вводится вместе со шлакообразующими при температуре 600-700 °С через пустотелый элект­род в рудовосстановительную электропечь постоянного тока (//). В плазме электрической дуги, возни­кающей между электродом (като­дом) и расплавом (анодом), завер­шается восстановление и плавление материала с получением чугуна, со­держащего 3-4 % углерода. В этом процессе дуга полностью закрыта шлаком.

Удаление серы и фосфора обеспечивается при внепечной обработке. Отходящие газы из кипящего слоя и из электропечи используют для сушки и предварительного подогрева шихтовых материалов и для вы­работки электроэнергии, которой покрывается вся потребность элект­ропечи. Кроме того, в сеть отдается до 400 кВт•ч на 1 т передельного чугуна.

Способ "Инред" (рис. 7.20) фирма "Болиден" (Швеция) начала раз­рабатывать в 1972 г. В плавильный циклон вдувают в потоке кисло­рода рудный концентрат, мелкий уголь и известняк. В закрученном потоке уголь газифицируется, а руда восстанавливается до FeO и рас­плавляется.

Рис.7.20. Схема процесса "Инред":

1 - мелкая руда; 2-известняк; 3-уголь; 4-кислород; 5-возврат; б- электропечь; 7 — передельный чугун; 8 — шлак; 9 — десульфурация передельного чугуна в ковше; 10 —сброс давления газа; 11 - на газоочистку

Расход энергии на эти реакции покрывается частичным сжиганием СО, полученного при газификации угля, и отходящих газов из восста­новительной печи. Расплавленный монооксид железа опускается через вспененный шлак в рудовосстановительную печь, расположенную не­посредственно под плавильным циклоном (электрошлаковую печь со­противления) , и там восстанавливается остатком углерода частично газифицированного угля. Отходящие газы, имеющие температуру ~ 1900 °С, охлаждаются в котле-утилизаторе. Выработанная при этом электроэнергия удовлетворяет потребность восстановительной печи.

Фирма СКФ (Швеция) с 1972 г. разрабатывает способ "Плазмасмелт" (плазменная плавка) (рис. 7.21). Между вольфрамовым катодом и водоохлаждающим медным анодом создается непрерывно горящая дуга, в которой газ (а также, например, и уголь) нагревается, диссоциирует (при температуре > 2000 °С) и ионизируется (> 3500 °С). Поток ато­марного или ионизированного газа может иметь высокий энергетичес­кий потенциал и отдавать свою энергию с весьма высоким коэффициен­том теплоотдачи, что способствует быстрому восстановлению и расплав­лению железной руды.

По способу "Плазмасмелт" предварительно вос­становленная мелкая руда вместе с угольным порошком и шлаковы­ми добавками пропускается в потоке (рециркулирующего) техноло­гического газа через плазменную горелку (плазматрон), расположенную на горизонте воздушных фурм небольшой доменной печи, заполненной коксом. Руда здесь окончательно восстанавливается, плавитсн и про­сачивается вниз в горн, откуда выпускают чугун и шлак, как при нор­мальной работе доменной печи. В зоне окончательного восстановления устанавливается температура 1700—2000 °С, тогда как в самом плазматроне температура достигает 3000-5000 °С.

Рис. 7.21. Схема процесса "Плазма-смелт":

1 — кокс; 2— регулирование давления; 3 — отходящий газ на осушку концентрата;

4 - подсушенный концентрат; 5 — предварительное восстановление; 6 — известь;

7 - металлизованноежелезо; 8 — плазматрон; 9 —мелкий уголь; 70 — передельный чугун; 11—шлак; 12 — окончательное восстановление и плавка

Газ проходит через коксовый слой снизу вверх, снова полностью превращается в смесь СО + Н₂ и покидает колошник с температурой 1000—1200 °С. Слой (столб) кокса в шахтной печи принимает лишь незначительное участие в реакциях и используется преимущественно как реакционное пространство, проницаемое для газа, передельного чугуна и шлака. Этот слой сглаживает небольшие колебания в поступ­лении углерода через плазматрон, обеспечивает постоянное содержа­ние углерода в чугуне и защищает футеровку печи.

Колошниковый газ (Н₂ + СО) охлаждается до ~800 °С и исполь­зуется в двухступенчатом процессе предварительного восстановления в кипящем слое, обеспечивая восстановление мелкой руды до ~ 60 %. Часть потока охлаждается, компримируется и используется как тран­спортирующий газ для предварительно восстановленной мелкой руды и в качестве технологического газа в плазматроне.

Естественно попытаться применить плазменную технологию также и для производства губчатого железа. Фирма СКФ предложила технологический процесс "Плазмаред" (плазменное восстановление) (рис. 7.22).

Рис.7.22. Схема процесса "Плазмаред":

1—железорудные окатыши; 2—отходящий газ; 3 — воздух; 4 —восстановительная печь; 5 — губчатое железо; б —десульфурация; 7 — регенерация газа; 8 — топливо; 9— генератор плазмы (плазматрон)

Углеродоносители (уголь, мазут или природный газ) превращают­ся в плазматроне в восстановительный газ, который охлаждается до ~ 900 °С и подвергается десульфурации в слое кускового доломита, а далее при температуре ~850 °С подводится в восстановительную шахт­ную печь, в которой восстанавливаются кусковые оксиды железа. Колошниковый газ из восстановительной печи возвращается в плаз­матрон.

Одна из проблем плазменной технологии при современном уровне знаний заключается в недостаточном сроке службы плазматрона.

Способы, основанные на газификации угля в плавильном газификаторе — конвертере (кипящий слой)

В этой группе способов последовательно проводится принцип при­менения угля как единственного энергоносителя для восстановления железной руды и для ее расплавления. По основным технологическим этапам процессов КР (восстановление углем), "Крупп—Коин" и "Клёкнер" — КС успешно накоплен опыт эксплуатации в промышленных масш­табах.

Разработка процесса КР (рис. 7.23) была начата в 1976 г. фирмой "Корф шталь", а в 1979 г. к ней подключилась фирма ФЁСТ. Этот спо­соб является дальнейшим логическим усовершенствованием процессов восстановления газом с получением продукта — губчатого железа, пото­му что плавка холодного губчатого железа в дуговой печи связана со все возрастающими издержками на электроэнергию. По способу КР можно перерабатывать кусковую руду, агломерат и (или) окисленные окатыши на передельный чугун с применением угля самых разнообраз­ных марок; таким образом, его можно считать альтернативой для до­менной плавки.

Рис. 7.23.  Схема процесса КР (восстановления углем)

1 — руда; 2 —циклон; 3— отходящий газ; 4 — избыточный газ; 5 – скруббер угольного газа; 6— передельный чугун и шлак;7 – горячее губчатое железо; 8 – уголь; I — восстановительная шахта; II – плавильный газификатор

Металлургический процесс протекает в двух расположенных один над другим реакторах: восстановительной шахтной печи (вверху) и плавильном газификаторе (внизу). Нижний реактор выполняет двой­ную функцию: плавит губчатое железо и обеспечивает газификацию угля. Уголь крупностью 50-0 мм без какой-либо предварительной под­готовки поступает по труботечкам в плавильный газификатор, всту­пает в головной части газификатора в контакт с газом, нагретым до температуры ~ 1200 °С, мгновенно высушивается, освобождается от газов, растрескивается и превращается в кокс. В цилиндрической части реактора кокс газифицируется кислородом, вдуваемым радиально. При этом создается стационарный кипящий слой, имеющий температу­ру ~ 1600 °С. Образующийся так называемый угольный газ содержит примерно 73 % СО, 22 % Н₂ и 1 % С0₂ (остальное - N и СН₄).

Губчатое железо, поступающее с температурой 850—900 °С из вос­становительной печи, затормаживается в своем падении через кипящий слой, прогревается и в районе расположения кислородных фурм расплав­ляется. Передельный чугун и шлак выпускают через леточное отверстие.

В восстановительную шахтную печь поступает предварительно очи­щенный в циклоне восстановительный газ, температура которого ус­танавливается на уровне ~900 С добавкой холодного угольного газа. Как и в шахтной печи прямого восстановления, шихта восстанавливает­ся в противотоке. Из шахтной печи горячее губчатое железо выгружает­ся шнеками непосредственно в плавильный газификатор. В шахтной печи нет никаких вставных элементов. В отличие от традиционных про­цессов прямого восстановления в шахту при процессе КР наряду с желез­ной рудой загружают также и добавки.

Горячий угольный газ после плавильного газификатора подвергает­ся грубой очистке в циклонах. Часть его охлаждается добавкой воды и используется для охлаждения восстановительного газа, а другая часть может быть использована (вне процесса) как избыточный газ, Колош­никовый газ из восстановительной печи тоже еще обладает достаточно высоким энергосодержанием и может быть использован для различ­ных целей.

Способы, заменяющие доменный процесс (стационарный слой)

Другие пути производства передельного чугуна с возможно более низким расходом первичной энергии имеют целью прямую конкурен­цию с доменным процессом. Ставится задачей получение полупродук­та типа передельного чугуна, который был бы равноценен передельно­му чугуну из доменной печи. Приобрели известность два таких спосо­ба: плавка губчатого железа фирмы "Сумитомо" и восстановительная плавка фирмы "Кавасаки".

Фирма "Сумитомо метал индастриз" разработала процесс получения передельного чугуна под названием "Сумитомо драй мелтинг" (рис. 7.24). Функция доменной печи — восстановление железной руды и плавка восстановленного железа при одновременном удалении при­месей реализуется в двух раздельных печах. В числе преимуществ та­кой схемы названы возможность применения кокса низкого качест­ва и получение колошникового газа с высокой теплотой сгорания при использовании угольной пыли (пылеугольного топлива), вдуваемой вместе с кислородом.

Рис. 7.24. Схема плавки губчатого железа фирмы "Сумитомо":

1 —кокс;2 — губчатое железо; 3 — шахтная печь предварительного восстановлена; 4 — руда; 5—колошниковый газ; 6 — восстановительный газ; 7 —кислород, мелкий уголь, пар; 8 — жидкий металл, шлак; 9 —печь для окончательного восстановления и плавки

В восстановительной шахтной печи от железной руды (кусковой) отнимается кислород восстановительным газом, подводимым из пла­вильного газификатора. Затем губчатое железо передается непо­средственно в плавильный газификатор и там расплавляется. При этом вырабатывается восстановительный газ. В качестве топлива в плавиль­ный газификатор загружается сверху кокс. Кислород, угольная пыль и пар (необходимый для регулирования температуры) вдуваются через сопла в нижней части печи. Расплавленный передельный чугун выпус­кается из нижней части печи, как из горна доменной печи.

Восстановительный газ получается в ходе реакции между кислоро­дом, угольной пылью и коксом в плавильном газификаторе. Он содер­жит до 70% СО и до 25 % Н₂ и имеет теплоту сгорания 6300-8000 кДж/м³, т.е. примерно вдвое более высокую, чем у обычного доменного газа. Этот газ может быть использован для выработки электроэнергии, при­вода кислородных (воздухоразделительных) установок, в нагреватель­ных колодцах и для других потребителей в сталеплавильном и прокат­ном цехах.

Благодаря применению пыли некоксующихся углей можно сэконо­мить ~ 75 % коксующегося угля. Это обусловливает значительное сни­жение капиталовложений в коксохимическое производство.

По осторожным оценкам можно принять, что издержки производст­ва на 1 т передельного чугуна по новому процессу "Сумитомо драй мелтинг" будут на ~15 % меньшими, чем при традиционном доменном про­цессе.

Процесс восстановительной плавки фирмы "Кавасаки" (рис. 7.25) представляет собой разработку начала 80-х годов; он позволяет получать передельный чугун или ферросплавы из мелких руд. Здесь также расчленяют обычный доменный процесс на две отдельные рабочие опе­рации — предварительное восстановление и восстановительную плавку. Предварительно восстановленная руда плавится на газификаторе, разде­ляется на металл и шлак, который полностью восстанавливается.

Рис. 7.25. Схема восстановительной плав­ки фирмы "Кавасаки":

А -печьпредварительного восстановле­ния; Б —печьдля окончательного восстановления и плавки; 1 — кокс низкого качества; 2— отходящий газ; 3 — мелкая руда; 4 - металлизованная мелкая руда; 5 - горячий воздух; 6 — кислород, мелкий уголь; 7 – шлак и жидкий металл

В числе преимуществ процесса названо снижение издержек на произ­водство стали на ~ 15 %. При выплавке ферросплавов (феррохрома или ферромарганца} благодаря отказу от этапа плавки в дуговой пе­чи можно ожидать экономии в расходе энергии почти на 50 %. При этом в печь предварительного восстановления загружают мелкую руду; моно­оксид углерода (СО), необходимый для восстановления, поступает из печи восстановительной плавки с высокой температурой. Степень пред­варительного восстановления (металлизации) должна составлять 60-70 %.

При выплавке ферросплавов к восстановительной среде добавляют еще и углеводороды, например метан. Сообщалось, что хромовая руда предварительно восстанавливается на 30-50 %.

В обоих случаях вырабатывается избыточный газ — в основном во­дород и монооксид углерода, который может быть использован для производства химикатов или в качестве топлива для выработки энер­гии в самом цехе.

7.3.1 Принцип работы установки «Мидрекс»

На рис.7.26 изображена принципиальная схема процесса «Мидрекс» для прямого восстановления железа из руд.

Рис.7.26. Принципиальная технологическая схема газовых потоков.

1 – промежуточный бункер; 2 – шахта печи; 3 – центральная загрузочная труба; 4 – загрузочные трубы; 5 – восстановительный газ; 6 – колошниковый газ; 7 – скруббер; 8 – технологический газ; 9 – топливный газ; 10 – компрессор; 11 – холодильник; 12 – природный газ;

13 – смешанный газ; 14 – рекуператор; 15 – реформер; 16 – водяной пар; 17 – воздух;

18 – холодильник; 19 – конвертированный газ; 20 – дымовой газ; 21 – дымосос; 22 – труба; 23 – инертный газ; 24 – питатели постоянного действия; 25 – охлаждающий газ; 26 – конвертированный газ в зону охлаждения; 27 – охлаждающий газ в топливный; 28 – технологический газ в охлаждающий; 29 – маятниковое разгрузочное устройство; 30 – газодинамический затвор; 31 – отсечной шибер; 32 – термозонды; 33 – сероочистка; 34 – подача меловой суспензии.

По системе транспорта сырья окисленные окатыши подаются в промежуточный бункер (поз. 1, рис. 7.26) шахтной печи (2), откуда они самотеком через загрузочную трубу (3) и двенадцать распределительных труб (4) поступают в зону восстановления шахтной печи, где и восстанавливаются газом по химическим реакциям:

Fe₂O₃+3H₂=2Fe+3H₂O – 880 кДж/т Fe (210000 ккал/т Fe)

Fe₂O₃+3CO=2Fe+3CO₂+250 кДж/т Fe (60000 ккал/т Fe)

Восстановительный газ (5) выходит из зоны восстановления шахты печи, окисленным до СО₂, в составе колошникового газа (6) очищается от пыли и охлаждается в скруббере (7). После охлаждения, колошниковый газ разделяется на два потока: технологический (8) и топливный (9) газы.

Технологический газ, содержащий газ-окислитель (СО₂) сжимается в двух ступенях компрессоров (10) до (1,2…1,5) бар, т.е. (120…150) кПа, а затем подается в холодильник технологического газа (11), где насыщают его необходимым количеством водяных паров. Технологический газ смешивают с подогретым очищенным газом (13), смесь подогревают в рекуператоре (14) и подают в реакционные трубы реформера (15). При технологической необходимости, используют процесс пароводяной конверсии природного газа, т.е. в технологический газ подают окислитель – водяной пар (16).

Конверсию природного газа окислителями технологического газа проводят на никелевом катализаторе в 288 реакционных трубах при температуре (900..920)⁰С.

Протекают, ранее указанные, химические реакции с участием двух видов окислителей, содержащихся в конвертируемом газе:

СН₄+Н₂О=СО+3Н₂ – 8650 кДж/м³ СН₄ (2070 ккал/ м³ СН₄);

СН₄+СО₂=2СО+2Н₂ – 10500 кДж/м³ СН₄ (2520 ккал/ м³ СН₄).

Тепло для нагрева и конверсии газовой смеси выделяется в межтрубном пространстве реформера за счет сжигания топливной части колошникового газа (9) в 120 главных и 36 вспомогательных горелках. Воздух для сгорания топливного газа подается главной (17) и вспомогательной воздуходувками.

Часть конвертированного (19) газа проходит через холодильник (18), в котором газ охлаждается водой до температуры (30…45)⁰С. Охлажденный газ используют для регулирования температуры всего потока конвертированного газа (26).

Конвертированный природный газ (после автоматической коррекции по содержанию СН₄), с заданной температурой, поступает в зону восстановления шахтной печи через 72 фурменных отверстия. Дымовые газы (20) после реформера используют в рекуператоре для подогрева воздуха, подаваемого на главные горелки, а также для подогрева смешанного и природного газов, а затем выбрасывают дымососом (21) в дымовую трубу (22). Около 10% дымовых газов содержащих СО₂ используют для получения инертного газа (23), необходимого для заполнения бункеров (хранилищ) пирофорных (не пассированных) металлизованных окатышей.

Металлизованные окатыши из зоны восстановления через питатели постоянного действия – ППД (24), поступают в зону охлаждения печи, где их температура снижается охлаждающим газом (25).

Для регулирования массовой доли углерода в окатышах и распределения температуры по высоте шахтной печи, в рабочем пространстве печи организованны перетоки холодного конвертированного газа (26) в охлаждающий газ (25), а горячего восстановительного газа из зоны восстановления – в зону охлаждения, со сбросом части охлаждающего газа в топливный газ (27) и, наконец, подача технологического и природного газов охлаждения, а природного газа – в промежуточную зону для участия в процессе металлизации (восстановления).

Выгрузка металлизованных окатышей из печи производится маятниковым разгрузочным устройством – МРУ (29), расположенным в нижней части печи (МРУ может выполнять функцию спеколомателя, устраняя аварийные ситуации на печи).

Для предотвращения утечки горючих газов и пыли из шахтной печи установлены верхний и нижний газодинамические затворы – ВГДЗ и НДЗ (30), оснащенные отсечными шиберами (31).

Металлизованные окатыши распределяют в три бункера хранения продукта перед электросталеплавильным цехом комбината и в три бункера промежуточного хранения перед отгрузкой потребителям (на установке отгрузки окатышей установлено еще два бункера).

«Реметы» – металлизованные окатыши имеющие низкую степень металлизации или содержащие углерод менее требуемых технологической инструкцией (соответственно, менее 90% и 1,2%), транспортируются от шахтной печи на закрытый склад реметов или на открытый склад окисленных окатышей для повторный металлизации (т.е. реметы дозировано направляются в поток шихты, загружаемой в установку металлизации).

Для производства пассированных (непирофорных) металлизованных окатышей, в промежуточном бункере (1) перед загрузкой шихты в печь металлизации предусмотрена обработка окисленных окатышей сырьевым шламом цементного завода или меловой суспензией (34).

Мелочь металлизованныых окатышей подвергают брикетированию (смешивание со связующим веществом – мелассой, сахарной патокой и прессование в таблетки, форма и размер которых напоминают конфеты – «подушечки»). При пресовании металлизованной мелочи сдавлииваются поры и каналы поверхности металлической «губки», что значительно снижает пирофорность металлизованного продукта. Брикеты, как и металлизованные окатыши подают в сталеплавильный цех комбината.

Обобщенная схема процесса «Мидрекс» изображена на рис. 7.27

Рис. 7.27. Схема варианта процесса «Мидрекс» с использованием окисленных окатышей (или кусковой руды):  1- окисленные окатыши; 2 – скруббер; 3 – компрессор; 4 – губчатое железо; 5 – риформер; 6 – рекуператор; 7 – природный газ; 8 – дымовая труба; 9 – отходящий газ

Стилизованная схема процесса «Мидрекс», более удобная для изучения описанной технологии, без разъяснений показана на рис.7.28.

 

 

Рис.7.28. Технологическая схема процесса «Мидрекс»

1 – воздуходувка; 2 – теплообменник; 3 – смеситель газов; 4 – конвертер; 5 – компрессор; 6, 7 – скруббер для колошникового газа; 8 – шахтная печь; 9 – вибрационный грохот; 10 – брикетировочный пресс

7.3.2. Принцип работы установки «Хил»

Одним из вариантом восстановления железа в толстом слое является процесс HyL,прошедший три технологические модификации.

Процесс HyL–I (XuЛ-I) (рис. 7.29) – восстановление руды производится в периодически действующих ретортах (рис.29) со стационарным слоем шихты. Ёмкость реторты

(100…150)т.

Рис.7.29. Реторта для металлизации по способу ХиЛ: 1-гидравлический спольз; 2-тележка; 3-привод; 4-кожух; 5-крышка; 6-загрузочная горловина; 7-площадка для обслуживания; 8-резец с рычагом для удаления губки; 9-футеровка; 10-механизм управления откидным днищем; 11-откидное днище; 12-разгрузочный желоб

.

Восстановление в неподвижном слое исключает такие недостатки процесса с движущимся по высоте печи материалом, как канальный ход (неравномерность газового потока по сечению шахты печи), образование мелочи при истирании, вынос пыли, разрушение слоя локальное спекание шихты.

На рис.7.29 показана технологическая схема установки, действующей на одном из металлургических предприятий Мексики.

Губчатое железо производится в четырёх ретортах восстановления исходного продукта (поз. 7). На рис.7.29 слева размещены агрегаты для конверсии природного газа, а справа – установки для получения железа. Мощность установок доведена до 100 т/сутки губчатого железа.

После десульфурации в аппарате (1) природный газ под­спользова паровой конверсии в конвертере (2), который предста­вляет собой печь с металлическими трубами, за­полненными керамикой с добавкой в качестве катализатора окиси ни­келя [NiO].

После конверсии в газе – восстановителе содержится 14%CO, 58%H₂, 8%H₂O, (4…5)%H₂O и 15% неразложеного CH₄.

Горячий газ осушают в парогенераторе (3) и он проходит через Котёл-утилизатор (4). В сухом газе возрастает количество восстановительных составляющих: H₂ – до 73%, а CO- до 16%. Установка имеет четыре реторты (7) диаметром 5,25м. и высотой 15м. В каждой реторте последовательно проводятся все необходимые техно­логические операции процесса металлизации руды (окатышей): пред­варительное восстановление, окончательное восстановление, охлаж­дение и науглерожевание продукта. Общая длительность, технологиче­ских циклов – 9 часов. Простои установки при выполнении горящих ремонтов реторт, их загрузки и разгрузки – 1,5 часа на один общий цикл, что обеспечивает производительность всей установки на уровне (9,5…14) т/час металлизованного продукта.

Рис.7.30. Реторта для металлизации по способу ХиЛ:

1-гидравлический спольз; 2-тележка; 3-привод; 4-кожух; 5-крышка; 6-загрузочная горловина; 7-площадка для обслуживания; 8-резец с рычагом для удаления губки;

9-футеровка; 10-механизм управления откидным днищем; 11-откидное днище;

 12-разгрузочный желоб.

Реторты пере­ставляются из одной рабочей позиции в другую, что обеспечивает циклический характер эксплуатации установки. Загрузка реторт мате­риалом и подача газа выполняется сверху. Для выгрузки готовой «губки» используется резец и специальные разгрузочные скребки. Губ­чатое железо поступает в желоб и в бункер (11), а затем по конвейеру – в сталеплавильный цех.

 Степень металлизации (75…92)%, на 1т. Го­тового продукта расходуется 380м³ природного газа и, около, 36 МДж электроэнергии. Содержание углерода в металлизованном продукте регулируется в пределах (1…2,7)%. Кроме периодичности и низкой степени металлизации недостатком ХиЛ-I является необходимость охлаждения конвентированого газа для удоления водяного пара, спользованного при конверсии, а затем – повторного нагрева газа перед подачей в реторты (7). Низко производительный процесс отличается повышенным расходом электрической и других видов энергии и поэтому не получил широкого промышленного распространения.

Устранение недостатков процесса HyL-I, в значительной мере, было достигнуто в процессе HyL-III.

Рис. 7.31. Схема процесса ХиЛ-I:

1 – кусковая руда; 2 – рудная мелочь на агломерацию; 3 – сортированная кусковая руда; 4 – природный газ; 5 – очистка природного газа от серы; 6 – газовый риформер; 7 – паровой барабан; 8 – питательная вода котла; 9 водяной пар; 10 – воздушный охладитель и водоотделитель; 11 – градирня; 12 – реторты (I - IV); 13 – колошниковый газ; 14 – водоотделитель; 15 – подогреватель; 16 – кусковая руда; 17 – губчатое железо в сталеплавильный цех; 18 – брикетирование мелочи губчатого железа; 19 – немагнитная фракция

7.4. Перспективы развития П.В.

Метод прямого восстановления железа в наши дни по принципу остался без изменения – специально подготовленная, то есть обогащенная, руда, - концентрат, где содержится основной окисел железа восстанавливается в шахтной печи с помощью твердого топлива, как это было в древности, или для этой цели используется конвертированный газ - природный метан, но преобразованный в смесь водорода и угарного газа (СО).

Как установлено в настоящее время, можно восстанавливать концентраты руды, которые еще не превращены в окатыши. Более того, оказалось, что концентрат восстанавливается даже с большей скоростью, чем изготовленные из него окатыши. Однако на пути к реализации этого процесса стоят трудности чисто технологического порядка.

Еще одним, и, конечно, наиболее интересным способом восстановления железа, является возможность – использовать чистый водород. Сам процесс восстановления пойдет достаточно быстро, более того, при этом не возникает лишних примесей: продукт восстановления – железо и вода. Однако получение и хранение водорода сопряжено со множеством чисто технических и экономических трудностей. Поэтому чистый водород пока что используют лишь для получения металлических порошков.

Как известно, черная металлургия после электроэнергетики прочно занимает второе место по расходу топливных ресурсов. И подобно ей все увеличивает свои аппетиты. Если прибавить к этому изрядную долю электроэнергии, потребляемой многочисленными комбинатами металлургической промышленности — а она стремительно растет,— становится ясно, сколь необходимо было бы найти хотя бы для специальной металлургии новые источники энергии. Так родилась идея радиационного переплава стали. Радиационные печи интересны, конечно, и тем, что их можно питать энергией самого разнообразного происхождения, лишь бы она была лучистой.

Гораздо приятнее вспомнить день рождения "мирного атома". Он датируется абсолютно точно — это пуск первой в мире атомной электростанции в городе Обнинске 26 июня 1954 года.

С тех пор освобожденная энергия атома хорошо послужила человечеству. По подсчетам некоторых специалистов, к концу века доля энергии, вырабатываемой атомными электростанциями мира, увеличится до 30—40 процентов. В разных странах строится сейчас около двухсот АЭС, причем не-прерывно улучшается технология, рождаются новые, более экономичные конструкции, наконец, с появлением так называемых бридерных реакторов -размножителей резко увеличились потенциальные запасы ядерного горючего.

Прежде чем посмотреть, как можно использовать атомную энергию в металлургии, вспомним, что собой представляет современный ядерный реактор классического типа, использующий реакцию деления ядер тяжелого металла - урана.

Процесс деления происходит в так называемой активной зоне. Там и выделяется энергия. Тепло отводится из активной зоны специальным теплоносителем - вода, тяжелая вода, жидкие металлы. Затем эту энергию утилизируют. Схема устоявшаяся, традиционная: теплообменник - турбина - генератор. И помчался по проводам электрический ток, полученный столь необычным способом. "Атомное электричество", по сути дела, работает и на металлургию, так как входит составной частью в электросистемы и, следовательно, участвует в любых устройствах электрометаллургии.

Однако под атомной металлургией мы понимаем не только использование тепла ядерного реактора. Будущий атомно-металлургический комплекс мыслится как нечто передовое во всех своих звеньях.

Современная технология получения черных металлов требует достаточно высоких температур: выплавка чугуна - 1600 градусов, нагрев – 1400 градусов, термическая обработка проката — 1250 градусов.

Прямо воспользоваться атомными реакторами пока что нельзя, так как подобная «жара» наблюдается лишь внутри активной зоны.

Перевод тепла в зону, где сравнительно спокойно, также требует особых условий. Необходимы металлические теплообменники, сооруженные из жаропрочных коррозионных сплавов. Ведь им надо выдержать одновременно воздействие сильных механических нагрузок, радиации и высокой температуры.

Таким образом, очевидно, что применение атомной энергии потребует принципиального изменения всей технологии черной металлургии.

Конечно, есть второй путь — преобразовать атомную энергию в электрическую, но всё-таки генеральный путь развития черной металлургии на базе атомной энергии иной. Надо коренным образом изменить технологию, что прежде всего означает переход к прямому восстановлению железа.

Сейчас имеются три принципиально отличающихся друг от друга вида технологических процессов такого рода с участием атомной энергии.

Первый — высокотемпературное восстановление. Процесс требует 1600 градусов. Поскольку атомные реакторы такой температуры дать не могут, главным агрегатом служит струйно-плазменный реактор, использующий для генерации плазмы - ядерную энергию.

Восстановительный газ — водород, смешанный или без посторонних примесей, расплавляет железо и его сплавы, восстанавливает, и в виде дождя жидких капель металл попадает в плавильную печь, где идут операции легирования.

Существует схема среднетемпературного восстановления, когда процесс протекает при температуре 900 градусов. Восстановитель — водород или в чистом виде, или с примесью окиси углерода. Железо, естественно, находится в твердом состоянии, образуя при восстановлении своеобразную губку.

Метод позволяет полностью без промежуточных звеньев использовать атомно-энергетическую установку. Большую часть газа-восстановителя нагревают в теплообменнике атомного реактора. Правда, там температура невелика. Но это не беда. К такому "холодному" газу можно подмешать более горячий, нагретый за счет электроэнергии ядерного реактора. Получается смесь, вполне пригодная для технологии.

Наконец, при низкотемпературном восстановлении тепло поставляется атомным реактором. Можно считать, что тут в чистом виде используется ядерная энергия.

Таковы три вида технологических процессов, которые, по мнению многих специалистов, имеют право на существование.

Конечным продуктом везде являются железо, вода и углекислый газ, причем воду можно снова использовать для получения водорода и кислорода. Таким образом, появляются реальные возможности осуществить замкнутый цикл восстановления железа, создать безотходное производство.

Металлургию будущего не без основания часто называют водородной. Использование водорода для нужд черной металлургии — реальность недалекого будущего.

Сейчас водород получают двумя испытанными методами — гидролизом воды и ее электролитическим разложением, проще говоря, электролизом. Существует, правда, химическое разложение, более выгодное, но оно не столь распространено, на что имеется ряд чисто технических причин. Поиск новых способов "продолжается, ибо важность проблемы несомненна.

В целом ряде лабораторий страны изучают взаимодействие молекул воды и так называемых энергоаккумулирующих веществ - сплавов, в состав которых входят алюминий, кальций и кремний. Опять-таки происходит разложение молекул воды, отбирается кислород и, выделяется водород.

Предварительные расчеты и первые эксперименты показали: можно получать водород с такой низкой себестоимостью, что "водородная металлургия" обретет, наконец, надежную экономическую основу. А если учесть еще полную экологическую безопасность водородных методик, то сомнений в том, что именно они и представляют собой будущее нашей старинной профессии, ни у кого не возникает.

При всей внешней таинственности наименования энергоаккумулирующие вещества - ЭАВ - встречаются достаточно часто. Их, скажем, легко получить из золы, запасы которой в нашей стране поистине неисчерпаемы.

Как видите, мы снова выяснили, что необходимо ввести в металлургию прямое водородное восстановление железа, теперь мы пришли к тому же, исходя их энергетических позиций. Кроме того, водородное производство безотходное. Значит, атомная металлургия сулит выигрыш по всем трем направлениям, на которых основано современное экономичное производство - минимум топлива и сырья, максимум забот об окружающей природе.

Разумеется, водородное восстановление - только начало технологического цикла металлургии. Но и остальные звенья - будь то конвертеры, электропечи, заводы-автоматы, аппараты малооперационной технологии - требуют хорошего исходного сырья. Им будет восстановленное водородом железо, то есть побочный продукт ядерных реакторов. Когда речь идет о научно-техническом прогрессе, нельзя ограничиваться технологическими схемами - сами по себе они ничего не решают. Необходимы новые формы содружества науки, техники и производства. Без них новшество, интереснейшие проекты, блестящие разработки ученых застрянут в лабораториях или предстанут в натуре лишь в виде небольших опытных установок, а производство, промышленность по-прежнему будет ориентироваться на "дедовскую" технологию.

Тема № 8: “ Сталеплавильное производство. Подготовка шихты.”

---

Дата добавления: 2018-04-05; просмотров: 1928; Мы поможем в написании вашей работы!

Поделиться с друзьями:

---

---

Мы поможем в написании ваших работ!