Производства ферросиликохрома

§ 2. Технология производства ферросилиция..... 235

§ 2. Технология производства ферросилиция

можность использования песчано-рудного агломерата для производства ферросилиция. Известно использование мело--чи в виде брикетов в производстве ферросилиция [44].

На рис. 4 показаны суммарная скорость восстановления кварцитов, определенная по убыли массы реагентов. При 1575 °С скорость восстановления кварцитов КБ (кривая 2) и особенно КЗС (кривая 3) больше скорости восстановления КП (кривая 1); при 1715°С наблюдается обратное (кривые 4—6). Большая скорость восстановления КЗС при 1715 °С объясняется интенсивным разрушением их структуры, что приводит к резкому увеличению активной поверхности, а следовательно к более интенсивному восстановлению. При переходе кварцита в жидкое состояние интенсивности его испарения н восстановления резко воз растают и в этих условиях главную роль играет состав кварцитов. Кварциты КЗС содержат большое количество шлакообразующих примесей, и образование жидких шлаков снижает скорость восстановления. Результаты промышленного опробования подтверждают худшие технологические качества кварцитов Золотой Сопки. Ниже приведены показатели производства ферросилиция на кварцитах различных месторождений, % (за 100% принята работа на кварцитах Золотой Сопки):

При плавке ферросилиция в электропечах пригодны для применения сорта каменного угля с малым содержанием золы и летучих — антрациты и тощие угли, которые широко используют в зарубежной практике. Однако в отечественной практике каменные угли пока не нашли широкого применения. Первые опыты не дали положительных результатов, позже было отмечено повышение качества ферросилиция при использовании в составе восстановительной смеси 30 % тощего угля (25—13 мм) при некотором ухудшении технико-экономических показателей [50]. Небольшое количество каменного угля используется при производстве кристаллического кремния [51]. В опытных плавках на закрытой печи мощностью 23 МВД на ЧЭМК при выплавке ФС25 было введено в виде тощего угля 20 % от общего количества углерода в шихте. При этом улучшилась работа колошника печи, посадка электродов была глубокой и устойчивой, производительность печи выросла на 2,6 % при том же Удельном расходе электроэнергии. Увеличивающийся дефицит кокса и дешевизна каменного угля, возможность снижения количества примесей в ферросилиции и электрической проводимости ферросплавных шихт требуют широкого использования каменных углей в качестве восстановителя в ферросплавном производстве. Для производства ферросилиция перспективно использование формованного кокса из

По данным В. А. Кравченко, при использовании кокса из смеси малометаморфизированных газовых и длиннопламен-ных углей (в соотношении 3:1) удельный расход электроэнергии снизился на 2,7 % и производительность печи повысилась на 6,2 %. Работы по освоению технологии производства ферросилиция различных марок на ангарском полукоксе были начаты на КЗФ и продолжены на ЧЭМК- Было установлено, что лучшие результаты обеспечивает введение в шихту ~50 % восстановителя в виде полукокса, что значительно улучшает ход печи. Так, на КЗФ в этом случае при производстве ФС75 в открытой печи обеспечен рост производительности на 2 % и снижен расход электроэнергии на 5,7 %, при выплавке ФС45 в закрытой печи производительность выросла на И % и удельный расход электроэнергии снижен на 9,5 % [30].

При выплавке ферросилиция основным восстановителем является кокснк-орешек. Коксик, производимый на различных заводах, имеет разные свойства, поэтому его необходимо хранить отдельно и при введении в шихту учитывать его физико-химические свойства и требования технологического процесса. Коксик (полукокс) подвергают грохочению для отсева мелочи и крупной фракции, которую направляют для дробления на валковые дробилки. После дробления коксик вновь подвергают рассеву на вибрационных грохотах. Размеры кусков коксика следует подбирать в зависимости от его физико-химических свойств, мощности и рабочего напряжения печи. Например, для печеп мощностью 8,5— 12,5 МВА при рабочем напряжении 140—170 В желательно иметь коксик фракции 8—20 мм. С повышением мощности печи можно использовать коксик фракции до 25—35 мм. При всех условиях коксик фракции <5 мм для производства ферросилиция непригоден и его следует отсевать. Так, при выплавке ФС75 замена коксика фракции 8—25 мм кок-сиком фракции 0—25 мм или введение в шихту 12% восстановителя в виде отсевов 0—8 мм увеличивает расход электроэнергии на 720 МДж (200 кВт-ч) на 1 т сплава [6]. При содержании в коксике крупных кусков электрическая проводимость шихты резко возрастает, что уменьшает глубину посадки электродов и, следовательно, вызывает большие потери тепла восстановленного кремния и захолоданию пода печи. Практика работы заводов в последние годы показала, что соотношение размеров кусков кварцита и коксика постепенно снижается и обычно составляет 3—5, причем большее значение относится к высокопроцентным сплавам. Следует стремиться к тому, чтобы в шихте крупность кварцита и коксика была возможно более однородной, недопустимы как крупные, так и мелкие куски и того, и другого. Особо важное значение имеет тщательное перемешивание компонентов загружаемой в печь шихты. Состав и свойства различных видов восстановителей были приведены в табл. 2.

При чистых исходных материалах кремнезем и углерод находятся в свободном состоянии, тогда а&\ог и ас равны единице и KP=p^0asi, т. е. протекание реакции восстановления кремния определяется парциальным давлением оксида углерода. В промышленных печах для производства ферросилиция давление на колошнике примерно равно атмосферному, поэтому устанавливающееся в зоне восстановления парциальное давление оксида углерода лишь незначительно превышает атмосферное давление. Отсюда следует, что чем выше концентрация кремния в сплаве, тем выше температура процесса. Фактически восстановление кремнезема углеродом происходит не по приведенной суммарной реакции, а с образованием промежуточных продуктов, согласно сформулированному А, А. Байковым принципу последовательности превращений. П. В. Гельд считает, Что восстановление кремнезема при производстве богатых

Расчет шихты для производства ферросилиция ведут из ус-ловия распределения оксидов в процессе плавки (табл. 11) Допускают, что сера и фосфор из стружки переходят i сплав, а сера коксика улетучивается. Распределение вое становленных элементов принимают согласно данным табл 12. Принятый состав колош шихты приведен в табл. 13 Для выплавки ферросилиция (рис. 8) используют трехфаз-ные печи мощностью 16,5—115 MB А. Для получения кристаллического кремния чаще используют однофазные двух-электродные печи мощностью до 16,5 МВА или трехфазные мощностью до 50 МВА. Печи выполняют открытыми (дл?

Рнс. 13. Технологическая схема производства ферросилиция:

Однако трудности эксплуатации закрытых и герметизированных печей делают более предпочтительным использование для производства сплавов кремния рассмотренных нами печей с дожиганием газа под сводом (см. рис. 10). Печь имеет все преимущества открытой печи и обеспечивает производство 75 %-ного ферросилиция с расходом электроэнергии 31320МДж/т (8700 кВт-ч/т). Аналогичная печь на заводе в г. Вакатаве (Япония) мощностью 32 МВА позволила снизить удельный расход электроэнергии с 34200 МДж (9500 кВт-ч/т) до 30960 МДж/т (8600 кВт-ч/т) и повысить использование кремния с 85 до 92 %. Схема технологического процесса производства ферросилиция в печи с дожиганием газа под сводом с утилизацией тепла отходящих газов для выработки электроэнергии приведена на рис. 14. Показатели, характеризующие работу такой печи в сравнении с работой открытой печи, следующие:

Более широкое применение брикетов по сравнению с горячими восстановленными окатышами и агломератом Б шихте печей для выплавки феррохрома в последние годы объясняется рядом причин: низкими капитальными и эксплуатационными затратами, несложностью оборудования и относительной простотой процесса, независимостью работы установки для брикетирования и рудовосстанови-тельной печи. С установки для брикетирования брикеты отправляют на склад, поэтому установка может находиться в любом месте — около печи, на руднике или на центральном пункте по распределению брикетов различным предприятиям. При работе на брикетах нет ограничений по химическому составу хромовой руды; можно использовать руды, содержащие 5—6 % Si02 и более, которые обычно образуют настыли во вращающейся печи. Брикеты хромовой руды являются также хорошим шихтовым материалом для производства ферросиликохрома; уже несколько печей при выплавке ферросиликохрома работают на шихте, состоящей на 100 % из брикетов.

щими шлаков являются стекло переменного состава, форстерит (2MgO-Si02) и алюмомагнезиальная шпинель {MgO-Al203), возможны кордиерит (2MgO-2Al203-5Si02), муллит (3Al203-2Si02) и др. Потери хрома в шлаке возрастают с увеличением количества остаточного хромшпинели-да и повышением отношения MgO/Al203. Состав шлака лучше всего подбирать, используя различные руды, в качестве флюса обычно используют кварцит, шлак от производства ферросиликохрома и, реже, боксит. Конечные шлаки должны обеспечить полноту восстановления оксидов хрома и железа, получение сплава заданного состава, обладать достаточной жидкоподвижностью, обеспечить хорошую посадку электродов и хорошо отделяться от сплава при выпуске, разливке и в изложницах. Кратность шлаков составляет 0,8—1,3, доля шлакообразующих оксидов из хромовых руд достигает 90 %.

или ферромарганец. В последнее время в связи с увеличением мощности печей и исчерпанием запасов богатых кусковых руд приобрело важное значение окускование рудной мелочи и предварительное восстановление и нагрев шихты [24, 107, 108, ПО]. При расчете шихты принимают использование хрома 92 % и железа 95 %, избыток восстановителя 6—10 % Для открытых и 1—2 °/о для закрытых печей. Состав колоши шихты следующий: 700 кг хромовой руды, 160—170 кг коксика, 20—30 кг шлака от производства ферросиликохрома и 50—100 кг оборотных отходов.

Кроме того, возможно использование таких окатышей для одностадийного производства ферросиликохрома. При выплавке на заводе в г. Уейбенке (ЮАР) в закрытых печах чардж-хрома (52—54 или 56—58 % Сг; 8 % С; 3,0— 4,5% Si; 5^0,03 %Р; <0,045 % S) используют хромовую руду с отношением Cr/Fe=l,5 : 1 или концентрата с Cr/Fe = = 2,2 : 1. В печь задают 50 % кусковой руды и 50 % брикетов. Флюсами являются кварцит и доломит. Извлечение хрома низкое, так как в отвальных шлаках содержится 12— 15 % Сг, но в целом процесс экономичен ввиду использования дешевого сырья.

За рубежом находит широкое применение шлаковый метод производства ферросиликохрома, основанный на совместном восстановлении оксидов хромовой руды и кварцита углеродом. Этот способ обеспечивает повышение качества сплава; для получения сплава с содержанием 0,02 % С достаточно, чтобы в нем было ~45% Si, вместо 53% Si при бесшлаковом способе. Соответственное увеличение содержания хрома в сплаве, снижение трудовых затрат за счет исключения добавочного передела и повышенное извлечение хрома обеспечивают экономичность процесса. На одном из отечественных заводов в плавке использовали ру~ ду фракции 15—80 мм следующего гранулометрического состава: >50 мм—25%; 50—15 мм —55 %, <15 мм — 20 % и порошковую руду крупностью <Ю мм, доля которой в

Преимуществом процесса является получение ферроси-ликохрома с низким содержанием углерода и кремния при более высоком содержании в нем хрома. В табл. 67 приведены технико-экономические показатели производства ферросиликохрома различными методами, а в табл. 68— 70 представлены материальный и тепловой балансы и распределение элементов при бесфлюсовом методе получения ферросиликохрома. Тепловой и общий к. п. д. печи составляют соответственно 0,823 и 0,734, а с учетом потенциальной энергии коксика и электродной массы 0,486 и 0,434. Для Шлакового процесса выплавки в закрытой печи характерно следующее распределение элементов (по данным Я. С. Ще-Дровицкого), %:

Таблица 67. Технико-экономические показатели производства ферросиликохрома различными методами

Более широкое применение брикетов по сравнению с горячими восстановленными окатышами и агломератом Б шихте печей для выплавки феррохрома в последние годы объясняется рядом причин: низкими капитальными и эксплуатационными затратами, несложностью оборудования и относительной простотой процесса, независимостью работы установки для брикетирования и рудовосстанови-тельной печи. С установки для брикетирования брикеты отправляют на склад, поэтому установка может находиться в любом месте — около печи, на руднике или на центральном пункте по распределению брикетов различным предприятиям. При работе на брикетах нет ограничений по химическому составу хромовой руды; можно использовать руды, содержащие 5—6 % Si02 и более, которые обычно образуют настыли во вращающейся печи. Брикеты хромовой руды являются также хорошим шихтовым материалом для производства ферросиликохрома; уже несколько печей при выплавке ферросиликохрома работают на шихте, состоящей на 100 % из брикетов.

щими шлаков являются стекло переменного состава, форстерит (2MgO-Si02) и алюмомагнезиальная шпинель (MgO-АЬОз), возможны кордиерит (2MgO-2Al203-5Si02), муллит (3Al203-2Si02) и др. Потери хрома в шлаке возрастают с увеличением количества остаточного хромшпинели-да и повышением отношения MgO/Al203. Состав шлака лучше всего подбирать, используя различные руды, в качестве флюса обычно используют кварцит, шлак от производства ферросиликохрома и, реже, боксит. Конечные шлаки должны обеспечить полноту восстановления оксидов хрома и железа, получение сплава заданного состава, обладать достаточной жидкоподвижностью, обеспечить хорошую посадку электродов и хорошо отделяться от сплава при выпуске, разливке и в изложницах. Кратность шлаков составляет 0,8—1,3, доля шлакообразующих оксидов из хромовых руд достигает 90 %.

или ферромарганец. В последнее время в связи с увеличением мощности печей и исчерпанием запасов богатых кусковых руд приобрело важное значение окускование рудной мелочи и предварительное восстановление и нагрев шихты [24, 107, 108, ПО]. При расчете шихты принимают использование хрома 92 % и железа 95 %, избыток восстановителя 6—10 % Для открытых и 1—2 % для закрытых печей. Состав колоши шихты следующий: 700 кг хромовой руды, 160—170 кг коксика, 20—30 кг шлака от производства ферросиликохрома и 50—100 кг оборотных отходов.

Кроме того, возможно использование таких окатышей для одностадийного производства ферросиликохрома. При выплавке на заводе в г. Уейбенке (ЮАР) в закрытых печах чардж-хрома (52—54 или 56—58 % Сг; 8 % С; 3,0— 4,5% Si; <^0,03 %Р; <0,045 % S) используют хромовую руду с отношением Cr/Fe=l,5 : 1 или концентрата с Cr/Fe = = 2,2 : 1. В печь задают 50 % кусковой руды и 50 % брикетов. Флюсами являются кварцит и доломит. Извлечение хрома низкое, так как в отвальных шлаках содержится 12— 15 % Сг, но в целом процесс экономичен ввиду использования дешевого сырья.