7 Подготовка шихтовых материалов

Поступающий на ферросплавный завод рудный материал складирует­ся и обязательно усредняется перед подачей в печные бункера для обеспе­чения стабильности состава. В случае необходимости материал рассеива­ется и измельчается или, наоборот, окусковывается, а затем подвергается сушке или прокаливанию [7-13].

Подготовка кварцита к плавке состоит из дробления на щековых или конусных дробилках, отсева мелочи (менее 20—25 мм) и мойки. Послед­ние две операции осуществляются одновременно на вибрационных грохо­тах и во вращающихся барабанах. Оптимальная фракция кварцита зависит от марки ферросилиция. Так, для 25 %-ного сплава принят размер кусков 20-60 мм, для 45 %-ного —20-70, для 75 и 90 %-ного — 20-80 мм. При мойке кварцита концентрация в нем глинозема снижается на 20-30 %, что позволяет уменьшить содержание алюминия в сплаве и количество обра­зующегося шлака. При подготовке кварцита его потери в виде отходов со­ставляют 15 %.

Углеродсодержащий восстановитель (коксик, полукокс) подвергает­ся грохочению для отсева мелочи (менее 5 мм) и крупной фракции, кото­рая дробится на валковых дробилках. После дробления коксик вновь отсе­вается на вибрационных грохотах. В шихту используют куски восстанови­теля размером до 25 мм.

В последнее время часть углеродсодержащего восстановителя при плавке ферросилиция заменяют отходами, содержащими SiC. Применение этих отходов особо эффективно при изготовлении бедных по кремнию ма­рок ферросилиция. Отходы графитизации производства электродов (около 28 % SiC, 19 % Si0₂, 49 % С, остаток Fe, A1₂O₃ и др.) и карборунда (около 63 % SiC, 22 % SiO₂, 9 % С, остаток Fe, A1₂O₃ и др.) нуждаются в обогаще­нии и окомковании.

Сокращение запасов богатых марганцевых руд обусловило необходи­мость вовлечения в производство марганцевых ферросплавов бедных руд. При обычных методах обогащения марганцевых руд на горно-обогатительных комбинатах фосфор только перераспределяется между то­варными сортами концентратов, в результате чего в более богатых сортах отношение Р/Mn получается ниже, чем в сырой руде, и образуются низко­сортные концентраты. Поэтому в настоящее время разрабатываются новые методы дефосфорации и обескремнивания марганцевых руд: химический, пирогидрометаллургический и др.

Химические и пирогидрометаллургические методы обогащения дают возможность получать богатые марганцевые концентраты высокой чисто­ты даже из низкосортных руд и шламов. Однако использование указанных методов сопряжено с большими затратами, а высокая степень очистки не всегда необходима для производства ферросплавов, к тому же в этом слу­чае получаются тонкоизмельченные концентраты, что требует их окускования.

Задача окускования марганцевых руд может быть решена путем их агломерации, брикетирования и окомкования. Следует, однако, иметь в виду, что агломерация в два раза дешевле, чем брикетирование и окомкование. Агломерацию руд целесообразно осуществлять непосредственно на ферросплавном заводе, что позволит сократить потери сырья при транспорти­ровке. Весьма эффективным является предварительный нагрев и восста­новление марганцевых руд во вращающихся печах.

Проблема окускования хромовых руд может быть решена путем их брикетирования и окомкования. В этом случае эффективно предваритель­ное восстановление хромовой руды в кипящем слое.

Окускование шихты весьма перспективно и для плавки ферросилиция. Успешно опробована выплавка ферросилиция на брикетах, песчано-рудном агломерате.

В заключение следует отметить, что выбор вида шихтовых материа­лов и метода их подготовки к плавке должен быть сделан на основе эконо­мического анализа конкретных условий организации производства ферро­сплавов в данном районе [7-13].

7.1 Выбор способа разливки и разделки ферросплавов

В настоящее время в практике ферросплавного производства нашли наибольшее применение следующие способы разливки: на разливочных машинах различного типа; в стационарные поддоны и изложницы; по­слойно в напольные изложницы или в канаву методом «плавка на плавку» [1, 7-13].

Наиболее перспективной считается разливка ферросплавов на ленточ­ных конвейерных машинах. Они применяются для разливки ферросилиция, силикомарганца, углеродистого ферромарганца и иногда углеродистого феррохрома. При этом значительно повышается механизация и производительность труда, улучшаются его условия в разливочном пролете, поскольку сплавы разливают не с помощью крана, а на специальных гидравлических кантователях, которые помещены в герметизированные камеры. Существенным недостатком машины конвейерного типа является пере­менная высота падения сплава при разливке, что вызывает сильное его разбрызгивание. Потери металла при разливке достигают 3 %, к тому же товарный вид получаемых слитков значительно ухудшается из-за опры­скивания мульд известковым молоком. На Аксуском заводе ферросплавов разливочные машины применяются в ферросплавных цехах № 4 (длина ленты – 40 м) для разливки ферросилиция и ферросиликохрома,  цехе № 1 при разливке ферросиликомарганца (длина ленты – 70 м), цехе № 6 феррохром разливают на двухленточных машинах (длина ленты -70 м).

В плавильном цехе № 2 высокоуглеродисый феррохром разливают на разливочные поддоны каскадным методом. Этот способ затруднен, из-за отсутствия механизации способа разливки. Больше применяется ручной труд и идет большая загруженность разливочного пролета.

Для разливки высококремнистых сплавов, модификаторов и лигатур, а также сплавов, содержащих легкоокисляющиеся элементы, применяют карусельные машины конвейерно-тележечного типа (рисунок 7.1). По сравне­нию с конвейерной эта машина обеспечивает уменьшение потерь металла при разливке, улучшение качества и товарного вида слитков. Машина представляет собой замкнутую цепь тележек, размещенных на рельсовом пути. На тележках находятся поддоны-изложницы, обеспечивающие полу­чение тонких слитков. Для извлечения слитков изложницы либо перевора­чиваются, либо слитки выталкиваются специальным толкателем в короб, установленный под изложницей.

Разливка в стационарные поддоны и чугунные изложницы представ­ляет собой устаревший и малопроизводительный способ разливки ферро­сплавов, оставшийся в основном в цехах с рафинировочными печами и ме-таллотермических цехах. Этот способ связан с повышенной загруженно­стью разливочных кранов, высокой Теплонапряженностью в цехе и необ­ходимостью увеличения его площади для размещения стационарных из­ложниц. Однако, сплавы склонные к сегрегации (ферросилиций с содер­жанием >75% Si), целесообразно разливать в массивные поддоны толщи­ной слитка до 80 мм или в кристаллизаторы.

В последние годы все более широкое распространение получает по­слойная разливка методом «плавка на плавку» (рисунок 7.2). За рубежом этот способ применяется при разливке марганцевых сплавов. Сплав разливают из ковша послойно в широкие канавы, расположенные вне цеха вдоль сте­ны разливочного пролета. Послойная разливка позволяет резко снизить за­груженность кранов разливочного пролета, тепловыделения в цехе, уменьшить размеры здания цеха. В этом случае разливочный пролет ис­пользуют только для транспортировки сплава и шлака из цеха. Учитывая, что мощность ферросплавных печей постоянно растет, представляется ра­циональным вынести разливку сплава из плавильного корпуса [1, 7-13].

При разливке ферросплавов важное значение имеет способ отделения металла от шлака. За рубежом имеются печи с раздельным выпуском сплава и шлака через две летки. В случае печей с одной леткой продукты плавки выпускают из печи в ковш с переливом шлака через верх ковша или через шлакоотделительное устройство (скиммер).

При выпуске в ковш с переливом легче регулировать параметры струи жидкого металла, металл получается чище и плотнее. Однако в этом слу­чае необходимы достаточная площадь для разливочного участка, мостовые краны большой грузоподъемности, ковшовые тележки, что связано со значительными капиталовложениями

При использовании скиммера, который может быть стационарным или передвижным, отпадает необходимость в кранах большой грузоподъемно­сти, дополнительные площади нужны только для размещения скиммера и довольно длинных желобов; металл за скиммером может быть направлен непосредственно в изложницы разливочной машины. Однако при этом возможно загрязнение шлаком и образование в выпускных желобах избы­точного количества скрапа, идущего в отвал. Следует отметить, что в слу­чае разливки сплава по желобам из печи через скиммер в разливочный пролет упрощается компоновочное решение цеха, появляется возможность сократить ширину здания.

Практика показывает, что выпуск через ковш обязателен, если сплав в дальнейшем идет на рафинирование или его для разливки следует удалить от печи на некоторое расстояние. За рубежом выпуск через ковш приме­няют для кремнистых сплавов, а через скиммер — для сплавов марганца. Вопрос о том, какой способ выпуска сплавов, через ковш или через ским­мер, предпочтительнее, решается отдельно в каждом конкретном случае [1, 7-13].

Разделка ферросплавов с целью получения требуемого размера кусков включает такие операции, как дробление и рассев (рисунок 7.3 и 7.4). Выбор типа дробилки зависит от прочности ферросплава. За рубежом изготавли­вают только фракционированные ферросплавы, т.е. сортированные на кус­ки различной крупности. Производство фракционированных ферросплавов предусмотрено и отечественными стандартами. Использование сплавов определенного гранулометрического состава в сталеплавильном производ­стве способствует быстрому усвоению легирующих элементов жидкой сталью, уменьшению теплопотерь металла в ковше.

Ферросплавы поставляют в кусковом (более 10 мм), зернистом (10 — 2 мм) и порошкообразном (2 — 0 мм) виде. Порошки получают как из­мельчением сплава в дробилках, так и распылением его в жидком состоя­нии паром или инертным газом (грануляция). Развитие грануляции связано с увеличением спроса на ферросплавы небольшой крупности, которые мо­гут непрерывно загружаться в сталеплавильные агрегаты [1].

7.2 Выбор способа утилизации отвальных шлаков ферросплавного производства

Производство ферросплавов сопровождается образованием значи­тельного количества отвальных шлаков. Кратность шлака (отношение мас­сы шлака к массе металла) зависит от вида сплава и составляет:

– при вы­плавке ферросилиция – 0,05– 0,1 (бесшлаковый процесс);

– силикомарганца – 1,1– 1,3;

– высокоуглеродистого ферромарганца (флюсовый спо­соб) – 1,2– 1,6;

– металлического марганца – 3 – 3,6;

– высокоуглеродистого и передельного феррохрома – 0,9– 1,1;

– рафинированного феррохрома – 2,5 – 3,2;

– силикокальция – 0,2– 0,4;

– ферромолибдена – 1– 1,1;

– ферро­вольфрама – 0,5 – 0,7.

 

Ферросплавные шлаки содержат корольки готового сплава и не восстановленные оксиды ведущих элементов сплавов. К тому же они облада­ют прочностью, абразивностью, огнеупорностью. Общий выход ферро­сплавных шлаков составляет более 1,5 млн. т в год. Перерабатывают в на­стоящее время около 45 % этих шлаков [7-16].

Способы переработки ферросплавных шлаков весьма разнообразны (металлургический передел, воздушная и магнитная сепарация, механиче­ское измельчение, водная грануляция и др.), их выбор определяется осо­бенностями шлака.

Отвальные шлаки при производстве ферросилиция содержат до 30–50 % готового металла в виде корольков и до 15 % карбида кремния. Эти шлаки успешно используются в составе раскислительных и рафинирую­щих смесей в сталеплавильном производстве. Шлаки богатых по кремнию марок ферросилиция применяются в шихте взамен кварцита при выплавке силикохрома и низших марок ферросилиция.

Шлаки высокоуглеродистого феррохрома отличаются большой проч­ностью и используются вместо бутового камня при сооружении фундамен­тов. Напротив, шлаки рафинированного феррохрома являются саморассыпающимися и содержат до 5 % корольков сплава и 15 % хрома в оксидной форме. Корольки сплава отделяются от этого шлака воздушной или маг­нитной сепарацией. Для снижения содержания оксидов хрома в шлаке его требуется довосстанавливать при металлургическом переделе. Конечный шлак широко применяется как известковое удобрение в сельском хозяйст­ве, для изготовления жидких самотвердеющих смесей в литейном производстве, в составе минерального порошка для асфальтобетона в строитель­стве.

Особо важное значение имеет проблема утилизации шлаков, обра­зующихся при выплавке марганцевых ферросплавов. На долю последних приходится 70 % всего объема производства ферросплавов. Кислые шлаки силикомарганца перерабатываются методом грануляции или дробятся для последующего использования в строительстве в качестве заполнителя бе­тона и щебня для дорог. При дроблении шлака силикомарганца образуется фракция 0–5 мм, называемая «шлаковым песком» и содержащая до 20 % корольков готового сплава. Шлаковый песок используется при изготовле­нии марганцевого агломерата для выплавки силикомарганца. Шлаки высо­коуглеродистого ферромарганца после дробления применяют для легиро­вания стали марганцем. Еще более для этой цели пригодны шлаки метал­лического марганца. Однако эти высокоосновные шлаки рассыпаются при хранении в порошок, что затрудняет их транспортировку и использование. Для получения шлаков металлического марганца в кусковом виде в шлак добавляют боратовую руду.

7.3 Организация безотходной технологии

Важнейшим фактором экономии ресурсов является их вторичное использование. При этом не только сберегаются невосполнимые первичные материалы, но и уменьшается загрязненность окружающей среды.

Вопросы организации малоотходных и безотходных технологических процессов имеют важное значение в ферросплавном производстве, которое сопровождается потерями ведущих элементов и образованием отходов на всех стадиях передела. Особенно велики потери при выплавке марганце­вых ферросплавов. Если при выплавке ферросилиция и высокоуглероди­стого феррохрома извлечение ведущего элемента достигает 85–90 %, то при получении силикомарганца и высокоуглеродистого ферромарганца эта величина составляет 75–82 %.

На стадии обогащения марганцевых руд в виде шламов теряется до 25% марганца, 24–26 % марганца теряется при электроплавке сплавов марганца. Таким образом, в сталеплавильное производство поступает только 50 % добытого из недр марганца.

Добываемые марганцевые руды обычно содержат 22–28 % марганца. После промывки концентрация марганца возрастает до 32–38 %. Путем магнитной сепарации и других методов обогащения из мытой руды полу­чают концентраты различных сортов.

Предложено несколько способов извлечения марганца из шламов обо­гащения руд. Так, полиградиентная сепарация шламов позволяет получить концентрат, содержащий 30–35 % марганца и пригодный для выплавки товарных ферросплавов. Среди химических методов извлечения марганца из шламов следует выделить дитионатный. Перспективным представляется гидрометаллургический способ, разработанный Национальной металлургической Академией Украины (НМетАУ). В отличие от дитионатного способа, обеспечивающего доизвлечение марганца из шламов обогащения, этот способ позволяет удалять кремнезем и фосфор из мар­ганцевых концентратов, что резко уменьшает количество отвальных шла­ков и потери с ними марганца на стадии электроплавки. Совместное ис­пользование химических и гидрометаллургических способов обеспечивает создание сквозной малоотходной технологии в металлургии марганца.

Подготовка марганцевых концентратов к плавке включает их сушку в печах кипящего слоя с последующей агломерацией. Для выплавки высоко­углеродистого ферромарганца необходим офлюсованный агломерат, для выплавки же силикомарганца — неофлюсованный. Офлюсованный агло­мерат основностью 1,4–1,6 с добавкой известняка оказался нестойким к влаге воздуха. Этого недостатка лишен агломерат, полученный с исполь­зованием железорудного концентрата или отсевов доломита высокотемпе­ратурного обжига. Применение такого агломерата при выплавке высокоуг­леродистого ферромарганца позволяет снизить расход электроэнергии на 1 т сплава, уменьшить расход кокса и увеличить производительность элек­тропечей.

Выплавка силикомарганца по существующей технологии предусмат­ривает использование дефицитного кварцита и обеспечивает переход в сплав 75–82 % марганца, заданного в печь. При брикетировании отвально­го шлака силикомарганца с газовым углем получают стандартный сплав с более высоким извлечением марганца (на 6–8 %).

Отвальные шлаки производства марганцевых ферросплавов содержат 14—16 % марганца при практическом отсутствии фосфора, тогда как в до­бываемой марганцевой руде концентрация марганца составляет 22–28 % при 0,2–0,3 % фосфора. Практикуемое сейчас использование этих шлаков в основном в строительстве нерационально, их можно более эффективно применять как металлургическое сырье, что будет рассмотрено далее.

Актуальной проблемой является утилизация высококалорийного ко­лошникового газа ферросплавных электропечей. Пока этот газ после очи­стки используют для отопления котельных или просто сжигают «на све­чах». Его целесообразнее применять для нагрева марганецсодержащей шихты в трубчатых вращающихся печах до 800–900 °С. Это позволит сэ­кономить до 17–23 % электроэнергии и повысить производительность ферросплавных электропечей на 18–20 %.

Кроме шлаков и газов к числу отходов ферросплавного производства относятся шламы, получающиеся в системах мокрой газоочистки (или пыль при сухой газоочистке), а также скрап и некондиционная мелочь, об­разующиеся при разливке и дроблении готового сплава. Шламы и пыль в окомкованном виде повторно используются в шихте электропечей. Скрап и некондиционная мелочь переплавляются в электропечах вместе с шихтой или задаются при разливке. В последнем случае скрап и мелочь плавятся за счет физического тепла перегретого сплава и практически полностью усваиваются.

В процессе получения марганцевых и кремнистых ферросплавов на Запорожском заводе ферросплавов образуются отходы в виде сухой пыли аспирационных газо­очисток, отвальные шлаки, скрап разливки, отсевы ферросплавов после фракционирования (таблица 7.1– 7.2).

Улавливаемая сухими газоочистками аспирационная пыль, характери­зуется мелкодисперсностью, значительной слипаемостью, развитой удель­ной поверхностью и стабильным химическим составом. Это позволяет ис­пользовать ее как связующее для окомкования коксовой мелочи, образую­щейся на узле подготовки восстановителя.

Металлоконцентрат из текущих отвальных шлаков и скрапов ферросиликомарганца содержит металлической фазы:

       – из отвальных шлаков – до 25 %;

       – из скрапов – 50–70 %.

Металлическая фаза по химическому составу соответствует ферросиликомарганцу марки МнС–17.

Отвальный шлак ферросилиция имеет от 10 до 40 % металлической фазы в виде корольков, химический состав которых соответствует ферро­силицию, при производстве которого получен отвальный шлак.

 

Таблица 7.1 – Химический состав материала [7-13]

Наименование	Массовая доля, %
	Мn	СаО	SiO2	AI2O3	FeO	С	Р	S
Окатыши пылекоксовые (ОПК)	17-26	2,8-3,3	20-27	3,5-3,8		13-17	0,1	1,6- 1,7
Металлоконцентрат из отвальных шлаков ферросиликомарганца	18-19	7-11	49-50	6-10	0,6-1,6	1-4	0,02-0,12	0,6-0,8
Металлоконцентрат из  текущих  скрапов ферросиликомарганца	36-50	8,2	40-50	2,9	10,7	3,6	0,28	0,5
Отвальный         шлак ферросилиция	0,20	6,5-6,6	65-66	27,5- 28	0,3	6-8	0,03	0,3

Таблица  7.2 – Гранулометрический состав материалов [7-13]

Наименование	Массовая доля фракций (мм), %
	–10	10–15	+15	0–100	+100
Окатыши пылекоксовые (ОКП)	2-3	95-97	1-2	-	-
Металлоконцентрат     из     отвальных шлаков ферросиликомарганца				97	3
Металлоконцентрат из текущих скра­пов ферросиликомарганца				97-100	0-3
Отвальный шлак ферросилиция	-	-	-	95	5
Металлоконцентрат    из     отвальных шлаков ферросилиция				95-100	0-5

 

При выплавке ферросиликомарганца в составе шихты используются окатыши, марганецсодержащий металлоконцентрат и отвальный шлак ферросилиция. Производство ферросиликомарганца с использованием в шихту вторичных материалов осуществляется на печах РКЗ-23 непрерыв­ным процессом с закрытым колошником при вторичном напряжении 165 В и силе тока 69 кА. На одну тонну выплавляемого сплава, в совокупности с окисным марганцевым сырьем и восстановителем, расходуется, кг:

– окатышей – 25;

– металлоконцентратов на основе отвальных шлаков – 28;

– скрапов – 180;

– отвального шлака ферросилиция – 100.

 

Использование указанных вторичных материалов при выплавке ферросиликомарганца марки МнС-17Р50 позволяет повысить извлечение мар­ганца на 4 %; снизить удельный расход электроэнергии на 5,3 %, марганецсодержащего сырья на 6,5 %, восстановителя на 15,6 %.

Технология получения сплавов ФС45 и ФС65 с использованием вто­ричных материалов основана на сплавлении шихты из отсевов ферросили­ция и металлоконцентрата из отвального шлака ферросилиция. Процесс периодический, ведется в печах ДСП-1,5 под шлаками основностью до 0,5.