yandex.metrica
Сырье для ферросплавов

Некоторые способы подготовки сырых материалов к плавке

При осуществлении на заводе ряда технологических процес­сов, требующих применения руды различного качества, по­ступившую на завод руду необходимо складировать в сооветствии с этими требованиями и перед подачей на печи ус­реднять для обеспечения стабильности свойств. В случае необходимости руду рассеивают и измельчают или, наобо­рот, окусковывают, подвергают сушке или обжигу и пред­варительному восстановлению. Подготовка кварцитов к плавке состоит из дробления, отсева от мелочи 20—25 мм и менее, рассева на фракции в соответствии с требованиями технологии и мойке (при которой содержание глинозема в кварците снижается на 20—30 %), что позволяет снизить содержание алюминия в сплаве и улучшить технико-эконо­мические показатели производства в результате уменьше­ния количества образующегося шлака.

Восстановитель рассеивают с выделением необходимой фракции, отсевом мелочи и последующим дроблением крупной фракции, которую затем также подвергают рассеву. Необходимо усреднение восстановителя и (или) сушка его до определенной и постоянной влажности. Применяемую железную стружку необходимо дробить и прокаливать, в не­которых случаях желательна экстракция масла. Неокускованную мелочь наиболее удобно загружать в печь через по­лый электрод, что исключает применение дополнительного оборудования, кроме системы конвейеров. Через полый электрод можно загружать материал, имеющий частицы размером 0—10 мм. Однако, количество материала, загру­жаемого через полый электрод, не должно превышать 20— 30 % от общего количества шихты, так как дальнейшее Увеличение загрузки может вызвать чрезмерное охлажде­ние в зоне дуги. Загрузка мелочи через электрод имеет также следующие достоинства: увеличение производительности печи, глубины погружения электродов и коэффициента мощ­ности печи; возможность прямого воздействия на процесс путем изменения скорости подачи смеси через полый элек­трод; снижение удельного расхода электродов (до 50%) и вероятности их поломки. Использование полых электродов характерно для зарубежной практики производства карби­да кальция, ожидается их широкое применение при произ­водстве ферросплавов.

Уменьшение запасов богатых марганцевых руд и непре­рывно растущая потребность металлургии в марганце по­требовали проведения комплекса работ по использованию бедных руд при производстве марганцевых ферросплавов, так как применяемый в промышленности метод электроме­таллургического обогащения марганцевых руд становится все более дорогим по мере снижения содержания в руде оксидов марганца. Дальнейшее совершенствование обыч­ных методов обогащения марганцевых руд не облегчает ме­таллургического передела, так как фосфор только перерас­пределяется между сортами концентратов, в результате чего в более богатых сортах отношение P/Mn получается ни­же, чем в сырой руде, но зато получаются низкосортные концентраты, требующие дополнительного обогащения. В настоящее время ведутся усиленные поиски эффективных химических, пирогидрометаллургических и других методов дефосфорации и обескремнивания марганцевых руд, их брикетирование, окомкование и агломерация, производство моношихты и т. д..

Химические методы обогащения дают возможность по­лучать даже из низкосортных руд и шлаков соединения марганца высокой чистоты, но они дороги, а высокая сте­пень очистки не всегда необходима для производства фер­росплавов. В связи с этим наибольший практический инте­рес для извлечения относительно дешевого металла — мар­ганца представляют комбинированные методы обогащения марганцевых руд.

Институтом «Уралмеханобр» азотнокислотный процесс применен для доводки концентратов из карбонатных руд. В этих рудах марганец представлен родохрозитом (MnCO3) и манганокальцитом (CaMn)CO3, которые в результате обжига при 900—1000°С образуют гаусманит (Mn3O4), поэтому в СССР этот процесс называют гаусманитовым. Бла­годаря использованию этого процесса значительно снижается содержа­ние фосфора и повышается содержание марганца в конечных концент­ратах. Так, при доводке концентрата из руд Полуночного месторожде­ния содержание марганца увеличилось с 28 до 48 %, а фосфора уменьшилось с 0,13 до 0,05 %. Извлечение марганца в гаусманитовый концентрат составило 90—96 % от количества его в исходных концентра­тах, подвергавшихся доводке, что соответствует извлечению марганца 57—78 % от количества его в руде. Сущность гидрометаллургического метода, разработанного в ДМетИ, состоит в спекании при температуре ~830°С измельченной до фракции <0,16 мм марганцевой руды или концентрата с содой (Na2CO3) или содо-поташной смесью (K2CO+ Na2CO3), являющейся побочным продуктом комплексной переработки нефелинов. После выщелачивания полученного спека горячей водой фосфор и кремнезем переходят в раствор, а весь марганец остается в осадке. При обработке по этому методу низкосортного марганцевого концентрата с 32,5 % Mn, 0,24 % P и 20,8 % SiO2 был получен концентрат, содержащий 37 % Mn, 0,02 % P и 10 % SiO2. Этот метод поз­воляет снизить в концентрате или руде содержание фосфора в десять раз и кремнезема в два раза, что очень важно для снижения потерь марганца в шлаках. Преимуществом разработанного способа является возможность получения в качестве второго полезного продукта белой сажи, которая широко используется в шинной и резинотехнической промышленностях. Реализация сажи существенно снижает стоимость обогащенного марганцевого концентрата.

Сернистокислотный процесс впервые был испытан в промышленном масштабе в США. Из оксидной марганцевой руды, содержащей 18— 29 % Mn и 25—42 % SiO2, получен конечный продукт с 64,78 % Mn, 0,25 % S, 0,56 % Fe, 0,01 % P, 2,82 % SiO2. Известны и другие процессы химического обогащения марганцевых руд: сульфитный, аммонийный и др.. Более совершенные методы обогащения и дефосфорации марганцевых руд привели к получению тонкоизмельченных концент­раторов, что, в свою очередь, требует их окускования. На ЗЗФ были проведены испытания по окускованию и плавке гаусманитовых кон­центратов. В результате испытаний установлено, что наиболее прием­лемым методом подготовки к плавке концентратов после выщелачива­ния являются: для карбонатного гравитационного — агломерация; для оксидного флотационного крупностью <0,2 мм — окомкование. Из аг­ломерата был выплавлен углеродистый ферромарганец, содержащий <0,3 % P, а из окатышей — силикомарганец марки СМн-17 с 0,23 % P. Извлечение марганца в сплав соответственно составило 75,0 и 77,8 %.

Успешно решена задача получения окатышей из тонко­измельченных и флотационных концентратов. Опытные плавки, проведенные М. А. Кекелидзе, на окатышах показа­ли, что по сравнению с работой на богатых чиатурских кон­центратах производительность печи повышается на 8,8 %, удельный расход электроэнергии снижается на 8 %. Разра­ботана и широко внедрена в производство технология полу­чения агломерата из марганцевых руд (рис. 3). Агломера­ция шламов Чиатурского месторождения (~27 % Mn, ~32% SiO2 и ~5% Fe2O3) позволила получить продукт, пригодный для производства силикомарганца. Агломерация марганцевых руд широко распространена и за рубежом. Агломерации подвергают, в основном, марганцевые руды фракции <10 мм. На многих заводах для этой цели уста­новлены агломерационные установки фирмы «Lurgy» («Лурги») (ФРГ). На таких установках, в частности, про­изводится агломерация мелочи на заводе фирмы «Юнион Карбайд» в г. Боарнуа (Канада) для мощной ферромар­ганцевой печи (72 МВА, 100 тыс. т/год углеродистого фер­ромарганца), на заводе фирмы «Ниппон кокан» в г. Ниига­те (Япония), где работают две печи по 40 МВА для произ­водства ферромарганца, силикомарганца и т. д..

Технологическая схема агломерации марганцевых руд

Одновременно ведутся работы по окатыванию и брике­тированию марганцевых руд. В 1976 г. на ЗЗФ введена в эксплуатацию брикетировочная фабрика для получения брикетов из марганцевой руды и моношихтовых брикетов для выплавки углеродистого ферромарганца и силикомар­ганца по технологии ГПИ им. В. И. Ленина (А. Т. Хвичия, С. М. Мазмишвили). В работе показано, что путем термобрикетирования можно получать удовлетворительные по физико-механическим, химическим и металлургическим свойствам термобрикеты из мелких марганцевых концент­ратов и отдельных видов малофосфористых торфов. В сос­таве шихты было 60—70 % концентрата и 40—30 % торфа. Прочность на сжатие составляла 10—15 кН/на брикет.

Экономия применительно к предприятию мощностью 450 тыс. т/год марганцевого агломерата при замене послед­него рудноторфяными термобрикетами только по подготов­ке сырья может составлять ~ 5 млн. руб/год.

А. И. Хвичия с сотрудниками разработал способы под­готовки марганцевой руды к плавке методом получения мо­ношихты и брикетов моношихты из марганцевых концен­тратов и угля. Опубликованы работы, посвящен­ные изучению состава, обогащению и оценке качества хромовых руд, используемых при выплавке ферросплавов. Растет и доля порошковых руд в общей добыче их. В настоящее время масштабы промышленного обогащения хромитовых руд еще невелики. Доля хромитовых концен­тратов всех сортов в экспорте хромовых руд не превышает 8—10 %. Однако с каждым годом она увеличивается и име­ет тенденцию к быстрому росту в связи с истощением запа­сов богатых кусковых хромитовых руд. В настоящее время все более острой становится проблема получения концен­тратов этих сортов из бедных хромитовых руд путем их обогащения и последующего окомкования или брикетирова­ния полученных концентратов. В промышленной практике применяют гравитационные методы обогащения (отсадку, обогащение в тяжелых суспензиях, концентрацию на столах и на винтовых сепараторах), флотацию и сухую магнитную сепарацию в сильном магнитном поле. Для улучшения ра­боты печей при использовании порошковых хромовых руд практикуется ряд способов подготовки руды:

  1. получение и обжиг окатышей из тонкоизмельченных руды и угля при 1300 °С во вращающейся трубчатой печи и подача горячих окатышей в электропечь;
  2. агломерация руды в присутст­вии флюсов на машинах конвейерного типа;
  3. использова­ние сырых окатышей и брикетов;
  4. совместный обжиг руды и известняка в трубчатых вращающихся печах и т. д. Эффективность предварительной подготовки хромовой руды путем брикетирования шихты при производстве феррохро­ма показана в работе.

Брикеты используют на заводе фирмы «Interlake Steel» («Интерлейкстил») в г. Беверли (США), для производства силикохрома одностадийным способом, на заводе «Вейсвейлер» фирмы «Gesellschaft für Elektrometallurgie» («Гезель Шафт фюр электрометаллуржи») (ФРГ), для производства Различных сортов феррохрома. Процесс предусматривает дробление руды, брикетирование ее на валковых прессах и последующую сушку брикетов в сушильной печи. Брикет­ные фабрики предпочтительнее строить на заводах-потребителях (ферросплавных заводах) , так как брикеты плохо выдерживают транспортировку и перегрузки. Завод для производства феррохрома фирмы «Оутикумпу Ой» в г. Торнио (Финляндия) полностью работает на окатышах из тонкоизмельченного концентрата. На этом заводе отхо­дящие газы закрытой электропечи очищают и после сжига­ния используют для предварительного нагрева окатышей.

В Швеции на заводе фирмы «Ferrolegeringer» («Ферро- легерингар») в г. Трольхеттане применяют автоклавный способ окомкования мелкой хромитовой руды с получением прочных окатышей (с 1975 г.). Молотую руду (крупностью 0,2 мм) смешивают со связующим (гашеной известью и кремнистой пылью), увлажняют и окомковывают на дисков вом окомкователе, получая окатыши диаметром 15—20 мм. Кремнистая пыль поступает из фильтров, установленных за печами для выплавки силикохрома. Окатыши загружают в вагонетки и ставят в автоклавы, работающие при давлении 1,7 МПа и температуре 205 °С. Продолжительность выдерж­ки в автоклаве 8 ч. Окатыши используют для выплавки феррохрома. Оборудование рассчитано на производство 150 тыс. т окатышей в год. Управление всем процессом ав­томатизировано. На ферросплавных заводах Японии широко применяют предварительно восстановленные окаты­ши для производства углеродистого феррохрома. Рабо­та на предварительно восстановленных окатышах дает сле­дующие преимущества: обеспечивается глубокая и устойчи­вая посадка электродов в шихте, повышается коэффициент мощности благодаря возможности работать при более высо­ком напряжении, снижается на 40 % удельный расход элек­троэнергии, обеспечивается устойчивость хода печи, облег­чается переход с одной руды на другую, появляется воз­можность использовать дешевые и недефицитные виды восстановителей, улучшаются условия эксплуатации элек­тродов.

При производстве низкоуглеродистого феррохрома для получения рудоизвесткового расплава широко применяют загрузку в печь горячих руды и извести, в том числе и пос­ле совместного обжига их в трубчатых вращающихся печах. Установлена возможность предварительного восстанов­ления хромовой руды в кипящем слое. В последнее вре­мя все большее внимание уделяется вопросам окускования шихты и для выплавки кремнийсодержащих сплавов. Н. М. Дехановым и С. И. Хитриком было опробовано бри­кетирование шихты для выплавки ферросилиция. Опытной плавкой в промышленных печах была также показана возможность использования песчано-рудного агломерата для производства ферросилиция. Известно использование мело­чи в виде брикетов в производстве ферросилиция.

Для ванадиевых и ниобиевых сплавов нами разработаны и успешно опробованы в промышленных условиях методы пирометаллургического обогащения исходного сырья, что позволило получить товарные сплавы из некондиционного сырья. Перспективны работы по предварительной обработке молибденового концентрата, различным методам обработки вольфрам- и молибденсодержащих отходов перед плавкой, что значительно повышает экономичность процесса и ка­чество получаемых сплавов. Выбор вида сырых материалов и метода их подготовки к плавке должен быть сделан на основе экономического анализа конкретных условий орга­низации производства ферросплавов в данном районе с учетом стоимости материалов и транспортных издержек, объема производства, качества получаемой продукции, сто­имости электроэнергии, необходимых капитальных вложе­ний, ожидаемых эксплуатационных расходов и т. п.

0

Нажмите здесь, чтобы оставить комментарий