« Министерство образования и науки Республики Казахстан Павлодарский государственный университет им. С. Торайгырова ...»

22 ноября 1941 г. из обогащенного хромового концентрата этой фабрики на открытой площадке были проведены первые промышленные плавки хромоалюминиевой лигатуры. Положившие начало ферросплавному заводу – единственному в России и странах бывшего Советского Союза, производящему уникальные ферро-сплавы и лигатуры методом восстановления металлов из их кислородных соединений. Это хром металлический, феррохром низко- и высокоуглеродистый, феррониобий, ферротитан, ферровольфрам, силикокальция, силикокальция с активными добавками,(ванадием, цирконием, титаном, алюминием и др), силикованадий, ферросилико-цирконий, магний и барийсодержащие модификаторы, лигатуры с редкоземельными металлами и на основе хрома, ниобия и никеля, а также ряд высокоглиноземистых шлаковых продуктов. Продукция предприятия используется для раскисления, дегазации и легирования сталей и сплавов, в производстве коррозионно–стойких жаропрочных сталей, при модификации литейных чугунов и других процессах.

Энергетическую базу создаваемого завода составляли два локомобиля обогатительной фабрики. Дефицит энергоресурсов значительно сдерживал увеличение объемов выплавки необходимых для страны ферросплавов.

В 1943 г. был разработан проект реконструкции и развития завода, но из-за отсутствия финансирования капитальное строительство завода сдерживалось вплоть до 1954 г. Однако специфические особенности внепечного алюминотермического способа плавки позволили почти при полном отсутствии производственных зданий и оборудования, в условиях открытых площадках наладить в годы Великой Отечественной войны выпуск ферросплавов и лигатур.

Первым сплавом завода была хромоалюминиевая лигатура (60 % Cr и 20 % Al), параллельно ей выплавлялся металлический марганец (до 1949 г.). В 1942 г. налажено промышленное производство металлического хрома и через два года ферротитана низкопроцентного. В 1945-1950 г. г. освоена технология выплавки феррохрома низко-углеродистого и азотированного. Все технологические операции выполнялись вручную, грузоперевозки осуществлялись гужевым транспортом. Тем не менее, к концу войны объем выпуска продукции возрос до 681 тонн.

Послевоенные годы бурное развитие производства сталей и сплавов для аэрокосмического комплексов потребовало значительного увеличение объема выпускаемых заводом сплавов. В 1947 г. с внедрением выплавки низкокремнистого феррониобия была завершена разработка основного сортамента предприятия. В 1951 г. построили минигидроэлектростанцию мощностью 300 кВт на р. Исеть у села Ключи и установили третий локомобиль–генератор. На этих мощностях завод работал до 1956 г.

В 1953 г. на правительственном уровне принято решение о реконструкции и фактически строительстве нового Ключевского завода ферросплавов. Институт «Гипросталь» (г. Харьков) выполнил первое проектное решение, реализация которого позволила ввести в эксплуатацию высоковольтную линию электропередач – 35 кВт и головную понизительную подстанцию – 35/6 кВт и значительно ускорить дальнейшее строительство. В 1954-1957 г. г. сданы в эксплуатацию комплекс ферросплавного цеха № 2, цех по производству алюминиевого порошка, обогатительная фабрика, газогенераторная станция, котельная и очистные сооружения, т. е. введена в эксплуатацию первая очередь завода. В эти же годы получила развитие инфраструктура поселка металлургов – Двуреченск.

До конца 50-х годов основной технологической схемой производства была внепечная алюминотермическая плавка «на блок», т. е. без разливки металла и шлака. Сама организация процессов была достаточно примитивной. Извлечение основных элементов из оксидов было низким и сопровождалось большими потерями в виде запутавшихся в шлаках корольков металлов. Реальная степень извлечения на сплавах основной номенклатуры составляла: титана – 49 %, хрома – 81 %, ниобия – 87 %.

В 1950 г. был создан экспериментальный участок. В сотрудничестве с исследовательскими институтами создавались новые сплавы и лигатуры. Были внедрены такие сплавы, как силикоцирконий, феррониобий, никель-ниобий, силиколантан, ферровольфрам и др.

Одновременно со строительством основных цехов с необходимым вспомагательным производством проводились работы по реконструкции, расширению и техническому перевооружению действующих объектов. В 1972 г. по программе улучшений условий труда построены две электропечи ДСП-ЗА с системой газоочистных сооружений. В отдельном помещении организован участок шихтоподготовки и создано производство вакуумного особочистого хрома, введены мощности по выпуску гранулированного алюминия и заводской котельной на природном газе. Позднее электропечи ДСП-ЗА были заменены на более мощные РКЗ-4. В результате новых разработок многократно реконструировались все установки для металлотермической плавки.

В 1972-1977 г.г. был организован выпуск товарных глиноземистых полупродуктов, используемых для выплавки синтетических шлаков в сталеплавильном производстве, с целью десульфурации жидкой стали и созданные искусственные шлаковые композиции (клинкеры) на основе довостановленных шлаков металлического хрома для удовлетворения потребностей металлургов в высокоогнеупорных цементах. Осуществлен переход всех газопотребляющих агрегатов на 100%-ное обеспечение природным газом. Введен в эксплуатацию комплекс ферросплавного цеха № 5 с тремя электропечами ДС-6Н, организована выплавка лигатур с редкоземельными металлами, модификатор, силикокальция разных марок (до 30 % Са) силикокальция с активными добавками. В 1984 г. построена новая шахта печь для обжига известняка производитель-ностью до 100 тонн в сутки высококачественной извести. В ферросплавных цехах № 1 и № 2 установлены два дополнительных электрофильтра на участках выплавки хрома металлического и ферровольфрама и построен ряд объектов вспомогательных цехов. В 1995 г. начата разработка мраморного карьера в районе д. Колюткино. В 1996 г. запущен в эксплуатацию цех камнеобработки. Энергоемкость производства с 1959 г. по 1967 г. увеличилась в 10 раз.

Большое значение для совершенствования металлотермических процессов имело освоение технологии с разливкой шлака и металла при температуре до 2100 градусов, которое позволило механизировать все операции и повысить производительность труда, сократить трудоемкость очистки слитка. В результате внедрения технологии разливки всех сплавов в стальную чашеобразную изложницу в десятки раз сократились расход огнеупоров и увеличилась огнеупорная масса слитков до 3,5 тонн. Активное участие в этом принимали ученые – ферросплавщики Челябинского НИИ металлургии и ЦНИИ ЧЕРМЕТа – А. С. Дубровин, В. Л. Кузнецов, Ю. Я. Демидов, А. П. Бушуев, В. Н. Горячев, Н. П. Лякишев.

В 1990 г. завод произвел 86,4 тыс. ферросплавов и 69,5 тыс. тонн шлаковых продуктов. Извлечения титана на основных сплавах составило 83 %, хрома – 93 %, ниобия – 95 %. С 1991 г. общий выпуск продукции колебался в пределах 17-25 тыс. тонн в год при значительной ориентации его на евро-американский рынок металлов.

ОАО «Ключевский завод ферросплавов» из-за разнообразия и разнородности сортамента основной продукции, малотонножности и экзотичности многих сплавов не имеет собственной сырьевой базы, что в настоящее время предопределяет и конкретные объемы использование привозного минерального сырья и вспомогательных материалов. Основные поставщики – это Актюбинский завод хромовых соединений, Богословский алюминиевый завод, Донской ГОК (Казахстан), Билимбаевское рудоуправление и др. Значительную долю составляет давальческое сырье по разовым и долгосрочным контрактам. В этих условиях завод сохранил свой научно-технический потенциал и производственные мощности, процесс наработки нового сортамента идет непрерывно, но без участия творческих личностей, работников профильных институтов.

Большое внимание уделено вовлечению в производство техногенных образований, которых накоплено более 2,5 млн. тонн, и тем самым решению вопросов экологической безопасности в регионе. С 1996 г. переработано около 120 тыс. тонн хромсодержащих шламов (отходов обогащение хромитовых руд) и теперь активно вовлекают в оборот составляющие шлакового отвала.

Сегодня в трех основных участках ферросплавного цеха размещены десять электропечей типа РКЗ и ДСП и три установки для внепечной металлотермической плавки. В 2000 г. введена в строй индукционная тигельная печь ИСТ-1/08 и начата строительство цеха порошковой проволоки.

В ноябре 2006 г. заводу исполнилось 65 лет.

3 Технологические проектные решения ферросплавных цехов

Разработка технологической части проекта ферросплавного цеха предусматривает обоснованный выбор решений по следующим основным вопросам: способу получения сплава; типу и мощности применяемой электропечи; видам шихтовых материалов и способу их подготовки к плавке; способу разливки и разделки сплава; охране труда и окружающей среды; организации безотходной технологии производства.

3.1 Классификация ферросплавных цехов

Все цехи ферросплавного завода по назначению делятся на две группы: основные плавильные цехи, предназначенные для получения готовой продукции завода – ферросплавов, и вспомогательные цехи, обеспечивающие нормальную работу основных цехов. В свою очередь, плавильные цехи можно классифицировать по способу выплавки получаемых в них ферросплавов.

Ферросплавы производят двумя основными способами: электропечным и металлотермическим. При электропечном способе ферросплавы вы­плавляют в дуговых рудовосстановительных и рафинировочных печах, а при металлотермическом – в плавильных горнах. Основное количество ферросплавов (96 % от общего объема производства) получают электропечным способом. Электропечные способы производства ферросплавов разделяют на непрерывные и периодические. Непрерывным способом ферросплавы выплавляют в мощных рудовосстановительных электропечах. Плавка ферросплавов в рафинировочных печах и все металлотермические процессы относятся к числу периодических.

Характер процесса производства ферросплавов (непрерывный или периодический) определяет тип применяемого плавильного агрегата, систему дозировки шихты, способ разливки сплавов и тем самым проектные решения ферросплавных цехов. Таким образом, все действующие и проектируемые цехи по характеру применяемого процесса производства ферросплавов можно разделить на две группы: цехи для непрерывных процессов и цехи для периодических процессов.

В зависимости от периода постройки и мощности установленных электропечей можно выделить четыре типа ферросплавных цехов для непрерывных процессов: с печами малой мощности, с печами средней мощности, с прямоугольными печами большой мощности, с круглыми печами большой мощности.

Цехи с печами малой мощности, построенные до 1958 г., отличаются тяжелыми условиями труда и низкой степенью механизации работ. В этих цехах установлены круглые открытые рудовосстановительные печи мощностью 7,5-16,5 МВА. Здание цеха состоит из трех разновысоких пролетов: печного, разливочного и трансформаторного (рисунок 3.1).

I – разливочный пролет; II – печной пролет; III –трансформатор-ный пролет;

1 – электропечь; 2 – бункерная эстакада; 3 – трансформатор

Рисунок 3.1 – Цех с печами малой мощности

Большой перепад высот печного и разливочного пролетов приводит к утечке газа из разливочного пролета в печной. Сплав разливают в поддоны, что требует больших затрат ручного труда и сопровождается значительными тепловыделениями в цехе. Шихта дозируется периодическим способом, она подается к печам с помощью бункерной эстакады, расположенной в одном пролете с трансформаторами.

Цехи с печами средней мощности, построенные в 60-70-х г.г., оборудованы закрытыми рудовосстановительными печами мощностью 16,5-27 МВА. На печах установлена система улавливания и очистки отходящих газов. Металл разливается с применением конвейерных машин. Цех состоит только из двух пролетов одинаковой высоты: печного и разливочного (рисунок 3.2). Печи снабжаются шихтой из отделения шихтоподготовки, расположенного в отдельном здании. Дозировка шихты осуществляется непрерывно, шихтоподача автоматизирована. Цехи этого типа отличаются лучшими условиями труда и более высокой степенью механизации вспомогательных и ремонтных работ. На Аксуском заводе ферросплавов (АЗФ) это цех № 2 и № 4.

I – разливочный пролет; II – печной пролет;

1 – разливочная машина; 2 – ковш; 3 – трансформатор; 4 – скипо-вая шихтоподача; 5 – электропечь

Рисунок 3.2 – Цех с печами средней мощности

Цехи с прямоугольными печами большой мощности постройки 70-80-х г.г. представляют собой цехи последнего поколения. В них установлены закрытые и герметичные прямоугольные шестиэлектрод-ные печи мощностью 63 МВА для выплавки марганцевых ферросплавов. Печи оборудо­ваны системой газоочистки. Металл разливается на конвейерных машинах. Шихта подается из централизованного склада в автоматическом режиме.

Здание цеха – двухпролетное, пролеты одинаковой высоты (рисунок 3.3). Аэрационный фонарь находится над разливочным пролетом, что позволило снизить запыленность печного пролета. Трансформаторы печей расположены на открытой эстакаде и питаются от системы глубокого ввода.

Цехи с круглыми печами большой мощности были также построены в 70-80-е г.г. и оборудованы круглыми закрытыми печами мощностью 33-63 МВА для выплавки ферросилиция и феррохрома. Цех состоит из печного и разливочного пролетов, разливочный пролет имеет крутоуклонную кровлю, аэрационный фонарь расположен на стыке пролетов (рисунок 3.4). Все остальные технологические решения те же, что и в цехах с прямо­угольными печами. На Аксуском заводе ферросплавов (АЗФ) таким цехам можно отнести цех № 1 и № 6.

I – разливочный пролет; II – печной пролет;

1 – электропечь; 2 – разливочная машина; 3 – ковш; 4 – конвейер-ная шихтоподача; 5 – трансформатор; 6 – эстакада

Рисунок 3.3 – Цех с прямоугольными печами большой мощности

Цехи двух последних типов обеспечивают нормальные условия труда и максимально возможную на данном этапе степень механизации и автоматизации производства.

Рудовосстановительные печи применяются для выплавки ферросплавов углеродотермическим способом. Этим способом производят ферросилиций, силикомарганец, силикохром, высоко-углеродистые марки ферромарганца и феррохрома. Несмотря на одинаковый способ производства, технология получения указанных сплавов имеет свои особенности, которые учитываются в проектных решениях цехов.

Ферросплавные цехи для периодических процессов подразделяют на три типа: с рафинировочными печами, металлотермические и специаль­ного назначения.

Цехи с рафинировочными печами (рисунок 3.5) оборудованы дуговыми печами мощностью 2,5-7,5 МВА. В этих цехах выплавляют силикотермическим способом средне- и низкоуглеродистый ферро-марганец, металлический марганец, низкоуглеродистый феррохром.

I – разливочный пролет; II – печной пролет;

1 – электропечь; 2 – разливочная машина; 3 – ковш; 4 – конвейер-ная шихтоподача; 5 – трансформатор; 6 – эстакада

Рисунок 3.4 – Цех с круглыми печами большой мощности

Металлотермические цехи служат для производства ферросплавов (ферротитан, феррониобий, ферробор, ферромолибден и др.) алюминотермическим, силикотермическим или комбинирован-ным способами. Плавка производится либо в плавильных горнах, либо в дуговых сталеплавильных печах измененной конструкции.

Цехи специального назначения предназначены в основном для производства азотированных и особо чистых ферросплавов в вакуумных камерных печах сопротивления. Как правило, здания цехов для периодических процессов состоят из двух и даже одного пролета. Нестандартность используемого оборудования и разнообразие применяемых технологических схем определяют специфику проектных решений этих цехов.

I – бункерный пролет; II – печной пролет; III – разливочный пролет; IV – остывочный пролет

Рисунок 3.5 – Цех для производства рафинированного феррохрома

На зарубежных заводах ферросплавные цехи чаще всего делают многопролетными. Кроме печного пролета в цехе предусматривают разливочный, трансформаторный, а иногда шихтовый и разделочный одноэтажные пролеты.

Пролеты имеют разную высоту, увеличение высоты разливочного пролета до уровня печного не практикуется. Печные трансформаторы устанавливают в цехе на специальной площадке в непосредственной близости от печей, на эстакаду их не выносят. Горячий воздух из цеха удаляется через специальные шахты. В ряде цехов сплав разливают не в плавильном корпусе, а в специальных постелях, расположенных вне цеха вдоль стены разливочного пролета.

3.2 Выбор способа получения ферросплавов

По виду применяемого восстановителя все ферросплавные процессы подразделяются на углеродотермический и метало-термический (силикотермический и алюминотермический).

При углеродотермическом процессе (УТП) оксиды ведущего элемента ферросплава восстанавливаются из руды твердым углеродом. В общем виде процесс восстановления оксидов углеродом может быть описан реакцией

(3.1)

Реакция относится к числу сильно эндотермических, т.е. требует подвода тепла извне. Поэтому углеродотермический процесс осуществляется в мощных рудовосстановительных дуговых электропечах. Углерод является универсальным восстановителем, поскольку в отличие от других оксидов прочность оксида углерода возрастает с повышением температуры. Это обеспечивает степень извлечения ведущего элемента, близкую к 100 %, и малую кратность шлака. Образующийся газ СО постоянно удаляется из зоны реакции, что обусловливает непрерывный характер процесса, предусматри-вающий постоянную загрузку в печь шихтовых материалов с периодическим выпуском металла и шлака по мере их накопления. Непрерывный характер процесса обеспечивает его высокую производительность. Выделяющийся газ обладает значительной теплотворной способностью, поэтому после очистки от пыли его необходимо утилизировать.

Важной особенностью УТП является повышенное содержание углерода в готовом сплаве, вызванное образованием карбидов ведущего элемента. Лишь при получении кремнистых сплавов карбиды разрушаются более прочными силицидами, что обеспечивает относительно низкое содержание углерода в указанных сплавах. Поэтому область применения УТП ограничена производством высокоуглеродистых и кремнистых сплавов. Углеродистый восстановитель (коксик) относится к числу наиболее дешевых, что обусловливает низкую стоимость готового сплава. В связи с этим при выборе способа производства того или иного ферросплава необходимо прежде всего проверить возможность применения наиболее производительного и экономичного углеродотермического способа. Лишь при необходимости выплавки сплава с пониженным содержанием углерода следует использовать силико- или алюминотермический способы его получения.

Силикотермический процесс (СТП) производства ферросплавов осно­ван на восстановлении оксидов металлов кремнием и осуществляется в основном в рафинировочных электропечах. В общем виде суммарная реакция силикотермического восстановления может быть представлена в следующем виде

(3.2)

Реакция слабо экзотермическая, для ее протекания следует дополнительно подводить тепло извне, поэтому применяются рафинировочные печи небольшой мощностью 2,5-7,5 МВА. С целью повышения степени восстановления оксида ведущего элемента, в шихту необходимо добавлять известь, связывающую кремнезем. Однако при этом кратность шлака увеличивается (до 1,5-2,5), что вызывает необходимость в дополнительных затратах тепла. Готовый сплав имеет низкое содержание углерода и повышенную концентрацию кремния. Для получения силикотермическим способом сплава с низким содержанием кремния необходима шихта с недостатком восстановителя, что приводит к снижению извлечения ведущего элемента. В качестве кремнистого восстановителя используют передельные силикосплавы (силикомарганец, силикохром, ферросилиций), получаемые предварительно дешевым углеродотермическим способом. В ходе силикотермического процесса, который относится к числу периодических, вся навеска шихты расплавляется, металл и шлак выпускают по окончании плавки.

Алюминотермический процесс (АТП) основан на восстановлении оксидов алюминием, задаваемым в виде крупки, и может быть описан следующей реакцией

(3.3)

Выделяемого тепла химической реакции в большинстве случаев достаточно для самопроизвольного протекания процесса без подвода тепла извне. Поэтому процесс осуществляется обычно в плавильных горнах. Для предварительного расплавления рудной части шихты иногда используются дуговые электропечи. Алюминотермический процесс, как наиболее дорогой, применяют лишь в том случае, когда необходимо получить сплавы с низким содержанием углерода и кремния из трудновосстановимых окси­дов. Таким образом, при выборе способа производства ферросплавов учитывают, прежде всего, их химический состав. В таблицах 3.1 и 3.2 приведены сортамент «больших» и «малых» ферросплавов и способы их производства. К числу больших ферросплавов относятся высокоуглеродистый ферромарганец и феррохром, силикомарганец и силикохром, ферросилиций, получаемый углеродотермическим способом. Доля таких сплавов превышает 90 % от общего объема производства ферросплавов. «Малые» ферросплавы (сплавы на основе W, Mo, Ti, Zr, Nb, V, В, РЗМ) получают металлотермическими способами.

В проектируемом цехе должен быть реализован однотипный процесс (углеродотермический или металлотермический), обеспечи-вающий получение одной группы ферросплавов (марганцевые, хромистые и др.) при минимальном количестве видов и марок. Большинство действующих отечественных ферросплавных цехов специализировано на производстве марганцевых, хромистых, кремнистых и других ферросплавов. Производство силикомарганца, ферромарганца и ферросилиция с содержанием кремния от 20 % до 90 % в одном цехе создает определенные трудности в обеспечении качественными шихтовыми материалами, обслуживании и эксплуатации различных печей (открытых, закрытых), создании надлежащих условий труда и выполнении мероприятий по защите окружающей среды. Нежелательно совмещать в одном цехе выплавку высоко- и низкофосфористых, а также высоко-, средне- и низкоуглеродистых сплавов.

3.3 Выбор типа и мощности плавильных печей

Выбор типа применяемого плавильного агрегата зависит от способа производства того или иного сплава. Так, производство ферросплавов углеродотермическим способом осуществляется в рудовосстанови-тельных электропечах, силикотермическим – в рафинировочных печах, алюминогермическим – в плавильных горнах или модернизированных дуговых сталеплавильных печах.

При выборе мощности ферросплавных электропечей следует исходить из максимального ее значения. Практика показывает, что увеличение мощности электропечей позволяет улучшить все основные технико-экономические показатели производства (производительность труда, цельный расход электроэнергии, капитальные и эксплуатационные затраты). Ферросплавные электро-печи имеют такие максимальные установление мощности, MBА: 40-80 печи для выплавки ферросилиция; 63 и 81 МВА – ферромарганца высокоуглеродистого; 63 и 81 – силикомарганца; 21 и 40 – феррохрома высокоуглеродистого и передельного.

Увеличение единичной мощности ферросплавных электро-печей сопровождается одновременным укрытием и герметизацией подсводового пространства. Применение закрытых печей обеспечивает утилизацию физического и химического тепла колошниковых газов, охрану окружающей среды, улучшение санитарно-гигиенических условий труда и эксплуатации оборудования. Успешно эксплуатируются герметичные печи типа РПЗ-63И1 для производства высокоуглеродис-того ферромарганца и силикомарганца и типа РКЗ-3ЗМ1 для получения высокоуглеродистого феррохрома.

Основным преимуществом печей с герметизированным сводом является ликвидация выбросов токсичного газа в атмосферу цеха через загрузочные воронки, расположенные вокруг электродов. Это обусловливает уменьшение капиталовложений на одну печь за счет исключения газоочистки на выбросах от зонта.

В США применяют ферросплавные электропечи мощностью 30-80 МВА с круглой и треугольной ванной. В Японии – герметичные ферросплавные печи мощностью 40-72 МВА. Норвежская фирма «Элкем» предлагает герметичные круглые печи мощностью 75 МВА. Следует отметить, что коэффициент использования установленной мощности отечественных рудовосстановительных печей выше, чем зарубежных, так как они оборудованы системой продольно-емкостной компенсации реактивной мощности.

При реконструкции действующих цехов с ферросплавными электропечами средней мощности (РКО-16,5 и РКЗ-16,5) следует повышать их мощность до 27-30 МВА Мощность рафинировочных электропечей должна быть увеличена до 7-10 МВА.

3.4 Выбор вида шихтовых материалов и способа их подготовки к плавке

При производстве ферросплавов возникает необходимость в переработке больших масс шихтовых материалов, качество которых в значительной степени определяет технико–экономические показатели технологического процесса.

3.4.1 Шихтовые материалы. Сырье, применяемое для получения ферросплавов, состоит из четырех основных групп:

- рудный материал;

- восстановитель;

- осадитель или разбавитель;

- шлакообразующий.

3.4.1.1 Рудная часть шихты. Как правило, ферросплавные заводы используют руды и концентраты, не требующие дополнительного обогащения. Исключение составляют бедные марганцевые и реже хромовые руды. Их подвергают пирометаллургическому обогащению и получают богатые по содержанию ведущего элемента шлаки, которые затем перерабатывают в конечную продукцию. Основным критерием при оценке качества руд является содержание в них ведущего элемента; оно должно быть максимально высоким. Следует, однако, учитывать, что запасы богатых руд истощаются, и поэтому в ферросплавном производстве используются более бедные руды. Так, если в 50-х г. стандартное содержание марганца в марганцевых концентратах составляло 48-50 %, то в настоящее время оно снизилось до 40-46 %.

Ценность руды повышается с уменьшением в ней содержания вредных примесей, в первую очередь серы и фосфора. От концентрации вредных примесей зависит технология передела. Например, марганцевые руды с повышенным фосфором должны подвергаться предварительной дефосфорации методом выплавки малофосфористого шлака или другим методом, что удорожает передел.

Существенную роль при выборе руды играет ее фракционный состав, который часто определяет технико–экономические показатели производства. Пылеватые руды и концентраты нельзя загружать непосредственно в печь без принятия специальных мер, предупреждающих вынос мелких частиц, который может достигать 15 % и более от количества заданной руды. К числу таких мер относится в первую очередь предварительное окомкование различными методами (агломерация, брикетирование, окатывание). Оптимальные размеры кусков руды зависят от сорта руды, типа печи и способа производства. Для бесшлаковых и шлаковых процессов в закрытых рудовосстано-вительных печах, как правило, нужны более крупные куски руды, чем для большинства рафинировочных процессов.

Чтобы обеспечить стабильность технологического процесса, нужную сортировку руды по фракциям и усреднение по химическому составу, а также, в случае необходимости, дробление и окомкование руды следует производить на механизированных складах достаточной вместимости.

3.4.1.2 Восстановители. Правильный выбор восстановителя и способа его подготовки в значительной мере определяет технико-экономические показатели производства. При выплавке ферросплавов в качестве восстанови­телей оксидов руды используют углерод, кремний и алюминий. Наиболее широко применяются углеродсодержащие восстановители: металлургический кокс, различные полукоксы и угли, древесные отходы и др. Углеродо-содержащие восстановители, применяемые в производстве ферросплавов, должны обладать хорошей реакционной способностью, высоким удельным электросопротивлением, соответствующим для каждого сплава химическим составом, достаточной прочностью, оптимальным размером куска, термоустойчивостью и низкой стоимостью. В случае высокой реакционной способности восстановителя процесс начинается при более низких температурах и руда восстанавливается полнее. Значительное электросопротивление восстановителя обеспечивает более глубокую посадку электродов в шихте, т.е. уменьшение улета восстановленных элементов. Необходимо, чтобы количество вредных примесей в составе золы восстановителя было минимальным, так как они в значительной мере переходят в готовый сплав. Восстановитель должен обладать соответствующей механической прочностью, чтобы при подготовке, дозировании и подаче шихты образовывалось минимальное количество мелочи, поэтому небольшое содержание мелочи и летучих, отсутствие склонности к спеканию обеспечивают хорошее газовыделение на колошнике печи и облегчают обслуживание печи.

Наиболее широко используют при выплавке ферросплавов самый дешевый сорт восстановителя – коксик, получающийся при сортировке доменного кокса. Недостатками коксика являются невысокие электросопротивление и реакционная способность, относительно большое содержание золы, серы и фосфора и значительное нестабильное содержание влаги.

В качестве восстановителя при производстве ферросплавов широко применяется также полукокс. Электросопротивление последнего при температурах до 900 °С значительно больше, чем коксика, а при более высоких температурах оно приближается к электросопротивлению обычного кокса. Полукокс содержит до 15 % летучих, механически мало прочен, имеет повышенную зольность, но это не препятствует его использованию при выплавке ферросилиция, так как основной составляющей золы является кремнезем.

К очень хорошим восстановителям относится древесный уголь, обладающий высокими удельным электросопротивлением, реакционной способностью и чистотой. Древесный уголь уменьшает спекание шихты и улучшает ее газопроницаемость, что особенно важно при выплавке высококремнистых марок ферросилиция и при работе закрытых печей. Однако он дорог, имеет малую по сравнению с коксом механическую прочность, характеризуется резкими колебаниями содержания золы и влаги (от 5 до 40 %). Поэтому его стремятся заменять различными древесными отходами (опилки, щепа, стружка, лигнин).

Хорошими по качеству восстановителями являются нефтяной и пековый коксы, обладающие достаточной механической прочностью, высокой реакционной способностью и низким содержанием золы и летучих. Однако при температурах плавки они склонны к графитации, что ухудшает их реакционную способность и снижает электросопротивление. Это в сочетании с высокой стоимостью ограничивает их применение: они используются только при производстве особо чистых по примесям ферросплавов, ряда марок ферросилиция и ферровольфрама.

За рубежом в качестве углеродистого восстановителя успешно применяют торфяные брикеты и торфяной кокс, характеризующиеся высокими реакционной способностью, пористостью, чистотой и низкой электропроводностью; широко используют также каменный уголь. Целесообразно употреблять угли более малозольные (антрацит) или с соответствующим составом золы. Молодые (газовые, длинно-пламенные) и бурые угли являются наиболее реакционно-способными, дешевыми и обладают высоким электросопротивлением. Они не коксуются и недефицитны. Эти угли наиболее подходят для использования в ферросплавном производстве.

В последние годы были созданы и опробованы новые специальные виды углеродистых восстановителей для ферросплавного производства: коксы из газовых и бурых углей, формованный кокс, углекварцитовый кокс, различные виды полукоксов и др.

3.4.1.3 Осадители и разбавители. Основным железосодержащим компонентом шихты при выплавке сплавов кремния является стружка углеродистых сталей. Чугунная стружка из–за повышенного содержания в ней фосфора применяется лишь при выплавке сплавов, используемых в чугунолитейном производстве. Недопустимо употреблять стружку легированных сталей и стружку, загрязненную примесями цветных металлов. Нецелесообразно использовать железную руду взамен стружки, поскольку при этом увеличивается содержание углерода в шихте и вносится значительное количество шлакообразующих примесей.

Перспективным железосодержащим материалом для ферросплавного производства являются окалина и отходы, получающиеся в процессе огневой зачистки металла в прокатных цехах. При высоком содержании железа они имеют хороший гранулометрический состав, позволяющий добиться равномерного распределения железа в шихте.

В связи с дефицитом стальной стружки и значительными затратами на ее перевозку, может стать целесообразным исполь-зование железистых кварцитов в случае, если экономия на стоимости сырья и транспортных расходах будет больше, чем убытки от увеличения затрат электроэнергии и снижения производительности печей. Запасы железистых кварцитов составляют около 35 % балансовых запасов железных руд. Брикеты и окатыши из «хвостов», образующихся при обогащении железистых кварцитов (12-15 % Feобщ, 60-67 % SiO2), и газового угля могут быть использованы при выплавке ферросилиция. Металлизованные окатыши были успеш­но опробованы как железосодержащий материал при выплавке 75 %-го ферросилиция.

3.4.1.4 Шлакообразующие. В качестве шлакообразующей присадки в ферросплавном производстве используются известь, плавиковый шпат, реже кварцит и бокситы. Известь должна содержать более 90 % СаО и минимальное количество углерода и фосфора. Лучшей по качеству является известь, полученная обжигом известняка во вращающихся трубчатых печах. В шахтных печах получают крупнокусковую известь. Плавиковый шпат должен содержать не менее 65 % СаF2. В отдельных случаях применяют флюоритовую руду (более 55 % CaF2). В кварцитовой мелочи и боксите, используемых в качестве флюсов, концентрация вредных примесей должна быть минимальной.

3.5 Подготовка шихтовых материалов

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

3.6 Выбор способа разливки и разделки ферросплавов

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

Наиболее перспективной считается разливка ферросплавов на ленточных конвейерных машинах. Они применяются для разливки ферросилиция, силикомарганца, углеродистого ферромарганца и иногда углеродистого феррохрома. При этом значительно повышается механизация и производительность труда, улучшаются его условия в разливочном пролете, поскольку сплавы разливают не с помощью крана, а на специальных гидравлических кантователях, которые помещены в герметизированные камеры. Существенным недостатком машины конвейерного типа является переменная высота падения сплава при разливке, что вызывает сильное его разбрызгивание. Потери металла при разливке достигают 3 %, к тому же товарный вид получаемых слитков значительно ухудшается из-за опрыскивания мульд известковым молоком.

Для разливки высококремнистых сплавов, модификаторов и лигатур, а также сплавов, содержащих легкоокисляющиеся элементы, применяют карусельные машины конвейерно-тележечного типа (рисунок 3.6). По сравнению с конвейерной эта машина обеспечивает уменьшение потерь металла при разливке, улучшение качества и товарного вида слитков. Машина представляет собой замкнутую цепь тележек, размещенных на рельсовом пути. На тележках находятся поддоны–изложницы, обеспечивающие получение тонких слитков.

Для извлечения слитков изложницы либо переворачиваются, либо слитки выталкиваются специальным толкателем в короб, установленный под изложницей. Разливка в стационарные поддоны и чугунные изложницы представляет собой устаревший и малопроизводительный способ разливки ферросплавов, оставшийся в основном в цехах с рафинировочными печами и металлотермических цехах. Этот способ связан с повышенной загруженностью разливоч-ных кранов, высокой теплонапряженностью в цехе и необходимостью увеличения его площади для размещения стационарных изложниц. Однако, сплавы склонные к сегрегации (ферросилиций с содержанием >75 % Si), целесообразно разливать в массивные поддоны толщиной слитка до 80 мм. или в кристаллизаторы.

1 – ковш с кантователем; 2 – изложница; 3 – приемный бункер

Рисунок 3.6 – Карусельная разливочная машина.

В последние годы все более широкое распространение получает послойная разливка методом «плавка на плавку» (рисунок 3.7). За рубежом этот способ применяется при разливке марганцевых сплавов. Сплав разливают из ковша послойно в широкие канавы, расположенные вне цеха вдоль стены разливочного пролета. Послойная разливка позволяет резко снизить загруженность кранов разливочного пролета, тепловыделения в цехе, уменьшить размеры здания цеха. В этом случае разливочный пролет используют только для транспортировки сплава и шлака из цеха. Учитывая, что мощность ферросплавных печей постоянно растет, представляется рациональным вынести разливку сплава из плавильного корпуса.

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

1 – тележка приводная с ковшом; 2 – чаша железобетонная; 3 – аспирационная установка

Рисунок 3.7 – Установка для напольной разливки ферросилиция

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

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

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

Рисунок 3.8 – Схема фракционирования ферросплавов на отечественном ДСК

Разделка ферросплавов с целью получения требуемого размера кусков включает такие операции, как дробление и рассев (рисунок 3.8 и 3.9). Выбор типа дробилки зависит от прочности ферросплава. За рубежом изготавливают только фракционированные ферросплавы, т.е. сортированные на куски различной крупности. Производство фракционированных ферросплавов предусмотрено и отечественными стандартами. Использование сплавов определенного гранулометри-ческого состава в сталеплавильном производстве способствует быстрому усвоению легирующих элементов жидкой сталью, уменьшению теплопотерь металла в ковше.

Рисунок 3.9 – Схема фракционирования ферросплавов на ДСК фирмы KUE–KEN

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

3.7 Выбор способа утилизации отвальных шлаков ферросплав-ного производства

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

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

- силикомарганца – 1,1-1,3;

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

- металлического марганца – 3-3,6;

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

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

- силикокальция – 0,2-0,4;

- ферромолибдена – 1-1,1;

- ферровольфрама – 0,5-0,7.

Ферросплавные шлаки содержат корольки готового сплава и невосстановленные оксиды ведущих элементов сплавов. К тому же они обладают прочностью, абразивностью, огнеупорностью. Общий выход ферросплавных шлаков составляет более 1,5 млн. тонн в год. Перерабатывают в настоящее время около 45 % этих шлаков.

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

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

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

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

3.8 Организация безотходной технологии

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

В процессе получения марганцевых и кремнистых ферросплавов на ОАО «ЗФЗ» образуются отходы в виде сухой пыли аспирационных газоочисток, отвальные шлаки, скрап разливки, отсевы ферросплавов после фракционирования (таблица 3.1-3.2).

Улавливаемая сухими газоочистками аспирационная пыль, характеризуется мелкодисперсностью, значительной слипаемостью, развитой удельной поверхностью и стабильным химическим составом.

Таблица 3.1 – Химический состав материала

Наименование	Массовая доля, %
	Мn	СаО	SiO2	AIO3	FeO	С	Р	S
Окатыши пылекоксовые (ОПК)	17–26	2,8–3,3	20–27	3,5–3,8		13–17	0,1	1,6– 1,7
Металлоконцентрат из отвальных шлаков ферросиликомарганца	18–19	7–11	49–50	6–10	0,6–1,6	1–4	0,02–0,12	0,6–0,8
Металлоконцентрат из текущих скрапов ферросиликомарганца	36–50	8,2	40–50	2,9	10,7	3,6	0,28	0,5
Отвальный шлак ферросилиция	0,20	6,5–6,6	65–66	27,5–28	0,3	6–8	0,03	0,3

Это позволяет использовать ее как связующее для окомкования коксовой мелочи, образую­щейся на узле подготовки восстановителя.

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

- из отвальных шлаков – до 25 %;

- из скрапов – 50-70%.

Металлическая фаза по химическому составу соответствует ферросиликомарганцу марки МнС17.

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

Таблица 3.2 – Гранулометрический состав материалов

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

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

- окатышей – 25

- металлоконцентратов на основе отвальных шлаков – 28

- скрапов – 180

- отвального шлака ферросилиция – 100

Использование указанных вторичных материалов при выплавке ферросиликомарганца марки МнС17Р50 позволяет повысить извлечение марганца на 4 % абс; снизить удельный расход электроэнергии на 5,3 %, марганецсодержащего сырья на 6,5 %, восстановителя на 15,6 %.

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

3.9 Оборудование и характеристика основных ферро-сплавных цехов

Производственный процесс в ферросплавном цехе включает три последовательные стадии: подготовку шихтовых материалов, плавку подготовленной шихты в электропечах, разливку и разделку готового сплава. В соответствии с этим современный ферросплавный цех состоит из отделения шихтоподготовки, плавильного корпуса и склада готовой продукции. В цехе с мощными рудовосстановительными печами они располагаются в отдельных зданиях, в цехе же с рафинировочными печами и металлотермических цехах – в одном.

3.9.1 Отделение шихтоподготовки. Отделение шихтоподготовки ферросплавного цеха предназначено для хранения, подготовки и дозирования шихтовых материалов. На отечественных ферросплавных заводах используют два различных варианта проектных решений шихтового хозяйства. На старых заводах каждый цех имеет собственный закрытый склад шихты. На открытом заводском складе обычно хранятся лишь те материалы, которые необходимы для работы нескольких цехов. Новые заводы отличаются централизованным хранением, подготовкой и распределением материалов по цехам.

Шихтовое хозяйство современного ферросплавного цеха, оборудованного мощными рудовосстановительными печами с централизованным обеспечением шихтой, включает напольный открытый склад сырых материалов (ОССМ), корпус вагоноопрокидывателей (ВО), закрытый склад (ЗССМ), корпус подготовки материалов (КПМ), корпус шихтовых бункеров (КШБ) с подготовленными материалами, дозировочные отделения (ДО) или дозировочные пункты (ДП), которые могут быть совмещены с КПМ или КШБ.

В шихтовом хозяйстве цеха для производства марганцевых и хромистых ферросплавов может быть предусмотрена соответствующая агломе­рационная или брикетировочная фабрика и цех обжига извести.

Напольный открытый склад сырых материалов служит для создания на заводе необходимого запаса сырых материалов, поставляемых из отдаленных районов, а также ведущих рудных материалов, суточный расход которых значителен. Материалы на этом складе хранятся в штабелях, разгружаются из вагонов козловыми грейферными кранами и в дальнейшем подаются железнодорожным транспортом через корпус ВО или по конвейерным галереям в ЗССМ.

При проектировании современных ферросплавных цехов для хранения шихтовых материалов предусматривается три типа складов:

- закрытый грейферный с железнодорожной колеей, проходящей посередине склада;

- закрытый бескрановый ангарного типа с конвейерной подачей и выдачей материала;

- открытый с конвейерной подачей сырых материалов и мостовым грейферным перегружателем, который принимает, штабелирует и выдает материалы на подготовку.

Корпус ВО представляет собой здание ангарного типа с двумя сквозными железнодорожными путями, на каждом из которых установлен роторный стационарный ВО. С помощью ВО материал из вагона выгружается в подземные бункеры, оборудованные тарельчатыми питателями, и далее конвейерами большой производительности направляется на ЗССМ. В корпусе ЗССМ крупных ферросплавных цехов обычно не имеется железнодорожного въезда, а склад оборудован грейферными кранами, с помощью которых материал подается в КПМ.

В КПМ установлено необходимое сушильное, дробильное и классифицирующее оборудование, тип и количество которого определяются видами применяемых шихтовых материалов.

Для дробления кокса используют: четырехвалковые дробилки 13Д 900/700 с диаметром валков 900 мм разгрузочной щелью 0-50 мм, производительностью 35 т/ч. Для кварцита – конусные дробилки ККД-500 с разгрузочной щелью 75 мм, производительностью 150 т/ч. Для стружки - стружкодробилки СМ-2 с разгрузочной щелью 25 мм, производительностью 1,5-5 т/ч.

Для сортировки кокса применяют вибрационный грохот ГВР-1 производительностью 70 м3/ч; кварцита – грохот инерционный производительностью 300 т/ч. Транспортные пути восстановителя и рудного материала во избежание их преждевременного перемешивания из–за просыпи во время разрыва ленты не должны пересекаться. При объединенном шихтовом хозяйстве подготовленные шихтовые материалы из КПМ поступают в КШБ или на центральный распределительный пункт (ЦРП), где с помощью реверсивных конвейеров и системы передаточных конвейеров распределяются по ДО плавильных цехов.

3.9.2 Способы дозирования шихты. На ферросплавных заводах применяется порционное и непрерывное дозирование шихты. При порционном дозировании используют порционные весовые автоматы и вращающиеся барабанные смесители. На складе шихты подготовленные шихтовые материалы загружают в отдельные для каждой печи дозировочные установки, оборудованные автодозаторами. Затем компоненты, образующие калошу шихты, выгружают на конвейер или в скиповый подъемник и транспортируют в плавильный корпус цеха к печам.

При проектировании новых цехов дозировочные узлы выносятся из помещения склада шихты, а подготовленную шихту подают в бункеры дозировочных пунктов по конвейерам непосредственно из отделений подготовки.

При непрерывном дозировании составляющие шихты выдаются ленточными автоматическими дозаторами непрерывного действия, работающими с заданной производительностью. Для непрерывного дозирования используют дозаторы типа ДН-23 производительностью 65 т/ч (для кокса), 100 т/ч (для кварцита), 125 т/ч (для стружки). При одновременном дозировании заданное соотношение производи-тельностей всех работающих дозаторов, соответствующее требуемому соотношению навесок компонентов в калоше шихты, соблюдается постоянным с помощью электронного регуля­тора соотношения.

Расчет шихты на определенную навеску ведущего компонента произ­водит решающее устройство, в которое вводят требуемую величину соотношения компонентов шихты. Регулятор соотношения управляет группой работающих дозаторов по выходному сигналу ведущего дозатора. При любом мгновенном отклонении производительности ведущего дозатора регулятор соотношения пропорционально изменяет производительность остальных дозаторов. Все компоненты шихты выдаются на движущуюся конвейерную ленту и направляются в приемные бункеры печей. На ленте компоненты шихты, дозируемые одновременно в заданном соотношении, располагаются в виде слоя смешанных материалов. В приемных бункерах печей шихта представляет собой достаточно однородную смесь с требуемым соотношением компонентов шихты. В случае небольших и средних грузопотоков шихты все печи плавильного корпуса обслуживаются одной линией шихтоподачи; при больших грузопотоках такая линия обеспечивает шихтой каждые две печи.

3.9.3 Способы подачи шихты в печь. Применяются три варианта подачи сдозированной шихты в печные бункеры: линейный, кольцевой, скиповый (рисунок 3.4). При кольцевой и скиповой подачах шихты отделение шихтоподготовки расположено параллельно плавильному корпусу, а при линейной – в одну линию с плавильным корпусом.

При линейной подаче непрерывно дозируемые шихтовые материалы поступают сначала на горизонтальный конвейер, затем наклонным конвейером подаются на шихтовую площадку плавильного корпуса, перегружаются на расположенный вдоль цеха конвейер, с которого с помощью плужковых сбрасывателей каждый компонент шихты выгружается в отдельные бункеры печного пролета. Под бункерами расположен монорельс, по которому движется тележка с тензометрическими весами. В тележку загружается каждый компонент шихты, образуя общую колошу весом 800-1200 кг. в строгом соотношении согласно шихтовке. Затем из тележки колоша шихты выгружается в печные карманы.

Кольцевой способ подачи шихты позволяет уменьшить длину конвейерных лент, число перевалок и потери шихтовых материалов, а также снизить на 13-15 % капитальные затраты на строительство цеха. Подготовленные шихтовые материалы транспортируются грейферными кранами или ленточными конвейерами в бункеры готовой шихты дозировочного отделения. С помощью непрерывных дозаторов заданное количество различных шихтовых материалов подается на горизонтальный конвейер, затем по наклонному конвейеру в плавильный корпус, а оттуда челночным конвейером в печные карманы. Одна группа бункеров готовой шихты обслуживает одновременно две печи.

При скиповой подаче компоненты шихты дозируются в отделении шихтоподготовки в виде отдельной колоши и шихта в плавильный корпус передается скиповым подъемником. При этом обеспечивается автоматическая подача шихты в печные карманы. Каждая печь обслуживается отдельной группой бункеров готовой шихты.

Себестоимость хранения, подготовки, дозировки и транспор-тировки шихтовых материалов в печные карманы, при скиповой подаче на 0,28-0,94 у.е./т меньше, чем при кольцевой и линейной. При движении шихты по конвейерному тракту за счет истирания образуется дополнительно 3-10 % коксовой мелочи фракции менее 5 мм. За счет налипания на ленту промасленной стружки и кокса их потери увеличиваются на 4,5 % и 3 % соответственно.

В современных цехах с мощными рудовосстановительными печами применяется в основном конвейерная подача сыпучих материалов. При этом, в связи с малым уклоном конвейерных лент (17°) и большой высотой цеха, галереи подачи сыпучих материалов занимают значительные площади. Применение скиповой подачи сыпучих материалов позволяет приблизить склад шихты и дозировочное отделение к плавильному корпусу.

В зарубежной практике шихтовый пролет иногда располагают непосредственно в плавильном корпусе, что значительно сокращает занимаемую предприятием площадь, однако, если в одном цехе расположены еще и продольные и поперечные пролеты, это создает неудобства в работе.

3.9.4 Расчет количества оборудования отделения шихто-подготовки. Общий запас шихтовых материалов в тоннах или м3 на складах для ферросплавного цеха рассчитывается, исходя из суточного расхода материалов и установленных норм запаса, по формуле

(3.4)

где – суточный расход -того материала по цеху, т. или м3;

– нормативный запас -того материала, сутки (таблица 3.3);

– коэффициент неравномерности поступления

грузов.

При установке в цехе однотипных печей суточный расход -того материала находят из выражения

т (3.5)

где – суточная производительность печи, т/сут;

– количество печей;

– расход –того материала на 1 т сплава, т или м.

Таблица 3.3 – Нормы хранения шихтовых материалов, отходов и попутных материалов на складах ферросплавных цехов

Шихтовые материалы	Нормы хранения, сутки
Руда хромовая	60
Концентрат марганцевый	30
Агломерат неофлюсованный: – при изготовлении на заводе; – при поставке извне	10 30
Кварцит, коксовый орешек, полукокс, стружка стальная, известняк при поставках на расстояние: – не более 200 км; – более 200 км	15 15–30
Доломит	15
Железная руда, оксид хрома, алюминий в чушках, уголь древесный, уголь каменный, плавиковый шпат	30
Известь при изготовлении на заводе	1–2
Пек каменноугольный, антрацит, кокс пековый	15–30
Отсевы кварцита	10
Отсевы кокса	10