>>к оглавлению

Новый процесс прямого получения стали методом жидкофазного восстановления железной руды»огл.

Технология запатентована в России и ряде зарубежных стран.

В. М. Лупэйко

В.А.Правдин

Уральский государственный технический университет

 

В уходящем веке, особенно во второй его половине, научно-инженерная мысль металлургов наряду с решением множества вопросов совершенствования традиционной 4-звенной технологии изготовления стали озабочена и решением проблемы создания конкурентоспособного одностадийного способа ее производства. Этим вопросам посвящено значительное количество публикаций. Среди свежих материалов, на наш взгляд, наиболее интересны те публикации [1, 2], в которых подчеркивается предпочтение прямого восстановления железа путем использования плавильно-восстановительных процессов. При этом, однако, рассматриваются варианты прямого получения только чугуна, т.е. сокращаются только два технологических звена — агломерация и получение кокса. Авторы упомянутых статей отмечают значительные трудности, возникающие при решении проблемы эффективного теплопитания процесса восстановления. Проблема остается ключевой и для эффективного способа получения стали в одну стадию.

Решение этой задачи было положено в основу разработки принципиально новой технологии переработки любой железосодержащей шихты в сталь одностадийным способом. Предложен и новый плавильный агрегат (рис. 1) — металлургический кольцевой реактор (МКР). Агрегаты МКР могут размещаться не только в новом здании, но и в существующих цехах взамен обычных сталеплавильных агрегатов.

МКР может быть выполнен в виде кольцевой плавильной камеры, содержащей две основные технологические зоны: окислительную и восстановительную, газовые полости которых отделены одна от другой герметичными перегородками (рис. 2). Наружная стенка кольцевой плавильной камеры выше уровня шлака может выполняться наклонной в наружную сторону. Обе наружные кольцевые стенки, контактирующие со шлаковым расплавом, выполняются охлаждаемыми, например, влажным паром. В окислительной зоне размещены вертикальные погружные топливно-кислородные фурмы с расположенными в нижней части на их боковой поверхности продувочными соплами, устья которых направлены в сторону перемещения шлакового расплава. Эти фурмы размещены двумя группами: одна в первой половине (считая по ходу движения шлака) окислительной зоны, другая во второй. В первой половине этой зоны размещены и газопорошковые фурмы, через которые вдуваются в шлаковый расплав шихтовые материалы. Во второй половине окислительной зоны рядом с топливно-кислородными фурмами размещаются фурмы для вдувания в шлак восстановителя, расходуемого на предварительное восстановление оксидов железа до монооксида FeO. В средней части окислительной технологической зоны свод снабжен ломозагрузочным отверстием (люком), через который заливаются расплавы стали и шлака при образовании (после холодного ремонта МКР) начальной жидкой ванны, а также загружается стальной лом. Кроме того, через этот люк можно загружать шихтовые материалы в виде кусков. Вокруг ломозагрузочного отверстия размещены фурмы для автогенной плавки лома.

На начальном участке восстановительной технологической зоны со стороны втекания в нее из окислительной зоны шлакового расплава размещены фурмы для вдувания в шлаковый расплав восстановителя углерода. В случае применения жидкого чугуна в качестве восстановителя на этом участке размещено пульверизующее устройство для ввода чугуна в ишак в раздробленном на капли виде. Для непрерывного выпуска стали и отвального шлака предусмотрены отверстия сифонного типа. МКР снабжен эжекторным трактом, который транспортирует технологический газ из восстановительной зоны в топливно-кислородные фурмы, расположенные в окислительной технологической зоне. Имеется тракт для отвода из нее продуктов горения, которые могут использоваться для подогрева лома и энергоносителей.

Преимущества новой технологии получения стали реализуются в металлургическом кольцевом реакторе, при этом все операции проводятся непрерывно и одновременно в разных участках замкнутой кольцевой плавильной камеры, в которой организовано рециркулярное движение потока шлакового расплава — основной технологической среды — с кратностью 2 - 15 по отношению к получаемому металлу. Такая кратность рециркулирующего шлакового расплава помогает достигнуть значительного теплотехнического и технологического эффекта.

На начальном участке первой зоны с окислительной атмосферой над расплавом приготовляется рудношлаковый расплав из рудно-флюсовых порошковых материалов путем их вдувания в рециркулирующий регенеративный шлаковый расплав, непрерывно поступающий из восстановительной зоны, из участка разделения металла и шлака, состав которого отвечает составу технологически конечного шлака, находящегося в химическом равновесии с выплавляемым металлом. Одновременно в окислительной зоне в шлаковый расплав вводят необходимое тепло с помощью погружного топливно-кислородного факела горения, в котором, кроме обычного топлива, используют эжектируемый из восстановительной зоны технологический газ. Кроме того, в среднем участке окислительной зоны происходит процесс автогенного плавления лома путем окисления струями кислорода или топливно-кислородного факела части железа из металлической ванны и ее перевода в виде оксидов в шлаковый расплав. В шлаковый расплав, содержащий оксиды железа, вдувают восстановитель (природный газ, угольный порошок, оксид углерода и др.) в количестве, достаточном для восстановления только до FeO. С целью обеспечения теплом рудно-шлаковый расплав в конце этой зоны перегревают в среднем на 75 - 150 °С путем продувки погружным топливно-кислородным факелом горения.

На первом участке зоны с восстановительной атмосферой над расплавом поступающий из окислительной зоны перегретый рудно-шлаковый расплав, содержащий оксиды железа в виде FeO, обрабатывается восстановителем (газо-, порошкообразным или жидким) путем вдувания в объем шлакового расплава в количестве, обеспечивающем заданное остаточное содержание в нем FeO.

На втором участке восстановительной зоны происходит осаждение из шлака капель восстановленного металла в донную часть реактора, где находится металлический расплав. После этого разделения часть шлакового расплава, равная массе рециркулирующего регенеративного шлака, поступает в первую зону, где используется вновь в технологической цепочке. Остальная часть шлакового расплава в конце второй (восстановительной) зоны представляет собой отвальный шлак, по составу соответствующий клинкеру для получения портланд-цемента, который из реактора непрерывно удаляется. Полученная малоуглеродистая сталь непрерывно удаляется из плавильной камеры в ковш для корректирования химического состава и раскисления (вначале порошкообразным углеродом).

Рассмотренная технологическая схема нового способа одностадийного получения стали отличается высокой эффективностью использования топлива. Схема основана на разделении общей плавильной ванны на две зоны (окислительную и восстановительную), что позволяет проводить все окислительные операции отдельно от восстановительных с максимальной их термодинамической эффективностью, а также на использовании сжигания топлива в глубине шлаковой ванны (метод погружного топливно-кислородного факела горения на глубине ~ 0,7 - 1,0 м, который позволяет получить коэффициент использования топлива для нагрева шлака в среднем 70 %). Об эффективности нагрева шлакового расплава погружным факелом горения свидетельствуют и другие исследования [3]. Использование непрерывно циркулирующей большой массы шлакового расплава достаточно, чтобы за счет относительно небольшого его перегрева перед поступлением в восстановительную зону обеспечить процесс восстановления железа из FeOнеобходимым теплом в каждом макроучастке шлакового расплава. Это тепло при поступлении в восстановительную зону несет в себе всю эффективность, заложенную в способе нагрева погружным факелом горения. Путем подбора кратности массы шлака относительно восстанавливаемого железа выбирают оптимальный перегрев шлака, позволяющий достигнуть минимального расхода топлива на процесс выплавки стали.

Учитывая эти особенности теплопитания процесса получения стали в МКР, теоретически рассчитали энергозатраты на получение стали в МКР и сравнили их с энергозатратами четырехстадийного способа (аглококсодоменная схема + конвертер) и двухстадийного способа (ПЖВ + конвертер). Во всех вариантах при выплавке стали использовалось 30 % лома в шихте. Из табл. 1 видно, что энергозатраты на получение стали в небольшом опытном агрегате МКР без дожигания технологического газа почти на 25 % меньше, чем при четырехстадийном способе и способе ПЖВ + конвертер при степени дожигания технологического газа в ПЖВ на уровне 74 %. Аналогичное сопоставление показателей работы промышленного МКР, в котором весь технологический газ дожигается в окислительной зоне, показывает, что удельный расход топлива в МКР меньше вдвое, а в сопоставлении с электросталеплавильным способом — в 2,5 - 3 раза.

Анализ технологических звеньев процесса выплавки стали в МКР показывает, что в окислительной зоне за счет продувки шлакового расплава топливно-кислородным факелом горения и порошково-воздуш-ными струями шлак интенсивно очищается от серы, которая окисляется и в виде SO2 удаляется из плавильной камеры вместе с продуктами горения. Поэтому, учитывая малое содержание серы в шлаковом расплаве, поступающем в восстановительную зону, и большую кратность его массы по отношению к восстановленному железу, железо будет подвергаться глубокой десульфурации, значительно большей, чем в обычных технологиях выплавки стали.

Анализ процесса дефосфорации стали, выплавляемой в МКР, указывает на условия, также более благоприятные для этого процесса плавки в МКР по сравнению с традиционными технологиями. Этому благоприятствуют значительно большая масса отвального шлака, повышенная его основность, малое содержание углерода в выплавляемой стали и большая ее окисленность. Анализ технологической цепи выплавки стали в МКР указывает на экономическую целесообразность использования кислорода пониженной чистоты (95 %). Некоторое увеличение содержания азота в стали будет устранено при предварительном раскислении ее в ковше порошкообразным углеродом (например, графитом), когда создаются условия для интенсивного кипения металла и его дегазации.

Таблица 1. Энергозатраты на получение металла по традиционной технологии в агрегате ПЖВ и в агрегате МКР.

 

 

 

 

Статья затрат	Аглококсодо-менная схема		Выплавка чугуна в ПЖВ степень дожигания, %/производительность, т/ч						Выплавка чугуна в МКР степень дожигания, %/производительность, т/ч
	нат. ед.	кг у.т.	55/15		74/30		93/45		0/3,75		100/116
	нат. ед.	кг у.т.	нат. ед.	кг у.т.	нат. ед.	кг у.т.	нат. ед.	кг у.т.	нат. ед.	кг у.т.	нат. ед.	кг у.т.
Коксующийся уголь		713		-		-		-		-		-
Энергетический уголь		-		1152		803		640,8		162,9		162,9
Природный газ	143,9	166,2			17	19,5	17	19,5	427,5	500,8	196,4	230
Электроэнергия	391,2	125	233	76,9	233	76,9	233	76,9	233	76,9	233	76,9
Кислород	132	19	933,3	134,3	893	129,1	799	115,2	816	117,5	467,1	67,3
Вода, дутье и прочее		173,5		5,5		3,7		3,7		3,7		3,7
Всего		1196,7		1368,5		1032,2		-856,1		861,8		540,8
В том числе с корректировкой на сталь		1020,2		1194,5		912,0		764,1
Побочная продукция		-230		-		-		-	429,7	-118	408,3	-112,2
Вторичная энергия		-164,4		-		-265,1		-136		-229,5		-136
Итого						767,1		720,1		514,3		292,6
В том числе с корректировкой на сталь		684,2		-		678,0		642,1
Соотношение энергопотребления, %		100				99		93,8		75,2		42,7

* Сталь. 1990. №8. С. 26-27.

** Расчеты автора.

 

Чтобы дать более полную технико-экономическую оценку нового способа, расчетным путем сопоставляли ожидаемую себестоимость получаемой в МКР стали с себестоимостью стали, выплавленной по обычной технологии (аглококсодоменно-конвертерная схема). В обоих вариантах использованы железорудный концентрат и 30 % стального лома. Это сравнение показывает (табл. 2), что себестоимость стали, выплавленной в МКР, на 30 % ниже. Аналогичное сопоставление показывает, что сталь, выплавленная в МКР из 100 % стального лома, дешевле электростали на ~ 40 %.

К настоящему времени удалось экспериментально проверить лишь некоторые аспекты новой технологии получения стали в МКР. В опытно-экспериментальном цехе ГНЦ ИЧМ была изготовлена опытная горячая модель МКР. Она имела кольцевую плавильную камеру с внутренним диаметром 0,5 м и наружным 1,0 м, в которую заливали расплав доменного шлака массой ~ 0,8 т. Глубина шлакового расплава составляла 0,4 м. Во время опытной плавки в расплав погружали две водоохлаждаемые газо-кислородные фурмы, на боковой поверхности которых имелись три продувочных сопла; их оси располагались перпендикулярно к оси фурмы и находились в одной вертикальной плоскости. С помощью сопел шлаковый расплав продували погружным газо-кислородным факелом горения, который оказывал на шлак тепловое, физико-химическое и динамическое воздействие.

Из-за невозможности обеспечить горячую модель МКР требуемым количеством кислорода, который поступал в фурмы из нескольких баллонов, экспериментальную работу не удалось провести в полном объеме. Провели пять опытных плавок, на которых нагреть шлаковый расплав выше 1460 °С не удавалось. Кислорода, поступавшего из баллонов, хватало в среднем на 30 мин работы с продувкой факелом горения при минутном расходе природного газа от 0,4 до 0,8 м³ и соответственно кислорода от 0,8 до 1,6 м³.

Таблица 2 . Калькуляция себестоимости (С) 1 т литых слябов, полученных по обычной и новой технологии (N — количество)

Статьи затрат	Цена, руб (199С г.)	Аглококсо-доменная технология + конвертер		Новая одностадийная технология выплавки стали в МКР
		N	С	N	С
I. Сырье и основные материалы, т:
железорудный концентрат	17,8	0,916	16,30	1,22	21,72
окатыши офлюсованные	26,0	0,376	9,78	—	—
металлолом	44,4	0,300	13,32	0,300	13,32
известняк	4,27	0,268	1,14	0,543	2,32
ферросплавы	—	0,0125	5,22	0,0125	5,22
боксит	10,2	—	—	0,100	1,02
Итого»огл.			45,76		43,60
II. Топливо технологическое для агломерации, т	—	—	1,75	—	—
III. Топливо технологическое, т:	—	—
коксующийся уголь	40,84	0,510	20,83	—	—
энергетический уголь	20,85	0,075	1,56	0,180	3,75
природный газ, 1000 м3	28.1	0,144	4,05	0,230	6,46
Итого»огл.			26,44		10,21
Всего задано»огл.			73,95		53,81
IV. Расходы по переделу
Энергозатраты (за 1000 м3): электроэнергия (1000 кВт * ч)	17,23	0,315	5,43	0,315	5,43
кислород (95 %)	9,50	0,126	1,20	0,504	4,79
то же (99,5 %)	14,60	0,079	1,15	—	—
азот	3,81	0,026	0,10	0,117	0,45
пар (Гкал)	5,28	0,163	0,86	0,0055	0,02
дутье	1,52	0,541	0,82	—	—
вода техническая	14,45	0,155	2,24	0,119	1,72
вода свежая	33,00	0,0043	0,14	0,0028	0,09
вода химочищенная	714,5	0,00103	0,74	0,00064	0,46
сжатый воздух	2,81	0,087	0,24	0,334	0,94
конденсат	75,82	—	—	0,004	0.30
Итого энергозатрат»огл.			12,92		14,2
Огнеупоры, т	79,17	0,024	1,90	0,020	1,58
Заработная плата			1,38		0,52
Амортизация основных средств			12,94		6,47
Текущий ремонт и содержание основных средств			6,47		3.24
Услуги транспортных цехов»огл.			1,01		0,63
Обработка СШ			5,00		—
Прочие расходы			1,81		1,81
Итого расходов по переделу»огл.			43,43		28,45
V. Общезаводские расходы			1,92		1,92
VI. Всего затрат			119,3		84,18
VII. Побочная продукция, т:
шлак доменный	2,60	0,174	0,45	—	—
гранулированный
шлак конвертерный	1,55	0,151	0,23	—	—
шлак МКР	10,00	—	—	0,430	4,30
гранулированный
скрап и обрезь МНЛЗ	29,70	0,0444	1,31	0,0444	1,31
химпродукция коксохима			2,22	—	—
коксовые орешек и мелочь	45,5	0,018	0,82	—	—
электроэнергия (1000 кВт * ч)	17,23	0,335	5,77	0,165	2,84
пар (Гкал)	5,28	0,272	1,44	0,163	0,86
Итого»огл.			12,24		3,31
Себестоимость 1 т литых слябов			107,06		74,87
Соотношение себестоимости 1 т литых слябов, %			100		69,9

Получили следующие результаты. Коэффициент использования тепла погружного факела, несмотря на малую глубину его погружения из-за малых габаритов горячей модели МКР, составил 55 %, что считается высоким показателем. Кислые доменные шлаки были подвержены сильному пенообразованию. Повышение их основности до 2 резко уменьшало пенообразование. Скорость перемещения (циркуляции) шлакового расплава вдоль кольцевой плавильной камеры составила

в среднем 1,38 м/мин, что более чем достаточно для промышленных МКР. Она уменьшалась путем поворота фурмы вокруг оси реакторов. Десульфурация шлака за время его продувки погружным факелом горения достигала 95 %.

Таким образом, характер гидродинамики циркулирующего шлакового потока, высокая степень эффективности его теплопитания и десульфурации за счет применения погружного факела горения оказались близки к теоретически необходимым для эксплуатации промышленных МКР в оптимальном технологическом режиме. Этот режим с получением готовой стали должен быть отлажен на опытно-промышленном МКР.

Заключение

Разработан теоретически на инженерно-техническом уровне новый способ одностадийного получения стали в принципиально новом агрегате — металлургическом кольцевом реакторе (МКР).

Способ обладает значительной универсальностью и гибкостью, так как позволяет: получать в одну стадию сталь из железорудного сырья, стального лома и чугуна в любом их количественном сочетании (от 0 до 100 %), заменяя собой все традиционные технологии получения стали за исключением выплавки высоколегированной электростали; использовать в качестве топлива и восстановителя всевозможные угли, жидкое и газообразное топливо без ограничений по сере и зольности; получать отвальный шлак, близкий по составу к клинкеру портланд-цемента.

Новый способ обладает и другими преимуществами: энергозатраты на получение стали сокращаются в 2-3 раза; количество вредных выбросов в атмосферу уменьшается примерно втрое и "парникового" газа — в 2 - 2,5 раза, а особо вредные вещества от коксохимического производства исключаются полностью; содержание в стали серы достигает ~ 0,005 %, фосфора — ~ 0,01 %; используется в процессе плавки кислород низкой чистоты (95 %); повышается выход годного; капиталозатраты на новый способ по сравнению с традиционными меньше в ~ 1,5 - 2 раза; себестоимость жидкой стали ниже примерно на 30 - 40 %.

Для широкого применения одностадийного экологоресурсосберегающего способа получения стали в МКР необходимо строительство опытного МКР, проект которого уже выполнен Гипромезом совместно с институтом "Стальпроект" и "Магнитогорским Гипромезом". Требуется отладить как саму конструкцию агрегата, так и технологию выплавки в нем стали до получения технико-экономических показателей, близких к расчетным. Однако из-за отсутствия инвестиций эта перспективная работа пока отложена на неопределенный срок.

Библиографический список

1. Штайнмец Э., Штеффен Р., Тильман Р. // Черные металлы. 1986. №9. С. 14-24.
2. Шуберт К.-Х., Люнген Г. Б., Штеффен Р. IIЧерные металлы. 1997. Янв. С. 27-35.
3. Черноголов А. И., Кудинов Б. 3. IIИзв. АН СССР. Металлы. 1974. № 6. С. 54 - 56.

"Сталь", №9, 2000 г.

---

ОГЛАВЛЕНИЕ

Новый процесс прямого получения стали методом жидкофазного восстановления железной руды

Итого

Итого

Всего задано

Итого энергозатрат

Услуги транспортных цехов

Итого расходов по переделу

Итого

---

Как нас найти...

E-mail: koa@fund.uralfo.ru

Тел./факс: (343) 378-91-12

г.Екатеринбург, пл.Октябрьская, 3