Подготовка железных руд к доменной плавке

Чем тщательнее подготавливают руду к доменной плавке, тем выше производительность доменной печи, ниже расход топли­ва и выше качество выплавляемого чугуна.

В конечном итоге стремятся снабжать доменную печь ших­той, состоящей только из двух компонентов: офлюсованного железорудного сырья и кокса определенной кусковатости и не содержащих мелких фракций (ниже 5—8 мм для железосо­держащей шихты и ниже 20—30 мм для кокса).

Для обеспечения хорошей газопроницаемости плавильных материалов желательно, чтобы шихта была однородной по кусковатости. Рекомендуется, чтобы диаметр самого крупно­го куска не превышал диаметр самого мелкого куска более чем в два раза, т.е. целесообразно давать руду или окус-кованную шихту кусковатостью 10—20 или 20-40 мм.

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

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

Для получения богатого железорудного сырья разработаны и внедрены эффективные способы обогащения железных руд. При решении вопроса об оптимальной степени обогащения же­лезных руд нужно исходить из технико-экономических сооб­ражений.

По мере повышения содержания железа в концентратах нозрастают затраты на обогащение руд, что показано кривой CD на рис. 1, в то время как затраты в доменном цехе сок­ращаются (кривая АВ). Пересечение кривых АВ и CD в точке

31

Рис. 1. Схема графического определения оптимального со­держания железа в железо­ содержащей части шихты

Содержание железа в шихте, У.

К указывает на оптимальную степень обогащения железных руд (точка К' на оси абс­цисс). Пересечение этих кривых обычно соответствует минимальной себестоимости чугуна (кривая EF). Расчеты показывают, что для многих руд оптимальное со­держание железа в концентратах: для доменной плавки нахо­дится в пределах 64—67 %. Существующая подготовка шихты пока еще не удовлетворяет указанным требованиям. Поэтому повышение однородности шихты по кусковатости и химичес­кому составу и увеличение содержания железа в шихте край­не необходимы. В зависимости от характеристики добываемой руды применяют следующие методы подготовки руды: а) дробление; б) сортировку; в) обогащение; г) усредне­ние; д) окускование.

Дробление и измельчение

Крупность добываемых руд в естественном виде очень раз­лична. При открытой добыче размер отдельных кусков дости­гает 1000—1200 мм, а при подземной 300—800 мм.

Для дальнейшего использования руда такой крупности должна быть предварительно подвергнута дроблению. Дробле­ние представляет собой процесс уменьшения размера кусков твердого материала его разрушением под действием внешних сил и имеет целью придание кускам материала определенной крупности.

Размер крупности кусков дробленой руды определяется способом ее дальнейшей переработки и типом руды. Для до­менной плавки верхний предел крупности кусков руды сос­тавляет 40—100 мм, Для мартеновской плавки 20—40 мм, для агломерации 6—10 мм, а для обогащения в ряде случаев тре­буется получение материала крупностью менее 0,1 мм. Чем

тоньше измельчена руда, тем полнее рудные зерна могут быть отделены от пустой породы в процессе обогащения. Поэтому дробление часто дополняют измельчением руды.

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

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

Обычно различают следующие стадии дробления: крупное дробление — от кусков размером 1200 мм до получения кус­ков размером 100—350 мм; среднее дробление — от 100—350 до 40-60 мм и мелкое дробление - от 40—60 до 6—25 мм; из­мельчение — от 6—25 до 1 мм; тонкое измельчение — менее 1 мм. Крупное, среднее и мелкое дробление осуществляют в аппаратах, называемых дробилками, а измельчение — в мель­ницах. Дробление можно выполнять следующими методами: раздавливанием, истиранием, раскалыванием, ударом и соче­танием перечисленных выше способов (см. рис. 2).

Основные типы применяемых дробилок представлены на рис. 3. Щековые дробилки служат для крупного и среднего

дробления.

Схема одной из разновидностей щековых дробилок показа­на на рис. 3, а. Дробимую руду загружают сверху в зазор между неподвижной щекой 1 и подвижной 2, подвешенной на оси 3. Привод дробилки через шкив 4 врашает эксцентрико-

Рис. 2. Схематическое изобра­жение основных способов дроб­ления:

а — раздавливание; б — исти­рание; в — раскалывание; г —

^уда Р                                            а             и

 

32

Т-3810

33

вый вал 5, при этом шатун б двигается вверх-вниз. При подъеме шатуна распорные плиты 8 нажимают на подвижную щеку 2, она сближается с неподвижной и происходит дробле­ние кусков руды; при опускании шатуна подвижная щека'от­ходит назад под воздействием пружины 7 и тяги 9, и через зазор между щеками снизу высыпается дробленая руда. Про­изводительность щековых дробилок составляет 10-700 т/ч.

В конусных дробилках (рис. 3, б) основными рабочими элементами являются неподвижный 11 и подвижный 12 конусы, в зазор между которыми сверху засыпают дробимую руду. Верх вала 14 подвижного конуса закреплен в шарнире 13, а его нижней части придают с помощью приводного вала 15, зубчатой передачи 16 и эксцентрика 10 вращательное движе­ние. Подвижный конус при этом перекатывается по внутрен­ней поверхности неподвижного конуса и в месте сближения

34

конусов происходит дробление кусков, а с противоположной стороны через кольцевую щель просыпается дробленый про­дукт.

Конусные дробилки применяются для крупного, среднего и мелкого дробления. Производительность дробилок крупного дробления составляет 150-2300 м³/ч, среднего — от 8 до 580м³/ч, мелкого- от 24 до 260м³/ч.

Молотковые дробилки (рис. 3, в) применяют для крупно­го, среднего и мелкого дробления мягких и средних по твердости пород. Дробилка состоит из корпуса, внутри ко­торого закреплены массивные отбойные плиты 17. В опорах конуса установлен вращающийся с большой скоростью вал 19 с насаженными на него несколькими дисками 18, на которых шарнирно закреплены стальные молотки (билы) 20. Дробление происходит в результате ударов, наносимых кускам материа­ла молотками; выдача дробленой руды происходит через от­верстия колосниковой решетки 21. Производительность молотковых дробилок достигает 1500 т/ч и более.

Валковые дробилки применяют для среднего и мелкого дробления пород средней крепости. Чаще применяют двух- и четырехвалковые дробилки. В двухвалковой дробилке (рис. 3, г) дробление происходит между двумя вращающимися палками 23; оба валка приводные, один из них закреплен в раме 22 жестко, второй— подвижный и прижимается к непод­вижному пружиной 24 либо гидравлическим, либо пневмогид-равлическим устройством. Валки бывают гладкими и иногда рифлеными и зубчатыми.

Для тонкого измельчения руд применяют шаровые мельницы и в последнее время мельницы бесшарового помола. Шаровая мельница (рис. 4, а) представляет собой вращаемый через убчатый венец 5 футерованный плитами из износостойкой стали барабан 4 с полыми цапфами 2. Барабан почти наполо­вину заполнен чугунными или стальными шарами 3. Куски руды вместе с водой подают в цапфу через устройство /, в Ьарабане куски, испытывая удары падающих шаров, раскалы­ваются, раздавливаются и истираются; измельченный продукт с водой (пульпа) выдается через противоположную цапфу ба­рабана. Производительность крупных шаровых мельниц дости­гает 150-200 т/сут.

На рис. 4, б показана мельница бесшарового помола типа Лэрофол". Крупные и мелкие куски руды вместе со сжатым

35

 

Рис. 4. Шаровая мельница (а) и мельница для бесшарового помола (б)

воздухом вводят через питатель 2 во вращающийся барабан 1. Крупные куски играют роль дробящих шаров; измельченный продукт уносится воздухом через пустотелую цапфу в шахту выдачи 3, а затем скапливается в пылеуловителях.

Грохочение и классификация

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

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

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

Простейшим и малопроизводительным является неподвижный колосниковый грохот, применяемый в приемных отделениях горно-рудных предприятий. Он представляет собой располо­женную под углом ~ 45° к горизонту решетку из параллель-

36

ных стальных брусьев (колосников) с величиной щели 25—200 мм. Подаваемый сверху материал опускается по по­верхности решетки, а мелочь просыпается сквозь щели ре­шетки. Производительность грохота составляет 9—80м³/ч на 1 м² решетки, а к.п.д. не превышает 50—70 %.

Дуговой гидравлический неподвижный грохот представляет собой изогнутую по дуге решетку, по которой сверху движет­ся пульпа; через ячейки решетки проходят отделяемые час­тицы пульпы размером 0,3—1,0 мм.

Рис. 6. Самоцентрирующийся инерционный грохот

37

Придание решету грохота колебательных движений сильно повышает производительность и к.п.д. грохота (до 95—98 %). Из подобных грохотов в последнее время широко применяют самобалансные и самоцентрирующиеся инерционные грохоты. Самобалансный грохот (рис. 5) представляет собой опирающийся на пружины 3 короб 1 с просеивающим решетом 2. В боковых стенках короба на подшипниках установлены два дебалансных вала 4 (ось вала не совпадает с осью его вращения). Валы вращают с одинаковой скоростью в противо­положных направлениях, при этом возникают инерционные си­лы, вызывающие колебания короба по направлению стрелок "А", что обеспечивает подбрасывание груза и его перемеще­ние вдоль решета с эффективным просеиванием мелочи. Для самобалансных грохотов частота колебаний составляет 740-950 в минуту, амплитуда колебаний 4-9 мм, размеры ре­шета достигают 3x6,4 м, производительность — 600 т/ч.

 

Самоцентрирующийся инерционный грохот показан на рис. 6. Грохот состоит из подвешенного на пружинах 4 ко­роба 1 с одним или двумя ситами 2. В подшипниковых опорах короба закреплен вращаемый приводом через шкив 6 эксцент­риковый вал 5, на концах которого имеются диски 3 с про­тивовесами (дебалансами) 7. Вращение вала с дебалансами вызывает перемещение короба по круговой траектории вокруг оси вала с амплитудой 3—6 мм. Частота составляет 520—1440 колебаний в минуту, производительность грохотов 2000 т/ч.

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

Обогащение

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

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

Все применяемые на практике способы обогащения руд ос­нованы на (использовании различий в физических и физико-химических свойствах слагающих руду минералов. При хоро­шей размываемости минерала водой применяют промывку; при различной плотности — гравитационное обогащение, при маг-

38

нитной восприимчивости — магнитное обогащение, на исполь­зовании различных физико-химических поверхностных свойств основана флотация. Выбирая оптимальный способ обогащения, оценивают также экономическую эффективность того или ино­го способа.

Конечный результат обогащения характеризуют степенью извлечения (е, %) полезного элемента, которую определяют из соотношения: с = (ур)/а, где у- выход концентрата (% от массы исходной руды), аир— соответственно содер­жание извлекаемого элемента в исходной руде и в концент­рате, %.

Промывка. Промывка представляет собой процесс разруше­ния и диспергирования глинистых и песчаных пород, входя­щих в состав руды. Ее применяют для руд с плотными разно­видностями рудных минералов, не размываемых водой, и с рыхлой пустой породой. К ним чаще всего относятся буро-железняковые и мартитовые руды, а также многие марганце­вые руды.

При обогащении промывкой потоки воды размывают и уно­сят глинистые и песчаные частицы, а также мелкую руду, поэтому промывке обычно подвергают крупнокусковые руды, а мелкие классы направляют на дальнейшее обогащение другими методами.

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

42 SO

Бутара представляет собой вращающийся цилиндр с решет­чатой поверхностью (рис. 7). Руда внутри барабана продви­гается вперед, скользя и перекатываясь по его стенкам. Ввиду наличия коротких уголков, укрепленных внутри бутары под прямым углом к направлению скольжения, куски руды разбиваются. Разрыхлению способствует вода, подаваемая из

 

39

Рис. 7. Коническая бутара

 

Питание

Пагпериал

ГНгда^й -[ш^-Г

Яшая Фракция

Слив

Тяжма* фракций

Рис. 8. Схема корытной мойки

оросительной трубы, расположенной вдоль барабана. Вода с растворенной частью пустой породы и мелкими зернами руды проходит через отверстия бутары, а крупный отмытый мате­риал удаляется через разгрузочный конец. Производитель­ность бутары 150—190 т/ч.

Основной недостаток— высокий расход воды, составляю­щий 3—5 м³ на 1т материала. Выход годного продукта равен примерно 75 % при относительно высоком содержании железа в хвостах (25-26%).

Более совершенными являются корытные мойки. Корытная мойка (рис. 8) представляет собой наклонное корыто длиной 2,6—7,8 м, шириной 0,8-2,7 м-и глубиной в нижней части до 2,1 м. По продольной оси корыта расположены два вала с лопастями, которые вращаются в, противоположных направле­ниях с частотой 8—20 об/мин. Материал поступает в нижнюю часть корыта, на 2/3 заполненную водой, и передвигается лопастями навстречу струе воды, которая подается под дав­лением в верхнюю часть корыта.

С одного конца корыта избыток воды уходит в слив, унося с собой размытую породу, а с другого конца корыта промытая руда выдается лопастями. Расход воды составляет 2—5 м³/т, а производительность 60—80 т/ч при степени извлечения железа 85—89 %.

Гравитация. При гравитационном обогащении минералы разделяются по плотности. Гравитация может быть воздушной или мокрой. Воздушную гравитацию для обогащения железных и марганцевых руд не применяют, поскольку их рудные и нерудные минералы сравнительно мало отличаются по плот­ности. Мокрую гравитацию чаще всего осуществляют отсад­кой. В качестве жидкости обычно используют воду, но при­меняют и более тяжелые среды.

40

 

Поврешеятый продукт

Рис. 9. Схема устройства от­садочных машин

Наиболее распространенным методом является мокрая отсадка, при которой зерна различного удельного веса рас­слаиваются под действием струи воды, пульсирующей в вер­тикальном направлении. При этом более легкие зернам вытес­няются в верхний слой, а более тяжелые осаждаются внизу.

Применяемые для отсадки отсадочные машины иногда де­лают с подвижным решетом, совершающим возвратно-поступательное движение в вертикальной плоскости, что создает пульсацию воды (рис. 9, а). Чаще применяют машины с неподвижным решетом, в которых вода движется под дей­ствием поршня (рис. 9, б). Существуют и другие способы перемещения воды (подвижная диафрагма, качающийся конус, качающаяся перегородка, воздушный или гидравлический пульсатор).

Сравнительно простой и совершенный способ — это грави­тационное обогащение в тяжелых средах. Руду погружают в жидкость, плотность которой больше плотности пустой поро­ды. Тяжелые зерна рудного минерала осаждаются на дно, а частицы пустой породы всплывают.

При обогащении железных руд плотность жидкости должна составлять около 2800—3000 кг/м³. Органические жидкости с такой плотностью стоят дорого, поэтому применяют тяжелые суспензии — взвеси тонкого порошка какого-либо твердого тела, например ферросилиция (для обогащения железных руд) или свинцового блеска (для обогащения руд цветных метал­лов). Для того чтобы плотность была неизменной в любой части аппарата, суспензия должна находиться в непрерывном движении. Кроме того, чтобы уменьшить скорость осаждения

41

Рис. 10. Барабанный сепаратор для гравитационного обогащения руд

ферросилиция, к суспензии добавляют глинистую породу — бентонит. Тяжелые суспензии применяют главным образом для обогащения руд цветных металлов; в этом случае используют конусные сепараторы различных конструкций.

Для гравитационного обогащения применяют сепараторы или спиральные классификаторы. Широко используют барабан­ный сепаратор, показанный на рис. 10.

Сепаратор состоит из наклонного барабана 5 диаметром 1,5-3 и длиной 3—10 м со спиралями 4 и кольцевым черпаковым элеватором 3. Руда поступает по желобу б, концентрат оседает в среде, передвигается спиралями 4 и разгружается черпаковым элеватором 3 по желобу 1. Всплывшая легкая фракция переливается через горловину 7. Расход суспензии восполняется через питатель 2.

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

Важнейшая характеристика магнитных свойств веществ — их способность намагничиваться, выражаемая удельной магнитной восприимчивостью х_у, измеря­емой в метрах кубических на килограмм.

По величине удельной магнитной восприимчивости все минералы делят на сильномагнитные, для которых х_у>3 ■ 10~⁶м³/кг, слабомагнитные — лг_у=0,6 • 10~⁶ * -=- 0,015 • 10^_6м³/кг и немагнитные х,,<0,015 ■ 10~*м³/кг.

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

Среднемагнитными материалами являются полумартиты, мартиты, ильменит.

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

Магнитное обогащение осуществляют в аппаратах, назы­ваемых магнитными сепараторами, в которых магнитное поле создается электромагнитами постоянного тока или магнитны­ми системами, состоящими из постоянных магнитов.

В зависимости от минералогического состава руд приме­няют сепараторы с разной напряженностью магнитного поля. Сильномагнитные руды обогащают на сепараторах, в которых создается меньшая напряженность магнитного поля (40-100 кА/м), а для слабомагнитных руд требуется высокая напряженность магнитного поля (160—1600 кА/м).

Магнитное обогащение железных руд осуществляют метода­ми мокрой и сухой магнитной сепарации, а  также комбиниро­ванными методами (сухая сепарация с последующей мокрой).

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

По конструктивным признакам различают сепараторы бара­банные, ленточные, шкивные, роликовые и кольцевые. Наи­большее распространение для обогащения магнетитовых руд получили барабанные сепараторы. Схема устройства и работы барабанного сепаратора для сухого обогащения показана на рис. 11. Внутри вращающегося барабана / из немагнитной стали закреплены неподвижные электромагниты 2. Обогащае­мую руду подают на барабан сверху; частицы магнетита притягиваются электромагнитом к поверхности барабана и перемещаются на ней до выхода из зоны действия магнита. Здесь они под действием силы тяжести падают вниз в прием-

 

42

43

 

Пит ание

Рис. 11. Схема барабанного электромагнитного сепаратора для сухого обогащения крупных РУД

ф'л* Пустая

Концентрат ^ _порЫ)а

ный бункер концентрата. Немагнитные частицы ссыпаются с барабана там, где его поверхность перестает быть опорой частиц (крайнее правое положение), они попадают в бункер пустой породы (хвостов).

Сливная вода

Барабанные сепараторы для мокрого обогащения в зависи­мости от направления подачи рудного материала и его дви­жения по отношению к направлению вращения барабана под­разделяют (рис. 12) на три типа: с прямоточной, противо-точной и полупротивоточной ваннами. Барабанный сепаратор с прямоточной ванной (рис. 12, а) применяют для обогаще­ния руд крупностью 0—6 мм. Он включает вращающийся немаг­нитный барабан 2 с расположенными внутри него неподвиж­ными электромагнитами 3. Рудную пульпу через загрузочную коробку 1 по лотку 9 подают под барабан в направлении, совпадающем с направлением его вращения. Магнитные части­цы руды притягиваются к барабану и удерживаются на его поверхности до выхода из зоны действия магнитов, после

Питание

Tf ^ nujOHue

8 Т Концентрат

Хбосты

Хбосты Смв

Рис. 12. Схема барабанных сепараторов для мокрого обогащения руд

вода

чего они под действием сил тяжести, гидросмыва 4 и щетко-снимателя 5 попадают в разгрузочный лоток 7 концентрата. Пустая порода остается в ванне 8 и удаляется в виде хвос­тов. Постоянный уровень пульпы в ванне обеспечивается за счет слива ее избытка через патрубок 10. Барабан имеет резиновое покрытие 6.

Сепараторы с противоточной ванной (рис. 12, 6) приме­няются для обогащения мелкозернистой (0—2 мм) руды. Руд­ную пульпу подают по питающему лотку 12 навстречу направ­лению вращения барабана. Частицы магнетита извлекаются барабаном из ванны в противотоке и в месте окончания зоны действия магнитов 3 выдаются через сливной порог 11 в ло­ток 7 концентрата. Пустая порода с водой проходит под барабаном и удаляется из ванны с противоположной от места выдачи концентрата стороны (хвосты).

Сепараторы с полупротивоточной ванной (рис.12, в) применяются для обогащения тонкозернистых руд (частицы < 0,2 мм). Пульпа подается к вращающемуся барабану 2 сни­зу. Притягиваемые к барабану магнитные частицы разгру­жаются по ходу вращения барабана через лоток 7, а пустая порода (хвосты) под действием потока воды удаляется с противоположной стороны через сливной порог 11.

Для слабомагнитных руд (гематит и др.) перспективным способом повышения магнитных свойств до уровня, необходи­мого для их обогащения на простых магнитных сепараторах долгое время считался магнетизирующий обжиг. Он заклю­чается в том, что железную руду нагревают во вращающейся трубчатой печи или печи кипящего слоя до 600—800 °С в восстановительной атмосфере; при этом Fe₂O_s восстанавли­вается до Fe₃0₄, обладающего высокими магнитными свойст­вами. Но после многолетнего, опробования от этого способа в настоящее время отказались в связи со сложностью, высо­кой стоимостью и загрязнением окружающей среды выбросами обжиговых печей.

Для обогащения слабомагнитных руд ограниченное приме­нение находят валковые сепараторы с сильным магнитным по­лем, в них пульпа проходит через создаваемое между двумя магнитными Полюсами поле напряженностью ~ 1300 кА/м. Однако эти сепараторы сложны по устройству и малопроиз­водительны. Для тонкоизмельченных слабомагнитных руд (крупность частиц < 0,8 мм) применяются полиградиентные

 

44

45

сепараторы сильного магнитного поля, в которых рабочее пространство между магнитными полюсами заполнено, напри­мер, стальными шарами. В точке касания шаров создается очень высокая напряженность магнитного поля, и при про­пускании через него пульпы из нее выпадает выделяемый ми­нерал.

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

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

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

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

46

 

Рис. 13. Схема действия меха­нической флотационной машины

 

 

Наиболее широкое распространение получили механические флотационные машины (рис. 13).

При вращении вала 1 мешалки 6 создается разрежение, пульпа и воздух за­сасываются в зону / перемешивания и аэрации. Пульпа, поступающая по трубе 2 в эту зону, смешивается с воздухом и отбрасывается центробежной силой ме­шалки кверху и в стороны. В зоне // разделения воздушные пузырьки, несущие минерал, поднимаются, а гидрофильные частички возвращаются в зону перемеши­вания через отверстия в разделительном диске. В зоне Ш концентрации мине­рализованная пена собирается выше перегородки 4, отделяющей ее от разгру­зочной стороны машины, и снимается вращающимся гребком 3, а промежуточный продукт спускается через специальное отверстие 5 в следующую машину. Произ­водительность флотационной машины составляет 10—20 т/ч.

Флотацию широко применяют для обогащения руд цветных металлов.

Усреднение

Химический состав добываемых железных руд непостоянен, и это обстоятельство вызывает при их дроблении непостоянст­во гранулометрического (зернового) состава. Неоднород­ность химического и гранулометрического состава шихты крайне отрицательно влияет на показатели работы доменных

47

печей. Особо важное значение имеет постоянство содержания железа, так как снижение его содержания приводит к разо­греву печи, а повышение — к похолоданию. Естественно, что при непостоянстве доменной шихты по содержанию железа приходится_ч вести плавку с ^некоторым избытком топлива с тем, чтобы исключить или хотя бы резко сократить число случаев похолодания печи, являющихся расстройством про­цесса, вызывающим ухудшение показателей ее работы.

Следует также обеспечить постоянство по основности пустой породы шихты с тем, чтобы обеспечить стабильность состава шлака. Рекомендуется так подготавливать шихту, чтобы отклонения по содержанию железа от среднего его содержания не превышали ±0,3—0,5 %.

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

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

Окускование железорудного сырья

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

48

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

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

Агломерацию следует рассматривать шире, чем окускова­ние, так как при этом удаляются некоторые вредные примеси (сера и частично мышьяк), разлагаются карбонаты и получа­ется кусковой пористый, к тому же офлюсованный материал. По существу — это металлургическая подготовка руд к плав­ке. Способ спекания рудной мелочи на колосниковой решетке с просасыванием воздуха через слой шихты впервые был предложен в 1887 г., а в 1911 г. был внедрен с использо­ванием горизонтальных ленточных машин.

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

Кроме того, в шихту зачастую вводят известь (до 25—80 кг/т агломерата), что улучшает комкуемость шихты, повышая ее газопроницаемость и прочность агломерата; мар­ганцевую руду (до 45кг/т агломерата) для повышения со­держания марганца в чугуне и отходы (прокатную окалину, шламы и другие материалы, вносящие оксиды железа).

Количество основных компонентов агломерационной ших­ты, %:

Железосодержащие материалы

(руда, концентрат, колош­никовая пыль) крупностью

8-0 мм...........................     40-50

Известняк крупностью 3—0 мм 20—30

Возврат (мелкий агломерат)

крупностью 10—0 мм.. 20—30

Топливо крупностью 3—0 мм  4—6

Влага....................................... 6-9

49

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

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

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

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

воздух

Зона горения

ШМШШШ

Воздух

 

К эксгаустеру

Рис. 14. Схема агломерационного процесса:

а - начало процесса; б - промежуточный момент: в - конечный момент- А

агломерат; Ш — шихта                                                                                        '

Процесс спекания. Схема процесса представлена на рис. 14. На колосниковую решетку 1 конвейерной ленты за­гружают так называемую "постель" 2 высотой 30—35 мм, сос­тоящую из возврата крупностью 10—25 мм. Затем загружают шихту (250—350 мм). Под колосниковой решеткой создают разрежение около 7—ЮкПа, в результате чего с поверхнос­ти в слой засасывается наружный воздух.

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

В зоне горения температура достигает: 1400—1500 °С. При таких температурах известняк СаСО_э разлагается на СаО и С0_2> а часть оксидов железа шихты восстанавливается до FeO. Образующиесй СаО и FeO, а также оксиды шихты Si0₂, Fe₃0₄, Fe₂0₃, А1₂О_э и др. вступают в химическое взаимо­действие с образованием легкоплавких соединений, которые расплавляются. Образующаяся жидкая фаза пропитывает твер­дые частицы и химически взаимодействует с ними.

Когда зона горения опустится ниже мест образования жидкой фазы, просасываемый сверху воздух охлаждает массу, пропитанную жидкой фазой, и последняя затвердевает, в ре­зультате чего образуется твердый пористый продукт — агло­мерат. Поры возникают в результате испарения влаги и про­сасывания воздуха. Продвижение через слой шихты сверху вниз зоны, в которой происходит горение топлива и форми­рование агломерата (т.е. спекаемого слоя) длится 8—12 мин и заканчивается при достижении постели (см. рис. 14, в).

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

С + 0,5О₂ = СО; С + 0₂ = С0₂.

В отводимых продуктах горения отношение С0₂: СО равно 4*6, но вблизи горящих кусочков кокса атмосфера восстано­вительная (преобладает СО), что вызывает восстановление оксидов железа.

Большая часть непрочных оксидов Fe₂0₃ превращается в Fe₃0₄ в результате восстановления: 3Fe₂0₃ + СО = 2Fe₃0₄ + + С0₂, либо в результате диссоциации: 6Fe₂0₃ — *■ 4Fe₃0₄.

 

50

51

Часть оксидов Fe₃0₄ восстанавливается до FeO: 3Fe₃Q₄ + + СО = 3FeO + С0₂. Содержание FeO в агломерате обычно на­ходится в пределах 7—17 %, оно возрастает при увеличении расхода кокса на агломерацию; одновременно уменьшается остаточное содержание Fe₂0₃.

Известняк разлагается по реакции СаСО_э —*■ СаО + СО,, идущей с поглощением тепла.

При агломерации удаляется сера и частично (около 20%) мышьяк. Сера в шихте обычно находится в виде сульфида же­леза FeS₂ (пирит), а иногда в виде сульфатов CaSQ₄ • 2Н_гО (гипс) и BaS0₄ (барит). Пирит в условиях агломерации окисляется по нескольким реакциям, одна из них: 3FeS₂ + + 20₂ = Fe₃0₄ + 6S0₂. Гипс и барит разлагаются при 1200-1400 °С по реакциям CaS0₄ = СаО + S0₃; BaS0₄ = ВаО + SO_a.

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

Протекает много реакций взаимодействия между оксидами шихты, в результате чего образуются десятки различных хи­мических соединений. В твердом офлюсованном агломерате обнаруживаются железокальциевые оливины (СаО)_ж ■ (FeO)₂_, x х Si0₂ (Г_плав= 1130 °С), ферриты кальция CaO-2Fe₂0₃ ('плав= 1230 °С) и CaO-Fe₂0₃ (г_плав = 1216 °С), силикаты кальция CaO-Si0₂ 0_плав= 1540 °С) и 2Ca0-Si0₂ (Г_Блав= = 2130 °С), магнетит, стекло (силикатное железистое).

Офлюсованный агломерат и его свойства. В настоящее время производят офлюсованный агломерат, т.е. в шихту агломерации вводят известняк, чтобы агломерат содержал СаО и его основность CaO/SiQ₂ составляла 1-1,4 и более. Это позволяет работать без загрузки известняка в доменную печь.

Агломерат разных заводов содержит, %: Fe,^ 47—58; FeO 9-17; Мп 0,2-0,6; SiO_z 8-13; А1₂О_э 1,0-2,5; СаО 8-17; MgO 1-3; S 0,03-0,1.

Основные преимущества офлюсованного агломерата:

1. Исключение из доменной плавки эндотермической реак­ции разложения карбонатов, т.е. СаС0₃ — *■ СаО + С0₂ - Q_l или MgC0₃ — *■ MgO + C0₂ - Q ₂, требующих тепла, а следова­тельно, расхода кокса.

Этот процесс перенесен на аглоленту, где расходуется менее дефицитное и более дешевое топливо, чем кокс.

 

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

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

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

5. Уменьшение числа материалов, загружаемых в доменную печь.

В конечном итоге, применение офлюсованного агломерата приводит к сокращению расхода кокса на 6—15 %. Нижний предел относится к богатой по железу шихте, а верхний — к бедной.

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

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

 

52

53

при этом снижается вертикальная скорость спекания и производительность ленты; введение в шихту доломитизиро-ванного известняка, вносящего MgO; повышение толщины спе­каемого слоя; "калибровка" агломерата путем его обработки перед охлаждением во вращающихся барабанах или роторных дробилках; использование топлива без мелких фракций, т.е. крупностью 1-3 мм вместо 0-3 мм. Холодная прочность силь­но снижается при очень быстром охлаждении и при наличии остатков шихты в агломерате. Для предотвращения резкого охлаждения горячий агломерат со спекательной ленты на­правляют в специальные охладители, где его охлаждают в течение 40-60 мин просасываемым вентиляторным воздухом. С тем, чтобы в агломерате после спекания не оставалось кус­ков шихты, она не должна содержать рудных частиц круп­ностью > 8 мм и известняка > 3 мм; необходимо также уве­личивать расход топлива.

Особенность офлюсованного агломерата: его прочность снижается по мере роста основности от 0,5 до 1,3-1,4. Это связано с тем, что при основности > 0,5 в структуре агло­мерата появляется двухкальциевый силикат 2СаО • Si0₂, ко­торый в процессе охлаждения при 675 °С претерпевает поли­морфное превращение с увеличением объема на 10-11%, что вызывает большие внутренние напряжения в куске, ведущие к его разрушению. При увеличении основности > 1,5 прочность вновь возрастает вследствие появления вместо 2СаО • Si0₂ соединения ЗСаО • Si0₂, не подверженного полиморфным превращениям. Горячую прочность агломерата определяют во вращающемся барабане в атмосфере СО-СО_г при нагреве или по газопроницаемости сдавливаемого нагретого слоя агломе­рата. Влияние параметров процесса получения агломерата на его горячую прочность изучено пока недостаточно. Установ­лено, что повышенной горячей прочностью обладает агломе­рат, содержащий 7-10% FeO.

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

Рис. 15. Схема агломерационной машины

Температура начала размягчения современных офлюсован­ных агломератов достаточно высока (1000—1150 °С), что по­зволяет в большей части объема печи иметь шихту в твердом виде, обеспечивая тем самым высокую газопроницаемость столба шихты.

Производство агломерата ведут на агломерационных фаб­риках, в состав которых входят комплекс оборудования для подготовки шихты, ленточные (конвейерные) агломерационные машины и комплекс оборудования для дробления и охлаждения полученного агломерата и отсева его мелочи.

Агломерационная машина (рис. 15) имеет в качестве ос­новного элемента замкнутую ленту (конвейер) из отдельных спекательных тележек-паллет 2, Тележка — это опирающаяся на четыре ролика колосниковая решетка с продольными бор­тами; тележки движутся по направляющим рельсам под воз­действием пары приводных звездочек 1. На горизонтальном участке ленты тележки плотно примыкая друг к другу, обра­зуют движущийся желоб с дном в виде колосниковой решетки

Под тележками рабочей ветви ленты расположено 13—26 вакуум-камер 6, в которых с помощью эксгаустера 9 создают разрежение 10—13 кПа. Ширина ленты составляет 2—4 м, чис­ло тележек в ленте от 70 до 130, скорость ее движения 1,4—7 м/мин; площадь спекания действующих машин равна 50—312 м². Удельная производительность по площади спека­ния составляет 1,2—1,5 т/(м² • ч).

На движущуюся ленту питателем 3 укладывают постель вы­сотой ~ 30 мм из возврата агломерата крупностью 10^25 мм;

 

54

55

она предотвращает просыпание шихты через щели решетки и предохраняет решетку от перегрева. Затем питателем 4 за­гружают слой шихты высотой 250—350 мм. Далее шихта на движущейся ленте попадает под зажигательный горн 5, кото­рый нагревает поверхность шихты по всей ширине до 1200—1300 °С, в результате чего загорается топливо. При дальнейшем движении ленты за счет просасываемого эксгаус­тером 9 сверху воздуха слой горения кокса и спекания агломерата перемещается вниз, а продукты сгорания через вакуумные камеры 6 поступают в пылеуловитель 8 и далее выбрасываются в атмосферу через трубу 10.

Формирование агломерата заканчивается на горизонталь­ном участке движения ленты; этот момент легко определяют по резкому падению температуры отходящих газов, свиде­тельствующему об окончании горения кокса. Готовый агломе­рат при огибании лентой холостой звездочки 7 ссыпается вниз. Он попадает в валковую дробилку горячего дробления и затем на грохоты, где от дробленого продукта отсеивают горячий возврат. Далее агломерат поступает на охладитель (пластинчатый конвейер либо круглый вращающийся охлади­тель), где он в течение 40—60 мин охлаждается до 100 °С просасываемым воздухом. Затем агломерат направляется на грохоты холодного агломерата, где отделяется постель. После этого годный агломерат конвейером транспортируют в доменный цех, а мелочь — в бункер возврата. Этот возврат, также как и горячий, вновь направляются на агломерацию. Выход годного агломерата (фракции крупностью > 5 мм) из шихты не превышает 70-80 %.

Производство окатышей. Расширение использования бедных руд и особенно стремление к более глубокому обогащению их привели к получению тонкоизмельченных железорудных кон­центратов (менее 0,07 мм), для которых появилась необхо­димость найти новые пути окускования. В связи с этим на­чал развиваться так называемый процесс окатывания или окомкования. Процесс был опробован в нашей стране более 30 лет тому назад. Однако первые промышленные установки были созданы в США лишь в 1945—1955 гг. Этот процесс при­обретает особое значение, когда фабрику окускования кон­центратов приходится строить не на металлургическом заво­де. Объясняется это тем, что окатыши меньше разрушаются при перевозке, чем агломерат, особенно офлюсованный.

 

 

						Концентрат
Возврат				Известняк О-О^мм
бентонит		\		Г~
Ц-	\					-~-7

'\±S\±s\±S

Рис. 16. Схема производства окатышей:

/ — сушка; // — обжиг; II f — охлаждение; 1 — шихтовые бункеры; 2 — сборный конвейер; 3 — смесительный барабан; 4 — бункер для бентонита; 5 — тарельча­тый гранулятор; 6 — обжиговая машина; 7 — вентиляторы; 8 — грохот

Процесс производства окатышей состоит из двух стадий: а) получения сырых (мокрых) окатышей; б) упрочнения ока­тышей (подсушка при 300—600 и обжиг при 1200—1350 °С).

Схема производства окатышей на современной фабрике по­казана на рис. 16. Исходную шихту: возврат (некондицион­ные окатыши), концентрат и в случае производства офлюсо­ванных окатышей известняк загружают в бункеры 7, откуда она при помощи дозаторов выдается на сборный транспортер 2 и поступает в смесительный барабан 3. После смешивания шихта поступает по другому транспортеру в окомкователь или так называемый гранулятор 5. Для лучшего окомкования и обеспечения необходимой прочности к шихте добавляют свящующее вещество, обычно бентонит (мелкодисперсная гли­на) в количестве 0,5—1,5 % и воду в количестве 8—10 %. В грануляторе при круговом движении шихта при помощи связу­ющего вещества и воды постепенно превращается в гранулы — комки. При этом из гранулятора разгружаются только комки, достигшие определенного размера (шарики диаметром 10—20 мм). На рис. 17 показан тарельчатый гранулятор, являющийся одним из наиболее распространенных. Часто при­меняют также барабанный гранулятор, иногда конусный. Та­рельчатые грануляторы выпускают диаметром 5,5—7,0 м, они

 

56

57

 

Рис. 17. Тарельчатый окомкователь: / — конвейер уборки окатышей; 2 — чаша; 3 — конвейер подачи шихты; 4 — скребки

обеспечивают производитель­ность 125—150 т/ч. Оптималь­ных условий окатывания до­стигают подбором угла накло­на тарели (40—60°) и частоты вращения (6—9 об/мин).

Сырые окатыши после гра-нулятора 5 падают на обжиго­вую машину. Обычно применяют ленточную конвейерную маши­ну, подобную агломерацион­ной. Реже применяют для обжига окатышей другие агрегаты: шахтные печи, вращающиеся трубчатые печи, последовательно расположенные колосниковая решетка — вращающаяся трубча­тая печь.

У конвейерных машин ширина паллет составляет 3—4 м, рабочая площадь спекания 100-500 м² и производительность их равна 2500—9000 т/сут. Верх ленты перекрыт камерами в соответствии с делением на зоны сушки, обжига и охлажде­ния. Зона обжига составляет около 50 % от общей площади машины. В зоне сушки окатыши подогревают до 250-400 °С газами, поступающими из зон обжига и охлаждения. Циркуля­ция газов и удаление их в дымовую трубу осуществляются вентиляторами. В зонах обжига окатыши нагреваются до 1200—1350 °С продуктами горения газообразного или жидкого (мазута) топлива, просасываемыми через слой окатышей на колосниковой решетке машины. В зоне охлаждения окатыши охлаждаются принудительно подаваемым через колосниковую решетку воздухом. Охлажденные окатыши разгружаются на грохот. Фракцию > 5 мм отправляют для доменной плавки, а фракция 0—5 мм является возвратом. Время пребывания ока­тышей в зоне обжига равно 7—12 мин.

Расход природного газа составляет 21—45 кг/т окатышей.

58

Основная цель обжига окатышей сводится к упрочнению их до такой степени, чтобы они в дальнейшем выдерживали транспортировку, перегрузки и доменную плавку без значи­тельных разрушений. При этом в отличие от агломерации нельзя доводить процесс до перехода значительной части шихты в жидкое состояние. Если не ограничить верхний пре­дел температуры (1320—1350 °С), то произойдет оплавление окатышей и сваривание их в крупные глыбы. В то же время понижение температуры обжига ниже 1200—1250 °С приводит к понижению прочности окатышей.

Обычно окомковывают магнетитовые концентраты. Основны­ми физико-химическими процессами при обжиге являются раз­ложение известняка, окисление магнетита, химические взаи­модействия с образованием легкоплавких фаз, упрочнение окатышей, удаление серы.

При обжиге офлюсованных окатышей идет разложение из­вестняка СаСО_э с образованием СаО и поглощением тепла. Поскольку атмосфера в зоне обжига окислительная, при тем­пературах 900-1000 °С идет окисление магнетита до гемати­та: 2Fe₃0₄ + 0,5О₂ = 3Fe₂0₃. Обычно в окатыше обнаружи­вается периферийная гематитовая зона и центральная зона с остатками магнетита. При температурах 1200—1350 °С появ­ляется жидкая фаза из легкоплавких соединений, образую­щихся в результате химического взаимодействия составляю­щих шихты; в неофлюсованных окатышах это соединения из Si0₂ и Fe₂0₃, в офлюсованных — ферриты кальция СаО • Fe₂0₃ и 2СаО • Fe₂0₃.

Упрочнение окатышей (спекание частиц в прочную грану­лу) происходит преимущественно путем твердофазного (без участия жидкой фазы) спекания и отчасти путем жидкофазно-го. Первое заключается в том, что в результате нагрева поверхность частиц размягчается и в местах контакта друг с другом они спекаются (свариваются). Твердофазное спека­ние начинается при 800—900 °С, спекаются как гематит, так и магнетит. Жидкофазное спекание начинается при темпера­турах 1200—1350 °С, когда, как отмечалось, появляются участки жидкой фазы. Она смачивает твердые частицы и при затвердевании скрепляет их; при этом по сравнению с твер­дофазным спеканием повышается прочность окатышей, но не­сколько уменьшается их пористость. Оптимальное количество жидкой фазы составляет 12—20%.

59

При обжиге сульфиды шихты (FeS₂, FeS) окисляются, а образующийся газообразный оксид S0₂ уносится газами; сте­пень удаления сульфидной серы из неофлюсованных окатышей составляет 95-99%. При добавке известняка в шихту сте­пень десульфурации снижается, так как S0₂ связывается в соединение CaS0₄. Готовые неофлюсованные окатыши содержат < 0,003% S, офлюсованные 0,01-0,08 %S.

Свойства окатышей. В нашей стране производят неофлюсо­ванные окатыши и офлюсованные с основностью 0,4—1,25. Окатыши разных заводов содержат, %: Fe 58-67; Si0₂ 3,3-12; CaO 0,1-4,8; Al₂0₃ 0,2-1,1; MgO 0,2-1,1; S 0,001-0,08; P 0,007-0,01.

Крупность окатышей должна составлять 5-18 мм, допус­кается содержание не более 3 % фракций крупностью менее 5 мм.

Холодную прочность окатышей определяют по величине усилия, необходимого для раздавливания окатыша, и резуль­татам испытаний во вращающемся барабане, проводимых как и при испытании прочности агломерата. Усилие раздавливания составляет 1,5-2,5 кН на окатыш; барабанная проба (выход фракции крупностью более 5 мм) холодных окатышей состав­ляет 82—97 % при норме не менее 95 %.

Горячую прочность (прочность при восстановлении) опре­деляют по величине раздавливающего усилия восстановлен­ного до определенной степени горячего или охлажденного окатыша, и по газопроницаемости и усадке восстанавливае­мого слоя окатышей, находящихся под нагрузкой. Установле­но, что горячая прочность сильно снижается по мере вос­становления окатыша. Горячая прочность возрастает при увеличении плотности структуры окатыша, в частности, при обжиге с получением определенного количества жидкой фазы.

Восстановимость определяется удельной поверхностью доступных для газа-восстановителя пор и размером окатыша. Наилучшая восстановимость у окатышей, обожженных при 1000-1150 °С с упрочнением по твердофазному механизму и с пористой неоплавленной структурой. Но из-за малой проч­ности таких окатышей обжиг ведут при 1200—1350 °С. Появ­ление при этих температурах жидкой фазы и оплавленных участков в окатыше несколько снижает восстановимость. Восстановимость падает по мере роста диаметра окатышей и особенно резко при диаметре более 16—18 мм.

По сравнению с агломератом производство окатышей хара­ктеризуется меньшим отсевом мелочи, дополнительным расхо­дом топлива; у окатышей выше содержание железа и ниже ос­новность, а себестоимость их производства примерно одина­кова. Основным преимуществом окатышей является более вы­сокая холодная прочность, что позволяет транспортировать их на большие расстояния; однако их горячая прочность ни­же, и содержание мелочи в шахте печи при проплавке агло­мерата и окатышей выравнивается.

Металлизованные окатыши. В последнее время в доменном производстве опробованы металлизованные окатыши, в к