Проектирование ферросплавных цехов

Увеличение единичной мощности ферросплавных электропечей 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-63И 1 для производства высокоуглеродистого ферромарганца и силикомарганца и типа РКЗ-3ЗМ 1 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.

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 рудовосстановительных 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.

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. Углеродосодержащие 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, длиннопламенные) и бурые угли являются наиболее реакционноспособными, 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.

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 использование 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 % Fe_общ, 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.

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

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

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

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

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

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

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 разливочных кранов, высокой теплонапряженностью в цехе и необходимостью увеличения его площади для размещения стационарных изложниц. Однако, сплавы склонные к сегрегации (ферросилиций с содержанием >75 % Si), целесообразно разливать в массивные поддоны толщиной слитка до 80 мм. или в кристаллизаторы.

Рисунок 3.6 - Карусельная разливочная машина: 1 - ковш с кантователем; 2 - изложница; 3 - приемный бункер

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).

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.

Рисунок 3.7 - Установка для напольной разливки ферросилиция: 1 - тележка приводная с ковшом; 2 - чаша железобетонная; 3 - аспирационная установка

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 гранулометрического 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 ферросплавного производства

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

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

- силикомарганца - 1,1-1,3;

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

- металлического марганца - 3-3,6;

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

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

- силикокальция - 0,2-0,4;

- ферромолибдена - 1-1,1;

- ферровольфрама - 0,5-0,7.

Ферросплавные шлаки содержат корольки готового сплава и 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 высокотемпературного 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 МнС 17.

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

Таблица 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 МнС 17Р 50 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 ФС 45 и ФС 65 с использованием вторичных материалов основана на сплавлении шихты из отсевов ферросилиция и металлоконцентрата из отвального шлака ферросилиция. Процесс периодический, ведется в печах ДСП-1,5 под шлаками основностью до 0,5.

3.9 Оборудование и характеристика основных ферросплавных 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 производительностей 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 транспортировки 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 шихтоподготовки

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 мі.

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

Исходя из необходимого общего запаса шихтовых материалов, рассчитывают размер складов. Определяем длину склада при заданной ширине и высоте штабеля материалов.

Длина закрытого грейферного склада с шириной пролета и высотой вычисляем по формуле:

м (3.6)

где - насыпная масса шихтовых материалов, т/м³ (таблица 3.4);

- глубина закрома, равная 3,0; 4,0; 5,5 и 6 м.

Длина закрытого, напольного, бескранового склада шихты при ширине пролета 63 м. для типового склада рассчитывается по формуле:

м (3.7)

Длина открытого склада с конвейерной выдачей и грейферным перегружателем при ширине пролета , высоте штабеля , глубине закрома рассчитывается по формуле:

м. (3.8)

В таблице 3.3 приведены нормативные значения грузоподъемности крана и объема грейфера для различных сплавов в зависимости от мощности плавильного агрегата.

При расчете количества кранов исходят из затрат времени крана для подачи шихты на 1 тонну сплава, суточного производства сплава и планового времени работы крана. Необходимое количество кранов для обеспечения работы одной печи определяются по формуле:

(3.9)

где - время, затрачиваемое краном на подачу шихты для выплавки 1 т. сплава, мин/т;

840 - длительность работы крана в сутки, мин.

Значения рассчитывают исходя из насыпной массы шихты, вместимости грейфера и длительности одной крановой операции по уравнению;

мин. (3.10)

- насыпная масса шихты, расходуемой на выплавку одной тонны сплава, т/м³;

- насыпная масса - того компонента шихты;

- доля этого компонента в шихте;

- объем грейфера, м³;

- коэффициент заполнения грейфера (0,75-0,8);

- длительность одной выполняемой операции, составляющей в среднем 4 мин.

Таблица 3.4 - Плотность и насыпная масса шихтовых материалов и огнеупоров для ферросплавного производства

Материал	Содержание основного элемента, %	Плотность, кг/м3	Насыпная масса 1 м3 материала, кг	Примечание
Кремнийсодержащие материалы
Кварцит	99-98 SiO2	2350-2650	1600	50-100 мм
Мелочь кварцитовая	96-98 SiO2	2350-2650	1400	0-40 мм
Руды и концентраты хрома
Руда хромовая	45-53 Cr2O3	-	2400-2750	0-50 мм
Концентрат хромовый			2300	Сухой 0,1-0,5 мм
Оксид хрома			1500
Руды и концентраты марганца
Никопольская: - 1 сорт; - 2 сорт	2-43 Mn 36-38 Mn	- -	1800-2100 1730	- -
Чиатурская 1 сорт	49-53 Mn	3800-4000	2000-2100	Влаги 6-8 %
Железосодержащие материалы
Стружка стальная	95 Fe	7800	1500-1800	-
Окалина	70 Fe	7800	1900-2000	-
Железная руда	46-58 Fe	-	2000-2800	-
Агломерат железной руды	49-55 Fe	-	1700-2000	-
Углеродсодержащие материалы
Кокс	81,6-87,6 С	1400	450-500	Кусковой
Кокс-орешек	81,6-87,6С	1400	500-600	10-25мм
Ангарский полукокс	62-75 С	1820	550-570	0-40 мм
Антрацит	93,1-94С	-	1050	10-30 мм
Электродная масса	-	1600-1900	700-1000	100-200мм
Флюсы
Известняк	93СаСО3	2500-2800	1600-1700	Дробленный
Продолжение таблицы 3.4
Известь	90СаО	900-1300	600-320	-
Доломит	-	2900	1670-1740	Кусковой
Плавиковый шпат	65-92 СаF3	-	1700-1800	Кусковой
Огнеупоры
Угольный блок	-	-	1000-1050	-
Шамотный кирпич	-	2500-2700	2000	-
Шамот молотый	-	-	2200	-
Магнезитовый порошок	65 MgO	-	1500-2400	-

Таблица 3.5 - Характеристика кранового оборудования шихтового хозяйства

Характер-истика кранов	Мощность печи, МВА
Грузоподъемность, т	Объем грейфера, м 3	3,5	5	16,5	25	33	63
10	15	Мр,СК ФМн (с/у) ФХ(с/у) (н/у)	Мр,СК ФМн(с/у) ФХ(с/у) (н/у)	ФСХ, ФХ, ФМн, МнС	-	-	-
10	2			ФС	ФС	-	-
15	3,1	ФМн (с/у) ФХ(с/у) (н/у)	ФМн (с/у) ФХ(с/у)	ФСХ, ФХ, ФМн, МнС, ФС	ФСХ, ФХ, ФМн, МнС, ФС	ФСХ, ФХ(у)	-
15	4				ФС	-	-
15	5,3					-	-
20	4,3			ФСХ ФХ(у) МнС ФС ФМн(у)	ФХ(у) МнС ФС	ФСХ ФХ(у) МнС ФС ФМн(у)	ФСХ
30	10					ФСХ ФХ(у) МнС ФС ФМн(у)	ФСХ ФХ(у) МнС ФС ФМн(у)

Суточная производительность вагоноопрокидывателя () определяется по формуле:

т/сут (3.11)

где - время неизбежных простоев в сутки (50 % рабочего времени), мин;

- продолжительность цикла разгрузки одного вагона (обычно 3 мин);

- грузоподъемность вагона, т. (обычно 60 т.).

Суточная производительность валковой дробилки ()

т/сут (3.12)

- площадь поперечного сечения выходящего из дробилки материала, м²

- длина валка, м;

- ширина разгрузочной щели, м;

- окружная скорость валков, м/мин;

- диаметр валка, м;

- скорость вращения валков, мин^-1;

- коэффициент разрыхления материала при дроблении.

Необходимые значения величин, входящих в это уравнение, принимают по техническому паспорту дробилки.

Производительность плоского грохота ()

т/сут (3.13)

где - скорость движения материала на грохоте, м/с. (0,05-0,25);

- ширина сита, м. (1,8-2,4);

- толщина слоя сортируемого материала, м. (0,04 м.);

- коэффициент наполнения сита (обычно 0,4-0,6).

Количество грохотов должно соответствовать количеству дробилок.

Производительность ленточного конвейера ()

т/сут (3.14)

где - поперечное сечение непрерывного слоя материала на ленте, м² (0,05-0,1 м²); - скорость движения материала, м/с (0,1-2,5 м/с).

При определении окончательного числа оборудования необходимо здесь и далее учитывать коэффициент использования оборудования (К_и), который принимается равным 0,75.

3.10 Плавильный корпус

Плавильный корпус представляет собой основную часть ферросплавного цеха и предназначен для размещения и обслуживания электропечей, а также для приема и разливки готового сплава и удаления шлака. В общем случае плавильный корпус ферросплавного цеха может состоять из следующих пролетов: печного, разливочного, трансформаторного, шихтового и остывочного. С ростом мощности ферросплавных печей объемно-планировочные решения здания плавильного корпуса совершенствовались по пути сокращения числа пролетов за счет выноса шихтового и разливочного пролетов за пределы здания и ликвидации остывочного пролета.

Современный плавильный корпус ферросплавного цеха с мощными рудовосстановительными печами имеет обычно два пролета: печной и разливочный. К зданию корпуса стороны печного пролета примыкает трансформаторная эстакада.

3.10.1 Печной пролет

Печной пролет служит для размещения и обслуживания плавильных электропечей. Последние располагаются обычно вдоль цеха в линию. В зависимости от типа и мощности установленных печей ширина печного пролета принимается равной 15, 18, 24 и 30 м. Он всегда выполняется многоэтажным.

На нулевой отметке пролета расположены фундаменты плавильных печей (для вращающихся печей они заглублены), механизмы выкатки металловозных и шлаковозных тележек, оборудование и механизмы газоочисток, подсобные помещения.

Для обслуживания летки устанавливается сплошное перекрытие или местная горновая площадка. Здесь расположены устройства для открывания и закрывания летки, узлы для приготовления леточной массы, системы шламосборников, бытовые помещения для отдыха плавильной бригады. В зависимости от мощности печи площадка располагается на высоте 2,5-6,6 м.

Рабочая площадка, предназначенная для обслуживания печи, наблюдения за технологическим и электрическим режимами, представляет собой во всех цехах сплошное перекрытие и располагается на уровне 4,5-12 м. На ней установлены пульты управления печами (обычно одно помещение на две печи), наклонные газоходы для отвода газа из-под свода, зонт для удаления газов, выбивающихся из печи, загрузочные труботечки с приемными воронками, помещения для инженерно-технического и дежурного персонала, тельферы для производства ремонтных работ.

Для обслуживания механизмов перемещения и перепуска электродов служит электродная площадка, представляющая собой сплошное перекрытие, расположенное на высоте 8,5-22,2 м. В новых цехах с печами, оборудованными гидравлической системой перемещения и перепуска электродов, устанавливаются местные площадки.

Перекрытие на отметке 19,8-30 м. служит для крепления печных карманов, размещения системы конвейеров подачи шихты в них, монтажа вентиляционных установок, наращивания электродных кожухов и загрузки электродной массы с помощью мостового крана.

Все перекрытия имеют сквозные проемы по торцам цеха для обеспечения печей электродной массой. Над каждой печью расположены также проемы для выполнения различных транспортных операций при ремонтах. проектирование металлургический ферросплавный цех

3.10.2 Разливочный пролет

Разливочный пролет ферросплавных цехов предназначен для приема из печного пролета металла и шлака, их первичной обработки, разливки сплава и передачи его на склад готовой продукции, подготовки и подачи к печам разливочной посуды, текущего ремонта посуды, приема необходимых материалов и сменного оборудования для нормальной эксплуатации оборудования плавильного корпуса.

Ширина разливочных пролетов современных ферросплавных цехов принимается равной 24; 27; 30 и 36 м. Ширина пролета зависит от насыщенности оборудованием, числа технологических операций со сплавом и шлаком, к...