Подготовка железных руд к доменной плавке. Агломерация.

Чем тщательнее подготавливают руду к доменной плавке, тем выше производительность доменной печи, ниже расход топли­ва и выше качество выплавляемого чугуна. В конечном итоге стремятся снабжать доменную печь ших­той, состоящей только из двух компонентов: офлюсованного железорудного сырья и кокса определенной оптимальной крупности, не содержащих мелкой фракции. 

Важным резервом повышения производительности доменных печей и снижения расхода топлива является увеличение со­держания железа в шихте. Его увеличение на 1 % позволяет снизить расход кокса на 2—2,5 %и настолько же увеличить производительность печи.

Кроме того, при росте содержания железа в шихте снижа­ется выход шлака при доменной плавке, что ведет к повыше­нию технико-экономических показателей плавки.

Поэтому повышение однородности шихты по кусковатости и химичес­кому составу и увеличение содержания железа в шихте край­не необходимы. В зависимости от характеристики добываемой руды применяют следующие методы подготовки руды: а) дробление;  

б) сортировку; в)   обогащение; г) усредне­ние; д) окускование.

Дробление и измельчение. Руда, извлеченная из земных недр неоднородна по своему гранулометрическому составу. При открытой добыче размер отдельных кусков дости­гает 1000-1200 мм, а при подземной 300-800 мм. Для дальнейшего использования руда такой крупности должна быть предварительно подвергнута дроблению. Дробле­ние представляет собой процесс уменьшения размера кусков твердого материала его разрушением под действием внешних сил и имеет целью придание кускам материала определенной крупности.

Размер крупности кусков дробленой руды определяется способом ее дальнейшей переработки и типом руды. Для до­менной плавки верхний предел крупности кусков руды сос­тавляет 40—100 мм, для мартеновской плавки 20—40 мм, для агломерации 6—10мм, а для обогащения в ряде случаев тре­буется получение материала крупностью менее 0,1 мм. Чем тоньше измельчена руда, тем полнее рудные зерна могут быть отделены от пустой породы в процессе обогащения. Поэтому дробление часто дополняют измельчением руды.

Дробление и измельчение руды - энергоемкий и дорого­стоящий процесс. На обогатительных фабриках стоимость процесса дробления и измельчения руды составляет от 35 до 70 % от расходов на весь цикл обогащения, а стоимость дробильных устройств достигает 60 % стоимости оборудова­ния фабрики. Поэтому всегда желательно соблюдать принцип "не дробить ничего лишнего", т.е. дробить руду только до нужных размеров и только в необходимом количестве.

Для выполнения этого принципа процесс дробления руды разделяют на несколько стадий и перед каждой из них про­водят классификацию (рассев) с целью выделения готовых по размеру кусков и мелочи, чтобы не подвергать их повторно­му дроблению.

Обычно различают следующие стадии дробления: крупное дробление — от кусков размером 1200 мм до получения кус­ков размером 100—350 мм; среднее дробление — от 100—350 до 40—60 мм и мелкое дробление — от 40—60 до 6—25 мм; из­мельчение — от 6—25 до 1 мм; тонкое измельчение — менее 1 мм. Крупное, среднее и мелкое дробление осуществляют в аппаратах, называемых дробилками, а измельчение — в мель­ницах. Дробление можно выполнять следующими методами: раздавливанием, истиранием, раскалыванием, ударом и соче­танием перечисленных выше способов (Рис. 2.1).

 

Рис. 2.1.Схематическое изображение основных способов дробления: а - раздавливание; б - исти­рание;

в - раскалывание; г - удар.

 

Основные типы применяемых дробилок представлены на Рис. 2.2.

Щековые дробилки служат для крупного и среднего дробления. Схема одной из разновидностей щековых дробилок показа­на на Рис. 2.2, а. Дробимую руду загружают сверху в зазор между неподвижной щекой 1 и подвижной 2, подвешенной на оси 3. Привод дробилки через шкив 4 вращает эксцентриковый вал 5, при этом шатун 6 двигается вверх-вниз.

Рис. 2.2. Схема устройства дробилок: а- щековой; б — конусной; в — молотковой; г — валковой

 

При подъеме шатуна распорные плиты 8 нажимают на подвижную щеку 2, она сближается с неподвижной и происходит дробле­ние кусков руды; при опускании шатуна подвижная щека отходит назад под воздействием пружины 7 и тяги 9 ичерез зазор между щеками снизу высыпается дробленая руда.

В конусных дробилках (Рис. 2.2, б) основными рабочими элементами являются неподвижный 11 и подвижный 12 конусы, в зазор между которыми сверху засыпают дробимую руду. Верх вала 14 подвижного конуса закреплен в шарнире 13, а его нижней части придают с помощью приводного вала 15, зубчатой передачи 16 и эксцентрика 10 вращательное движе­ние. Подвижный конус при этом перекатывается по внутрен­ней поверхности неподвижного конуса и в месте сближения конусов происходит дробление кусков, а с противоположной стороны через кольцевую щель просыпается дробленый про­дукт. Конусные дробилки применяются для крупного, среднего и мелкого дробления.

Молотковые дробилки (Рис. 2.2, в) применяют для крупно­го, среднего и мелкого дробления мягких и средних по твердости пород. Дробилка состоит из корпуса, внутри ко­торого закреплены массивные отбойные плиты 17. В опорах конуса установлен вращающийся с большой скоростью вал 19 с насаженными на него несколькими дисками 18, на которых шарнирно закреплены стальные молотки (билы) 20. Дробление происходит в результате ударов, наносимых кускам материа­ла молотками; выдача дробленой руды происходит через от­верстия колосниковой  решетки.

Валковые дробилки применяют для среднего и мелкого дробления пород средней крепости. Чаще применяют двух- и четырехвалковые дробилки. В двухвалковой дробилке (Рис. 2.2, г) дробление происходит между двумя вращающимися валками 23; оба валка приводные, один из них закреплен в раме 22 жестко, второй — подвижный и прижимается к непод­вижному пружиной 24 либо гидравлическим, либо пневмогидравлическим устройством. Валки бывают гладкими и иногда рифлеными или зубчатыми.

Для тонкого измельчения руд применяют шаровые мельницы и в последнее время мельницы бесшарового помола. Шаровая мельница (Рис. 2.3, а) представляет собой вращаемый через зубчатый венец 5 футерованный плитами из износостойкой стали барабан 4 с полыми цапфами 2. Барабан почти наполо­вину заполнен чугунными или стальными шарами 3. Куски руды вместе с водой подают в цапфу через устройство 1, в барабане куски, испытывая удары падающих шаров, раскалы­ваются, раздавливаются и истираются; измельченный продукт с водой (пульпа) выдается через противоположную цапфу ба­рабана.

 

 

Рис. 2.3. Шаровая мельница (а) и мельница для бесшарового помола (б)

 

На Рис. 2.3, б показана мельница бесшарового помола типа "Аэрофол". Крупные и мелкие куски руды вместе со сжатым воздухом вводят через питатель 2 во вращающийся барабан 1. Крупные куски играют роль дробящих шаров; измельченный продукт уносится воздухом через пустотелую цапфу в шахту выдачи 3, а затем скапливается в пылеуловителях.

 

Грохочение и классификация. Разделение или сортировку материалов на классы крупности при помощи решеток или механических сит называют грохоче­нием, а разделение в воде или воздухе на основе разности скоростей падения зерен различной крупности - гиравлической или воздушной классификацией. Грохочением обычно раз­деляют материалы до крупности более 1 - 3 мм, а более мелкие –  классификацией.

Материал, поступающий на грохочение, называют исход­ным, остающийся на сите — надрешетным продуктом, прошед­ший через отверстия сита — подрешетным продуктом.

Аппараты для грохочения называют грохотами, их основ­ным рабочим элементом является решето или сито. Наиболь­шее распространение получили различные грохоты с колеба­тельным движением решета; ограниченное применение находят неподвижные грохоты, а также барабанные, валковые или роликовые.

Придание решету колебательных движений сильно повышает производительность и к.п.д. грохота (до 95-98 %). Из подобных грохотов в последнее время широко применяют самобалансные и самоцентрирующиеся инерционные грохоты, схемы которых представлены на Рис. 2.4.

Рис. 2.4. Схемы самобалансного (слева) и  самоцентрирующегося (справа) инерционных грохотов.     Самобалансный грохот: 1 – короб; 2 - просеивающее решето; 3 – пружины; 4- дебалансные валы; А↔А – направление колебания короба.

Самоцентрирующийся грохот: 1 – короб; 2 – сито; 3 – диски; 4 – пружины; 5 - эксцент­риковый вал; 6 – привод; 7 - про­тивовесы (дебалансы).

Гидравлическая классификация (разделение) тонкоизмель­ченных руд основана на том, что в воде более крупные час­тицы оседают быстрее, чем мелкие. Существует несколько разновидностей гидравлических классификаторов, наиболее распространенным является спиральный классификатор. Он выполнен в виде наклонного желоба, внутри которого распо­ложены продольные вращающиеся двухзаходные спирали. В же­лоб подают рудную пульпу; крупные частицы оседают на дне желоба и выносятся из желоба через его верх вращающимися спиралями, а мелкие частицы с водой сливаются из нижнего конца желоба. В маловодных районах применяют воздушную классификацию.

 

Обогащение. Руды, добываемые из недр земли, часто не удовлетворяют требованиям металлургического производства не только по крупности, но и в первую очередь по содержанию основного металла и вредных примесей, а потому нуждаются в обогаще­нии.

Под обогащением руд понимают процесс обработки полез­ных ископаемых, целью которого является повышение содер­жания полезного компонента путем отделения рудного мине­рала от пустой породы или отделения одного ценного мине­рала от другого. В результате обогащения получают готовый продукт — концентрат, более богатый по содержанию опре­деленного металла, чем исходная руда, и остаточный про­дукт — хвосты, более бедный, чем исходная руда.

Все применяемые на практике способы обогащения руд ос­нованы на использовании различий в физических и физико-химических свойствах слагающих руду минералов. При хоро­шей размываемости минерала водой применяют промывку; при различной плотности – гравитационное обогащение, при магнитной восприимчивости — магнитное обогащение. На исполь­зовании различных физико-химических поверхностных свойств основана флотация. Выбирая оптимальный способ обогащения, оценивают также экономическую эффективность того или ино­го способа.

Промывка. Промывка представляет собой процесс разруше­ния и диспергирования глинистых и песчаных пород, входя­щих в состав руды. Ее применяют для руд с плотными разно­видностями рудных минералов, не размываемых водой, и с рыхлой пустой породой. К ним чаще всего относятся буро-железняковые руды. При обогащении промывкой потоки воды размывают и уно­сят глинистые и песчаные частицы, а также мелкую руду. Поэтому промывке обычно подвергают крупнокусковые руды, а мелкие классы направляют на дальнейшее обогащение другими методами.

Основными агрегатами для обогащения промывкой служат бутары, скрубберы, корытные мойки и промывочные башни.

Бутара представляет собой вращающийся цилиндр с решет­чатой поверхностью. Руда внутри барабана продви­гается вперед, скользя и перекатываясь по его стенкам. Ввиду наличия коротких уголков, укрепленных внутри бутары под прямым углом к направлению скольжения, куски руды разбиваются. Разрыхлению способствует вода, подаваемая из оросительной трубы, расположенной вдоль барабана. Вода с растворенной частью пустой породы и мелкими зернами руды проходит через отверстия бутары, а крупный отмытый мате­риал удаляется через разгрузочный торец конуса. Выход годного концентрата равен примерно 75 % при относительно высоком содержании железа в хвостах (25-26 %).

Более совершенной является корытная мойка, которая представляет собой наклонное корыто длиной 2,6—7,8 м, шириной 0,8—2,7 м и глубиной в нижней части до 2,1 м. По оси корыта расположены два вала с лопастями, которые вращаются в противоположных направле­ниях с частотой 8—20 об/мин. Материал поступает в нижнюю часть корыта, на 2/3 заполненную водой, и передвигается лопастями навстречу струе воды, которая подается под дав­лением в верхнюю часть корыта. С одного конца корыта избыток воды уходит в слив, унося с собой размытую породу, а с другого конца корыта промытая руда выдается лопастями. Степень извлечения железа составляет 85—89 %.

 

Схема корытной мойки

Гравитация. При гравитационном обогащении минералы разделяются по плотности. Гравитация может быть воздушной или мокрой. Воздушную гравитацию для обогащения железных руд не применяют, поскольку их рудные и нерудные минералы сравнительно мало отличаются по плот­ности. При мокрой гравитации в качестве жидкости обычно используют воду, но при­меняют и более тяжелые среды. Наиболее распространенным методом является мокрая отсадка, при которой зерна различного удельного веса рас­слаиваются под действием струи воды, пульсирующей в вер­тикальном направлении. При этом более легкие зерна вытес­няются в верхний слой, а более тяжелые осаждаются внизу.

Сравнительно простой и совершенный способ - это грави­тационное обогащение в тяжелых средах. Руду погружают в жидкость, плотность которой больше плотности пустой поро­ды. Тяжелые зерна рудного минерала осаждаются на дно, а частицы пустой породы всплывают. В качестве жидкости, обладающей высокой плотностью (около 2800—3000 кг/м³) применяют тяжелые суспензии — взвеси тонкого порошка какого-либо твердого тела, например ферросилиция (для обогащения железных руд) или свинцового блеска (для обогащения руд цветных метал­лов).

Для гравитационного обогащения применяют сепараторы или спиральные классификаторы.

Барабанный сепаратор

Магнитная сепарация. Наиболее распространенным спосо­бом обогащения железных руд является магнитная сепарация, основанная на различии магнитных свойств железосодержащих минералов и частиц пустой породы.

К сильномагнитным железорудным минералам относят магнетиты, титано-магнетиты, к слабомагнитным относят гематиты, бурые железняки и сидериты, а к немагнитным относят кварц, кальцит, полевой шпат и другие.

Магнитное обогащение заключается в том, что подготов­ленную соответствующим образом руду (дробленую до высокой степени раскрытия рудного зерна), содержащую магнитный минерал, вводят в магнитное поле, создаваемое магнитами. Силовые линии магнитного поля сгущаются в зернах магнит­ного минерала, намагничивают их, вследствие чего зерна притягиваются магнитом и, преодолевая постояннодействующие силы (тяжести, центробежные, сопротивления водной среды и др.), движутся в одном направлении, в то время как немагнитные зерна под действием этих сил движутся в другом направлении.

Магнитное обогащение осуществляют в аппаратах, назы­ваемых магнитными сепараторами, в которых магнитное поле создается электромагнитами постоянного тока или магнитны­ми системами, состоящими из постоянных магнитов. Магнитное обогащение железных руд осуществляют метода­ми мокрой и сухой магнитной сепарации, а также комбиниро­ванными методами (сухая сепарация с последующей мокрой).

Для обогащения магнитных железных руд крупностью более 3—6 мм применяют только сухую магнитную сепарацию; руды меньшей крупности можно обогащать как сухим, так и мокрым методами, но применяют в основном мокрую сепарацию, по­скольку при этом устраняется пыление. Для руд крупностью менее 0,1 мм применяют только мокрую сепарацию.

По конструктивным признакам различают сепараторы бара­банные, ленточные, шкивные, роликовые и кольцевые. Наи­большее распространение для обогащения магнетитовых руд получили барабанные сепараторы. Схема устройства и работы барабанного сепаратора для сухого обогащения показана на Рис. 2.5. Внутри вращающегося барабана 1 из немагнитной стали закреплены неподвижные электромагниты 2. Обогащае­мую руду подают на барабан сверху; частицы магнетита притягиваются электромагнитом к поверхности барабана и перемещаются на ней до выхода из зоны действия магнита. Здесь они под действием силы тяжести падают вниз в приемный бункер концентрата. Немагнитные частицы ссыпаются с барабана там, где его поверхность перестает быть опорой частиц (крайнее правое положение), они попадают в бункер пустой породы (хвостов).

 

                                              Питание                                           

 

 

                                                                                       

Концентрат

 

Рис. 2.5. Схема барабанного электромагнитного сепаратора для сухого обогащения крупных руд

Для слабомагнитных руд (гематит и др.) перспективным способом повышения магнитных свойств до уровня, необходи­мого для их обогащения на простых магнитных сепараторах долгое время считался магнетизирующий обжиг. Он заклю­чается в том, что железную руду нагревают во вращающейся трубчатой печи или печи кипящего слоя до 600-800 °С в восстановительной атмосфере; при этом Fe₂O₃ восстанавли­вается до Fe₃O₄, обладающего высокими магнитными свойст­вами. Но после многолетнего опробования от этого способа в настоящее время отказались в связи со сложностью, высо­кой стоимостью и загрязнением окружающей среды выбросами обжиговых печей.

Для обогащения слабомагнитных руд ограниченное приме­нение находят валковые сепараторы с сильным магнитным по­лем, в них пульпа проходит через создаваемое между двумя магнитными Полюсами поле напряженностью ~ 1300 кА/м. Однако эти сепараторы сложны по устройству и малопроиз­водительны. Для тонкоизмельченных слабомагнитных руд (крупность частиц < 0,8 мм) применяются полиградиентные сепараторы сильного магнитного поля, в которых рабочее пространство между магнитными полюсами заполнено, напри­мер, стальными шарами. В точке касания шаров создается очень высокая напряженность магнитного поля, и при про­пускании через него пульпы из нее выпадает выделяемый ми­нерал.

Флотация. Под флотацией понимают метод обогащения, основанный на различии физико-химических свойств поверх­ностей различных минералов. Для обогащения руд применяют только пенную флотацию. Она базируется на том, что одни минералы (в тонкоизмельченном состоянии в водной среде), не смачиваются водой, прилипают к пузырькам воздуха и поднимаются или, как говорят, всплывают и флотируют на поверхности подобно воздушному шару, образуя минерализо­ванную пену. Это — гидрофобные тела. Другие минералы сма­чиваются водой, не прилипают к воздушному пузырьку и остаются в пульпе. Это — гидрофильные тела.

Для повышения эффективности флотации используют флота­ционные реагенты трех видов: коллекторы, регуляторы и вспениватели. Коллекторы — это органические вещества, избирательно адсорбирующиеся на поверхности минерала и усиливающие их гидрофобные свойства; для разных минера­лов — это различные вещества. Регуляторы — это многочис­ленные реагенты, одни из которых (активаторы) активизи­руют флотацию минералов, а другие (депрессоры) подавляют ее. Вспениватели способствуют созданию обильной минерали­зованной пены.

Обычно пенный продукт флотации состоит из зерен полез­ных минералов (концентрата), но так как различные флота­ционные реагенты могут действовать на минералы избира­тельно, то в некоторых случаях флотацию ведут так, чтобы всплывали неполезные минералы — минералы пустой породы (хвосты). В первом случае процесс называют прямой флота­цией, во втором — обратной флотацией.

Флотационные машины, в которых осуществляется флота­ционный процесс, по своему действию делят на механичес­кие, пневматические и комбинированные. В первых для пере­мешивания пульпы и засасывания воздуха используют механи­ческие мешалки, во вторых воздух подается по специальным трубкам под небольшим давлением, в третьих перемешивание происходит мешалками с дополнительной подачей воздуха. Наиболее широкое распространение получили механические флотационные машины (Рис. 2.6).

 

Рис. 2.6. Схема действия меха­нической флотационной машины

 

При вращении вала 1 мешалки 6 создается разрежение, пульпа и воздух за­сасываются в зону перемешивания и аэрации I. Пульпа, поступающая по трубе 2 в эту зону, смешивается с воздухом и отбрасывается центробежной силой ме­шалки кверху и в стороны. В зоне разделения II воздушные пузырьки, несущие минерал, поднимаются, а гидрофильные частички возвращаются в зону перемеши­вания через отверстия в разделительном диске. В зоне концентрации III мине­рализованная пена собирается выше перегородки 4, отделяющей ее от разгру­зочной стороны машины, и снимается вращающимся гребком 3, а промежуточный продукт спускается через специальное отверстие 5 в следующую машину. Флотацию широко применяют для обогащения руд цветных металлов.

Усреднение. Химический состав добываемых железных руд непостоянен, и это обстоятельство вызывает при их дроблении непостоянст­во гранулометрического (зернового) состава. Неоднород­ность химического и гранулометрического состава шихты крайне отрицательно влияет на показатели работы доменных печей. Особо важное значение имеет постоянство содержания железа, так как снижение его содержания приводит к разо­греву печи, а повышение — к похолоданию. Следует также обеспечить, постоянство по основности пустой породы шихты с тем, чтобы обеспечить стабильность состава шлака. Рекомендуется так подготавливать шихту, чтобы отклонения по содержанию железа от среднего его содержания не превышали ±0,3—0,5 %.

Большое значение имеет и однородность шихты по кусковатости. Особо вредное влияние оказывает наличие мелочи в шихте. Так увеличение содержания мелочи в шихте (< 3 мм) на 10 % приводит к увеличению расхода кокса на 4-7 %.

Вопросы оптимизации гранулометрического состава шихты решаются путем дробления агломерата и отсева мелочи от окускованной шихты, а задача усреднения железорудных материалов по химическому составу решается, в основном, на складах, где хранят запас руды перед агломерацией или окомкованием (механизированные склады для усреднения или же рудные дворы в старых доменных цехах). Усреднение здесь обеспечивается за счет формирования рудного штабеля горизонтальными слоями и забора руды из штабеля поперек слоев: привозимую руду укладывают в штабели, рассыпая ее тонким слоем по всей длине штабеля и так слой за слоем до получения требуемой высоты штабеля (до 17 м); забирают же руду с торца штабеля сверху донизу так, чтобы, например, грейфер захватывал одновременно большое число слоев. Это обеспечивает усреднение отгружаемой со склада руды.

Окускование железорудного сырья.Окускование — это процесс превращения мелких железорудных материалов (руд, концентратов, колошниковой пыли) в кус­ковые необходимых размеров, применение которых значитель­но улучшает показатели работы металлургических агрегатов. Для подготовки сырья к доменной плавке широко применяются два способа окускования: агломерация и окомкование.

Агломерация. Это процесс окускования мелких руд, кон­центратов и колошниковой пыли спеканием в результате сжи­гания топлива в слое спекаемого материала. Наиболее рас­пространены ленточные агломерационные машины со спеканием слоя шихты на движущейся колосниковой решетке при просасывании воздуха через шихту.

Продукт спекания (агломерации) — агломерат представля­ет собой кусковой пористый продукт черного цвета; упро­щенно можно характеризовать его как спеченную руду или спеченный рудный концентрат.

Агломерацию следует рассматривать шире, чем скускование, так как при этом удаляются некоторые вредные примеси (сера и частично мышьяк), разлагаются карбонаты и получа­ется кусковой пористый, к тому же офлюсованный материал. По существу — это металлургическая подготовка руд к плав­ке.

Шихта агломерации и ее подготовка. Основные составляю­щие агломерационной шихты (см. Таблицу 2.1.) — железосодержащие материалы (рудный концентрат, руда, колошниковая пыль); возврат (отсеянная мелочь ранее произведенного агломерата); топ­ливо (коксовая мелочь); влага, вводимая для окомкования шихты; известняк, вводимый для получения офлюсованного агломерата.

Кроме того, в шихту зачастую вводят известь, что улучшает комкуемость шихты, повышая ее газопроницаемость и прочность агломерата; мар­ганцевую руду для повышения со­держания марганца в чугуне и прокатную окалину, шламы и другие материалы, вносящие оксиды железа.

 Таблица 2.1. Состав агломерационной ших­ты

Компоненты	Содержание, %
Железосодержащие материалы (руда, концентрат, колош­никовая пыль) крупностью не более 8 мм	40-50
Известняк крупностью не более 3 мм	20—30
Возврат (мелкий агломерат) крупностью не более 10 мм	20—30
Топливо крупностью не более 3 мм	4—6
Влага	6-9

Подготовку шихты, как и спекание, ведут на агломера­ционных фабриках. Подготовка шихты должна обеспечить усреднение, необходимую крупность, дозирование компонен­тов шихты, смешивание и окомкование ее.

Составляющие шихты из бункеров, где они хранятся, вы­дают с помощью весовых и объемных дозаторов. Дозирование должно обеспечить требуемый состав агломерата.

Для обеспечения равномерного распределения компонентов по всему объему шихты необходимо осуществлять хорошее смешивание шихты, что обычно проводят во вращающихся ба­рабанах, сначала в смесительном, а затем в окомковательном. На некоторых аглофабриках эти операции совмещают в одном барабане.

При подаче в барабан воды, разбрызгиваемой над поверх­ностью шихты, происходит окомкование ее вследствие дейст­вия возникающих между частичками материала капиллярных сил. Окомкованная шихта характеризуется более высокой газопроницаемостью. Большое влияние на комкуемость, а, следовательно, и газопроницаемость оказывает содержание влаги в шихте. Газопроницаемость шихты возрастает по мере увеличения влажности до 6—9 %, а при превышении этой величины шихта превращается в полужидкую массу, газопро­ницаемость которой низка. После окомкования шихту транс­портируют к спекательной машине.

   Воздух           Воздух        Воздух

 

Рис. 2.7. Схема агломерационного процесса:

а — начало процесса; б — промежуточный      момент; в — конечный момент; А - агломерат;

Ш — шихта

 

       

       К эксгаустеру

 

Процесс спекания. Схема процесса представлена на Рис. 2.7. На колосниковую решетку 1 конвейерной ленты за­гружают так называемую "постель" 2 высотой 30—35 мм, сос­тоящую из возврата крупностью 10—25 мм. Затем загружают шихту (250—350 мм). Под колосниковой решеткой создают разрежение около 7-10 кПа, в результате чего с поверхнос­ти в слой засасывается наружный воздух.

Чтобы процесс начался, специальным зажигательным устройством нагревают верхний слой шихты до 1200—1300 °С, и топливо воспламеняется. Горение поддерживается в ре­зультате просасывания атмосферного воздуха. Зона горения высокой около 20 мм постепенно продвигается сверху вниз (до колосников) со скоростью 20-30 мм/мин.

В зоне горения температура достигает 1400-1500 °С. При таких температурах известняк СаСО₃ разлагается на СаО и СО₂, а часть оксидов железа шихты восстанавливается до FeO. Образующиеся СаО и FeO, а также оксиды шихты SiO₂, Fe₃O₄, Fe₂O₃, A1₂O₃ и др. вступают в химическое взаимо­действие с образованием легкоплавких соединений, которые расплавляются. Образующаяся жидкая фаза пропитывает твер­дые частицы и химически взаимодействует с ними.

Когда зона горения опустится ниже мест образования жидкой фазы, просасываемый сверху воздух охлаждает массу, пропитанную жидкой фазой, и последняя затвердевает, в ре­зультате чего образуется твердый пористый продукт — агло­мерат. Поры возникают в результате испарения влаги и про­сасывания воздуха. Продвижение через слой шихты сверху вниз зоны, в которой происходит горение топлива и форми­рование агломерата (т.е. спекаемого слоя) длится 8—12 мин и заканчивается при достижении постели (см. Рис. 2.7, в).

Рассмотрим основные химические реакции, протекающие при агломерации. Горение топлива происходит по реакциям:

С + 0,5О₂ = СО; С + О₂ = СО₂.

В отводимых продуктах горения отношение СО₂: СО равно 4 – 6, но вблизи горящих кусочков кокса атмосфера восстано­вительная (преобладает СО), что вызывает восстановление оксидов железа. Большая часть непрочных оксидов Fe₂O₃ превращается в Fe₃O₄ в результате восстановления: 3Fe₂O₃ + СО = 2Fe₃O₄ + + СО₂, либо в результате диссоциации: 6Fe₂O₃ → 4Fe₃O₄.

Часть оксидов Fe₃O₄ восстанавливается до FeO:  3Fe₃O₄ + + СО = 3FeO + СО₂. Содержание FeO в агломерате обычно на­ходится в пределах 7-17 %, оно возрастает при увеличении расхода кокса на агломерацию; одновременно уменьшается остаточное содержание Fe₂O₃.

Известняк разлагается по реакции СаСО₃ → СаО + СО₂,  идущей с поглощением тепла.

При агломерации удаляется сера и частично (около 20 %) мышьяк. Сера в шихте обычно находится в виде сульфида же­леза FeS₂ (пирит), а иногда в виде сульфатов CaSO₄ • 2Н₂О (гипс) и BaSO₄ (барит). Пирит в условиях агломерации окисляется по нескольким реакциям, одна из них: 3FeS₂ + + 2О₂ = Fe₃O₄ + 6SO₂. Гипс и барит разлагаются при 1200— 1400 °С по реакциям CaSO₄ = СаО + SO₃; BaSO₄ = BaO + SO₃.

В процессе агломерации выгорает 90—98 % сульфидной се­ры, а сульфатной 60-70 %. Нижний предел относится к офлю­сованному агломерату, а верхний к неофлюсованному.

Протекает много реакций взаимодействия между оксидами шихты, в результате чего образуются десятки различных хи­мических соединений: железокальциевые оливины

(СаО)_х · (FeO)_2-x · SiO₂ (t_плав= 1130°С), ферриты  кальция CaO·2Fe₂O₃ (t_плав= 1230 °C)  и

CaO·Fe₂O₃ (t_плав = 1216 °С), силикаты кальция CaO-SiO₂ (t_плав= 1540 °С) и 2CaO·SiO₂ (t_плав = 2130 °С), магнетит, стекло (силикатное железистое).

Офлюсованный агломерат и его свойства. В настоящее время производят офлюсованный агломерат, т.е. в шихту агломерации вводят известняк, чтобы агломерат содержал СаО и его основность CaO/SiO₂ составляла 1-1,4 и более. Это позволяет работать без загрузки известняка в доменную печь.

Агломерат разных заводов содержит, %: Fe_общ 47—58; FeO 9-17; Мп 0,2-0,6; SiO₂ 8-13; А1₂О₃ 1,0-2,5; СаО 8-17; MgO 1-3; S 0,03-0,1.

Основные преимущества офлюсованного агломерата:

1. Исключение из доменной плавки эндотермической реак­ции разложения карбонатов, а следова­тельно, снижение расхода кокса.

2. Улучшение восстановительной способности газов в самой доменной печи вследствие уменьшения разбавления их ддиоксидом углерода, получаемым от разложения карбонатов.

3. Улучшение восстановимости агломерата, так как из­весть вытесняет оксиды железа из трудновосстановимых си­ликатов железа.

4. Улучшение процесса шлакообразования, так как в офлюсованном агломерате оксиды плотно контактируют друг с другом.

5. Уменьшение числа материалов, загружаемых в доменную печь.

В конечном итоге, применение офлюсованного агломерата приводит к сокращению расхода кокса на 6—15 %.

Качество агломерата оценивают рядом параметров: он должен быть в кусках определенной крупности, должен иметь высокую прочность в холодном и в горячем состоянии, высо­кую восстановимость, высокую температуру размягчаемое™. Агломерат не должен содержать фракций < 5 мм, поскольку мелочь сильно снижает газопроницаемость шихты в доменной печи; крупность агломерата для малых и средних печей должна составлять 5—40, а для крупных и сверхмощных — 15-40 мм.

Высокая холодная и горячая прочность необходимы, чтобы агломерат не разрушался с образованием мелочи, препятст­вующей движению газов через слой шихты в печи. Под холод­ной прочностью подразумевают прочность, препятствующую разрушению агломерата при его транспортировке и загрузке в печь, под горячей — препятствующую разрушению под воз­действием давления столба шихты в печи при высоких темпе­ратурах. Холодную прочность агломерата определяют по вы­ходу фракции крупностью более 5 мм после обработки 15 кг агломерата в барабане, вращающемся с частотой 25 мин"¹ в течение 8 мин; лучший показатель равен 70—80 %. Для полу­чения стабильно высокой холодной прочности прежде всего важно соблюдение технологии подготовки шихты с поддержа­нием оптимального гранулометрического состава и ее высо­кой газопроницаемости, в том числе путем ее тщательного окомкования и добавки в шихту извести. Повышению холодной прочности способствуют:

-  увеличение расхода топлива, но при этом снижается вертикальная скорость спекания и производительность ленты; введение в шихту доломитизированного известняка, вносящего MgO;    - повышение толщины спе­каемого слоя;

- "калибровка" агломерата путем его обработки перед охлаждением во вращающихся барабанах или роторных дробилках;

- использование топлива без мелких фракций, т.е. крупностью 1—3 мм вместо 0—3 мм. Холодная прочность силь­но снижается при очень быстром охлаждении и при наличии остатков шихты в агломерате. Для предотвращения резкого охлаждения горячий агломерат со спекательной ленты на­правляют в специальные охладители, где его охлаждают в течение 40—60 мин просасываемым вентиляторным воздухом. С тем, чтобы в агломерате после спекания не оставалось кус­ков шихты, она не должна содержать рудных частиц круп­ностью > 8 мм и известняка > 3 мм; необходимо также уве­личивать расход топлива.

Особенность офлюсованного агломерата: его прочность снижается по мере роста основности от 0,5 до 1,3—1,4. Это связано с тем, что при основности > 0,5 в структуре агло­мерата появляется двухкальциевый силикат 2СаО · SiO₂, ко­торый в процессе охлаждения при 675 °С претерпевает поли­морфное превращение с увеличением объема на 10—11 %, что вызывает большие внутренние напряжения в куске, ведущие к его разрушению. При увеличении основности > 1,5 прочность вновь возрастает вследствие появления вместо 2СаО · SiO₂ соединения

ЗСаО · SiO₂, не подверженного полиморфным превращениям. Горячую прочность агломерата определяют во вращающемся барабане в атмосфере СО—СО₂ при нагреве или по газопроницаемости сдавливаемого нагретого слоя агломе­рата.

Восстановимость агломерата в первую очередь опреде­ляется величиной поверхности пор, доступных газу-восстановителю. В офлюсованном агломерате повышению вос­становимости способствует наличие в нем кальциевых оливи­нов и ферритов кальция. Максимальная восстановимость от­мечается при основности агломерата 1,4—1,5. В современных условиях восстановимость агломерата не лим