автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Разработка технологических основ рациональной схемы производства железа прямого получения из качканарских титаномагнетитов

кандидата технических наук
Рыбкин, Виктор Сергеевич
город
Екатеринбург
год
2009
специальность ВАК РФ
05.16.02
Диссертация по металлургии на тему «Разработка технологических основ рациональной схемы производства железа прямого получения из качканарских титаномагнетитов»

Автореферат диссертации по теме "Разработка технологических основ рациональной схемы производства железа прямого получения из качканарских титаномагнетитов"

На правах рукописи

Рыбкин Виктор Сергеевич

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСНОВ РАЦИОНАЛЬНОЙ СХЕМЫ ПРОИЗВОДСТВА

ЖЕЛЕЗА ПРЯМОГО ПОЛУЧЕНИЯ И1КАЧКАНАРСКИХ ТИТАНОМАГНЕТИТОВ

Специальность 05.16.02 - Металлургия черных, цветных и редких металлов

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Екатеринбург - 2009

003479732

Работа выполнена в Институте металлургии УрО РАН

Научный руководитель доктор технических наук, профессор,

академик РАН

Леонтьев Леопольд Игоревич

Официальные оппоненты:

доктор технических наук Кашин Виктор Васильевич

кандидат технических наук Жуков Юрий Сергеевич

Ведущая организация ГОУ ВПО Уральский государственный

технический университет - УПИ имени первого Президента России Б.Н. Ельцина

Защита диссертации состоится «30» октября 2009 года в 13.00 на заседании диссертационного совета Д 004.001.01 при ГУ Институт металлургии УрО РАН по адресу: 620016, г.Екатеринбург, ул. Амундсена, 101.

С диссертацией можно ознакомиться в Центральной научной библиотеке УрО РАН.

Автореферат разослан « 29 » сентября 2009 г.

Ученый секретарь диссертационного совета, доктор технических наук

Дмитриев Андрей Николаевич

Общая характеристика работы Актуальность работы. Устойчивая тенденция увеличения производства

высококачественной стали в электропечах и, соответственно, возрастание

дефицита металлического лома требует вовлечения в производство его

заменителей - железа прямого получения. Металлизация качканарских

концентратов особенно перспективна в связи с содержанием в них ванадия,

степень извлечения которого при внедоменной переработке почти в два раза

выше, чем по схеме «доменная печь-конвертер». Использование в электропечах

металлизованного продукта из базовых концентратов не столь эффективно

вследствие низкого содержания железа. Решением этой проблемы является

использование дообогащенного концентрата, однако при этом принципиально

меняется состав пустой породы и закономерости минералообразования. Вместе с

тем использование металлизованных концентратов также перспективно и в

доменном переделе в связи с возможностью снижения расхода кокса на 5-7% на

каждые 10% степени металлизации шихты в пределах до 0-50%. Основываясь на

этом, можно надежно прогнозировать высокий спрос на металлизованный

продукт из ванадийсодержащих качканарских титаномагнетитов. Поэтому

разработка научных основ и технических решений подготовки и металлизации

окисленных окатышей из дообогащенных концентратов КачГОК является весьма

актуальной задачей.

Целью диссертационной работы является проведение комплекса

технологичекских и технико-экономических исследований и разработка на этой

основе вариантов оптимальных технологий переработки качканарских

титаномагнетитов, использующих как газовые восстановители, так и твердое

топливо. Задачами исследования являются:

1. Выявление особенностей формирования качественных показателей обожженных окатышей из дообогащеных (Ре>65%) титаномагнетитовых концентратов КачГОКа.

2. Разработка режима термообработки окатышей на существующих обжиговых машинах ОК-228

3. Исследование процессов металлизации окатышей из дообогащеных титаномагнетитовых концентратов КачГОКа с использованием различных типов восстановителей.

4. Разработка и обоснование вариантов технологических схем переработки качканарских титаномагнетитов с получением ванадийсодержащего продукта.

Научная новизна.

1. На основе комплекса теплотехнических и технологических исследований и расчетов определены основные требования к режимам термообработки окатышей из дообогащенных концентратов для последующей термообработки в шахтных печах. На этой основе разработана режимная карта для обжиговой машины ОК-228.

2. Впервые установлены закономерности формирования структуры и металлургических свойств обожженных окатышей из дообогащенных титаномагнетитовых концентратов КачГОКа с содержанием железа РеО>б5% и диоксида кремния 5Ю2<1,7%. Это определяет уменьшение количества и изменение состава связки при обжиге, что обеспечивает твердофазный характер спекания для неофлюсованных окатышей и большую долю расплава для офлюсованных.

3. Установлены закономерности металлизации окатышей КачГОК при восстановлении продуктами конверсии природного газа. При этом выявлено, что преимущества металлургических свойств окатышей из дообогащенного концентрата в большей степени проявляются при использовании технологии НУЬ-Ш по сравнению с технологией М1с1гех.

4. Развиты модельные представления металлизации окатышей КачГОК при использовании твердого топлива как в составе шихты для окомкования, так и при его подаче в восстановительный агрегат.

5. Проведен технико-экономический анализ процессов получения металлизованного продукта, как при использовании газового восстановителя, так и твердого топлива. На этой основе разработаны подходы к выбору оптимальных технологий переработки титаномагнетитов в условиях ОАО «Качканарский ГОК. Ванадий».

Практическая значимость работы.

Показана и подтверждена в ходе лабораторных и полупромышленных испытаний возможность прямого получения железа из дообогащенных титаномагнетитовых концентратов при использовании различных типов восстановителей.

1. Разработаны и обоснованы варианты технологических схем переработки качканарских титаномагнетитов с получением ванадийсодержащего продукта.

Автор защищает:

1. Результаты лабораторных исследований и полупромышленных испытаний технологий прямого получения железа из дообогащенных титаномагнетитовых концентратов с использованием, как продуктов конверсии природного газа, так и твердого топлива.

2. Технологию производства окисленных окатышей из дообогащенных концентратов на обжиговых машинах ОАО «Качканарский ГОК.Ванадий» для последующей металлизации.

3. Варианты технологических схем производства сырья и прямого получения железа из титаномагнетитовых руд.

Апробация работы: Материалы диссертации обсуждены на международной научно-практической конференции «Творческое наследие Б.И.Китаева» 11-14 февраля 2009 г. УГТУ-УПИ г.Екатеринбург.

Публикации. По теме диссертации опубликовано 7 печатных работ, включая патенты на изобретения.

Структура и объем диссертации.

Диссертация состоит из введения, пяти глав, заключения и приложений, изложена на 131 стр. машинописного текста и содержит 39 таблиц. 26 рисунков и список использованной литературы, содержащий 133 наименования.

Содержание диссертации

В первой главе приведен аналитический обзор литературных данных о существующих технологиях прямого получения железа с использованием газообразного восстановителя и твердого топлива. Показано, что по мере роста производства стали, наблюдается возрастание дефицита металлического лома и все большее несоответствие его качества требованиям современного сталеплавильного процесса. Проблема дефицита сырья может быть решена за счет развития производства заменителей лома и чугуна, одним из которых является железо прямого восстановления. При этом показано, что по приведенным энергозатратам процессы прямого получения железа находятся на уровне классической схемы «доменная печь-конвертер», однако по качеству конечного продукта, решению экологических проблем, а также с учетом стабильной тенденции удорожания металлургического кокса, железо прямого получения имеет существенные преимущества.

Обзор всего многообразия существующих технологий прямого получения железа позволил выявить две основные группы - базирующиеся на восстановлении газом (продуктами конверсии природного газа) и твердым

топливом (углем или коксом). В каждой из них имеются технологии получения либо металлизованного продукта (окатышей или брикетов), либо чугуна. Однако отсутствие специальных исследований, в том числе и экономических, не позволяет определить выбор наиболее предпочтительной технологии переработки качканарских титаномагнетитов. Таким образом, на основе анализа существующих технологий не удается сформулировать критерии выбора оптимальной технологии переработки титаномагнетитов. Однако в трудах ученых Уральской школы металлургов установлено, что использование металлизованного качканарского сырья в сталеплавильных переделах позволяет повысить извлечение ванадия в 1,7-1,9 раза.

Наиболее состоятельной стала попытка оценки пригодности окатышей КачГОК для процессов металлизации, предпринятая в 1998 году при проведении промышленных испытаний в шахтных печах «Мидрекс» ОЭМК. Обобщенные результаты приведены в табл.1.

Таблица 1. Сравнительные технико-экономические показатели производства

металлизованных окатышей в условиях ОЭМК

№ Наименование показателей Производство металлизованных окатышей на ОЭМК

п.п. Из окисл.окат ОЭМК (база) Из окисл.окат. КачГОК (опыт)

1 Степень металлизации, % 94,0-95,0 92,0

2 Прочность металлизованных окатышей, кг/ок 80 -100 43

3 Часовая производительность печи, т/ч 58 51

4 Удельный расход окисленных окатышей на 1 т металлизованных, т/т 1,42 1,45*

5 Удельный расход природного газа, нм^/ч 325 339

6 Удельный расход электроэнергии, кВт-ч/т 115 125

*) Высокий удельный расход качканарских окисленных окатышей в условиях ОЭМК связан с большим выходом мелочи (менее 5 мм) после металлизации.

Таким образом, испытания показали принципиальную возможность металлизации газом окатышей из качканарских титаномагнетитов. Однако низкие технико-экономические показатели процесса, а также недостаточное качество окатышей Качканарского ГОКа не позволяют эффективно использовать окисленные окатыши из базового концентрата для процессов газовой металлизации. Установлена возможность повышения содержания железа в качканарских концентратах выше 65% при снижении оксида кремния до 1,73% путем дополнительного обогащения концентрата. Это приведет к принципиальному изменению состава и свойств связки окатышей и характера их спекания. Однако данные о качестве окатышей, произведенных из такого концентрата, ограничены.

Во второй главе проведен расчетный и экспериментальный анализ процессов, протекающих при термообработке окатышей из дообогащенных концентратов КачГОК, и на этой основе разработан режим обжига опытных окатышей на действующей обжиговой машине ОК-228. Основными процессами, определяющими структуру и, соответственно, свойства окатышей, являются окисление и спекание. С этих позиций проведен анализ процесса окисления опытных окатышей в лабораторных условиях при различных пористости и размерах окатышей, содержании кислорода в газовой фазе, температурах.

Следующим этапом исследований явилось определение максимальной температуры обжига и времени выдержки для получения требуемых свойств опытных окатышей. С этой целью на лабораторной установке с участием специалистов НПВП ТОРЭКС проводилось определение характерных температур спекания:

11 - температура начала твердофазного спекания за счет механизма объемной диффузии или диффузионного вязкого течения;

12 - температура начала жидкофазного спекания соответствующая интенсивному спеканию образцов в связи с появлением первых порций расплава;

- температура начала размягчения образца (потеря исходной формы).

В табл.2 представлены значения этих температур для офлюсованных и неофлюсованных окатышей. Из нее видно, что увеличение количества шлакообразующих (за счет добавки известняка) снижает характерные температуры спекания.

Таблица 2. Характерные температуры спекания качканарских окатышей

Показатели Офлюсованные Неофлюсованные

Основность, СаО/8Ю2 1,3 0,29

Характерные 11 температуры {2 спекания, °С 1115 1161

1225 1260

1385 1440

Получение окатышей высокого качества за относительно малое время их термообработки возможно при температурах, соответствующих области жидкофазного спекания (незначительно выше 12).

Результаты проведенных исследований позволили определить основные требования к сырым окатышам и режиму термообработки опытных окатышей, обеспечивающие достижение максимальной степени окисленности (РеО< 1,0-^1,5%) и оптимальное соотношение прочности и восстановимости:

- сырые окатыши должны иметь средний размер 10 - 12 мм и пористость не менее 28-30%;

- скорость нагрева не должна превышать 100 град/мин;

- необходима выдержка длительностью 3-4 мин при температуре 1000 -1100°С;

- температура обжига не должна превышать 1250 - 1270°С;

- содержание кислорода в газовой фазе не менее 14 - 18%.

Эти требования, как правило, не реализуются при обжиге базовых

(доменных) окатышей. Так, прежде всего, отсутствует выдержка при

температурах 1000-1100°С, скорость нагрева достигает 150-200°С/мин., а

содержание кислорода в зонах нагрева не превышает 10-12%.

Для реализации этих требований были проведены расчеты необходимых

изменений параметров работы технологических зон обжиговой машины,

коллекторов, газоходов и тягодутьевых машин. Кроме того, была показана

необходимость снижения производительности обжиговой машины на 8 - 10%.

На основе этих расчетов разработана временная режимная карта (табл.3)

Таблица 3. Временная режимная карта термообработки опытных окатышей для последующей их металлизации

1. Нагрузка машины по сырым окатышам, т/ч - 200-220

2. Высота донной постели, мм -80-90

3. Высота сырых окатышей, мм -340-360

4. Скорость движения тележек, м/мин - 1,15-1,25

5. Влажность сырых окатышей, % - не более 9,0

6. Среднемассовый диаметр окатышей, мм - 12-14

Наименование зон Номера камер Температура, °С Давление, кгс/м''

В горне В камерах В горне В камерах

Сушка 1 1-4а 40-80 300-330 -5 -ь -10 450- -500

Сушка 2 46-5 450-550 -150 -3- --5 -200- -250

Подогрев 6 550-650 -100 -2- --4 -200- -250

7 650-750 120-150 -2- -3 -200- -250

Обжиг 1 8 800-900 160-180 -2- - -3 -200- -250

9 1000-1050 180-200 -2- -3 -200- -250

10 1100-1200 200-220 -2- - -3 -200- -250

Обжиг 2 11 1240-1280 240-280 -2- --3 -350- -400

12 1100-1200 300-340 -2- - -3 -350- -400

Рекуперация 13 1000-1100 360-400 -1- --2 -350- -400

14-15а 900-1000 420-470 -1 --2 -350- -400

Охлаждение 1 156-17 900-950 150-200 -0 400- -500

Охлаждение 2 18-19а 600-800 20 Не более- 10 Не более 700

8. Положение дросселей (% открытия)

1-0+100 13-10 30 15 - 100

19 (аспирационный) - 50+100 30-0 44-0

9.Направляющие аппараты дымососов открыты на 100% за исключением Збб и 374 дымососов.

1 Отправление газодинамикой горна осуществляется Г^и 13"" дросселями, а также нагрузкамиЗбб и 374 дымососов.

11. Поддержание заданных температур в камерах осуществляется нагрузкой машины.

12. Ожидаемое качество обожженных окатышей:

Барабанный показатель +5 мм, % - 93-94 Истирание -0,5 мм, % - 4,0-4,5

Содержание РеО,% -1,3-1,6

Предлагаемый режим отличается от базового меньшей производительностью (на 10%) обжиговой машины, меньшей скоростью нагрева и выдержкой при температурах 1000-1100°С, где обеспечено большее содержание кислорода в теплоносителе. Это определяет достижение требуемых показателей обожженных окатышей (п. 12. табл. 3).

Проведены комплексные лабораторные исследования свойств опытных окатышей из дообогащенного концентрата Качканарского ГОКа, обожженных в пробниках на обжиговой машине с использованием разработанного (опытного) режима обжига. Шихта для окомкования готовилась двух видов -неофлюсованная и офлюсованная (осн.0,5) с добавлением 0,6%мас. бентонита Зыряновского месторождения. Прочность сырых и сухих окатышей, как офлюсованных, так и неофлюсованных была идентична (асыр =1,5 кг/ок; осух = 2,6+2,8 кг/ок), в то время как пластичность офлюсованных окатышей оказалась значительно выше (15,3) по сравнению с неофлюсованными (6,1).

Свойства обожженных окатышей приведены в табл.4.

Таблица 4. Усредненные показатели обожженных опытных окатышей

Вид окатышей Химический состав, % Основность СаО+МвО Р, кг/ок

РеО СаО 5Ю2 МаО А1203 БЮз+А^Оз

Неофлюсов 63,2 0,5 0,65 2,10 1,71 1,48 0,66 (0,31«) 386

Офлюсов. 62,65 1,4 1,15 2,18 1,90 1,29 0,88(0,53*) 256

*) Значение основности по двум компонентам СаО/БЮт.

Анализ данных табл.4 показывает, что более высокие прочностные показатели, а также степень окисленности имеют неофлюсованные окатыши из дообогащенного концентрата Качканарского ГОКа.

Для испытаний металлургических свойств опытных окатышей в сравнении с базой (окисленные окатыши ОЭМК) использовали лабораторную установку. Окатыши восстанавливались до 30% при 700 и 900°С в атмосфере водорода с определением кинетических параметров восстановления и «горячей» прочности. Выбор температур восстановления 700 и 900°С соответствует значениям температур начала зоны восстановления в шахтной печи и максимальной

температуре в ее конце.

Таблица 5. Характеристики частично восстановленных (до 30%) окатышей.

Температура восстановления 700°С 900°С

Характеристика пробы КачГОК ОЭМК КачГОК ОЭМК

Неофл. Офл. базовые Неофл. Офл. базовые

Константа скорости восстановления, к-103, с 1,0 0,8 1,4 1,8 1,2 2,3

Прочность восстановленных окатышей, Ргор, кг/ок 105 65 120 50 40 95

Результаты, представленные в табл.5, свидетельствуют, что по своим

характеристикам опытные офлюсованные окатыши значительно уступают неофлюсованным и, тем более, базовым окатышам ОЭМК. Причиной низкой восстановимое™ окатышей КачГОК является низкая реакционная способность титаномагнетитов, как при окислении, так и при восстановлении, что отмечено в работах ИМет УрО РАН. Офлюсование окатышей КачГОК приводит к изменению структуры пор. Это подтверждено микроструктурными исследованиями.

Рис.2. Микроструктура краевой части окатыша а) - неофлюсованного; б)- офлюсованного (осн.0,5). Образование гематита (белое) по зернам титаномагнетита, силикатная связка - стекло (темно-серое), ферриты кальция (светло-серое), поры - черное. Отраженный свет х400

Их результаты свидетельствуют о том, что неофлюсованные окатыши имеют более развитую мелкопористую структуру, тогда как офлюсование приводит к формированию более плотной структуры с развитой связкой ферритного состава (рис.2), имеющей относительно низкую прочность. Этими особенностями можно объяснить как большую степень окисленности и восстановимости неофлюсованных окатышей, так и низкую прочность офлюсованных.

В третьей главе приведены результаты исследований процессов металлизации окатышей из дообогащенных концентратов КачГОК. Оценка металлургических свойств окатышей при использовании схемы НУЬ-Ш проводилась на пилотной установке, моделирующей температурный и газовый режим промышленного реактора. Восстановительный газ подавался с действующего реформера. Температура газа 850°С, состав газа: 75%Н2, 15%СО, 3%СН4, 3%С02, 4%Кт2. В процессе испытаний на установке исследуемая проба металлизованных окатышей подвергалась механическому давлению 3,7 бар, что отражает давление столба шихты в промышленном реакторе НУЬ-Ш.

Испытания на пилотной установке проводились в две стадии. На первой определялась деформация и степень трещинообразования окатышей, восстанавливаемых в монослое в течение 40 мин. Степень трещинообразования определялась как массовая доля окатышей, имеющих видимые трещины. На втором этапе определялась величина усадки окатышей (использовалась навеска массой 1200 г) по длине перемещения пневмопоршня, а также степень спекаемости - относительная массовая доля спекшихся окатышей после сбрасывания навески с высоты 2 м. Время восстановления при этих испытаниях составило 120 мин. После каждого эксперимента производился химический анализ металлизованных окатышей.

Результаты исследований показали, что металлургические свойства окатышей, обожженных по разработанному режиму, предназначенному для получения окатышей для последующей металлизации, достаточно высоки.

Так степень деформации при 40 минутных тестах составляет 14 и 12% соответственно у неофлюсованных и офлюсованных окатышей. При 120 минутных тестах усадка составляет соответственно до 10,1 и 11,2%, а индекс спекаемости 10,0 и 10,2%, что характерно для окатышей ЛГОК с защитными покрытиями (напомним, что опытные качканарские окатыши не имели покрытий). Степень восстановления исследуемых окатышей составила соответственно до 95 и 93%, а это уже уровень лучших показателей окатышей ЛГОК, поступающих на металлизацию (93%).

Таким образом, по комплексу показателей металлургических свойств, приоритетных для технологии НУЬ-Ш, окатыши КачГОКа, по крайней мере, не уступают технологическим окатышам ЛГОК, а по некоторым показателям (усадка и индекс спекаемости) и превосходят их.

Менее оптимистичные результаты получены при испытаниях опытных окатышей по технологии М1(1гех, отличающейся, главным образом, другим составом восстановительного газа, меньшим давлением в реакторе и наличием в нем питателей шихты.

Для испытаний металлургических свойств окатышей через промышленную шахтную печь М1<1гех пропускались трёх -четырёхсекционные сетчатые контейнеры, вмещающие 0,5 - 0,7 кг окисленных окатышей. При этом дня сопоставимости условий восстановительно-тепловой обработки в каждый контейнер, разделённый на секции, одновременно загружали исследуемые (опытные) и базовые образцы -окисленные окатыши ОЭМК с известными металлургическими свойствами. Результаты испытаний приведены в табл.6 Таблица 6. Физико-химические свойства опытных окатышей

в сравнении с окатышами ОЭМК (база) после металлизации

Химический состав. % *

ОБРАЗЕЦ Реобщ Ге„„ Степень металлизации. % СаО МвО АЬ03 С Б тю2 У205 Пористость, % Трещины, % Прочн. на сжат, кг/о Кол-во целых, %

База 90,5 86,1 95,1 1,68 3,81 1,83 0,005 56,7 32 73 100

Неофл. 82,6 74,5 90,2 1,21 2,34 3,27 2,50 3,87 0,005 3,05 0,68 51,0 37 28 74

Офя. 81,5 70,6 88,6 1,69 2,42 3,61 2,71 3,97 0,005 3,07 0,70 47,7 44 15 65

Видно, что степень металлизации опытных окатышей несколько ниже, чем базовых, что подтверждает факт трудновосстановимости титаномагнетитового окускованного сырья.

Корзиночные испытания также показали, что опытные окатыши характеризуются высокой степенью разрушения при восстановлении. Так, выход годного продукта в среднем составил порядка 70% (у базы - 100%). Склонность к трещинообразованию составляет 37% для неофлюсованных и 44% для офлюсованных окатышей, а величина общей пористости металлизованных окатышей - 51,0% и 47,7% для неофлюсованных и офлюсованных окатышей соответственно. В качестве положительного фактора особого внимания заслуживает повышенное содержание углерода в опытных окатышах (3,8 - 4,0%),

что практически в два раза превышает это значение для базовых окатышей. По содержанию серы опытные окатыши идентичны базовым.

Таким образом, по прочности при восстановлении опытные окатыши ниже требований технологии М1с1гех. Следует отметить и их более низкую степень металлизации.

Следующий этап исследований состоял в металлизации окатышей из дообогащенного титаномагнетитового концентрата с использованием твердого топлива. Исследования проводили на установке «аглочаша» (упрочнение окатышей) и лабораторной установке «вращающаяся печь» (восстановление). В шихту для окомкования добавляли углеродсодержащие материалы фракции <100мкм. Более крупные фракции подавали в шихту для металлизации во вращающейся печи для создания защитной атмосферы и восстановления.

Влияние температуры обжига в «аглочаше» на прочность показано на рис.3.

Температура обжига, град. С

Рис.3 .Зависимость прочности рудоугольных окатышей от температуры обжига. (Время выдержки 10 мин.)

По результатам опыта установлено, что предварительный обжиг окатышей при 900°С позволяет получить необходимую прочность для их перегрузки во вращающуюся печь с минимальной потерей углерода. При этом степень восстановления составляет 1-3%, содержание Ств 18,6% при начальном 20%. С такой температурой окатыши перегружались во вращающуюся печь восстановительного обжига.

При этом окатыши в печи нагревались со скоростями от 60 до 130 град/мин. до температуры 1100°С. Общее время восстановительной термообработки составляло 3 часа. Результаты представлены в табл.7.

Таблица 7. Зависимость степени металлизации и прочности окатышей

с содержанием углерода в шихте 20% от скорости нагрева до 1100°С

Скорость нагрева, град/час Степень металлизации,% Прочность на сжатие, кг/ок

60 72 62

85 76 67

100 81 71

130 91 82

Во вращающуюся печь также подавали кусковое твердое топливо в количестве 10-40% от массы окатышей для защиты атмосферы печи от кислорода воздуха.

Анализ результатов данного этапа исследований позволил установить, что:

- степень металлизации окатышей, содержащих в исходной шихте 20% углерода, составляет 72 - 91% в зависимости от скорости нагрева. С ее увеличением степень металлизации возрастает (увеличивается время выдержки при температуре обжига);

- прочность восстановленных окатышей также возрастает с интенсификацией нагрева;

- в процессе восстановительного обжига углеродсодержащие окатыши уменьшались в объеме на 60 - 70%.

Полученные результаты позволили рассчитать материальный и тепловой баланс восстановительного обжига и сформулировать исходные данные для расчета промышленной печи (табл.8), чему посвящена четвертая глава работы. Таблица 8. Исходные данные для расчетов

Расход окатышей на входе во вращающуюся печь 20 т/ч

Состав шихты окатышей (на сухую массу):

- железорудный концентрат 72,6 %

- углерод 18,6 %

- бентонит 0,7 %

Влажность сырых окатышей 8,6 %

Степень металлизации Ие в готовых окатышах 90%

р Топливо - природный газ ( 8500 ккал/нм3

Температура окатышей на входе в печь 900 "С

Температура окатышей во вращающейся печи (макс.) 1100°С

Полученные данные позволили провести расчет печи с использованием известной методики1. Результаты приведены в табл.9.

Таблица 9._Параметры работы вращающейся печи

Наименование Ед. измерения

Габариты печи:

Диаметр (в свету) м 3,0

Длина м 60

Производительность по готовым окатышам т/ч 11,8

Годовая производительность

т/год 150000

Степень металлизации % 90

Коэффициент избытка воздуха на горение 1,17

Расход природного газа М-7ч 3300

Расход воздуха горения м'/ч 36600

Расход газов из вращающейся печи нм^/ч 48200

Расход угля во вращающейся печи кг/ч 1800

Температура газов на выходе из печи °С 1050

Теплота сгорания отходящих газов Ккал/нм" 695

Температура окатышей на выходе из печи °С 1100

Состав газа, уходящего из вращающейся печи

С02 % 9,1

н2о 6,85

N2 60,0

о2 0

СО 17,2

н2 6,85

Утилизация энергии отходящих газов предусматривается по схеме «топка дожигания - котел-утилизатор».

В пятой главе представлено обоснование выбора наиболее оптимальных для условий ОАО «Качканарский ГОК. Ванадий» технологических схем получения металлизованного продукта с использованием как газообразного, так и твердого восстановителя. В качестве одного из критериев рассматривается степень извлечения ванадия.

Нетривиальность выбора технологии металлизации определяется факторами экономического характера, которые связаны с капитальными и эксплуатационными затратами, а также с себестоимостью продукта, определяемой еще целым рядом технических аспектов (состав шихты, ее физические и металлургические свойства). С этой целью в работе проведен сравнительный технико-экономический анализ целесообразности использования

1 Б.А.Боковиков, Ф.Р.Шкляр, В.Я.Рехтер и др. Математическая модель тепло- и массообмена во вращающихся печах. В кн. «Металлургическая теплотехника». М., Металлургия, 1974 г.

различных технологий прямого получения железа на основе литературных данных о себестоимости и удельных капитальных затратах. При этом рассмотрены как технологии производства металлизованных окатышей (HYL, Midrex, SL/RN), так и получения чугуна (доменная печь, Corex, ITmk-3, Hysmelt и др.). Основные результаты анализа выделить три группы процессов:

1.С низкими капитальными затратами и низкой себестоимостью полупродукта (наиболее эффективная группа процессов в случае реализации): Midrex, HYL -Ш

2.С высокими капитальными затратами и низкой себестоимостью полупродукта: Corex, ITmk-3, SL/RN

3.С высокими капитальными затратами и высокой себестоимостью полупродукта: доменный, HISmelt

Используя результаты проведенного анализа, предложено более детально рассмотреть в качестве базовых вариантов, имеющих производительность 1,0-2,0 млн.т/год, следующие (табл.10):

- производство металлизованных окатышей (брикетов) по технологии HYL-III производительностью 1,0 млн.т/год2;

- производство чугуна на установке Согех-С-3000 производительностью 1,5 млн.т/год;

- производство чугуна (2 млн.т/год) на 4-х последовательно вводимых установках ITmk-3;

- производство металлизованных окатышей (1 млн.т/год) на 4-х установках SL/RN (вращающаяся печь).

Кроме того, рассмотрен промежуточный вариант:

- производство чугуна (1,5 млн.т/год) на установке Corex С-3000 и металлизованного продукта (окатыши/брикеты) на установке Midrex (без реформера), работающей с использованием отходящих газов Corex.

2 Здесь и в дальнейшем для анализа принимается максимально достигнутая производительность соответствующих установок

Таблица 10 .. Основные показатели рассматриваемых вариантов (по литературным данным)

Вариант № 1 НУЬ-Ш 2 1Тшк-3 4 модуля 3 Согех С-3000 4 Согех+\ИсЗгех 5 Вращающаяся печь БЬНЫ 4 модуля

Производительность, млн.т в год 1,0 2,0 1,5 3,0 1,00

Удельная себестоимость, $ США/т 185 108,1 142,2 139,2 109,8

Удельные капитальные затраты, $ США/т годового объема производства 216 210,0 208,7 212,3 400

Ориентировочные капзатраты, млн.$ США 216 420 313 637 400

Пятый вариант, предусматривающий использование вращающейся печи (тип БЬ/ЯЫ). Такие установки, имея относительно низкие стоимости производства даже при высокой стоимости шихты, имеют низкую единичную мощность, обычно не превышающую 0,20 - 0,25 млн.т металлизованного продукта в год. Видно, что удельные капитальные затраты (400$ на тонну годового производства) превосходят все рассмотренные здесь варианты. Однако возможность полного исключения использования природного газа и более полного извлечения ванадия делает этот процесс привлекательным для условий ОАО «Качканарский ГОК. Ванадий»

Первые четыре варианта: НУЬ-Ш (1 млн.т/год), 4 модуля 1Ттк-3 (2,0 млн.т в год), Согех (1,5 млн.т в год) и Согех+КШгех (3 млн.т в год) и характеризуются примерно равными удельными капитальными затратами. Однако с позиции себестоимости производства вариант 2 (108 $/т) выгодно отличается от других. Хотя при всей расчетной привлекательности процесс 1Тшк-3 в промышленном масштабе еще не реализован, для анализа технологических схем процесса получения металла приняты все варианты

Расчетные показатели этих схем представлены на рис. 5,6,7,8,9.

Металл изованный продукт 1000

Первый вариант предполагает использование одной действующей обжиговой машины для производства окатышей и модуль НУЬ-Ш. для производства металлизованного продукта 1млн.т/год.

Таким образом, производство окисленных окатышей из дообогащенного концентрата одной обжиговой машиной обеспечит получение 1 млн.т в год металлизованного продукта (окатышей или брикетов). Особенно важно подчеркнуть, что данная схема обеспечивает до 80-85% извлечения ванадия, что существенно повышает потребительскую стоимость металлизованного продукта как шихты для электродуговых печей.

Рис.5.Схема материальных потоков производства окисленных и металлизованных окатышей. Цифры отражают годовое потребление (выход), тыс.т

Вторым возможным вариантом переработки качканарских титаномагнетитов является технология 1Тшк-3. Использование одной установки позволяет получать 0,5 млн.т чугунных гранул в год.

50

Подовый уголь н др

К преимуществам схемы можно отнести сравнительно низкие капитальные и эксплуатационные затраты, качество конечного продукта, близкого по составу к доменному чугуну и достаточно высокую степень извлечения ванадия (65-70%)

Следующий вариант предусматривает использование установки Согех С-3000, работающей на шихте, состоящей из смеси исходной руды (Рео6щ=16%) и окатышей в пропорции 0,3:0,7. Содержание железа в шихте составляет 50%. Окатыши производят на одной обжиговой машине из базового концентрата. Соответствующая схема материальных потоков приведена на рис.7

Газ из установки Согех может быть использован для отопления всех четырех машин ОК-228. Кроме того, его остаток может быть использован для производства электроэнергии. В этом варианте используется базовый концентрат (без его дообогащения) и задействована одна обжиговая машина, которая половину времени работает на склад для отгрузки окатышей потребителю. Расчетный состав чугуна: 94,0-95,0 Fe, 4,7%С, 0,45-0,85 Si, 0,019 S при содержании ванадия ~ 0,5%.

Преимуществом такой схемы является использование базового концентрата (без дообогащения) и исходной руды (Feo5lu=16%).

Следующим вариантом является схема «Согех - две обжиговые машины (228 м2) - Midrex», позволяющая производить 1,5 млн.т чугуна в год и столько же металлизованных окатышей (брикетов). Это соотношение близко к реализованному при эксплуатации аналогичного комплекса на заводе «Solanha Steel» в ЮАР. Получение двух типов товарного продукта позволяет гибко реагировать на конъюнктуру цен, как на внутреннем рынке, так и на международном. Такая схема не предполагает использования природного газа -обжиговые машины и модуль Midrex используют в качестве топлива отходящие газы установки Согех.

Рис.8. Материальный баланс комплекса Согех - ОКМ - М!(1гех по руде, окатышам, чугуну и шлаку при содержании железа в шихте установки Согех 50% (числитель) и 55% (знаменатель).(цифры - тыс.т/год)

Следующим, пятым предлагаемым вариантом является «решетка -трубчатая печь», который представляет собой развитие технологии БЬЛШ. Расчет такой комбинированной установки приведен в главе 3. Схема материальных потоков установки представлена на рис.9. На рисунке показано, что годовое производство металлизованного продукта в количестве 100 тыс.т в год со степенью металлизации ~90% потребует 1,2 тыс.т бентонита, 30,8 тыс.т твердого топлива (фракции <0,1 мм) и 120 тыс.т концентрата.

Рис.9. Технологическая схема металлизации «решетка - трубчатая печь -барабанный охладитель»

Исходная шихта после смешивания окомковывается и поступает на сушку и упрочнение в установку «решетка», отапливаемую отходящими газами из

вращающейся печи. На ее загрузку, кроме упрочненных окатышей, дополнительно подается уголь фракции 5 - 20 мм в количестве 90,7 тыс.т в год.

Преимуществом данного варианта является то, что, кроме сравнительно низких капитальных затрат, в этой схеме практически нет потребления природного газа.

Заключение и выводы

Представленная диссертационная работа посвящена решению ряда проблем, связанных с переработкой титаномагнетитовых руд. Существующая схема «доменная печь - конвертер» имеет ряд недостатков, состоящих в низкой степени извлечения ванадия и, главным образом, в высокой стоимости производства чугуна и ванадия. В связи с этим рассмотрены варианты эффективной переработки концентратов на основе результатов комплексных лабораторных, полупромышленных и расчетных исследований и предложены варианты технологий переработки титаномагнетитов методами бескоксовой металлургии с использованием как газообразного, так и твердого восстановителя. Объектом исследования явился дообогащенный концентрат (содержание железа 65,1%, мае.).

1. На основе результатов исследований особенностей окисления и спекания качканарских доообогащенных титаномагнетитовых концентратов и проведенных теплотехнических и технологических расчетов зон сушки, окисления (подогрева) и обжига, а также с учетом оптимизации высоты слоя сырых окатышей впервые разработан и опробован в промышленных условиях режим окислительной термообработки окатышей с достижением прочности на сжатие до 300 кг/окат, и содержанием FeO 1,0 - 1,5%. На этой основе составлена и опробована на обжиговой машине ОК-228 режимная карта термообработки окатышей, годных для последующей металлизации в шахтных печах.

2. Лабораторные исследования опытных окатышей показали, что при низких температурах восстановления (700°С) они уступают базовым (ОЭМК), обработанным по опытному режиму: восстановимость неофлюсованных окатышей ниже на 10-15%, а прочность на 40%. При 900°С соответствующие характеристики уступают на 25-30% и 45-50%, что определяется низкими скоростями окисления, спекания и восстановления титаномагнетитов. Тем не менее, полученные результаты определяют пригодность опытных окатышей для металлизации в шахтных печах.

Однако металлургические свойства офлюсованных окатышей ниже требований, предъявляемых последующим переделом.

3. Установлено, что при моделировании условий технологии НУЬ-Ш, показатели металлургических свойств окатышей КачГОКа не уступают технологическим окатышам ОАО «Лебединский ГОК», а по некоторым показателям (степень усадки и индекс спекаемости) и превосходят их.

4. При испытаниях опытных окатышей в действующей шахтной печи КШгех выявлена их меньшая восстановимость и прочность при восстановлении, что определяется особенностями этой технологии - низкое давление восстановителя и низкое соотношение СО/Н2 по сравнению с процессом НУЬ-Ш.

5. При исследовании процессов металлизации титаномагнетитов с использованием твердого топлива в качестве восстановителя показана принципиальная возможность реализации технологий на основе вращающихся печей типа БЬ/ГШ. Впервые проведены расчеты и предложена конструкция установки «решетка - трубчатая печь» для металлизации окатышей из дообогащенного концентрата. Определены ее типоразмеры и технико-экономические показатели работы.

6. Проведен технико-экономический анализ основных коммерчески освоенных технологий бескоксового получения железа. Разработаны принципы выбора и предложены наиболее оптимальные для условий Качканарского ГОКа технологии прямого получения железа с учетом как технических, так и экономических показателей - удельных операционных и капитальных затрат, а также стоимости реализации проекта в целом.

7. Рассчитаны материальные балансы производства и предложены его технологические схемы для пяти основных вариантов на основе:

- установка НУЬ-Ш производительностью 1,0 млн.т окатышей (брикетов) в год;

- установка 1Ттк-3 производительностью 0,5 млн.т чугунных гранул в год;

- установка Согех С-3000 производительностью 1,5 млн.т чугуна в год;

- установка Согех С-3000 (1,5 млн.т чугуна) и М'к1гех без реформера, работающий на отходящих газах установки Согех, (1,5 млн.т окатышей/брикетов в год);

- комбинированная установка «решетка - трубчатая печь» производительностью 250 тыс.т окатышей в год.

8. В качестве первого этапа освоения производства металлизованного продукта из дообогащенного ванадийсодержащего концентрата КачГОК следует рекомендовать вариант, предусматривающий использование комбинированной установки «решетка - трубчатая печь». Его преимуществом, кроме сравнительно низких капитальных затрат, является практическое отсутствие потребления природного газа. Другим преимуществом является возможность изготовления оборудования российским производителем.

Основное содержание работы отражено в следующих публикациях:

1. Рыбкин B.C., Бруев В.П., Гриненко В.И. и др. Основные тенденции и практика совершенствования технологии и оборудования для производства окускованного сырья в России. //Сталь, 2006, № 6, с 5-9.

2. Евстюгин С.Н., Горбачев В.А., Рыбкин B.C. и др. Использование флюсов и новых связующих для улучшения качества окатышей ОАО «Качканарский ГОК. Ванадий» //Сталь, 2006, № 6, с 20-22.

3. Горбачев В.А., Евстюгин С.Н., Копоть H.H., Рыбкин B.C., Шаврин C.B. Принципы выбора технологии прямого получения железа. //Сталь, 2006, № б, с 42-46.

4. Копоть H.H., Рыбкин B.C., Евстюгин С.Н., Горбачев В.А., Леонтьев Л.И. Пути снижения себестоимости железа прямого восстановления. //Сталь, 2008, №1, с.4-5.

5. В.С.Рыбкин B.C., Леонтьев Л.И., Леушин В.Н. и др. Разработка технологических схем металлизации качканарских окатышей. //Сталь, 2008, № 7, с 16-19.

6. В. С. Рыбкин, Е. Г. Подковыркин, Н. Г. Коршунова и др. Экспериментальное исследование металлизации железорудных окатышей во вращающейся печи, //Сталь, 2008, № 12. с.40-43...

7. Патент РФ на изобретение № 2347824 (Заявка № 2007134452 от 17.09.2007). Шихта для производства окатышей из титаномагнетитовых концентратов.Авторы: Горбачев В.А., Евстюгин С.Н., Рыбкин B.C. и др. Опубликовано 27.02.2009 Бюл. № 6.

Подписано в печать 21.09.2009. Формат 60x84 1/16. Усл. печ. л. 1,5. Тираж 100 экз. Заказ №211.

Отпечатано с готового оригинал-макета Типография «Уральский центр академического обслуживания» 620219, г. Екатеринбург, ул. Первомайская, 91

Оглавление автор диссертации — кандидата технических наук Рыбкин, Виктор Сергеевич

Введение.

1 Аналитический обзор. Состояние и перспективы прямого получения железа. Особенности состава и свойств окатышей из титаномагнетитов.

1.1 .Экономическая ситуация на рынке металлизованного продукта.

1.2,Оновные требования к качеству сырья для процессов прямого получения железа.

1.3.Оновные технологии прямого получения железа.

1.3.1. Технологии с использованием газообразного восстановителя.

13.2.Технологии с использованием твердого топлива . 24 1.4.Оценка технологических схем производства ванадийсодержащих сталей и сплавов.

1.5.Краткий анализ результатов промышленных испытаний окатышей

Качканарского ГОКа в шахтной печи «]УПс1гех» (ОЭМК).

1 .б.Выводы и постановка задач исследования.

2. Разработка режима термообработки окатышей, предназначенных для металлизации в шахтных печах. Получение опытных проб окатышей и определение их качественных показателей.

2.1 .Выбор оптимальных условий сушки окатышей.

2.2.Определение параметров процессов окисления.

2.3.Влияние минералогического состава шихты на технологические параметры обжига.

2.4.Процесс упрочнения окатышей.

2.5.Исследование влияния высоты слоя (Нс) на качественные показатели обожженных окатышей.

2.6. Разработка технологической режимной карты окислительного обжига неофлюсованных окатышей для обжиговой машины № 3.

2.7.Качественные показатели и минералогический анализ опытных окатышей.

2.8.Выводы по главе 2.

3. Исследование процессов металлизации окатышей из дообогащепного концентрата ОАО «Качканарский ГОК. Ванадий».

3.1 .Тестовые испытания опытных окатышей при металлизации по технологии ИГУЪ-Ш.

3.1.1.Методика проведения испытаний.

3.1.2.Результаты испытаний опытных окатышей.

3.2.Проведение полупромышленных испытаний опытных окатышей Качканарского ГОКа в шахтной печи М1<1гех.

3.2.1. Методика проведения испытаний.

3.2.2. Результаты испытаний опытных окатышей и их анализ.

3.3.Проведение исследований процессов металлизации при использовании твердого топлива.

3.3.¡.Методика проведения исследований.

3.3.2.Результаты опытов по упрочнению окатышей в «аглочаше».

3.3.3.Результаты опытов по восстановлению во вращающейся печи

3.4.Выводы по главе 3.

4 Расчет материального и теплового баланса восстановительного обжига окатышей из качканарского концентрата во вращающейся печи.

4.1 .Исходные данные для расчетов.

4.2.Расчет горения природного газа.

4.3.Расчет материального баланса процессов обжига во вращающейся печи.

4.4.Составление теплового баланса и определение расхода топлива во вращающейся печи.

4.5.Расчет параметров движения окатышей во вращающейся печи—

4.6.Расчет теплообмена во вращающейся печи.

4.7.Параметры восстановительного обжига окатышей во вращающейся печи.

4.8.Выводы по главе 4.4.'.

5 Разработка технологических схем прямого получения железа из качканарских титаномагнетитов .,.-. 99 '

5.1 .Общие принципы выбора технологии.'

5.1.1. Систематизация процессов производства железа прямого получения.

5.1.2.Вид получаемого полупродукта для производства стали '.*'.

5.1.3.Вид используемого восстановителя.

5.1.4.Промышленная освоенность процесса.

5.1.5.Единичная мощность агрегата.

5.1.6.Проблема максимального извлечения ванадия.

5.2.Сопоставление удельных капитальных и производственных затрат на производство железа.

5.3.Составление материальных балансов и схем цепей аппаратов для производства железа прямого получения.

5.4.Выводы по главе 5.

Введение 2009 год, диссертация по металлургии, Рыбкин, Виктор Сергеевич

Устойчивая тенденция увеличения производства высококачественной стали в электропечах и, соответственно, возрастание дефицита металлического лома, требует вовлечение в производство его заменителей — металлизованного сырья. Металлизация качканарских концентратов особенно перспективна в связи с содержанием в них ванадия, степень извлечения которого при внедоменной переработке почти в два раза выше, чем по схеме «домна-конвертер». Вместе с тем использование металлизованных концентратов также перспективно и в доменном переделе в связи с возможностью снижения расхода кокса на 5-7% на каждые 10% степени металлизации шихты в пределах до 40-50%. Исходя из этого, можно надежно прогнозировать высокий спрос на металлизованный продукт из ванадийсодержащих качканарских титаномагнетитов. Поэтому разработка научных основ и технических решений металлизации окисленных окатышей КачГОК является весьма актуальной задачей.

В соответствии с этим целью диссертационной работы является проведение комплекса физико-химических и технико-экономических исследований и разработка на этой основе вариантов оптимальных технологий переработки качканарских титаномагнетитов, использующих как газовые восстановители, так и твердое топливо.

Задачами исследования являются:

1. Установить закономерности формирования металлургических свойств обожженных окатышей из дообогащенных титаномагнетитовых концентратов КачГОКа с содержанием РеО>65% и БЮ2 <1,7%.

2. Провести технико-экономический анализ процессов получения металлизованного продукта, как при использовании газового восстановителя, так и твердого топлива.

3. Разработать режимы термообработки окатышей на обжиговой машине ОК-228 с целью их последующей металлизации в шахтных печах.

4. Сформулировать закономерности металлизации окатышей КачГОК при использовании продуктов конверсии природного газа и твердого топлива, как в составе шихты для оком кования, так и при его подаче в восстановительный агрегат.

5. Провести расчет трубчатой вращающейся печи для металлизации и определить основные технико-экономические показатели ее работы.

6. Разработать и обосновать варианты технологических схем переработки качканарских титаномагнетитов с получением ванадийсодержащего продукта.

Попытки решения этих задач отражены в тексте представленной диссертационной работы.

Заключение диссертация на тему "Разработка технологических основ рациональной схемы производства железа прямого получения из качканарских титаномагнетитов"

5.4.Выводы по главе 5.

Изложены общие принципы выбора оптимальных технологий производства железа из качканарских титаномагнетитов с учетом требований максимального извлечения ванадия. Их реализация в ходе проведенного системного анализа позволила:

1. Предложить наиболее оптимальные для условий Качканарского ГОКа технологии прямого получения железа с учетом как технических, так и экономических показателей - удельных операционных и капитальных затрат, а также стоимости реализации проекта в целом.

2. Рассчитать материальные балансы производства и предложить технологические схемы производства пяти основных вариантов на основе:

- установка HYL-III производительностью 1,0 млн.т окатышей (брикетов) в год; - установка ITmk-З производительностью 0,5 млн.т чугунных гранул В год;

- установка Corex С-3000 производительностью 1,5 млн.т чугуна в год;

- установка Согех С-3000 (1,5 млн.т чугуна) и Midrex без реформера, работающий на отходящих газах установки Согех, (1,5 млн.т окатышей/брикетов в год);

- комбинированная установка «решетка — трубчатая печь» производительностью 250 тыс.т окатышей в год.

Все варианты предусматривают использование одной или двух существующих машин ОК-228.

Заключение.

Одной из основных проблем переработки окатышей из титаномагнетитовых концентратов является повышение степени извлечения ценного компонента - ванадия и получение конкурентоспособного металлизованного продукта. Последнее обстоятельство определяет нетривиальность подготовки окатышей КачГОК для металлизации, что достаточно убедительно было продемонстрировано в ходе промышленных испытаний титаномагнетитовых окатышей при их металлизации в шахтных печах «М1с1гех» (ОЭМК) в 1998 г. В соответствии с этим в работе решались проблемы подготовки окатышей КачГОК к их последующей металлизации в шахтных пёчах типа «М1с1гех» или «НУЪ-Ш», а также применительно к альтернативным способам производства металлизованного продукта с использованием твердого топлива. По результатам проведенных расчетов по оптимизации высоты слоя окатышей и повышению окислительного потенциала теплоносителя, подаваемого в зону нагрева, с целью повышения степени окисленности продукта (что является обязательным требованием последующей металлизации в шахтных печах) предложена режимная карта ведения процесса термообработки на обжиговой машине № 3 КачГОК после ее реконструкции. Режимная карта опробована в ходе наработки опытных окатышей для металлизации в шахтных печах.

В ходе испытаний выявлено, что при моделировании процесса НУЬ-Ш на пилотной установке металлургическая ценность окатышей, обожженных по специальному режиму, предназначенному для получения окатышей для последующей металлизации, значительно выше, чем по обычному режиму работы обжиговой машины ОК-228.

В целом по комплексу показателей металлургических свойств, приоритетных для технологии НУЬ-Ш, окатыши КачГОКа, обработанные по специальному режиму, по крайней мере, не уступают технологическим окатышам ЛГОК, а по некоторым показателям (усадка и индекс спекаемости) и превосходят их.

Испытания опытных окатышей при использовании технологии М1с1гех осуществлялись путем пропускания сетчатых пробников через действующую промышленную печь. В качестве базы для сравнения использовались рядовые окатыши ОАО «ОЭМК». По своим металлургическим свойствам и качеству металлизованный продукт, полученный из опытных окатышей, уступал окатышам ОЭМК текущего производства по причине плохой восстановимости, повышенного содержания серы, меньшего выхода годного и более низкой прочности на сжатие.

На экспериментальных установках «аглочаша» и «вращающаяся печь» проведены опыты по нагреву и последующей металлизации окатышей, изготовленных из качканарских концентратов с повышенным содержанием железа с использованием твердого топлива. Углеродсодержащие материалы фракции до ЮОмкм добавляли в шихту окатышей. Твердое топливо более крупной фракции подавали во вращающуюся печь для создания защитной атмосферы и восстановления.

На основании опытов, проведенных на лабораторных установках «аглочаша» и «вращающаяся печь», получены исходные данные, необходимые для проведения расчетов промышленной установки по производству металлизованных окатышей из качканарских титаномагентитов. В ходе расчетов определен материальный и тепловой баланс комбинированной установки «решетка — трубчатая печь», параметры движения материалов в печи, основные технико-экономические показатели производства продукта.

Далее были изложены общие принципы выбора оптимальных технологий производства железа из качканарских титаномагнетитов с учетом требований максимального извлечения ванадия. Их реализация в ходе проведенного системного анализа позволила:

- предложить наиболее оптимальные для условий Качканарского ГОКа технологии прямого получения железа с учетом как технических, так и экономических показателей - удельных операционных и капитальных затрат, а таюке стоимости реализации проекта в целом.

- рассчитать материальные балансы производства и предложить технологические схемы производства для пяти основных вариантов.

Выбор оптимального варианта производства железа прямого получения будет определяться планами развития «Евразхолдинга» и составит предмет дальнейших исследований.

Библиография Рыбкин, Виктор Сергеевич, диссертация по теме Металлургия черных, цветных и редких металлов

1. Юсфин Ю.С., Гиммельфарб А.А., Пашков Н.Ф. Новые процессы получения металла, М., Металлургия, 1994, 319 с.

2. Куру нов И.Ф., Савчук Н.А. Состояние и перспектива бездоменной металлургии железа. М., Черметинформация , 2002, 198 с.

3. Fruchan R.J., Astier J.T., Steffen R. Status of direct reduction and smelting in the year 2000. 4th European Coke and Ironing Congress. June 19 — 22, 2000, Paris La Defance, France, Proceedings, Vol.1, p. 30-41.

4. Meissner D.C. Outlook for Iron Ore in Dire in Direct Reduction Skilling. Mining Review. 2000, 3, 4-8.

5. Tennies N.L., Mettius G.E., Korfle J.T. Direct Reduction Technology for the New Millenium. MRT International. 2000, 6, p.60-65.

6. Lemag J. The shipment and the perception of ocean carriage of DRI products. Wold Iron Ore 96, November 13 15, Orland, Florida, p.145-149.

7. Sammt F., Hunter R. Handling and Shipping of DRI/HBI. Wold Iron Ore 96, November 13-15, Orland, Florida, p.277-284

8. Маслох П., Зиттард Й., Вальден К. Производство стали с использованием железа прямого восстановления и горячебрикетированного железа. Metallurgical Plant and Technology. June, 2003.

9. Tanigaki I., Kobayashi I., Ito S. Direct Reduction Iron Production Processing. Kobelco technology Review, 2000, 23, Apr. p.3.

10. Derycke J., Bonte L. Ironmaking perspectives for early 21-centure, 4th European Coke and Ironing Congress. June 19 — 22, 2000, Paris La Defance, France,

11. Proceedings, Vol.2, p. 693 702.

12. Лисин B.C., Юсфин Ю.С. Ресурсо-экологические проблемы XXI века в металлургии. М., Высшая школа, 1998, 447 с.

13. Candy С. Fines tip the balance. MBM, 2001, 4. p.48-53.

14. Неменов А. Металлизованное сырье. Состояние и перспективы развития, Горнорудная промышленность. Сырье. 2002. С.57 — 65.

15. Люкчек X., Штеффен Р. Сравнение издержек чугуна и губчатого железа. Cokemaking International. 1998, V.10, № 1, p. 28 34/

16. Editor art. DRI Set to provide Genuine Alternative for Scrap-based Produces/ Metal Bulletin. 1996. 9.p.42 56.

17. Direct from Midrex. 2nd quarter. 1997.

18. Steffen R., Lunden H., Stand der Direktreduktion. Stahl und Eisen. 1994, 114, p.85 98.

19. Anderson K., Scheel J. The production of Iron Carbide. Iron and Steelmaker, Jane. 1997, p.25-30.

20. Hassan A., Whipp R., New Direct Reduction Expansion in Latin America. Metal 1 Bulletin's 10th Iron Ore Symposium. Berlin, April, 1977, 27 29, p. 176184

21. Whipp R. The outlook for direct reduction iron production in North America. The Metal Bulletin, 9th Iron Ore Symposium, Vienna, Austria, April 26-28, 1995.

22. Алексеев Л.Ф., Горбачев B.A., Кудинов Д.З., Шаврин С.В. Структура и разрушение окатышей при восстановлении. М., Наука, 1983, с.78.

23. Горбачев В.А., Шаврин С.В. Зародышеобразование в процессе восстановления окислов. М., Наука, 1985, с. 134.

24. Некрасов З.И., Дроздов Г.М., Шмелев Ю.С. и др. О природе шлаковой связки железорудных окатышей. Сталь, 1978, № 8, с.688-695.

25. Майер К., Рауш Г., Оттов М. Разрушение богатых железом окатышей в процессе восстановления. Черные металлы, 1967, № 11 с. 12 — 18.

26. Taniguchi Shigeji. Structural changes of hematite grains composing a selffluxing pellet during hydrogen reduction Trans. Iron and Steel Inst. Jap. 1980, v.20, № 11, p753 -758.

27. Копырин И.А., Борц Ю.М., Граур И.Ф. и др. Производство и плавка неофлюсованных окатышей. Сталь 1973, с.782 788.

28. Брагард А., Мэтыо Л. Производство окатышей из офлюсованных рудных смесей. Черные металлы, 1972 № 3, с.15 — 22.

29. Алексеев Л.Ф., Горбачев В.А., Шаврин C.B. Кинетические особенности восстановления и разрушения железорудных окатышей. В кн. Физическая химия окислов металлов. М., Наука, 1980, с. 47-53.

30. Oba Alcira, Simidzy Dziro. Восстановление под давлением окислов железа газовой смесью СО Н2 . I. Iron and Steel Inst. Jap. 1977, v.63, № 11, p. 37 -45.

31. Gudenau H. W., Burchard W. G., Rupp H. Directe Beobachtung von Reactionsreactionen an Eisenoxiden mittels. — Arch. Eisenhuttenw.,1980, v. 51 № 8, p.329 334.

32. Ченцов А. В., Абрамов С. Д., Денисенко Ю.А. Математическое описание процесса восстановления сферического куска руды многокомпонентным газом. В кн. Восстановление, теплообмен и газодинамика в доменном процессе. Свердловск, 1970, с. 3 31.

33. Ченцов A.B., Чесноков Ю.А., Шаврин С. В. Балансовая логико -статистическая модель доменного процесса. М., Наука 1991, 91 с.

34. Товаровский И.Г., Райх Е.И., Шкодин К.К., Улахович В.А. Применение математических методов для анализа и управления доменным процессом. М., Металлургия, 1978, 263 с.

35. Дмитриев А.Н. Двумерная модель доменной печи. Автореферат диссертации доктора технических наук. Екатеринбург, 1998.

36. Чернышев A.M., Корнилова Н.К. Подготовка синтезированных шихтовых материалов доменной плавки. Черная металлургия. Сер. Окускование руд. Черметинформация, 1978. Вып. 1.

37. Чернышев A.M., Корнилова Н.К. Подготовка синтезированных шихтовых материалов для доменного процесса. В кн. Бардин И.П. и отечественная металлургия. М., Наука, 1983, с.211 227.

38. Некрасов З.И., Гладков Н.А., Дроздов Г.М. и др. Требования к металлургическим свойствам окатышей. В кн.: Окускование железных руд и концентратов. Свердловск, 1977, вып. 3. Стр. 50 —56.

39. Журавлев Ф.М., Малышева Т.Я. Окатыши из концентратов железистых кварцитов. М., Металлургия, 1991, 126с.

40. Дрожилов JI.A., Гладков Н.А., Журавлев Ф.М. и др. Требование к качеству железорудных окатышей для доменного производства. Черная металлургия. Бюлл. НТИ, 1977, № 23, с. 40 -41.

41. Шумаков Н.С., Леонтьев Л.И., Малыгин А.В., Майзель С.Г. Технологические расчеты процессов пирометаллургической переработки. Екатеринбург. УГТУ-УПИ, 1998, 90с.

42. Корнилова Н.К., Журавлев Ф.М., Чернышев A.M. Восстановимость как характеристика качества железорудного материала и способы ее измерения. Сталь, 1986, № 1, с. 9- 12.

43. Ходоровская И.Ю., Коновалов Л.А., Майзель Г.М., Экспертная оценка показателей качества железорудных окатышей. Изв. Вузов. . Черная металлургия , 1983, № 4, с. 150 153.

44. Шумаков Н.С., Леонтьев Л.И., Гараева О.Г. Процессы и аппараты подготовки руд к плавке. Екатеринбург, УрО РАН, 2000, 149с.

45. Шумаков Н.С., Леонтьев Л.И. Сырые материалы и топливо для доменной плавки. Екатеринбург, УГТУ-УПИ, 1994.

46. Narita R., Kanenko D., Kimura J. Study on clustering and its preventation in the shaft furnace the direct reduction process. Kobe 1979. ISIJ Meeting. Tokio, p. 97.

47. Hartwig J., at all. Krupp concept of a combined direct reduction processes. Ironmaking and steelmaking, 124 129.

48. Pellets for direct reduction. LKAB symposium, 1979, Metal Bulletin Monthly, Dec. 1979, p. 11-12.

49. Тулин Н.А., Кудрявцев B.C., Пчелкин С.А. Развитие бескоксовой металлургии. М., Металлургия, 1994, 320 с.

50. Юсфин Ю.С., Гиммельфарб А.А., Пашков Н.Ф. Новые способы получения металла. М., Металлургия, 1994, 320 с.

51. Юсфин Ю.С., Даныиин В.В. и др. Теория металлизации железорудного сырья. М., Металлургия, 1982, 256 с.

52. Кудрявцев B.C., Пчелкин С.А. Металлизованные окатыши. М., Металлургия, 1974, 186 с.

53. Гиммельфарб А.А., Неменов A.M., Тарасов Б.Г. Металлизация и электроплавка железорудного сырья. М., Металлургия, 1981, 152 с.

54. Мардосевич В.А., Пчелкин С.А. Прямое получение железа и порошковая металлургия. Науч. Тр. ЦНИИЧМ. М., Металлургия, 1980, № 5, с. 20 24.

55. Некрасов З.И., Дроздов Г.М, Шмелев Ю.С. и др. О природе шлаковой связки железорудных окатышей. Сталь, 1978, № 8, с. 688 695.

56. Bradshaw A.N., Matyas A.G. Structural changes and kinetics in the gaseous reduction of hematite. Met. Trans., 1976. №713, p.81 - 87.

57. Ватолин H.A., Горбачев B.A., Шаврин C.B. некоторые аспекты развития реакционных поверхностей в системе твердое тело — газ. ДАН, 1980, т. 252, №6, с. 1418-1420.

58. Костелов О.Я., Ростовцев С.Т. Низкотемпературное восстановление окиси железа газами. Сталь, 1965, № 3, с.209 -214.

59. Pepper М. W., Li К., Philbrook W.O. Solid structural changes during the reduction of iron oxides. Canad met. Quart.,v.l5, № 3, p. 201 - 209.

60. Haas H., Grebe K., Osters F. Consideration on the mechanism of oriented iron growth during the reduction iron ores. Arch. Eisen, 1980, № 5, p. 167 172.

61. Singh R. N., Ghosh A., Rates of reduction of komongunds iron ore in stream of hydrogen. Ind. I. Technol. 1968, v. 6, № 11, p. 334 337.

62. Вентцель В., Гуденау Г. Мероприятия по предотвращению разбухания железорудных окатышей. Черные металлы, 1970, № 13, с. 36 45.

63. Горбачев В .А., Шаврин С.В. К вопросу о 'механизме и кинетике восстановления гематита. Изв. АН СССР. Металлы 1980, № 3, с.27 29.

64. Горбачев В.А., Шаврин С.В. К вопросу о механизме и кинетике восстановления гематита. Изв. Вузов. Черная металлургия, 1979, №10, с. 51 -54.

65. Lu W.K. On the mechanism of abnormal swelling during the reduction of iron ore pellets. Scand. I. Met.,n 1974.V.3 . № 2, p. 49 -55.

66. Nabi G., Lu W.K. Reduction kinetics of hematite to magnetite in hydrogen-water vapor mixtures. Trans. Met. Soc. AIME. 1968, v.242, № 12, p. 2471 2477.

67. Вегман Е.Ф., Жеребин Б.Н., Похвиснев A.H., Юсфин Ю.С., Клемперт В.М. Металлургия чугуна. М., Металлургия, 1989, 512 с.

68. Жак P.M., Пашков Н.Ф., Юсфин Ю.С. Влияния качества сырья на работу доменных печей. Бюлл. Черметинформации. Сер. Подготовка сырьевых материалов. Вып.4. М. 1985,38 с.

69. Юсфин Ю.С., Данынин В.В., Базилевич Т.Н. и др. Влияние содержания железа в связке на свойства окатышей. Сталь, 1981, № 3, с. 9 — 11. ,

70. Direct from Midrex, 2nd Quarter, 2000, p. 3.

71. Direct from Midrex, 1st Quarter, 2000, p. 4.

72. Direct from Midrex, 1st Quarter, 1998, p. 3.

73. Direct from Midrex, 2nd Quarter, 1999, p. 3

74. Direct from Midrex, 1st Quarter, 1999, p. 3/

75. Sundoval I., Kakaley R. The Midrex DR Plant at IMEXSA, Proc. Ironmaking Conf. March 25 28, 2001, Baltimore, USA, p.621-627/

76. Tsvic G., Pielet H. Ispat DRI for continuous steel plant improvement. 4th Ironmaking Congress. Iune 19 -22, 2000, Paris La Defanse, France. Vol.1, h.265-270.

77. Information of Voest-Alpine Industrieanlagen. Linz. Austria, 10, 10 1997.

78. Hassan A., Whipp R. Finmet process for direct redaction of fine ore. MRT International, 1999, 3, p.50-54.

79. Hassan A. Finmet high quality virgin iron for the 21 century. 4th European Coke and Ironmaking Congress. Iune, 19-22, 2000, Paris La Defanse, France, V.2, p.445-451.

80. Editor art. Fior to Finmet a small step but a great leap. Steel Times International, 2000, №7,p.20-21.

81. Editor art. Current status of Finmet in Venezuela and Australia. Steel Times, 1996, № 11, p.389 390.

82. Martinis A., Bueno H., Benedetti G. The Danarex high Kinetics direct reduction process. MRT International, 2000, 2, 40-49.

83. Arex SBD, US patent 5.064.467

84. Arex HYBRID, US patent 5.407.460

85. Arex Fe3C "Iron carbide", US patent 5.287.274

86. Arex SAC "Continuous steeling", US patent 5.069.716

87. Arex Fuel oil "Alternate fuel" , US patent 5.078.788

88. Arex Process, German patent DE 3.811.654

89. Quintera R. HYL direct reduction process new approach to modem steelmaking. MRT International. 1999, 5 p. 62-66.

90. Becerra J., Morales R.G. Flexibility in use of iron ores in the HYL process. 4th European Coke and Ironmaking Congress. Iune, 19-22, 2000, Paris La Defanse, France, Vol.1, p.363-370.

91. Quintera R., Becerra J. An overview of the operation and results from the Hylsa 4M Selfreforming FIYL process. 4th European Coke and Ironmaking Congress. Iune, 19-22, 2000, Paris La Defanse, France, Vol.1, p.356-362.

92. Duarter p., Knop K., Masloch P. The HYL-modul concept: The ptimum integration of DR plant in minimills. MRT International, 2002, Vol. 25, p, 74-81.

93. Duarte P., Smegal H. New HYL process for production iron carbide. Asia Steel. 1999, p. 68-72.

94. HYL Reports: 1998, vol.XII, № 4; 1999 vol.XIII № № 1,3,4; 2000, vol. XIV, №№ 1,2; 2003, vol. XVII, № 1.

95. Рекламные материалы фирмы SVEDALA (1995г.).

96. Environmental Report, 2005.

97. И.Г.Товаровский, В.П. Лялюк. Эволюция доменной плавки. Днепропетровск, Пороги, 2001, 424 с.

98. A.Carpenter. Use of coal in direct ironmaking processes. 2004

99. Перспективы переработки Чинейских титаномагнетитов / Дерябин Ю.А.,Смирнов Л.А., Дерябин А.А. Екатеринбург. Средне-Уральское книжное издательство. 1999. 367с.

100. Смирнов Л.А., Дерябин Ю.А., Шаврин С.В. Металлургическая переработка ванадийсодержащих титаномагнетитов. Челябинск: Металлургия. 1985. — 126 с.

101. Ефимов Ю.В., Барон В.В., Савицкий Е.М. Ванадий и его сплавы. М.: Металлургиздат. 1968. 253 с.

102. Голиков И.Н., Гольдштейн М.И., Мурзин И.И. Ванадий в стали. М.: Металлургиздат. 1968. 291с.

103. Производство и использование ванадиевых шлаков / Смирнов Л.А., Дерябин Ю.А., Филиппенков А.А. и др. М.: Металлургия. 1985.126с.

104. Железорудная база России / Под ред. В.П.Орлова, М.И.Веригина, Н.И.Голивкина. М.: ЗАО «Геоинформмарк», 1998. - 842 с.

105. Балла Г.Ф. Выплавка ванадиевого чугуна.// Сталь . 1946. N2. С. 71-75.

106. Попель С.И., Сотников А.И., Бороненков В.Н. Теория металлургических процессов. М.: Металлургия. 1986. 463с.

107. Кубашевский О., Олкокк С. Металлургическая термохимия. М.: Металлургия, 1982. - 392 с.

108. Филиппов С.И. Теория металлургических процессов. М.: Металлургия, 1967.-279с.

109. Металлургия чугуна / Вегман Е.Ф., Жеребин Б.Н., Похвистнев А.Н., Юсфин Ю.С. и др. М. Металллургия. 1989. 512с.

110. Михайлов В.В., Штенгельмейер C.B. Переход ванадия из его окислов в чугун в зависимости от температуры, основности и количества шлака // Уральская металлургия. 1939. N7. С.9-13.

111. Михайлов В.В., Охотников П.Г., Штенгельмейер C.B. и др. Влияние основности шлака на уменьшение потерь ванадия в условиях доменного цеха Чусовского завода.// Уральская металлургия . 1939. N7. С. 13-17.

112. Шаврин C.B., Захаров И.Н., Ипатов Б.В., Гладышев В.И., Леконцев ЮА Распределение ванадия, титана, и серы между чугуном и шлаком.// Изв. АН СССР. Серия Металлы. 1968.N1. с. 48-54.

113. Фофанов A.A. К вопросу поведения ванадия при доменной плавке / Бюл.НТИ.УралНИИЧМ. Свердловск .: Металлургиздат. 1958. Вып.5. сЛ5-19

114. Павлов М.А. Металлургия чугуна .- М.: Металлургиздат 1949.

115. Ватолин НА, Леонтьев Л.И., Шаврин C.B. Комплексное использование минерального сырья, 1984, №5,с. 19-24.

116. Ватолин НА, Леонтьев Л.И., Шаврин C.B. В кн.-.VII советско-японский симпозиум по физико-химическим основам металлургических процессов. Доклады советских специалистов. М.: АН СССР, 1979, с. 3-18.

117. Леонтьев Л.И., Кудинов Б.З., Шаврин C.B. и др. — В кн.: Физико-химия прямого получения железа. М.: Наука, 1977, с. 18-21.

118. Ровнушкин. В.А., Боковиков Б.А., Братчиков С.Г. и др. Бескоксовая переработка титаномагнетитовых руд. Под редакцией Братчикова С.Г.: М. Металлургия. 1988 246 с.

119. Боковиков Б.А., Гоголев Ю.Ф., Поволоцкий В.Ю. В кн.: Физико-химия прямого получения железа. М.: Наука, 1977, с. 93-95.

120. Китаев Б.И., Тимофеев В.Н., Боковиков Б.А., и др. Тепломассообмен в плотном слое/ М.: Металлургия , 1972. 432 с.

121. Боковиков Б.А., Поволоцкий В.Ю., Гиммельфарб А.И., Неменов A.M. -Прямое получение железа и порошковая металлургия: Науч.тр. /ЦНОИИЧМ. М.: Металлургия . 1974, № 1, с. 107-113.

122. Bokovikov BA, Moikin V.l.,. «Heat and Mass Transfer Met. Syst., Sefiiin. Dubrovnilc, 1979, Washington, 1981, p. 41-50.

123. Карелин В.Г., Боковиков Б.А., Базилевич C.B. и др. В кн.: Физикохимия прямого получения железа. М.: Наука, 1977, с.52-56.

124. Качула Б.В., Фофанов A.A., Антонова С.Н. Изв. Вузов. Черная металлургия, 1978,№ 8, с.25-28.

125. Юсфин Ю.С., Мещерякова Н.И., Жак P.M. и др. Черная металлургия . Бюл. НТИ, 1984, №7, с. 3-18.

126. Юсфин Ю.С., Даныпин В.В., Пашков Н.Ф., Питателев В.А. Теория металлизации железорудного сырья. М.: Металлургия, 1982. 256с.

127. Хайдаров ДА Лазуткин С.Е., Лазуткин С.С., Зинягин Г.А., Огуречников А.Г1. Технологическая схема «шахтная печь электропечь».// Металлург, 1999, № 9, с.56.

128. НПВП ТОРЭКС. Отчет «Теплотехнические и технологические испытания обжиговых машин Качканарского ГОКа. Екатеринбург-Качканар, декабрь 1996г

129. Евстюгин С.Н. Исследование теплотехнических характеристик спекания окатышей различного химического состава». Дисс. на соискание ученой степени к.т.н. Свердловск, 1980 г.

130. Тациенко П. А. Обжиг руд и концентратов, М.: Металлургия, 1985, 232с.

131. Линчевский В.П. Топливо и его сжигание. Металлургия, М., 1959

132. Богданди Л.Ф., Энгель Г.Ю. Восстановление железных руд. Перев. с нем. М.: Металлургия, 1971. 501 с

133. Химические вещества из угля. Под ред. Ю. Фальбе, М., Химия, 1980

134. Расчет нагревательных и термических печей. Справ. Изд. под ред. Тымчака В.М. и Гусовского В.Л., Металлургия, М. 1983