СПОСОБ ЖИДКОФАЗНОГО ПОЛУЧЕНИЯ ЖЕЛЕЗА ПРЯМОГО ВОССТАНОВЛЕНИЯ

Изобретение относится к черной металлурги, конкретно к получению железа прямого восстановления в электродуговых электропечах и агрегатах восстановления по одностадийной технологии с использованием неокускованного железорудного сырья и углеродсодержащего материала.

Известны одностадийные способы прямого получения железа прямого восстановления в жидком состоянии [1, 2]. В этом случае в одном агрегате совмещаются стадии нагрева, восстановления, плавления и рафинирования металла. Восстановление железорудных материалов в них протекает при высоких температурах, что увеличивает скорость реакции и производительность агрегата.

Одностадийные способы прямого получения жидкого металла разделяются на два вида [2]. К первому виду относятся процессы, в которых восстановление железорудных материалов протекает в твердой фазе с последующим плавлением и довосстановлением оксидов железа по схеме восстановление - плавление.

Наиболее типичным примером таких процессов является процесс Корекс, уже нашедший промышленное применение. В этом процессе восстановителем и источником тепла является уголь. Основным конструктивным элементом этого способа является реактор, в котором производят газификацию угля путем сжигания его в токе вдуваемого кислорода с получением температур до 2500°С. Данные температуры обеспечивают быструю газификацию частиц углеродсодержащего материала и образование синтез-газа, состоящего преимущественно из СО и Н₂. Этот газ далее поступает в шихту, где восстанавливает железорудные окатыши с получением твердого железа. Затем это железо направляется в нижнюю часть газификатора, где оно расплавляется и науглероживается, образуя жидкий передельный чугун.

Недостатком процесса Корекс является относительно медленная скорость восстановления железа, обусловленная весьма длительным процессом металлизации, занимающим много времени - 7-9 ч. Основной причиной этого является твердофазное состояние железорудных материалов во время их восстановления, что ограничивает скорость реакции восстановления.

Другим существенным недостатком процесса Корекс является узкий сортамент получаемого металла, ограниченного жидким чугуном, и невозможность получения железоуглеродистых расплавов с пониженным содержанием углерода типа чернового железа. Эти принципиальные недостатки свойственны и другим аналогичным процессам [3-8].

Второй тип одностадийных способов прямого получения жидкого металла в отличие от первого базируется на предварительном плавлении железорудных материалов с последующим восстановлением железа из его оксидов в расплавленном состоянии углеродом по схеме плавление-восстановление. В качестве восстановителя могут быть использованы твердый углерод, вдуваемый в расплав, либо углерод, растворенный в металлической ванне, а также газы (СО, Н₂, СН₄). Основным преимуществом таких процессов является возможность существенного увеличения скорости восстановления оксидов железа благодаря их жидкому состоянию и, следовательно, производительности процессов прямого получения жидкого металла. Эти процессы исключают необходимость подготовки исходных материалов, что снижает энергозатраты, улучшают экологическое состояние окружающей природной среды, уменьшают капитальные вложения. К сожалению, технологические сложности не позволили довести эти способы до широкого промышленного применения и обеспечить им заметную роль в производстве железа прямого восстановления [2, 5].

Наиболее близко к промышленной реализации способа одностадийного жидкофазного получения железа прямого восстановления из неокускованного железорудного сырья и угля подошли в процессе ROMELT [6-8]. Процесс базируется на использовании в качестве реакционной среды и зоны восстановления жидкой шлаковой ванны, барботируемой кислородсодержащим газом, располагающейся внутри водоохлаждаемых кессонов. В шлак подают уголь и железорудное сырье, где и происходит восстановление оксидов железа углеродом. В данном процессе уголь выполняет одновременно роль восстановителя и энергоносителя. Основным источником тепла в процессе ROMELT является сжигание СО и Н₂ над поверхностью шлака кислородсодержащим газом. Некоторую роль в тепловом балансе играет окисление части углерода до СО кислородсодержащим газом. Тепло горючих газов частично возвращается в шлак и через него в металлическую ванну, обеспечивая потребности в энергии. В качестве окислительного дутья используют смесь сжатого воздуха и газообразного кислорода.

Восстановление оксидов железа происходит в слое шлака. Далее жидкие частицы железа науглероживаются и опускаются через слой шлака вниз на подину печи, где формируют металлическую ванну из высокоуглеродистого расплава. Благодаря этому продуктом реакции между углеродом и оксидами железа в шлаке является раствор углерода в железе - чугун. Другим продуктом реакции являются отходящие дымовые газы, обладающие высокими запасами физического и химического тепла и пригодные для производства из них электрической и тепловой энергии.

Способ жидкофазного получения железа прямого восстановления ROMELT включает использование в качестве реакционной среды и зоны восстановления жидкой шлаковой ванны, вдувание в нее окислительного газа из смеси воздуха и газообразного кислорода, подачу частиц углеродсодержащего материала, железорудного сырья, флюса, окисление (сжигание) углерода в объеме шлаковой ванны до СО, передачу выделяющегося тепла окисления углерода из шлака в металл, нагрев углеродсодержащего материала, газификацию его органической части, преимущественно, до СО и Н₂, нагрев частиц железорудного сырья до расплавленного состояния, взаимодействие жидких оксидов железа с углеродом в шлаковой ванне, восстановление оксидов железа углеродом с получением железа и СО, барботаж расплавленной ванны пузырьками газа, ее кипение и перемешивание, всплывание пузырьков, в частности СО и Н₂ на поверхность ванны, дожигание их над поверхностью шлаковой ванны, передачу тепла дожигания вначале шлаковой, а затем металлической ванне, расплавление и/или растворение в шлаке флюса, минеральных компонентов углеродсодержащего материала, пустой породы железорудного сырья, отвод из печи образующихся технологических газов в энергоустановку, последующее их использование для выработки электрической и тепловой энергии, выпуск жидкого металла и шлака.

Основными недостатками известного способа являются:

- использование в качестве реакционной среды и зоны восстановления жидкой шлаковой ванны. При подаче в нее железосодержащее сырье расплавляется и переходит в шлак. Это снижает активность оксидов железа, повышает температуру их восстановления и уменьшает скорость восстановления железа;

- негативное влияние оказывает использование шлака также на углеродсодержащий материал. В отличие от железа шлак не обладает способностью к переводу углерода в атомарно-дисперсное состояние, то есть в раствор углерода в железе. Поэтому частицы угля в шлаке, хотя и уменьшаются в размере, однако сохраняют свойства отдельной твердой фазы. С позиции кинетики данный фактор уменьшает скорость восстановления оксидов железа углеродом по сравнению с углеродом, перешедшим в растворенное состояние и находящимся в жидкой среде в виде отдельных атомов;

- жидкий шлак, выполняющий помимо прочих задач функции теплоносителя по отношению к получаемому железу прямого восстановления, обладает по сравнению с железоуглеродистым расплавом значительно более высоким значением теплового критерия Прандтля, определяющим интенсивность переноса тепла из шлака в металлическую ванну. Это означает, что расплав шлака выступает в качестве эффективной термоизоляционной прослойки, именно по этой причине скорость теплообмена шлака с металлом оказывается ниже возможной, вызывая дефицит тепла;

- барботаж шлаковой ванны кислородсодержащим газом вызывает вспенивание верхнего слоя шлака, оставляя нижнюю часть его, прилегающую непосредственно к металлической ванне, неподвижной. Оба этих фактора существенно снижают интенсивность переноса тепла окисления углерода до СО в шлаковой ванне и тепла дожигания СО до СО₂ над поверхностью шлака в объем металлической ванны. Это увеличивает расход угля, играющего роль доминирующего энергоносителя и соответственно повышает энергозатраты на восстановление железа;

- окисление углерода до СО смесью воздуха и кислорода резко по сравнению с чистым кислородом снижает количество тепла, поступающего в шлак и металл и негативно влияет на энергоемкость процесса восстановления, вызывая необходимость увеличения расхода угля;

- использование шлаковой ванны в качестве зоны восстановления вместо металла приводит к отделению очага тепловыделения, каким является верхняя часть шлаковой ванны, от места потребления энергии - нижней части шлаковой ванны и жидкого металла. Это, естественно, снижает степень усвоения тепла, выделяющегося при окислении (сжигании) углерода до СО и дожигании СО до СО₂, также увеличивая тем самым расход угля;

- восстановление железа из его оксидов углеродом, содержащимся в шлаке в сверхстехиометрическом количестве, неизбежно сопровождается науглероживанием капелек железа и превращением их в чугун. Поэтому данный процесс ограничивает сортамент железа прямого восстановления одним материалом - чугуном, отличаясь от последнего только меньшим содержанием кремния и марганца;

- ограниченные возможности использования вдуваниия в шлаковую ванну кислородсодержащего газа как по количеству, так и окислительному потенциалу. При чрезмерном количестве кислорода в дутье будет происходить процесс, обратный восстановлению железа, а именно - окисление FeO шлака до Fe₂O₃, а свежевосстановленного железа - до FeO. Ограничения по количеству вдуваемого кислорода, в свою очередь, уменьшают скорость окисления углерода кислородом дутья и ограничивают поступление тепла в процесс восстановления, носящему эндотермический характер и сопровождающемуся высокими затратами энергии.

Отмеченные выше факторы вызывают значительное повышение удельного расхода тепла на восстановление железа, проявляющееся в высоком расходе энергетического угля, достигающем 1031 кг/т, по данным публикации [9], и 1345-1375 кг/т согласно источнику [5].

В сочетании с узким сортаментом выплавляемого железа, ограниченного только чугуном, эти факторы являются причиной снижения конкурентоспособности известного способа и аналогичных ему одностадийных процессов получения первичного металлического сырья, не позволивших им до сих пор получить широкое применение в черной металлургии.

Задача, решаемая настоящим изобретением и достигаемый технический результат, заключаются в создании экономичного способа получения железа прямого восстановления в электродуговых электропечах и агрегатах восстановления по одностадийной технологии с использованием неокускованного железорудного сырья и углеродсодержащего материала, снижении энергозатрат на основе более эффективного использования потенциала углерода как энергоносителя и расширение сортамента производимого железа прямого восстановления, включая весь диапазон возможных содержаний углерода в железе - от 0,05% в черновом железе и до 4,5% в чугуне.

Для решения поставленной задачи и достижения заявленного технического результата в способе жидкофазного получения железа прямого восстановления в электродуговой печи, характеризующемся тем, что используют в качестве реакционной среды и зоны восстановления расплавленную металлическую ванну, подают в объем металлической ванны твердый углеродсодержащий материал и железорудное сырье в виде частиц не более 6 мм, флюс и вдувают окислительный газ, осуществляют нагрев углеродсодержащего материала и газификацию его органической части, нагрев частиц железорудного сырья до расплавленного состояния с обеспечением перехода углерода в расплав и взаимодействия жидких оксидов железа с углеродом и получения железа и СО, барботаж расплавленной ванны пузырьками газа, полученного в результате газификации и окисления углерода, с обеспечением ее кипения, перемешивания и всплывания пузырьков газа на поверхность ванны, дожигание СО над поверхностью окислительным газом с обеспечением передачи тепла дожигания расплавленной ванне, расплавление и/или растворение в шлаке флюса, минеральных компонентов углеродсодержащего материала, пустой породы железорудного сырья и золы углеродсодержащего материала, отвод из печи образующихся технологических газов, в том числе газифицированной органической части углеродсодержащего материала, и выпуск жидкого металла и шлака, при этом частицы углеродсодержащего материала и железорудного сырья вводят непосредственно в объем металлической ванны и производят в ней восстановление железа из оксидов частью поступающего углерода с получением монооксида углерода, причем в качестве окислительного газа в металлическую ванну вдувают параллельно и одновременно с подачей исходных материалов и восстановлением железа технический газообразный кислород с удельной интенсивностью 0,1-5м³/(т·мин) и осуществляют окисление остальной части вводимого углерода, при этом удельные расходы углерода и кислорода выбирают из соотношения

(m_C-321)/ =0,5-1,5,

где

m_C - удельный расход углерода, вводимого с углеродсодержащим материалом на одну тонну железа, кг/т;

321 - удельный расход углерода на восстановление из Fе₂О₃ одной тонны железа, кг/т;

- удельный расход газообразного кислорода, вводимого с дутьем на одну тонну железа, кг/т,

а за 0,5-10,0 мин до выпуска из печи полученного железа прямого восстановления из него удаляют 5-95 % углерода путем его дополнительного окисления, вдуваемым в металл газообразным кислородом с удельной интенсивностью 0,1-5,0 нм³/(т·мин).

Кроме этого:

- для восстановления железа используют углерод одновременно в растворенном и свободном состояниях при его суммарной концентрации в металлической ванне 3-15%, при этом соотношение концентраций растворенного и свободного углерода по ходу восстановительной плавки поддерживают в пределах 1:(0,1÷3);

- в металлической ванне поддерживают температуру, равную или большую 1400°С;

- для восстановления железа используют электродуговую печь с удельной электрической мощностью, равной или большей 0,8 мВт на одну тонну вместимости печи;

- по ходу восстановления железа в электропечь дополнительно подают электроэнергию в количестве 30-200 мВт в минуту на одну тонну железорудного сырья;

- горючие компоненты технологических газов направляют в энергетическую установку для выработки электрической и/или тепловой энергии;

- горючие компоненты технологических газов дожигают над поверхностью расплавленной металлической ванны со степенью дожигания не более 20%.

Таким образом, способ жидкофазного получения железа прямого восстановления в электродуговой печи из неокускованного железорудного сырья и углеродсодержащего материала характеризуется использованием в качестве реакционной среды (или объема) и зоны восстановления расплавленной металлической ванны, дальнейшей подачей в объем ванны углеродсодержащего материала, железорудного сырья, флюса, вдуванием в нее окислительного газа, в качестве которого используют технический газообразный кислород с содержанием кислорода 95 % и менее, окислением (сжиганием) углерода в объеме ванны до СО, передачей выделяющегося тепла обезуглероживания расплавленной ванне, нагревом углеродсодержащего материала, газификацией его органической части, переходом углерода в раствор с железом, нагревом частиц железорудного сырья до расплавленного состояния, взаимодействием (или реакцией) жидких оксидов железа с углеродом, с получением железа и СО, барботажем расплавленной ванны пузырьками газа (СО, Н₂, N₂), ее кипением и перемешиванием, всплыванием пузырьков газа на поверхность ванны, дожиганием СО и Н₂ над поверхностью окислительным газом, передачей тепла дожигания ванне, расплавлением и/или растворением в шлаке флюса, минеральных компонентов углеродсодержащего материала, пустой породы железорудного сырья и золы углеродсодержащего материала, отводом из печи образующихся технологических газов - продуктов газификации органической части угля (СО, Н₂, воздух, азот), продуктов восстановления железа углеродом (СО и СО₂), продуктов прямого окисления газообразным кислородом (СО и СО₂), - и выпуском жидкого металла и шлака, при этом частицы углеродсодержащего материала или вещества (различные виды твердого органического топлива - энергетический уголь, кокс, графит, антрацит, древесный уголь, их смесь и их отходы) и железорудного сырья (железорудный концентрат, измельченную железную руду, окалину, частично восстановленное железо и их смеси, а также железосодержащие отходы (плавильную пыль, шлам, мелочь губчатого железа) и др.) вводят непосредственно в объем металлической ванны и производят в ней восстановление оксидов железа углеродом с получением монооксида углерода по эндотермической реакции 3[C]+(Fe₂O₃)=2[Fe]+3{CO}, сопровождающейся окислением углерода, причем в металлическую ванну параллельно и одновременно с подачей исходных материалов и восстановлением железа вдувают газообразный кислород с содержанием кислорода 50-95% с удельной интенсивностью 0,1-5 м³/(т^.мин) и осуществляют окисление (сжигание) вводимого углерода по экзотермической реакции [C]+1/2{O₂}={CO}, за исключением его части, идущей на восстановление железа из Fe₂O₃, при этом удельные расходы углерода и кислорода выбирают из соотношения

(m_С-321)/m_O2=0,5÷1,5,

где m_С - удельный расход углерода, вводимого с углеродсодержащим материалом на одну тонну железа, кг/т;

321 - удельный расход углерода на восстановление из Fe₂O₃ одной тонны железа, кг/т;

m_O2 - удельный расход газообразного кислорода, вводимого с дутьем на одну тонну железа, кг/т,

а за 0,5-10,0 мин до выпуска из печи полученного железа прямого восстановления из него удаляют от 5% до 95% углерода, путем его дополнительного окисления, вдуваемым в металл газообразным кислородом с удельной интенсивностью 0,1-5,0 нм³/(т·мин).

Для восстановления железа используют углерод одновременно в растворенном и свободном состояниях при его суммарной концентрации в металлической ванне от 3% до 15%, при этом соотношение концентраций растворенного и свободного углерода по ходу восстановительной плавки поддерживают в пределах 1:(0,1÷3), а в металлической ванне поддерживают температуру, равную или большую 1400°С.

Для восстановления железа используют электродуговую печь с удельной электрической мощностью, равной или большей 0,8 мВт на одну тонну вместимости печи, а по ходу восстановления железа в электропечь дополнительно подают электроэнергию в количестве 30-200 мВт в минуту на одну тонну железорудного сырья.

Технологические газы, в том числе их горючие компоненты и газифицированную органическую часть углеродсодержащего материала направляют за пределы печи в энергетическую установку для выработки электрической и/или тепловой энергии или дожигают над поверхностью расплавленной металлической ванны из железоуглеродистого расплава с передачей ей выделенного тепла.

Для осуществления предлагаемого способа могут быть использованы жидкофазные агрегаты самого различного типа - от процесса ROMELT до процессов ДИОС и Хайсмелт, а также процессы, базирующиеся на использовании электродуговой печи (Элред, Эксторт-Валлак, Инред, Плазма-ред и др.).

Необходимость использования электродуговой печи для жидкофазного получения железа прямого восстановления обосновывается следующим образом. Электродуговые процессы обеспечивают формирование жидкой металлической ванны из железоуглеродистого расплава перед началом подачи (вдувания) железорудного сырья и угля. Также применение электропечи позволяет обеспечить потребности восстановления процесса в энергии, т.к. тепла окисления углерода кислородом и тепла дожигания может не хватить для процесса восстановления. Дополнительно электродуговой нагрев позволяет создать на поверхности ванны высокотемпературные локальные зоны, ускоряющие восстановление железа из оксидов. Таким образом, для реализации процесса достаточно иметь электродуговую печь с удельной электрической мощностью, равной или большей 0,8 мВт на одну тонну вместимости печи.

Процесс осуществляют следующим образом. По окончании выпуска части металла и части или всего конечного шлака в оставленный от предыдущей плавки жидкий металл непрерывно подают железорудное сырье и углеродсодержащий материал в виде частиц с размерами не более 6 мм, а также флюс (известняк или известь). В случае необходимости жидкий металл подогревают с помощью электрических дуг.

Углеродсодержащий материал нагревается в металлической ванне, газифицируется с образованием синтез-газа, состоящего, преимущественно из СО и Н₂. Углерод растворяется в металлической ванне, образуя железоуглеродистый расплав. Содержание углерода в расплаве поддерживают на уровне не ниже 2%. Переход углерода из твердого в растворенное состояние и сохранение его концентрации выше 2% увеличивает скорость взаимодействия его с оксидами железа по сравнению с твердым углеродом [10], находящимся в виде отдельной фазы.

Оксиды железа, попадая внутрь жидкой металлической ванны, нагреваются, диссоциируют на газообразный кислород и монооксид железа. Последний образует с пустой породой железорудного сырья легкоплавкую фазу, которая благодаря этому быстро переходит в расплавленное состояние. Переход исходных твердых оксидов железа в жидкий расплав резко повышает их кислородный потенциал и сродство кислорода к углероду [11].

Благодаря этим факторам использование металлической ванны из железоуглеродистого расплава вместо шлаковой ванны создает необходимые и достаточные условия для повышения скорости взаимодействия углерода металлической ванны с жидкими капельками оксидов железа и в целом скорости восстановления [10, 11]. Данная реакция в общем случае имеет вид (Fe₂O₃)+[C]=2[Fe]+3{CO} и имеет сильно выраженный эндотермический характер. Тепловой эффект этой реакции составляет 1570 кВт·ч/т железа [11]. С учетом неизбежных потерь при термическом КПД печи 0,7 фактический расход тепла составит 2242,80 кВт·ч/т железа.

В отличие от способа одностадийного жидкофазного получения железа прямого восстановления из неокускованного железорудного сырья и угля в процессе ROMELT источником тепла для обеспечения потребностей процесса восстановления, одновременно с электроэнергией, получаемой из технологических газов в предлагаемом способе, является энергия, выделяемая при окислении углерода, поступающего с углеродсодержащим материалом чистым газообразным кислородом. В связи с этим для энергообеспечения процесса восстановления параллельно и одновременно с подачей расходных компонентов шихты в металлическую ванну вместо смеси воздуха и кислорода вдувают газообразный кислород с удельной интенсивностью 0,1-5,0 м³/(т·мин) и осуществляют окисление углерода по экзотермической реакции [C]+1/2{O₂}={CO}. При этом удельные расходы кислорода и углерода выбирают из соотношения

(m_С-321)/m_O2=0,5÷1,5,

откуда

m_O2=(m_С-321)/(0,5÷1,5).

Тем самым достигается полное окисление всего вдуваемого углерода и восстановление всего железа, а также одновременное сохранение концентрации углерода в металлической ванне по ходу восстановления.

Данная реакция в интервале температур 1400-1600°С обеспечивает передачу тепла металлической ванне в количестве примерно 3,07 кВт·ч на 1 кг окисленного углерода [12,13]. Эта величина значительно - в 1,56 раза превышает тепловой эффект при окислении углерода смесью воздуха и кислорода в соотношении 50:50 в известном процессе, равном 1,97 кВт·ч/кг углерода. Это существенно увеличивает приход тепла от окисления углерода в предлагаемом способе и улучшает тепловой баланс, создавая тем самым условия для снижения расхода теплоносителя - угля.

Одновременное протекание в металлической ванне двух реакций, отличающихся противоположными знаками, а именно эндотермической реакции восстановления оксидов железа углеродом, сопровождающейся одновременно окислением части поступающего в ванну углерода, с одной стороны, и другой реакции, носящей экзотермический характер, а именно окисления углерода, растворенного в металлической ванне кислородным дутьем позволяет повысить приход тепла от окисления углерода кислородом, снизить дефицит тепла, сократить расход топлива и, в конечном счете, уменьшить энергозатраты на получение железа.

Дополнительным и весьма существенным преимуществом заявляемого способа является более высокий термический КПД при окислении углерода кислородом в металлической ванне по сравнению со шлаковой ванной. Как известно [11-13], тепло, выделяющееся в объеме жидкого металла при окислении углерода кислородным дутьем, практически полностью усваивается металлической ванной, так как зона выделения тепла и зона поглощения тепла совмещена во времени и пространстве. Поэтому величина теплового КПД в данном случае приближается к 100%.

В известном способе одностадийного жидкофазного получения железа прямого восстановления в процессе ROMELT окисление (сжигание) углерода происходит в шлаковой ванне, состоящей из двух частей - верхнего слоя вспененного шлака и нижнего слоя неподвижного шлака. С позиций переноса тепла как вспененное состояние жидкой среды, так и отсутствие перемешивания внутри жидкой среды существенно ограничивают теплопередачу через слой шлака к металлической ванне. В результате этого термический КПД снижается и не превышает 0,50.

Аналогичная ситуация имеет место и с процессом передачи тепла, образующегося при дожигании СО над слоем шлака в металле.

В предлагаемом способе пузырьки СО, возникающие при окислении углерода металлической ванны, всплывают через слой металла и шлака, интенсивно барботируя их и вызывая интенсивное перемешивание. Благодаря этому облегчается перенос тепла из зоны дожигания над поверхностью шлака через слой барботируемого шлака в металлическую ванну. В результате лучшей организации теплопереноса в заявляемом способе коэффициент усвоения тепла дожигания по сравнению с известным существенно увеличивается. Соответственно этому улучшается эффективность использования энергопотенциала углерода и снижаются энергозатраты.

Соотношение удельного количества углерода, подаваемого в ванну в виде углеродсодержащего материала, и удельного количества газообразного кислорода по ходу плавки поддерживают на уровне 0,5-1,5, что близко к стехиометрическим значениям этого параметра по реакции углерод-кислород, равного 0,75. Поскольку точное значение параметра выдержать достаточно трудно, отклонения в сторону 0,5 и 1,5 являются допустимыми. Благодаря этому в металлической ванне сохраняется постоянная концентрация углерода в металле и одновременно происходит непрерывное окисление углерода, поступающего с вдуваемым углеродсодержащим материалом. Реакция окисления углерода, растворенного в металлической ванне кислородом дутья, носит экзотермический характер и позволяет нагревать металл до заданной температуры при минимальном расходе электроэнергии.

После наплавления определенного количества железа прямого восстановления и достижения заданной вместимости печи по жидкому металлу производят удаление от 5% до 99% углерода, содержащегося в металле перед выпуском, для чего за 0,5-10,0 мин до выпуска из печи полученного железа прямого восстановления в ванну вдувают газообразный кислород с удельной интенсивностью 0,1-5,0 нм³/(т^.мин). Скорость окисления углерода и температура металла на выпуске при этом регулируются изменением соотношения количеств подаваемого углерода и кислорода в пределах (95÷5):(5÷95), соответственно. Данное соотношение обеспечивает получение железа прямого восстановления с любым содержанием углерода - от 0,05 % в черновом железе до 4,5 % в чугуне, а также достижение заданной степени перегрева и температуры конечного металла в зависимости от содержания углерода. Далее производят выпуск металла и шлака.

В процессе плавки производят частичное - не более 20%, - дожигание горючих компонентов технологических газов. Тепло дожигания при этом через шлак частично передается металлической ванне. Общая степень усвоения того тепла по сравнению с известным процессом возрастает, так как теплоносителем в предлагаемом способе является расплав углерода в железе, обладающий лучшими теплофизическими свойствами по сравнению со шлаком.

Изложенное выше показывает, что использование металлической ванны из железоуглеродистого расплава в предлагаемом способе в качестве реакционной среды и зоны восстановления вместо шлаковой ванны и ввод в толщу металлической ванны исходных компонентов принципиально изменяет в лучшую сторону механизм, кинетику и энергетику основной реакции карботермического восстановления оксидов железа углеродом.

Восстановление железа при этом происходит непосредственно в объеме железоуглеродистого расплава и протекает с высокими скоростями. Это обусловлено увеличенным восстановительным потенциалом углерода, растворенного в железе, с одной стороны, и увеличенным кислородным потенциалом оксидов железа, перешедших в расплавленное состояние, с другой стороны [10]. В результате этого исходные компоненты шихты - углерод и оксиды железа приобретают значительное химическое сродство друг к другу. В сочетании с развитой поверхностью реагирования металл-оксиды железа и интенсивным перемешиванием металлической ванны под преимущественным влиянием пузырьков СО, образующихся при окислении углерода, это значительно увеличивает скорость восстановления и снижает энергозатраты.

Значительную роль в ускорении восстановления железа в предлагаемом способе играют высокие теплофизические свойства жидкого металла, характеризующиеся весьма малой величиной теплового критерия Прандтля [12]. Это позволяет интенсифицировать процессы переноса тепла и вещества по сравнению со шлаковой ванной. Благодаря этому достигается ускоренный подвод тепла в зону восстановления, в которой протекает эндотермическая реакция взаимодействия углерода и оксидов железа. Поэтому использование металлической ванны вместо шлаковой ускоряет перенос тепла как из зоны окисления углерода кислородом дутья, так из зоны дожигания СО до СО₂ над поверхностью шлака.

Наиболее полно преимущества металлической ванны проявляются при окислении углерода металла газообразным кислородом вместо смеси воздуха и кислорода. При этом одновременно работают два фактора. Во-первых, увеличивается количество тепла, получаемое металлом от окисления углерода до величины 3,07 вместо 1,97 кВт·ч/кг углерода в известном способе. Во-вторых, коэффициент усвоения тепла обезуглероживания благодаря объемному характеру окисления углерода и совмещению во времени и пространстве зон выделения тепла и зон поглощения тепла приближается к предельно возможному значению, близкому к 100%. Следовательно, эффективность использования углерода как источника энергии в предлагаемом способе по сравнению с известным получается существенно больше.

Это обеспечивается созданием в металлической ванне зон окисления углерода кислородом вместо смеси воздуха и кислорода, дающих большее количество тепла. Появление дополнительного источника тепла внутри металлической ванны увеличивает приход тепла, улучшает энергетику восстановления и способствует снижению энергозатрат и расхода углерода.

Очередным достоинством предлагаемого способа является возможность изменения в широких пределах количества углерода, вводимого в ванну, и окисляемого с помощью кислородного дутья. Расход углерода на восстановление железа ограничен стехиометрией реакции - 321 кг углерода на 1 т железа. Поэтому увеличение расхода углерода сверх этого значения повышает абсолютное и относительное количество тепла, получаемое ванной от окисления углерода. Это открывает возможности одновременного снижения удельных расходов тепла и соответственно углерода на получение железа прямого восстановления, а также увеличивает энергопотенциал отходящих газов и выработку из них энергии, в том числе электрической.

Таким образом, перевод реакции взаимодействия углерода с оксидами железа в металлическую ванну, состоящую из железоуглеродистого расплава, вместо шлаковой кардинальным образом изменяет механизм, кинетику, термодинамику и энергетику процесса восстановления оксидов железа углеродом, находящимся в железе в растворенном состоянии, ускоряя ход данной реакции и снижая энергозатраты. Особую роль в этом играет вдувание газообразного кислорода в металлическую ванну и замена им окислительного газа в виде смеси воздуха и кислорода. Подача кислорода внутрь железоуглеродистого расплава создает в металлической ванне новый фронт окисления углерода газообразным кислородом, отличающийся экзотермическим характером. Этот фронт дополняет окисление углерода кислородом оксидов железа, приводящее к восстановлению оксидов железа и удалению углерода и которое носит сильно выраженный эндотермический характер. Возникновение нового фронта окисления углерода газообразным кислородом, дающего значительное количество тепла, коренным образом улучшает энергетику всего процесса восстановления, создавая дополнительный приток тепла в зоне этой реакции. В результате этого существенно возрастает тепловой эффект реакции обезуглероживания (с 1,97 до 3,07 кВт·ч/кг углерода) и соответственно увеличивается поступление тепла в металлическую ванну. Помимо этого, совмещение зоны выделения тепла и зоны восприятия тепла, достигаемое в данном случае, повышает коэффициент усвоения энергии окисления углерода до предельно возможного значения, близкого к 100%.

Одновременно с этим использование металлической ванны вместо шлаковой улучшает условия дожигания СО до СО₂, происходящее над поверхностью шлака, интенсивно барботируемого пузырьками СО, а также усиливает перенос тепла из зоны дожигания в шлак и через него в металлическую ванну. Благодаря этому суммарный коэффициент усвоения тепла дожигания металлом существенно возрастает. В свою очередь это снижает энергозатраты и расход углерода, вносимого углеродсодержащим материалом.

По ходу восстановления железа в электропечь при необходимости дополнительно к энергии обезуглероживания подают (вводят) электроэнергию в количестве 30-200 мВт в минуту на одну тонну железорудного сырья. Настоящую потребность в дополнительном тепле и замыкании теплового баланса можно удовлетворить, в том числе, утилизацией реально производимой из технологических газов в процессе восстановления железа электроэнергии.

Рассмотрим возможность практической реализации изобретения.

Удельную интенсивность вдувания газообразного кислорода в металлическую ванну поддерживают равной 0.1-5 м³/(т^.мин), что обеспечивает скорость окисления углерода на уровне кислородно-конвертерного процесса в пределах 0,1-0,8%С/мин. В случае снижения данного параметра ниже нижнего значения указанного предела - 0,1 м³/(т^.мин) интенсивность окисления углерода снижается, что увеличивает продолжительность цикла восстановления и вызывает увеличение расхода тепла и соответственно углерода.

Превышение верхнего значения удельной интенсивности продувки более 5 м³/(т^.мин) увеличивает интенсивность образования СО как продукта реакции окисления углерода кислородным дутьем. Вследствие этого наблюдается чрезмерное вспенивание шлака и ухудшается суммарная степень усвоения тепла дожигания.

Соотношение удельных расходов углерода и газообразного кислорода, идущего на окисление (сжигание) углерода, выбирают из выражения

(m_С-321)/m_O2=0,5÷1,5.

Если данное соотношение ниже величины 0,5, то количества кислорода оказывается недостаточным для окисления всего углерода, поступающего с вдуваемым углеродсодержащим материалом. В результате этого происходит чрезмерное науглероживание металла. Если это соотношение превышает 1,5, то расход поступающего кислорода превышает количество окислителя, требуемое для окисления углерода, вносимого углеродсодержащим материалом. Вследствие избытка кислорода по отношению к углероду происходит дополнительное окисление части углерода, растворимого в металлической ванне, что снижает эффективность предлагаемого способа. По этой причине соотношение расходов углерода и газообразного кислорода в пределах 0,5-1,5 является наиболее рациональным. Оно обеспечивает одновременное окисление всего поступающего в ванну углерода и полное восстановление оксидов железа, а также сохранение концентрации углерода в металлической ванне по ходу восстановления.

Количество вдуваемого в металлическую ванну кислорода определяется из расчета окисления всего углерода, вносимого в ванну углеродсодержащим материалом, за исключением части углерода, расходуемого на восстановление железа и равной для оксида железа Fe₂O₃ 321 кг на одну тонну железа, что отвечает стехиометрии реакции восстановления железа из его оксида. Если эта цифра окажется меньше 321 кг/т, то часть оксидов железа окажется недовосстановленной из-за недостатка восстановителя. Поэтому снижение величины этого параметра ниже 321 кг/т железа нежелательно. В случае, когда этот показатель будет выше стехиометрической величины 321 кг/т железа, то часть углерода, превышающая указанное значение, перейдет в металл и не будет окислена кислородом дутья. Избыток углерода, образовавшийся при этом, останется в ванне и будет накапливаться в ней, повышая концентрацию углерода в металле. Кроме того, ванна при этом не дополучит соответствующее количество тепла, что ухудшит тепловой баланс плавки и повысит расход углерода. Вследствие этого увеличение параметра свыше 321 кг/т железа снижает эффективность способа.

Таким образом, в обобщенном виде, с поправкой на приведенные выше конкретные технологические параметры, способ жидкофазного получения железа прямого восстановления выглядит следующим образом.

В электродуговой печи, например, с удельной электрической мощностью, равной или большей 0,8 мВт на одну тонну вместимости, формируют реакционную среду (объем), она же и зона восстановления железа, в виде расплавленной металлической ванны.

Непосредственно в объем металлической ванны подают углеродсодержащий материал (вещество), железорудное сырье, флюс, вдувают окислительный газ. Параллельно этому в металлическую ванну вдувают газообразный кислород.

При этом в металлической ванне одновременно происходят две реакции. Первая - восстановление железа из его оксидов с образованием железа и СО, носящая эндотермический характер и сопровождающаяся расходом углерода. Вторая - окисление (сжигание) вводимого углерода газообразным кислородом по экзотермической реакции, за исключением его части, идущей на восстановление железа из Fe₂O₃. Выделяющееся при этом тепло обезуглероживания передается расплавленной ванне, углеродсодержащий материал нагревается и происходит газификация его органической части. Углерод переходит в раствор с железом, частицы железорудного сырья нагреваются до расплавленного состояния, происходит реакция жидких оксидов железа с углеродом, итогом чего является получение Fe и СО. За счет интенсивного образования пузырьков газа - СО, Н₂ и N₂, - происходит барботаж расплавленной ванны, ее кипение и перемешивание, при этом пузырьки газа всплывают на поверхность ванны. В объеме кипящего шлака плавится и растворяется флюс, минеральные компоненты углеродсодержащего материала, пустая порода железорудного сырья и зола углеродсодержащего материала. В результате происходящих металлургических процессов в нижней части на подине печи собирается восстановленное железо, из которого практически непосредственно перед выпуском удаляют избыток углерода, для чего в металлическую ванну дополнительно вдувают необходимое количество газообразного кислорода.

Также из печи отводятся технологические газы, которые направляют за пределы печи в энергетическую установку для выработки электрической и/или тепловой энергии. Часть их в количестве не более 20% дожигают над поверхностью расплавленной металлической ванны из железоуглеродистого расплава с передачей ей выделенного тепла.

В таблице приведены реальные примеры осуществления способа жидкофазного получения железа прямого восстановления в восстановительной печи с различными технологическими параметрами по предлагаемому способу и известному способу ROMELT одностадийного жидкофазного получения железа прямого восстановления.

При анализе показателей предлагаемого способа принимали их следующие значения: степень дожигания СО до СО₂ - 0,55, степень передачи тепла дожигания металлической ванне - 0,67, суммарный коэффициент использования тепла дожигания - 0,37, количество тепла, получаемого ванной при окислении (сжигании) 1 кг углерода газообразным кислородом - 3,07 кВт·ч, коэффициент усвоения тепла окисления (сжигания) углерода газообразным кислородом - 1,0.

При определении показателей известного способа одностадийного жидкофазного получения железа прямого восстановления из неокускованного железорудного сырья и угля ROMELT использованы материалы исследований [4-9]. Степень дожигания СО до СО₂ принималась равной 0.55, степень передачи тепла дожигания шлаку - 0,60, степень передачи этого тепла от шлака к металлу - 0,8, результирующей коэффициент использования тепла дожигания металлической ванны - 0,26, термический КПД при сжигании природного газа - 0.45, тепло, полученное шлаковой ванной при окислении 1 кг углерода окислительным газом в виде смеси воздуха и кислорода в соотношении 50:50 - 1,97 кВт·ч. Коэффициент усвоения тепла окисления углерода окислительным газом был условно принят равным максимальной величине - 1,0. Показатели предлагаемого и известного способа относятся к одинаковому температурному интервалу 1400-1600^оС.

В оптимальных вариантах примеров 3-7 благодаря использованию металлической ванны в качестве среды и реакционной зоны, вдувания в металлическую ванну газообразного кислорода и окисления углерода жидкого металла этим окислителем обеспечивается поступление необходимого количества тепла для восстановления железа во всем диапазоне значений расхода угля, превышающих 816,7 кг/т железа. Таким образом, предлагаемый способ обеспечивает сокращение удельного расхода по сравнению с известным [9] с 1031,0 до 817.7 кг/т или на 214,3 кг/т железа. Это отвечает снижению расхода углерода с 742,3 до 588,0 кг/т или на 154,3 кг/т железа. Эффект снижения расхода угля возрастает, если использовать для сопоставления данные, приведенные в работах [4, 5, 7], согласно которым удельный расход угля в процессе ROMELT составляет 1345-1375 кг/т железа. Снижение расхода энергоносителя в предлагаемом процессе по сравнению с прототипом достигает 443,7 кг/т. Приведенные в работах [9, 5] показатели расхода угля - 1031 и 1360 кг/т железа, соответственно, являются минимальными. Согласно [14] расход угля в процессе ROMELT значительно выше этих цифр. При одинаковых удельных расходах угля и углерода, составляющих соответственно 1031 и 742,3 кг/т в предлагаемом и известном способе (примеры 6 и 8), первый обеспечивает получение дополнительного количества тепла, составляющего около 850 кВт·ч/т железа. Достигнутый показатель снижения энергозатрат показывает преимущества предлагаемого процесса над известным.

Кроме более высокой энергоэффективности, предлагаемый процесс обеспечивает (примеры 3-7) получение железа прямого восстановления с заданным содержанием углерода в диапазоне 0,05-4,5%. Это расширяет сортамент выплавляемого металла от чернового железа до передельного чугуна. Некоторое ухудшение показателей процесса в примере 1 и 2 объясняется отсутствием окисления углерода газообразным кислородом (пример 1) либо относительно невысокой долей углерода, окисляемого с помощью кислородного дутья (пример 2). Следствием того является недостаточное количество тепла, поступающего в ванну и необходимость его компенсации за счет получения тепла из других источников.

В результате реализации изобретения снизились энергозатраты на получения железа прямого восстановления в электродуговых электропечах и агрегатах восстановления по одностадийной технологии с использованием неокускованного железорудного сырья и углеродсодержащего материала, более эффективно использован потенциала углерода как энергоносителя, расширился сортамент производимого железа прямого восстановления, включая весь диапазон возможных содержаний углерода в железе - от 0,05% в черновом, до 4,5% в чугуне.

Список документов, цитированных в описании изобретения

1. Похвистнев А.Н., Кожевников И.Ю., Спектор А.Н., Ярхо Е.Н. Внедоменное получение железа за рубежом. - М.: Металлургия. 1964. - 364 с.

2. Юсфин Ю.С., Гиммельфарб А.А., Пашков Н.Ф. Новые процессы получения металла (металлургия железа). Учебник для вузов. - М.: Металлургия. 1994. - 320 с.

3. Weber S., Nose D. Hismelt Process. International Meeting on Ironmaking. September 234 to 26, 2001, Belo Horizonte/MG - Brazil. - c. 319-322.

4. Абраменков Ю.Я., Стригунов Н.А. К вопросу о тепловом дефиците процесса жидкофазного восстановления «ROMELT». Металлургiйна теплотехнiка: Збiрник науковых процессов НМетАУ У двух книгах. - Книга друга. - Днiпропетровськ: Пороги. 2005. - 460 с.

5. Абраменков Ю.Я., Стригунов Н.А. Сравнение технико-экономических характеристик процессов жидкофазного восстановления железа//Металургiйна теплотехнiка: Зб. Наук. пр. Нацiональноi академii Украiни. Днiпропетровськ. 2008. - с. 3-21

6. Роменец В.А. Новые процессы производства металла. Состояние и перспективы. Москва, МИСИС, изд-во «Учеба», 2001, с. 37.

7. Соловьев А.Н., Левин М.Я., Валавин В.С., Вандарьев С.В., Чайкин Б.С. Инженерные аспекты установок ROMELT//Сталь. - 2001. - № 2. - с. 60-64.

8. Роменец В.А. Процесс жидкофазного восстановления железа: разработка и реализация//Сталь. - 1990. - № 8. - с.20-27.

9. Лисиенко В.Г., Лаптева А.В., Пареньков А.Е.. Оценка эффективности альтернативных бескоксовых металлургических технологий//Сталь. - № 2. - 2009. - с. 72-77.

10. Шахпазов Е.Х., Дорофеев Г.А. Новые синтетические композиционные материалы и технология выплавки стали с их использованием. - М.: Интерконтакт Наука. 2008. - 272 с.

11..Меджибожский М.Я. Основы термодинамики и кинетики сталеплавильных процессов. - Киев; Донецк: Вища шк. Головн. изд-во. 1986. - 280 с.

12. Явойский В.И., Дорофеев Г.А., Повх И.Л. Теория продувки сталеплавильной ванны. - М.: Металлургия. 1974. - 496 с.

13. Металлургия стали. Явойский В.И., Левин С.Л., Баптизманский В.И. и др. - М.: Металлургия. 1973. - 816 с.

14. Юсфин Ю.С., Черноусов П.И., Травянов А.Я.. Расход топлива на жидкофазное восстановление железорудных материалов//Сталь. - № 5. - 1995. - с. 20-25.

Таблица. Примеры осуществления способа жидкофазного получения железа прямого восстановления в восстановительной печи

Примечание по примеру 8 - В дробных показателях в числителе приведены сведения без учета тепла сжигания природного газа, а в знаменателе - с учетом этого тепла.