» » Разработка технологии двухстадийной плавки пудожгорского титаномагнетитового концентрата с получением богатых титановых шлаков
03.02.2015

Существенный недостаток ранее разработанной технологии плавки пудожгорского агломерата — низкая концентрация диоксида титана (до 40%) в шлаке за счет вводимых при плавке известняка, доломита и кварца, а также трудная вскрываемость в серной кислоте.
Накопленный опыт в области электротермии ильменитовых концентратов на титановых заводах позволил по-новому подойти к решению проблемы использования пудожгорских титаномагнетитов. Первым этапом исследований в этом направлении, как отмечалось выше, стала разработка технологии бесфлюсовой плавки пудожгорского титаномагнетитового концентрата в электропечи. Этими исследованиями была установлена возможность получения титановых шлаков, содержащих до 58—61% TiO2 при восстановлении ванадия в чугун на 77—79%.
Второй этап исследований — усовершенствование технологии бесфлюсовой плавки путем разделения процессов восстановления оксидов железа и плавления восстановленных шихтовых материалов в двух агрегатах. Это ограничивает восстановление диоксида титана до низших оксидов и значительно снижает расход электроэнергии из-за использования не только восстановленных, но и нагретых материалов. Это освобождает электропечь от медленных процессов восстановления оксидов железа, требующих для своего развития выбора специального электрического режима для правильного соотношения процессов плавления и восстановления. Последнее достигается выбором рабочего напряжения. Так, при плавке агломерата из пудожгорского титаномагнетитового концентрата в печи мощностью 2000 кВА на Кузнецком меткомбинате рабочее напряжение составило 75 В, кусинского ильменитового концентрата на Запорожском титаномагниевом комбинате в печах 5000 кВА - 134 В. Переход на восстановленную и нагретую шихту позволит значительно поднять напряжение и снизить токи при плавке и тем самым решить многие технические проблемы оборудования электропечей.
Для предварительного восстановления оксидов железа используются вращающиеся или шахтные печи. В Норвегии проводились исследования двухстадийной плавки в технологическом варианте вращающаяся печь-электропечь для переработки офлюсованных агломератов. Подогретые твердые продукты восстановления поступают прямо в электропечь. Результаты этих исследований показали, что благодаря частичному восстановлению оксидов железа и использованию химического тепла отходящих газов достигается снижение расхода электроэнергии с 2114 до 1140 кВт*ч/т чугуна, что равносильно увеличению производительности электропечи примерно в 2 раза. В Польше этот метод получил применение при переработке бедных железных руд на качественную сталь.
В ФРГ фирма ’’Лурги” на опытной базе в Хенау проводила исследования по прямому получению железа восстановлением окатышей диаметром 10—15 мм в герметичной вращающейся печи активной формой углерода, которая имеется в бурых углях. Восстановленные окатыши охлаждались во второй, спаренной с первой вращающейся печи и поступали вместе с остаточным мелким бурым углем в бункер готовой продукции. Остаточный углерод отделялся от восстановленных окатышей простым рассевом на грохотах. Отсев угля направлялся в голову процесса, а гранулы поступали в электропечь для получения малоуглеродистого качественного металла типа армко-железо.
Двухстадийную схему применяет крупнейший в мире завод по производству титановых шлаков и металлов в г. Сореле (Канада) при переработке ильменитовых руд. На первой стадии ильменитовая руда обжигается и частично восстанавливается, поскольку в руде содержится 15—20% гематита. Информация по заводской технологии не публикуется, однако известно, что вращающиеся печи имеют производительность 80 т/ч и завод производит в сутки около 500 т ’’сорель-металла” и 600 т титановых шлаков, содержащих 71% TiO2.
Исследования процесса по схеме вращающаяся печь — электропечь применительно для плавки ильменитовых руд в нашей стране были начаты в 1951—1953 гг. под руководством академиков И.П. Бардина и Э.В. Брицке. В 1957 г. были проведены лабораторные работы и исследования по плавке ильменитового концентрата по двухстадийному варианту вращающаяся печь—электропечь. Эти исследования показали, что на первой стадии процесса можно достигнуть степени восстановления железа ильменита на 65—75% при 1200—1250°С. Плавка восстановленного ильменитового концентрата позволила почти вдвое сократить расход электроэнергии. В конце 1961 г. на заводе ’’Сибэлектросталь” была смонтирована и пущена установка ”вращающаяся печь—электропечь”. В 1962 г. на этой установке был а проведена большая работа по плавке железных руд Самсоновского месторождения. Средняя степень восстановления оксидов железа была достигнута 50— 60%, а расход электроэнергии снизился до 3000 кВт*ч на 1 т металла против 6000 кВт*ч/т при плавке частично восстановленной шихты (10%). В 1963 г. работы на этой установке были продолжены и результаты значительно улучшены: степень восстановления — 70—90%, расход электроэнергии снизился до 1000 кВт*ч/т металла. В 1964 г. Институт металлургии им. А.А. Байкова АН Hjccbb и завод ’’Сибэлектросталь” на этой установке провели исследования по двухстадийному процессу плавки ильменитовых концентратов.
Исследования показали, что приготовление рудных окатышей может быть организовано с применением сульфидного щелока. Прочность гранул составила 30—40 кг на окатыш, что вполне удовлетворяет процессу двухстадийной плавки. Разрушение гранул во вращающейся печи не превышает 6%. Средний расход электроэнергии соответственно составил 1535—1550 и 1350 кВт ч/т шлака в зависимости от разновидности концентрата. При этом были получены шлаки, содержащие более 80% TiO2 и до 5% FeO.
Таким образом, двухстадийный процесс — очень эффективный способ, позволяющий увеличить производительность электропечей в 1,8—2 раза в зависимости от типа сырья, что при строительстве новых цехов может значительно сократить количество печей без увеличения их мощности.
Выполненный тепловой баланс передела пудожгорского концентрата для случая плавки шихты без предварительного восстановления показал возможность расхода электроэнергии 1250 кВт*ч/т концентрата. В случае же использования нагретой (1050°С) и восстановленной на 75% шихты расход электроэнергии сокращается до 300 кВт*ч/т, что почти в 4 раза меньше, чем при использовании невосстановленного концентрата. Расход электроэнергии в пересчете на чугун составляет 600—700 кВт*ч/т. Полученные опытные данные хорошо согласуются с данными, полученными на заводе ’’Сибэлектросталь” при плавке железных и ильменитовых руд в установке "вращающаяся печь—электропечь”. Следовательно, двухстадийная плавка пудожгорских титаномагнетитов в варианте ’’вращающаяся печь—электропечь" весьма перспективна, поэтому она стала предметом специального исследования.
Изучение процесса восстановления пудожгорского титаномагнетитового концентрата во вращающейся печи. Для проведения исследования по восстановимости пудожгорского титаномагнетитового концентрата на твердой стадии была изготовлена и смонтирована печь с вращающейся трубой. Длина вращающейся трубы — 1,2 м, внутренний диаметр трубы — 0,082 м, длина рабочей части трубы, находившейся при температуре 1200—1260° С, — 0,2—0,3 м, угол наклона трубы — 3—5°, скорость вращения — 2,25 об/мин. Для обогрева использовалась печь сопротивления мощностью 13,5 кВА.
Движение материала по трубе осуществлялось за счет придания определенного угла и подпирающего действия шихты, создаваемого шнеком. Время пребывания материала в горячей зоне не превышало 15—20 мин, шихта ’’проходила” через печь за 55-60 мин. Из-за низкой производительности вращающейся печи (3 кг/ч) и технологического требования единовременной завалки в электропечь 30—40 кг шихты отработка технологии двухстадийной плавки проводилась раздельно. Так была разработана технология восстановления пудожгорского титаномагнетитового концентрата во вращающейся печи, и по этой технологии была наработана партия восстановленного и охлажденного в нейтральных условиях концентрата, а затем его плавка в электропечи с завалкой не менее 50—60 кг шихты.
Исследования по восстановлению пудожгорского концентрата во вращающейся печи преследовали следующие цели: выбор оптимального температурного режима процесса и количества восстановителя в шихте; выбор скорости движения материалов в печи; определение угла наклона вращающейся печи при заданном температурном режиме и количестве восстановителя; получение опытной партии восстановленного концентрата для проведения их электроплавки в оптимальных условиях восстановления.
В работах использовался титаномагнетитовый концентрат, полученный из бедной и богатой разновидностей пудожгорской руды.
Концентрат, поступивший в Институт металлургии в 1965 г. из Mexaнобра, был получен из бедной разновидности, а в июле 1966 г. — из богатой разновидности. Концентрат из бедной разновидности руд отличался непостоянством состава по содержанию Fe, TiO2, CaO, а следовательно, и других компонентов, что отрицательно сказывалось на конечном составе титановых шлаков. Концентрат, полученный из богатой разновидности руды, характеризовался более постоянным составом — содержание CaO в нем находилось в пределах 1,22—1,31%; SiO2 — 3,60—3,73%, что значительно ниже, чем в концентрате, полученном из бедной титаномагнетитовой руды. Исследования проводились в два этапа. На первом этапе использовался титаномагнетитовый концентрат, полученный из бедной разности руды, на втором этапе — из более богатой разности рудного сырья. Вначале опыты проводили с первым концентратом, выделенным из бедной разности руд. Температура процесса предварительного восстановления титаномагнетитовых концентратов была 1000, 1100, 1150, 1200 и 1250°С, избыток восстановителя в шихте сверх теоретически необходимого для полного восстановления оксидов железа был принят 10 и 15%, угол наклона трубы был равен 5°. Полученные данные показали, что при скорости движения шихты 3 кг/ч для достижения максимальной степени восстановления оксидов железа, содержащихся в пудожгорском концентрате, необходимо иметь в шихте избыток восстановителя в 15% при 1250°С. Уменьшение избытка восстановителя до 10% довольно существенно снижает (при той же температуре) степень восстановления, хотя она остается вполне приемлемой. Практически одинаковое действие оказывает на степень восстановления и снижение температуры процесса до 1200°С. По ходу процесса восстановления неокомкованного предварительного концентрата наблюдалось слабое кольцевание шихты. Особенно заметно оно происходило на границе раздела горячей и холодной (на срезе печи) зон. Однако это нежелательное явление легко устранялось с помощью шуровки. Химические анализы продуктов восстановления показывают, что окисление последних при выходе из трубы практически не происходит. Этому способствует то обстоятельство, что в течение всего времени пребывания в печи шихта находится в восстановительной атмосфере (под защитой сгорающих газов) и охлаждение продуктов восстановления происходит постепенно.
Для отплавления в электропечи было приготовлено 150 кг восстановленного концентрата, полученного при восстановлении при 1250°С и избытке восстановителя в шихте, равном 15%.
После проведения опытов была еще раз отобрана средняя проба от 150 кг и выполнены дополнительные анализы на содержание остаточного углерода и диоксида титана. Как следует из этих анализов, содержание остаточного углерода оказалось очень высоким и примерно вдвое превышало количество углерода, необходимое для завершения процесса восстановления FeO на стадии электроплавки. Степень восстановления в средней пробе - около 51%, что меньше по сравнению с данными анализа материалов сразу после выгрузки из вращающейся печи. Полученное снижение полноты восстановления железа объясняется развитием процесса окисления металлического железа при хранении партии восстановленного материала в течение трех дней.
Отплавление восстановленного концентрата проводилось на однофазной двухэлектродной электропечи; характеристика ее приведена выше.
Плавки восстановленного концентрата были начаты без предварительного разогрева печи. После зажигания дуги на коксе в печь была загружена шихта. За 15 мин было загружено 25 кг восстановленного концентрата. За 1 ч работы печи загруженный концентрат расплавился и почти полностью пошел на образование гарнисажа печи. Поэтому в печь было дополнительно загружено еще 16 кг концентрата, через 1 ч 52 мин был произведен выпуск металла и шлака из печи. Чугуна вышло 10,7 кг и шлака 5,4 кг. Содержание FeO в шлаке составило 4,2%. Это свидетельствует о том, что довосстановление оксидов железа в процессе проплавления шихты протекает в должном объеме. Затем было загружено 22 кг восстановленного концентрата. Печь к этому времени уже хорошо разогрелась. Процесс плавки восстановленного концентрата идет спокойно, и образуется ванна шлакового расплава. Токовая диаграмма работы печи не имеет резких колебаний — вскипаний шлака не наблюдается. Однако через 30 мин от начала плавки шлак стал вязким и коричневым. На выпуске вышел почти один металл — 9,6 кг и шлака из печи вышло только 1,2 кг, содержание FeO в шлаке более низкое, чем в предыдущей плавке — 2,9%. В печи имело место перевосстановление оксидов титана выше технологического предела.
В печь было загружено 20 кг восстановленного концентрата. Через 10 мин после загрузки шихта полностью расплавилась, а еще через 7 мин расплав перешел в вязкое состояние. Загустевание шлака указывало на накопление избыточного углерода в печи, поскольку после предварительного восстановления его оставалось в шихте на 5—6% больше, чем это необходимо для завершения процесса восстановления оксида железа (II). В связи с этим в печь было загружено 6 кг невосстановленного концентрата и через 15 мин был произведен выпуск. Вышло 8,7 кг чугуна и 6,3 кг шлака. Содержание FeO в шлаке оказалось высокое — 16,7%. Проведенные исследования по плавке восстановленного пудожгорского концентрата показали, что при наличии соответствующего количества остаточного восстановителя в восстановленных материалах плавка может протекать успешно. Существенным результатам этих плавок также было то, что при бесфлюсовой плавке электрический режим печи был спокойный, без резких толчков нагрузки на трансформатор и выброса шлака и металла на поверхность колошника. Выпуск продуктов плавки проходил спокойно. Такая плавка титаномагнетитов вполне технологична. Однако при столь высоком содержании углерода в восстановленном концентрате (около 10%) плавка непрерывно проходить не могла из-за быстрого перевосстановления в шлаке оксидов титана выше допустимого технологического предела. После проведенных плавок ванна заметно сузилась. Поэтому для того, чтобы вернуть ее в технологическое состояние, были проведены плавки невосстановленного концентрата. Они были начаты на холодной печи. Учитывая, что в ней имелось неопределенное количество перевосстановленного шлака, количество углерода было взято меньше стехиометрического. Выпуск прошел нормально, и содержание FeO в шлаке — 2—4%. Всего было проплавлено 60 кг пудожгорского концентрата, получено 16,8 кг чугуна и 18,7 кг шлака.
Поскольку проведенными плавками было показано наличие в восстановленной шихте остаточного углерода (10%), которое не обеспечивало непрерывность плавки, в дальнейшем было принято решение проведения плавок с подшихтовкой 26,5% концентрата. Количество подшихтовки было определено эмпирически: при подшихтовке 25% FeO в шлаке было 3,6%, при подшихтовке 25,9% FeO в шлаке составило7,9%, а при 28,5%—11,5%.
Если сопоставить производительность лабораторной печи по вариантам шихтовки, то она оказалась следующей: при плавке невосстановленной шихты — 17 кг/ч, при плавке восстановленной шихты с подшихтовкой сырого концентрата — 27 кг/ч и при плавке только восстановленного концентрата — 30 кг/ч. Эти данные наглядно показывают, что использование восстановленного концентрата увеличивает производительность электропечи в 2—3 раза по сравнению с плавкой невосстановленного концентрата.
Согласно материальному балансу плавки титаномагнетитов выход чугуна и шлака составляет соответственно 49,5 и 27,1% от общей шихты (табл. 25). Потери материала занимают значительное место, что вызвано использованием порошкообразной шихты, которая при плавке в значительном количестве выносилась с газовым потоком.
Разработка технологии двухстадийной плавки пудожгорского титаномагнетитового концентрата с получением богатых титановых шлаков

Как показали проведенные исследования процессов, при плавке восстановленных пудожгорских титаномагнетитов содержание углерода в этом продукте было выше технологически допустимого количества и это вызывало необходимость добавки сырого титаномагнетитового концентрата в количестве 25—28% от восстановленного продукта. Для того, чтобы выйти на допустимые пределы остаточного углерода в восстановленной шихте, было увеличено время пребывания ее во вращающейся печи путем уменьшения угла ее наклона до 3,5°. Новая партия восстановленного концентрата была получена при 1200 °С с внесением в печь через 30 мин 1,5 кг концентрата и 0,24 кг нефтяного кокса. При восстановлении шихты в этих условиях наблюдалось некоторое ее окомкование с получением довольно прочной спекшейся массы агрегированной шихты, которая легко рассыпалась в результате приложения небольших усилий, и неспекшейся порошковой части шихты. Содержание металлического железа в них было следующее (в %): в спеченных (пористых) материалах — 51,9—52,4 Feмет; в агрегированной шихте — 16,2—17,7 Feмет и в порошковой шихте — 29,7-31,0 Feмет.
Средний состав восстановленной шихты (три пробы) характеризуется следующими данными (в мас.%):
Разработка технологии двухстадийной плавки пудожгорского титаномагнетитового концентрата с получением богатых титановых шлаков

Уменьшение угла наклона вращающейся печи способствовало заметному увеличению общей степени восстановления железа до 70% и уменьшению количества остаточного углерода до 3,7—8% вместо 9—15% при угле наклона 5°. Всего было восстановлено около 120 кг концентрата. Продукты восстановления были отплавлены в лабораторной электропечи мощностью 80 кВА. Первоначально часть восстановленной шихты была использована для образования гарнисажа печи. На это также пошла часть ранее полученкого титанового шлака. В печи с наведенным гарнисажем была проведена плавка восстановленного полупродукта, которая прошла легко. Однако, как выяснилось после анализа, в полувосстановленном продукте оказался недостаток углерода. Корректировка по углероду позволила получить технологичные титановые шлаки с низким содержанием оксида железа (II) (1,7—6,7%).
После отработки технологических приемов ведения плавки на титаномагнетитовом концентрате, полученном из бедных пудожгорских руд, были начаты исследования на концентратах, полученных из богатых разностей пудожгорских руд. Угол наклона вращающейся печи был оставлен прежний (3,5°). Для ликвидации недостатка углерода его содержание в шихте было увеличено с 240 до 256 г на 1,5 кг концентрата. При такой шихтовке была получена новая партия восстановленного продукта массой 120 кг. Восстановление оксидов железа было различным в порошковой и агрегированной шихте (табл. 26).
Разработка технологии двухстадийной плавки пудожгорского титаномагнетитового концентрата с получением богатых титановых шлаков

Количество порошковой части в общей восстановленной массе было около 20—30%, так что средняя степень восстановления составляла около 70—75%.
Плавки восстановленной шихты протекали спокойно, и печь полностью освобождали от продуктов плавки. Никаких подшихтовок ни восстановителя, ни концентрата не производили. Плавки характеризуются равномерной электрической нагрузкой. В отличие от плавок предыдущего периода эти плавки отличаются несколько большей продолжительностью, а полученный шлак — более высоким содержанием в нем диоксида титана и низким — оксида железа (II).
Химический состав пудожгорского чугуна. Соответственно каждому этапу исследований чугуны также можно разделить на три группы. Первая группа чугунов (табл. 27) получена при плавке восстановленной шихты, содержащей избыток восстановителя, когда для осуществления выпуска из печи проводили подшихтовку сырого концентрата. Максимальное содержание ванадия в чугуне — 0,61% при колебании состава 0,22—0,49% V.
Вторую группу чугунов с содержанием 0,94—1,10% ванадия получили при плавке восстановленной шихты с небольшим недостатком восстановителя (около 1,2% нефтяного кокса).
Разработка технологии двухстадийной плавки пудожгорского титаномагнетитового концентрата с получением богатых титановых шлаков

К третьей группе отнесены чугуны с содержанием ванадия от 0,36 до 1,02%. Низкое содержание относится к первым плавкам в этой серии плавок и, начиная с третьей, оно составляет 0,87—1,02%.
Содержание фосфора — около 0,05%, а серы — около 0,06%. Следовательно, в условиях установившегося процесса, когда отработан процесс восстановления оксидов железа на твердой стадии, когда подобрано количество восстановителя в шихте, получение ванадиевого чугуна не представит затруднений.
Химический состав пудожгорских шлаков (табл. 28) улучшается по мере перехода к непрерывной плавке восстановленных рудных материалов без корректировки ее развития какими-либо добавками. Содержание диоксида титана достигло 65%. При непрерывной плавке получены шлаки с более низким содержанием (11,96—14,8%) SiO2 по сравнению с плавками, когда проводили непрерывную подшихтовку по ходу процесса (15,37—25,36% SiO2).
Таким образом, на третьем этапе исследований были подобраны такие условия восстановления пудожгорского концентрата во вращающейся печи, которые позволили на стадии электроплавки вести процесс подших-товки и получить высококачественный титановый шлак и чугун.
Разработка технологии двухстадийной плавки пудожгорского титаномагнетитового концентрата с получением богатых титановых шлаков

Pасход электроэнергии при двухстадийной плавке пудожгорских титаномагнетитов. В лабораторных условиях были получены высокие расходы электроэнергии в связи с большими тепловыми потерями. Несмотря на это, из сопоставления плавки сырой и восстановленной шихты следует, что расход электроэнергии примерно в 2 раза ниже при плавке по двухстадийной схеме (4,2 и 2,5 кВт*ч/кг концентрата).
Для оценки перспективного расхода электроэнергии в промышленных условиях нами проведено исследование тепловых затрат (теплового баланса) при двухстадийной плавке, которое показало высокую эффективность этого процесса.
Сопоставляя данные расчета для вариантов бесфлюсовой плавки по двухстадийной схеме и опытные данные флюсовой плавки пудожгорского агломерата в электропечи на Кузнецком металлургическом комбинате, можно констатировать, что расход электроэнергии сокращается примерно в 2 раза (взято процентное содержание тепла, вносимого электроэнергией). Если же взять за сравнение абсолютный расход электроэнергии на 1 т чугуна, то он при флюсовой плавке агломерата составил 2500 кВт*ч, а при бесфлюсовой плавке концентрата по новому электротермическому процессу ожидается около 600 кВт*ч.
В результате выполненных исследований по двухстадийной плавке пудожгорского титаномагнетитового концентрата разработаны технологические основы этого процесса, т.е. восстановление оксидов железа, содержащихся в концентрате, на твердой стадии во врашающейся печи и плавка восстановленного и нагретого материала в электропечи. При непрерывной работе установки (температура 1200—1250°С, расход углерода 16% от массы концентрата) достигнута степень восстановления оксидов железа выше ми тепловыми потерями. Несмотря на это, из сопоставления плавки сырой и восстановленной шихты следует, что расход электроэнергии примерно в 2 раза ниже при плавке по двухстадийной схеме (4,2 и 2,5 кВт*ч/кг концентрата).
Для оценки перспективного расхода электроэнергии в промышленных условиях нами проведено исследование тепловых затрат (теплового баланса) при двухстадийной плавке, которое показало высокую эффективность этого процесса.
Сопоставляя данные расчета для вариантов бесфлюсовой плавки по двухстадийной схеме и опытные данные флюсовой плавки пудожгорского агломерата в электропечи на Кузнецком металлургическом комбинате, можно констатировать, что расход электроэнергии сокращается примерно в 2 раза (взято процентное содержание тепла, вносимого электроэнергией). Если же взять за сравнение абсолютный расход электроэнергии на 1 т чугуна, то он при флюсовой плавке агломерата составил 2500 кВт*ч, а при бесфлюсовой плавке концентрата по новому электротермическому процессу ожидается около 600 кВт*ч.
В результате выполненных исследований по двухстадийной плавке пудожгорского титаномагнетитового концентрата разработаны технологические основы этого процесса, т.е. восстановление оксидов железа, содержащихся в концентрате, на твердой стадии во врашающейся печи и плавка восстановленного и нагретого материала в электропечи. При непрерывной работе установки (температура 1200—1250°С, расход углерода 16% от массы концентрата) достигнута степень восстановления оксидов железа выше