1.2.2 Оценка качества железных руд
При определении промышленной ценности железорудных месторождений, кроме металлургических свойств руды, учитывают многие географические, геологические и экономические факторы. Так, близость месторождения к железным и шоссейным дорогам, речным, озерным или морским портам значительно облегчает Строительство рудника, транспортировку добытой руды на металлургические заводы. Наличие в районе месторождения крупных населенных пунктов, благоприятные климатические условия облегчают привлечение рабочей силы на строительство рудника, сокращают стоимость капитальных затрат на сооружение шахтерских поселков. Характерным примером в этом отношении являются крупные месторождения докембрийских богатых гематитовых и мартитовых руд пика Итабири и Мату Гросо в Бразилии, из которых первое, расположенное в 350 км к северу от Рио-де-Жанейро, интенсивно эксплуатируется, а второе, в верховьях Амазонки вдали от городов (2000 км от побережья Атлантического океана) в зараженной малярией местности, не разрабатывается, несмотря на большую потребность в руде. В России неблагоприятным географическим положением характеризуется Нижне-Тунгусское железорудное месторождение, удаленное от ближайшей железной дороги на 1500 км.
Важным критерием оценки месторождений являются и запасы руд. Согласно принятой в России системе различают следующие категории запасов железных руд. К категории А (промышленные запасы) относятся месторождения или участки месторождений, по которым проведено разведочное бурение по частой сетке скважин и форма рудного тела выявлена с достаточной точностью. При этом к разряду А1 промышленных запасов относят руды, технология обогащения, окускования и плавки которых разработана исследовательскими организациями и заводами в промышленном масштабе; к разряду А2 — руды, технология переработки которых еще нуждается в разработке или изучена в лабораторных условиях. Утверждение месторождения по категории А является основанием для начала строительства металлургического завода.
К категории В (вероятные запасы) относятся месторождения, обуренные по редкой сетке скважин, что делает затруднительным определение точной формы рудного тела. Если месторождение отнесено к категории В, то это может служить основанием лишь для проектирования, но не для строительства металлургического завода.
К категории С (ориентировочные запасы) относят месторождения, форма рудного тела в которых известна лишь в самых общих чертах. При этом к разряду С1 причисляют месторождения, на которых пробурены единичные разведочные скважины, а к разряду С2 — месторождения, запасы которых определены на основании изучения выходов пластов руды на дневную поверхность, а также по чисто теоретическим соображениям. Запасы руды по категории С могут использоваться только при перспективном планировании развития металлургии и являются недостаточными для начала проектирования металлургических заводов.
Термин «разведанные» запасы, часто употребляемый в технической литературе, относится к сумме категорий А + В + С1 Категории разведанности относятся только к железным рудам («балансовые запасы»), а не к «забалансовым» породам, переработка которых в настоящее время является экономически убыточной. Определение категории запасов руд во всех странах мира является прерогативой правительственных органов. В России эту работу ведет Министерство геологии, а за рубежом — Горная инспекция и соответствующие промышленные министерства. По некоторым данным, балансовые запасы руд РФ составили: А + В + С = 116,5 млрд. т, разведанные запасы А + В+ С1 = 67,3 млрд. т (мировые разведанные запасы 231,9 млрд т, балансовые запасы на 1985 г. 813 млрд. т).
Важным элементом оценки рудных месторождений является и характер залегания рудного тела. Глубокое залегание рудных пластов связано с необходимостью сооружения дорогостоящих шахт, с большими расходами электроэнергии для подъема руды на поверхность земли, освещения, вентиляции шахт и откачки подземных вод из зоны работ. Залегание рудных тел непосредственно у поверхности земли и возможность добычи руды открытыми разработками (карьерами) значительно удешевляют руду и повышают ценность месторождения. В России 85,8 % железной руды добывалось открытыми разработками.
Следующим элементом оценки качества руд являются их физическое состояние и обогатимость. Прямое использование руды доменных печах невозможно, так как поток доменного газа выносит из их рабочего пространства рудные частицы размером менее 2—3 мм, которые оседают затем в пылеуловителях. Добыча пылеватых руд поэтому связана с необходимостью строительства дорогостоящих агломерационных фабрик, что значительно обесценивает такие руды. Количество мелочи особенно велико при добыче бурых железняков, гидрогематитовых и гематитовых руд. Так богатые руды КМА при добыче дают до 85 % мелочи, нуждающейся в окусковании. Средний выход фракции >10 мм из богатых криворожских руд не превышает 32 %; выход фракции >5 мм из добываемого керченского железняка не превышает 5 %.
Обогащение руд производится с целью повышения в них концентрации железа или снижения содержания вредных примесей. В обоих случаях задача состоит в более или менее полном отделении рудного минерала от пустой породы, сульфидов. Обогащение облегчается, если пустая порода почти не содержит железа, а частицы рудного минерала имеют вид относительно крупных зерен. Такие руды относятся к категории легкообогатимых. Тонкая вкрапленность рудных частиц и повышенное содержание железа в пустой породе делают руду труднообогатимой.
Химический состав железной руды во многом предопределяет ее металлургическую ценность. По содержанию железа руды делятся на богатые, нуждающиеся в сортировке и окусковании, и на бедные, направляемые на обогащение и окускование. Граница между этими сортами руд сильно колеблется в зависимости от минералогического типа руды. К богатым рудам относятся магнетитовые и гематитовые руды, содержащие более 45—48 % Fe, бурые железняки и сидериты, содержащие соответственно более 37—40 и более 27—30 % Fe. Нижний предел содержания железа, при котором руда еще может быть обогащена с достаточным экономическим эффектом, составляет 14—16 %
Железные руды часто содержат полезные (Mn, Ni, Сг, V) и вредные (S Р As Zn, Pb, Си) примеси. Марганец значительно улучшает механические свойства чугуна и стали и, кроме того, способствует десульфурации жидкого металла в ковшах. Никель и хром повышают коррозионную стойкость стали, ее свариваемость и физико-механические свойства. Благоприятное воздействие на качество стали оказывают ванадий и титан, однако повышенное количество титана в руде затрудняет ведение доменной плавки.
Сера придает металлу красноломкость. В рудах сера входит в состав пирита (FeS2), пирротина (FeS) гипса CaSO4*2H2О барита (BaSO4). Подавляющая масса сульфидной серы (до 98— 99 %) удаляется из руд в ходе агломерации. В тех же условиях сульфатная сера удаляется лишь на 50—70 %. В передельном чугуне не должно быть более 0,05 % S. Интенсивная десульфурация руд при агломерации и чугуна в доменных печах позволяет использовать руды, содержащие до 1,5—2 % S.
Фосфор вызывает хладноломкость стали. В ходе агломерации и доменной плавки весь фосфор руды переходит в агломерат и чугун. В рудах фосфор входит в состав фтор- и хлорапатита З[СаО* Р2О5]CaF4, 3[ЗСаО*Р2О5]СаС12 и вивианита Fe3[PO4]2*8Н2О. В мартеновском чугуне допускается содержание фосфора не более 0 3 в томасовском 1,6—2,0 и в бессемеровском до 0,07 %.
Мышьяк понижает свариваемость металла, ухудшает его физико-механические свойства и сверх того является сильным ядом, следы которого недопустимы в металлоизделиях, применяемых в пищевой промышленности (консервные банки, баки для варки пищи и т. п.). В рудах мышьяк содержится в составе арсенопирита (FeAsS), реальгара (AsS), аурипигмента (As2S3), скородита (FeAsO4-2H2O).
Цинк и свинец присутствуют в рудах соответственно в составе сфалерита (ZnS) и галенита (PbS). Эти элементы не растворяются в чугуне и не могут поэтому влиять на его качество. Однако пары цинка способны в доменной печи проникать в швы кирпичной футеровки. Последующая кристаллизация металлического цинка и цинкита (ZnO) в кладке приводит к увеличению ее объема, к разрывам кожуха шахты печи. Свинец способствует разрушению лещади доменной печи. Удаление цинка и свинца из руд возможно при агломерации с хлорирующими добавками (CaCl2*NaCl).
Медь также относится к вредным примесям в железных рудах. Она понижает свариваемость получаемого металла и придает ему красноломкость. Обычно медь содержится в рудах в составе халькопирита (CuFeS2) или малахита CuCO3*Cu(OH)2. В небольших количествах медь в чугуне допускается лишь при производстве нержавеющей стали и кровельного железа, так как повышает коррозионную стойкость металла.
К одним из наиболее важных металлургических свойств руд относятся их пористость, восстановимость и размягчаемость. Характер пористости руды во многом предопределяет поверхность Взаимодействия газообразного восстановителя с веществом руды. Принято определять общую пористость руды и распределение пор по крупности. Общая пористость Q определяется из соотношения, %:
Q = (ρист.р - ρкаж. р) 100/ρист. р,
где ρист. ρ — истинная плотность руды, г/см3, т. е. масса абсолютно плотного вещества руды (при отсутствии пор) в 1 см3; ρкаж.р — кажущаяся плотность руды, г/см3, т. е. масса пористого вещества руды в 1 см3.
Истинную плотность руды определяют пикнометрическим способом. По ГОСТ 15053—69 в пикнометр (мерная колба с удлиненным горлом, вместимость 50 мл, масса МПИКН) высыпают измельченную до крупности <0,2 мм и высушенную при 105—110 °С до постоянной массы навеску руды (Мр). Затем пикнометр наполняют дистиллированной водой (плотность воды ρв при 20 °С известна из справочника) до отметки V0 (обычно 0,05 л, рис. 14, а). Вода входит в поры руды. При этом появляется возможность определить массу воды Мв и ее объем:
Мв = Мв+р+пикн — Мр+Пикн;
Vв = Mв/ρв.
Объем руды Vр определяется как разность полного объема пикнометра и объема воды: Vр = Vo — VB.
Рис. 14. Пикнометр (а) и схема взвешивания в воде (б) образцов, покрытых с поверхности парафином:
1 — весы; 2 — стальная проволока; 3 — сосуд с водой; 4 — корзина; 5 — уравновешивающий груз
Зная массу руды Мр и ее объем Vp, легко вычислить истинную Плотность:
рист. р = Мр/Vр г/см3.
По ГОСТ 15053—69 в качестве рабочей жидкости, кроме воды, разрешается использовать керосин. В научных исследованиях для этой цели часто применяют спирт. Плотность этих жидкостей при температуре опыта следует брать из справочников.
Для определения кажущейся плотности куски руды обвязывают ниткой и, держа за нить, погружают в расплавленный (60— 65 °С) парафин. Масса пробы должна быть не менее 2 кг. Извлеченные из расплава парафина образцы оказываются покрытыми толстой парафиновой водонепроницаемой оболочкой. Подготовленные таким образом образцы в корзине подвешивают снизу к одной из чашек весов (рис. 14, б) и взвешивают сначала на воздухе, а затем погруженными в воду. По закону Архимеда вес образцов, погруженных в воду, уменьшается: (Pр+п)воад — (Pр+п)вода = Vр+п dвода (где Vр+п — объем образца руды в парафиновой оболочке, см3, так как внутрь пор образца вода не входит; dвода — удельный вес воды, 10 мкН/см3).
Объем парафиновой оболочки, см3: Vn = (Мр+п — Мр)/ρп. Остается определить искомый объем образца руды (см3) и его кажущуюся плотность, г/см3: Vр = Vр+п — Vп; ρкаж. р = Mp/V'p.
Таким способом можно определять также общую пористость агломерата, кокса, огнеупоров.
Метод определения объема пор различной крупности (метод SK) был предложен англичанами Г. Саундерсом и Г. Трессом в 1945 г. Образцы руды погружают в ртуть, воду и воздух. При атмосферном давлении ртуть входит в поры диаметром >17-103 нм, вода — в значительно мелкие поры, воздух — практически во все поры руды. Таким образом, помимо общей пористости, удается определить распределение пор по крупности на три группы.
Р. Лаузи, Г. Риттером и Л. Дрейком в 1941—1945 гг. был разработан способ ртутной порометрии, заключающийся в нагнетании ртути в поры образца руды под давлением от 0,1 до 1000 МПа. Минимальный радиус пор r, в которые ртуть может войти при давлении р, связан с коэффициентом поверхностного натяжения σ и углом смачивания θ соотношением r = —2σ cos θ/р. Этот метод позволяет не только определить объем пор различной крупности, но также получить расчетом их суммарную поверхность, что, как будет показано ниже, позволяет оценить и восстановимость образца. Пористость железных руд меняется в чрезвычайно широких пределах: от 0,5-—1 % у плотных магнетитовых руд до 25—50 % у бурых железняков. При разложении гидратов и карбонатов, а также в ходе процесса восстановления пористость руды может существенно увеличиваться.
Восстановимостью руды называют ее способность с большей или меньшей скоростью отдавать кислород, связанный с железом, газообразному восстановителю. Чем выше восстановимость руды, тем меньше может быть время ее пребывания в доменной печи, что дает возможность форсировать плавку. При одинаковом времени пребывания в печи легковосстановимые руды отдают печным газам больше кислорода, связанного с железом. Это позволяет снизить удельный расход кокса на выплавку чугуна. Таким образом, с любой точки зрения повышенная восстановимость руды является весьма желательным свойством и высоко ценится в рудах. Наивысшей восстановимостью обладают обычно бурые железняки и сидериты. За ними в порядке уменьшения восстановимости следуют гематит и магнетит.
На рис. 15 показано устройство установки системы А. Н. Похвиснева и М. С. Гончаревского для определения восстановимости руд, агломератов, окатышей и других видов сырья по ГОСТ 1712—71. Образцы руды (навеска 300 г, крупность 10— 16 мм) помещают в корзинку 6 из нихромовой проволоки, подвешенную снизу к одной из чашек термовесов 1. Восстановление ведется в вертикальной реакционной трубке 4 электропечи 5. Температура в рабочем пространстве трубки измеряется двумя термопарами в точках, из которых одна располагается на 5 мм ниже дна корзинки, а вторая — внутри исследуемой пробы, на 40 мм от ее поверхности. Газ-восстановитель подается в реакционную трубку через нижнюю пробку печи после тщательной Очистки. Восстановителем служит водород, вводимый в систему Из баллона 16, снабженного редуктором. Расход водорода контролируется реометром 9. Опыт начинают продувкой всей установки азотом из баллона 17 через реометр 9 и далее через трехходовой кран 7.
Рис. 15. Установка для определения восстановимости руд, агломератов и окатышей по ГОСТ L7212 — 71:
1— весы ВЛТК-500 для непрерывного взвешивания образца руды; 2— потенциометр с термопарой 3 для контроля температуры в рабочем пространстве вертикальной реакционной трубки 4 (внутренний диаметр 60 мм); 5 — электрическая печь сопротивления (температура нагрева 800 ± 10 °С, длина изотермической зоны равна 1,5 высоты испытуемой пробы); 6 — корзинка диаметром 52 и высотой 140 мм из жаропрочной сетки с квадратными отверстиями (0,5 — 1 мм); 7 — трехходовой кран; 8 — сосуды с поглотителями (хлористый кальций, аскарит); 9 — реометры типа РДС для измерения расхода газов; 10 — поглотительный сосуд с хлористым кальцием; 11 — электропечь (600 °С); 12 — реакционные трубки с медной стружкой; 13 — поглотительные сосуды с ангидроном; 14 — склянки Тищенко с серной кислотой; 15 — игольчатый кран; 16 — баллон с водородом; 17 — баллон с азотом или аргоном
К началу опыта в реакционной трубке устанавливается заданная температура (чаще 800 °С ± 10 °С), при которой проводится прокаливание образца до постоянной массы в течение 50 мин. На этой стадии опыта из образца удаляются углекислота карбонатов, гидратная и гигроскопическая вода. Продувка системы азотом (6 л/мин) обеспечивает, кроме того, взрывобезопасность работы, так как препятствует соприкосновению водорода с воздухом в реакционной трубке. Перед началом опыта необходимо отрегулировать расход газа-восстановителя. Установлено, что до определенного расхода газа общая скорость восстановления лимитируется скоростью внешней диффузии реагентов и продуктов реакции у поверхности образца. В этих условиях результаты опыта резко меняются в зависимости от малейших изменений расхода газа. Наоборот, сверх определенного предела (скорость газа на пустое сечение реакционной трубки для оксида углерода 2,5—3,5, для водорода 1,1— 1,2 см/с) скорость процесса перестает зависеть от расхода газа и лимитируется лишь диффузией внутри пор образца. По ГОСТ 17212—71 расход водорода должен быть равен 6 л/мин при внутреннем диаметре реакционной трубки 60 мм.
Поворот трехходового крана 7 считается началом собственного опыта, так как при этом водород направляется в реакционную трубку, а азот — в атмосферу. Масса образца начинает убывать в связи с тем, что часть кислорода, связанного с железом, переходит в газовую фазу. Изменение массы образца фиксируется экспериментатором каждые 5 мин. По результатам строится кривая восстановления образца (рис. 16). Обычная продолжительность опыта не превышает60 мин. Опыт завершается продувкой всей системы азотом. Важным условием проведения опытов является точное соблюдение постоянства температур и расхода газа-восстановителя, уровень которых в сильной степени влияет на результаты эксперимента.
Рис. 16. Кривая восстановления единичного образца руды КМА диаметром 15 мм при 800 °С в токе н2
Существуют многочисленные разновидности этой методики. В качестве восстановителя могут быть использованы оксид углерода, получаемый в специальном газогенераторе, метан, светильный газ или газ, близкий по составу к колошниковому газу доменных печей.
Размягчаемость руды, агломерата, окатышей определяется на установке конструкции МИСиС (рис. 17).
Опыт ведется в печи 3 с силитовыми нагревательными стержнями 4, сила тока в которых регулируется реостатом. Температура в печи измеряется гальванометром 2 с термопарой, вставленной в гнездо стального стакана. Проба руды, измельченной до Крупности 1—2 мм, помещается в стакан-цилиндр с дырчатым дном 6. На поверхность слоя руды давит поршень 5, шток которого 7 шарнирно прикреплен к рычагу 8. Рычаг 5 поворачивается вокруг оси 12, фиксируя положение поршня на шкале 10. Нагрев пробы осуществляется в течение первых 45 мин опыта со скоростью 14 град/мин (имитация интенсивного нагрева руды в верхней части шахты) и далее со скоростью 5—6 град/мин. Общая продолжительность опыта 2 ч, что соответствует попаданию шихты в нижнюю часть шахты доменной печи. Расход газовой смеси, которая вводится через нижнее отверстие стакана 1 и отверстия в днище реакционного цилиндра 6 непосредственно в слой руды (окатышей, агломерата), составляет 0,3 л/мин Н2 + 1,1 л/мин N2 при нагреврнии пробы до 900 °С и 1,1 л/мин Н2 + 0,3 л/мин N2 при t > 900 С, что обеспечивает в ходе опыта к 900 и 1200 °С соответственно содержание 80—90 % металлического железа под плунжером к концу опыта. После выхода из пробы восстановительный газ проходит в зазор между плунжером и внутренней поверхностью стального реакционного цилиндра и далее в выхлопную трубу. Меняя положение груза 9, увеличивают нагрузку от 0 (первая минута опыта) до 0,65 кгс/см2 (65 кПа) к концу опыта. Нагрузка по другому варианту может быть установлена постоянной 0,65 кгс/см2 (65 кПа). Таким образом совместное закономерное Изменение давления плунжера, температуры и состава газа позволяет по возможности имитировать условия опускания железорудного сырья в шахте доменной печи.
На рис. 18 показаны типичные кривые размягчения материалов разного типа. Магнетитовые руды и агломерат обычно после термического расширения пробы (участок /—2) дают некоторую небольшую усадку от точки 2 к точке 3 при температурах 400—1000 °С, Которая связана с потерей прочности рудными частицами при нагреве и восстановлении и с появлением пластичных вюстита и особенно металлического железа под плунжером. В точке 3 появляются первые порции расплава, объем пробы под плунжером начинает быстро уменьшаться. Точка 3 — начало размягчения. Концом размягчения условно считается точка 4У соответствующая потере пробой 40 % первоначальной высоты. Разность температур (tk – tн) = Δt называется интервалом размягчения сырья.
Гематитовые руды и окисленные окатыши ведут себя в рассмотренных условиях совершенно иначе. После термического расширения пробы (участок от 1 до 2) проба начинает вспучиваться, т. е. увеличиваться в объеме в результате перестройки тригональной кристаллической решетки гематита (плотность —5,26 г/см3) в тетрагональную решетку (маггемита 4,4—4,85 г/см3). Вспучивание гематитовой шихты при восстановлении должно учитываться при проектировании профиля доменной печи. В частности, следует уменьшать в этом случае угол наклона стен шахты печи, уменьшая боковое давление шихты на стены. Высота столбика шихты под плунжером начинает быстро уменьшаться лишь при появлении расплава (точка 3). В доменной печи вязкие тестообразные массы шлака создают значительное сопротивление проходу печных газов, поэтому с точки зрения совершенства хода печи желательно работать на рудах с наиболее высокой температурой начала размягчения.
Рис. 17. Настольный прибор конструкции МИСИС для определения размягчаемости сырья в восстановительной атмосфере
1 — стакан из жаропрочной стали; 2 — гальванометр; з — нагревательная печь- 4 — силитовые стержни; 5 - поршень со штоком 7; 6 - стальной полый цилиндр 8 рычаг 9 - груз; 10 - шкала; 11 - термопара; 12 - ось поворота рычага
Рис. 18. Характер кривых размягчения железорудных минералов в восстановительной атмосфере:
а – магнетитовые руды; б – гематитовые руды, окатыши
Рис. 20. Схема установки для определения потерь напора газа-восстановителя в слое руды. По данным О. Бургхардта и К. Гребе: / — нагревательная печь; 2 — реакционный стакан (нержавеющая сталь); В 3 — трубка подвода газа-восстановителя к реакционному стакану; 4 — полые стенки реакционного стакана для В' подогрева газа-восстановителя и его к подвода под колосниковую решетку 5; К 6 — проба руды; 7 — плунжер с отверстиями для отвода газообразных продуктов восстановления; 8 — полый шток плунжера; 9 — патрубок отвода отходящих газов; 10- патрубок для измерения рк (давлении газа после восстанавливаемого слоя); 11 — трубка для замера рн (начального давления под восстанавливаемым слоем); 12 — пневматический цилиндр для регулировки давления плунжера на слой руды; 13 — весы; 14 — дифференциальный манометр
В этом случае руда не размягчается в шахте доменной печи; шахта остается «сухой», что благоприятно сказывается на газопроницаемости столба шихты в печи. Чем короче интервал размягчения руды (tk – tн = Δt) тем быстрее тестообразные массы превращаются в жидкий подвижный расплав, не представляющий большого препятствия для потока газов. Поэтому руды с коротким интервалом размягчения предпочтительнее иметь в шихте печей при любом уровне начала размягчения. В последние годы при оценке качества руды значительное внимание стали уделять ее прочности при сушке, нагреве и восстановлении. Вследствие того, что в состав руды входят минеральные фазы с различными коэффициентами термического расширения, при нагреве в кусках руды возникают значительные внутренние напряжения, вызывающие их рассыпание с образованием мелочи. Слишком быстрая сушка может вызвать распыление кусков руды под действием водяных паров. Снижение прочности железорудных материалов при сушке и нагреве называют декрепитацией.
Как показывает опыт, еще более сильное действие на прочность руды оказывает ее восстановление СО и Н2. На рис. 20 показано устройство установки, сконструированной немецкими учеными О. Бургхардтом и К. Гребе, для определения прочности руд, агломератов, окатышей в восстановительных условиях. Пробу руды 1,8 кг в кусках 10—12,5 мм помещают в реакционном цилиндре этой установки (диаметром 125 мм) между неподвижной колосниковой решеткой и плунжером, обеспечивающим нагрузку 78,5 кПа на поверхность пробы. Реакционный цилиндр с пробой и плунжером, а также с пневматическим устройством для создания заданной нагрузки на плунжер подвешивают к весам, что позволяет получить обычную кривую восстановимости. Характер опускания плунжера также записывается приборами, и исследователь получает кривую размягчаемости пробы. Однако основное достоинство установки О. Бургхардта и К. Гребе состоит в том, что с ее помощью оказывается возможным оценить степень разрушения кусков руды в ходе восстановления. Разрушение кусков увеличивает количество мелочи, резко ухудшающей газопроницаемость восстанавливаемого слоя, и приводит к росту потерь напора газа при его прохождении через слой. Давление газа измеряется под колосниковой решеткой и над восстанавливаемым слоем руды в полом штоке плунжера. Как видно из данных рис. 21 (кривые /, 2), -некоторые гематитовые руды особенно сильно разрушаются уже при небольших степенях восстановления. При степени восстановления таких руд 50 % величина Δpi = pHi — pKi почти в 250 раз превышает исходную. В то же время многие магнетитовые руды почти совершенно не разрушаются при восстановлении (рис. 21, Кривые 6, 7). Существуют несколько причин разрушения железорудных материалов при восстановлении. Первая из них заключается в том, что процесс сопровождается перестройкой кристаллических решеток оксидов, появлением значительных внутренних напряжений; при восстановлении гематита (a-Fe2O3) схема кристаллохимических превращений выглядит следующим образом:
| α-Fe2O3 | → γ-Fe2O3 | → Fe3O4 | → FeхO | → Feмeт |
Оксид | Гематит | Маггемит | Магнетит | Вюстит | Феррит |
ρ, г/см3 | 5,26 | 4,85—4,4 | 5,17 | 5,73 | 7,86 |
Решетка | Тригональная | Тетрагональная или кубическая | Кубическая | Кубическая | Кубическая |
Рис. 21. Зависимость перепада давлений газа-восстановителя в слое от степени восстановления руд различных сортов при 1000 °С под нагрузкой 78,4 кПа газовой смесью СО, Н2, N2 Гематитовая руда:
1 - 64,85 % Feo6 0,26 % FeO;
2 - 62,2 % Feo6 2,84 % FeO;
3-66,1 % Feo6 0,52 % FeO;
4 - 55,8 % Feo6iq, 0,91 % FeO.
Магнетитовая руда: 5 — 30,0 % Feo6 10,0 % FeO; 6 - 66,85 % Fe0(J 29,2 % FeO; 7 -61,9 % Fe e 25,8 % FeO
Эти данные показывают, что переход гематита в магнетит сопровождается сначала, на стадии гематит—маггемит, увеличением объема куска на 8,6—18,3 %; затем на стадии маггемит— магнетит—вюстит—феррит объем уменьшается. Весьма значительное расширение частиц оксидов на начальной стадии восстановления неизбежно приводит к разрушению кусков руды. Гематитовые руды именно в результате этого явления подвержены вспучиванию и имеют низкую стойкость при восстановлении.
В МИСиС предложена установка для определения прочности железорудного сырья (рис. 23), которая состоит из силитовой печи 2, реактора из жаропрочной стали 3, в котором вращается с частотой 5 мин-1 вал с профилированным диском 9. На слой обрабатываемого материала 1 давит плунжер 7, давление создается с помощью груза 4. Для определения усадки слоя в процессе опыта имеется индикатор 5, а для определения перепада давления в слое — дифманометр 8.
Рис. 23. Схема установки МИСиС для определения горячей прочности железорудных материалов: / — навеска исследуемого материала; 2 — силитовая печь; 3 — реактор из жаропрочной стали; 4 — груз; 5 — индикатор усадки: 6 — сальниковое уплотнение; 7 — плунжер; 8 — дифма-нометр; 9 — вращающийся вал с профилированным диском; 10 — штуцер для подвода газа; // — термопара
Температура измеряется с помощью хромель-алюмелевой термопары 11и электронного потенциометра КСП-4. Навеску (200—500 г) испытываемого материала-руды, агломерата или окатышей загружают в наклонный под углом в 45° реактор. Затем реактор возвращают в вертикальное положение, на выравненный слой материала помещают плунжер и с помощью верхнего фланца герметизируют реактор. Нагрев материала до 200 °С осуществляют в токе азота (1,5 л/мин) без вращения профилированного диска.
После достижения этой температуры расход азота кратковременно увеличивают до 10 л/мин и при этом расходе определяют начальный перепад давления р0. Затем в печь подают восстановительный газ (Н2, СО в смеси с N2, 2 л/мин). Опыт продолжают при непрерывном вращении профилированного диска (3—5 об/мин). Нагрев от 200 до 600 °С ведется 40 мин со скоростью 15 °С/мин, а от 600 до 900 °С — за 2 ч 20 мин со скоростью 3 °С/мин. В конце опыта установку вновь продувают азотом (10 л/мин) и замеряют конечный перепад давлений. После охлаждения пробы определяют также выход мелочи фракции (—5 мм), являющийся наряду с перепадами давлений показателем горячей прочности сырья.
К проблеме оценки качества руды относится и вопрос о цене, которую металлургический завод должен уплатить руднику за 1 т руды.
Сравнительную экономическую оценку возможных вариантов добычи и подготовки руд к доменной плавке лучше проводить по варианту, которому соответствует минимум приведенных затрат:
П = С + ЕнормК,
где С — сумма текущих производственных затрат (себестоимость) в расчете на 1 т продукции; К — капитальные затраты в пересчете на 1 т продукции; Енорм — нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений (в черной металлургии принимается равным 0,12).
С учетом приведенных выше рекомендаций с целью оценки качества руд перейдем теперь к рассмотрению важнейших железорудных месторождений мира.
- 1 Сырые материалы доменной плавки
- 1.1 Каменноугольный кокс
- 1.1.1 Процесс коксования
- 1.1.2 Устройство коксовых печей и цехов
- 1.1.3 Качество кокса
- 1.2 Железные руды
- 1.2.1 Классификация и генезис железных руд
- 1.2.2 Оценка качества железных руд
- 1.2.3 Важнейшие месторождения железных руд
- 2 Подготовка железных руд к доменной плавке
- 2.1 Современная к схема подготовки руд к доменной плавке
- 2.2 Агломерация железных руд и концентратов
- 2.2.1 Общие вопросы
- 2.2.2 Конвейерные агломерационные машины
- 2.2.3 Реакции между твердыми фазами
- 2.2.4 Плавление шихты, кристаллизация расплава и образование конечной микроструктуры агломерата
- 2.2.5 Удаление вредных примесей из шихты при спекании руд и концентратов
- 2.2.6 Качество агломерата
- 2.3 Производство железорудных окатышей
- 2.3.1 Получение сырых окатышей
- 2.3.2 Высокотемпературное упрочнение окатышей
- 2.3.3 Получение окатышей безобжиговым путем
- 2.3.4 Металлургические свойства окатышей
- 2.3.5 Сравнение металлургических свойств агломерата и окатышей
- 2.3.6 Производство металлизованных окатышей
- 2.4 Процессы восстановления в доменной печи
- 3 Образование чугуна и его свойства
- 3.1 Интенсификация доменной плавки
- 3.1.1 Нагрев дутья
- 3.1.2 Обогащение дутья кислородом
- 3.1.3 Водяной пар в дутье
- 3.1.4 Вдувание углеродсодержащих веществ в доменную печь
- 3.2 Профиль доменной печи
- 3.2.1 Общее понятие о профиле
- 3.2.2 Основные размеры профиля и его составные части
- 3.1. Производство стали в конвертерах.
- 3.1.1 Бессемеровский процесс.
- 3.1.2 Томасовский процесс.
- 3.1.3 Кислородно-конвертерный процесс.
- 3.3 Производство стали в мартеновских печах.
- 3.4 Производство стали в электрических печах.
- 3.5 Новые методы производства и обработки стали.
- 4 Ферросплавы
- 4.1 Введение
- 4.2 Сырые материалы
- 4.2.1 Требования к рудам и их выбор
- 4.2.2 Восстановители
- 4.2.3 Железосодержащие материалы
- 4.2.4 Флюсы
- 4.3 Основные элементы конструкции рвп
- 5 Технический (металлургический) кремний
- 5.1 Особенности процесса карботермического восстановления кремния в горне электропечи
- 5.1.1 Общие положения
- 5.1.2. Влияние температуры предварительного нагрева шихты на химизм карботермического восстановления кремнезема
- 5.1.3. Схема технологических зон горна электропечи
- 5.1.4 Влияние примесей шихты на состав технического кремния
- 5.2 Ферросилиций
- 5.2.1 Физико-химические основы получения ферросилиция.
- 5.2.2 Технология производства ферросилиция.
- 6 Сплавы марганца
- 6.1 Применение и состав сплавов марганца
- 6.2 Марганцевые руды и их подготовка к плавке
- 6.3 Производство сплавов марганца
- 6.3.1 Высокоуглеродистый ферромарганец.
- 6.3.2 Силикомарганец
- 6.3.3 Низко- и среднеуглеродистый ферромарганец.
- 6.3.4 Металлический марганец.
- 7 Общие сведения о рудах и концентратах олова
- 7.1 Требования, предъявляемые к рудам и концентратам
- 7.2 Минералы олова
- 7.3 Промышленные типы месторождений олова
- 7.4 Типы оловянных концентратов, поступающих в металлургический передел
- 7.5 Методы обогащения оловянных руд
- 7.6 Влияние типа и вещественного состава руд на их обогатимость
- 7.7 Обогащение россыпей и коренных руд олова
- 7.7.1 Обогащение оловосодержащих россыпей
- 7.7.2 Обогащение оловянных руд коренных месторождений
- 7.8 Доводка оловянных концентратов
- 7.9 Основы современной металлургии олова
- 7.10 Основы теории оловянной восстановительной плавки
- 7.10.1 Восстановление окиси олова и сопутствующих металлов в условиях оловянной плавки
- 7.10.2 Кинетика восстановления окислов металлов и скорость плавки
- 7.10.3 Шлаки оловянной восстановительной плавки
- 7.10.4 Плавка в электрических печах
- 7.10.5 Отечественная практика электроплавки оловянных концентратов
- 7.11 Схема рафинирования олова пирометаллургическим способом
- 8 Производство свинца
- 8.1 Введение
- 8.2 Руды и концентраты
- 8.3 Способы получения свинца
- 8.4 Шихта
- 8.4.1 Состав шихты
- 8.4.2 Приготовление шихты
- 8.4.3 Агломерирующий обжиг свинцовых концентратов
- 8.5 Теория шахтной восстановительной плавки
- 8.5.1 Общие сведения
- 8.5.2 Теоретические основы восстановления окислов металлов
- 8.5.3 Восстановительная способность печи и способы ее регулирования
- 8.5.4 Шлак свинцовой плавки
- 8.5.5 Штейн и шпейза
- 8.5.6 Шахтная восстановительная плавка
- 8.5.7 Топливо
- 8.5.8 Дутье
- 8.6 Реакционная плавка свинца
- 8.6.1 Теоретическая сущность процесса
- 8.6.2 Реакционная плавка в короткобарабанной печи
- 8.7 Электроплавка свинца
- 8.7.1 Реакционная электроплавка свинца
- 8.7.2 Восстановительная электроплавка свинца
- 9.1 Общие сведения и методы получения
- 9.2 Технологические свойства
- 9.3 Области применения
- 9.4 Характеристика рудного цинкового сырья
- 9.5 Основные способы извлечения цинка из сырья
- 9.6 Обжиг цинковых сульфидных концентратов
- 9.6.1 Цели и типы обжига
- 9.6.2 Химизм процессов обжига
- 9.6.3 Обжиг цинковых концентратов для выщелачивания
- 9.7 Химизм кислотно-основных взаимодействий при выщелачивании
- 9.8 У глетермическое восстановление цинка
- 9.8.1 Цели и типы восстановления
- 9.8.2 Химизм восстановления окисленных цинковых материалов
- 9.9 Вельцевание цинковых кеков, цинковистых шлаков и других материалов
- 9.10 Дистилляция цинка из агломерата
- 10 Производство меди и никеля
- 10.1 Сырье для производства меди и никеля. Вспомогательные материалы
- 10.1.1 Классификация рудного сырья
- 10.1.2 Медные руды
- 10.1.3 Никелевые руды
- 10.2 Электроплавка окисленных никелевых руд.
- 10.3 Электроплавка сульфидных медно-никелевых руд и концентратов
- 10.4 Конвертирование никелевых и медно-никелевых штейнов
- 10.4.1 Термодинамика основных реакций процесса
- 10.4.2 Конвертирование никелевых и медно-никелевых штейнов
- 10.5 Переработка медно-никелевого файнштейна
- 10.5.1 Разделение медно-никелевого файнштепна флотацией
- 10.5.2 Обжиг никелевого файнштейна и концентрата. Восстановительная электроплавка закиси никеля.
- 10.6 Восстановительная электроплавка закиси никеля
- 10.7 Способы получения меди из рудного сырья
- 11 Способы получения алюминия
- 11.1 Основы электролиза криолитоглиноземиых расплавов
- 11.2 Сырье и основные материалы
- 11.2.1 Основные минералы и руды алюминия
- 11.2.2 Фториды
- 11.2.3 Огнеупорные и теплоизоляционные материалы
- 11.2.4 Проводниковые материалы
- 11.3 Корректировка состава электролита
- 11.4 Выливка металла
- 11.5 Транспортно-технологическая схема цеха электролиза
- 11.6 Способы очистки отходящих газов