КУРУНОВИ.Ф. САВЧУК Н.А.
СОСТОЯНИЕ И ПЕРСПЕКТИВЫ
БЕЗДОМЕННОЙ
МЕТАЛЛУРГИИ ЖЕЛЕЗА
Центральный научно-исследовательский институт информации
и технико-экономических исследований черной металлургии
ОАО «Черметинформация»
Курунов И.Ф., Савчук Н.А.
СОСТОЯНИЕ И ПЕРСПЕКТИВЫ БЕЗДОМЕННОЙ
МЕТАЛЛУРГИИ ЖЕЛЕЗА
Москва
2002 г.
И.Ф.Курунов.Н.А.Савчук
УДК 669.181
Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа
Авт.И.Ф.Курунов, Н.А.Савчук М.: Черметинформация, 2002, 198 с.
Книга содержит краткую историческую справку и мотивацию
разработки процессов бездоменной металлургии железа. Рассмотрены
виды получаемой продукции, ее характеристики, область и особен-
ности ее использования. Анализируется современное состояние всех
промышленных и разрабатываемых новейших процессов произ-
водства губчатого железа и бездоменного чугуна. Описаны требования
к сырью и топливу, физико-химические основы технологии и
устройство агрегатов. Приведены технико-экономические, энергети-
ческие и экологические показатели основных процессов.
Книга расчитана на работающих в области черной металлургии
менеджеров, инженерно-технических и научных работников, препо-
давателей и студентов высших учебных заведений металлургического
профиля.
Ил.65, табл.58, библ.список: 78 нале.
ISBN 5-85450-61-2
© ОАО «Черметинформация»,2002.
ПРЕДИСЛОВИЕ
Современная черная металлургия вступила в период глоба-
лизации рынка стали, для которого характерно, с одной сто-
роны — отсутствие географических и политических барьеров
для перемещения сырья, топлива и продукции черной метал-
лургии, с другой стороны — неизбежность действия безжало-
стных законов экономики и рынка. Одновременно этот период
характеризуется ориентацией технологического развития в
черной металлургии на сокращение: потребления ресурсов, в
первую очередь кокса, производственных отходов и загряз-
няющих окружающую среду выбросов. Эти факторы, а также
региональные сырьевые и топливные ресурсные особенности
различных стран стимулируют их специалистов, а также меж-
дународные инжиниринговые фирмы на разработку новых
технологий производства первородного железа, способных
выдерживать конкуренцию с классическими технологиями и
превосходящих их по использованию энергетических и эколо-
гических ресурсов.
Последние десятилетия прошедшего века породили десятки
новых способов производства железа в виде металлизованных
порошков, окатышей и брикетов или жидкого чугуна. Некото-
рые из них применяются в промышленности уже десятки или
несколько лет, а другие лишь заявляют о себе на междуна-
родном рынке технологий публикациями о результатах лабо-
раторных и полупромышленных испытаний.
Настоящая книга, написанная известными специалистами-
металлургами, ликвидирует дефицит в отечественной литера-
туре издания, систематизирующего и обобщающего новей-
шие, в том числе лишь концептуально обозначенные, способы
бездоменной металлургии железа. В ней использована ин-
«Состияние и перспективы бездоменной металлургии железа»
3
формация из периодических изданий и сборников трудов ме-
ждународных конгрессов и конференций, главным образом,
последних 4-5 лет.
Основное внимание уделено: побудительным мотивам раз-
работки новых процессов бездоменной металлургии железа,
качеству получаемых в них продуктов, эффективности их
применения, требованиям к сырьевым материалам и топливу
для этих процессов, описанию основ технологии и конструк-
ции применяемых агрегатов, показателям их работы, затратам
сырьевых, энергетических и экологических ресурсов на про-
изводство металла и экономике новых процессов.
Книга несомненно будет полезной для специалистов, зани-
мающихся вопросами бездоменной металлургии железа, раз-
работкой стратегии развития металлургических и горно-
добывающих предприятий черной металлургии, вопросами
утилизации металлургических отходов, а также студентам и
преподавателям вузов и колледжей, научным работникам.
Заслуженный деятель науки РФ,
профессор, доктор технических наук
4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
ВВЕДЕНИЕ
Массовое производство железа и сплавов на его основе уже более
6-ти веков связано с доменным процессом, который на длительном
историческом периоде базировался на использовании древесного угля и
лишь последние два с половиной века выплавка чугуна производится в
коксовых доменных печах. Древесно-угольная доменная плавка
сохранилась к настоящему времени лишь в специфических условиях
отдельных регионов и осуществляется в нескольких десятках доменных
печей малого объема.
Процессы получения железа из рудных материалов без
применения доменной технологии существуют уже более 2500 лет, но
они в настоящее время занимают относительно скромную нишу в общем
производстве железа и его сплавов. В последние десятилетия ХХ-го века
на коммерческий уровень вышли два основных направления
бездоменной металлургии железа - производство губчатого железа (ГЖ)
и производство чугуна. Первое направление связано в первую очередь с
процессами низкотемпературного восстановления подготовленного
железорудного сырья, осуществляемого главным образом в
противоточных шахтных реакторах восстановительным газом,
получаемым путем реформирования природного газа (процессы Midrex и
HYL в различных модификациях).
Процессы бездоменного получения чугуна в промышленности
представлены пока только единственным процессом Согех. Находится на
пути к промышленной реализации Российский процесс РОМЕИТ,
прошедший многолетние испытания (выплавлено более 40000 т чугуна
из самых разнообразных железорудных материалов и промышленных
отходов) на пилотной установке [1-6]. Около десятка других процессов
производства чугуна или жидкого полупродукта в различных агрегатах с
использованием подготовленной и неподготовленной руды и каменного
угля пока еще не преодолели стадию полупромышленных испытаний.
Вопрос о состоянии и перспективах развития процессов бездоменной
металлургии железа уместно рассматривать в тесной связи с
требованиями к характеристикам составляющих мегаллошихты
сталеплавильных процессов.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
5
1. МЕТАЛЛОШИХТА СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ
ПРОЦЕССОВ
Перспективы развития внедоменной металлургии железа
во многом зависят от эволюций сталеплавильных процессов и от
их потребности в различной металлошихте. Технологии
выплавки значительной части марок стали требуют
использования в металлошихте первородного железа, т.е.
жидкого или твердого чугуна, либо ГЖ (металлизованные
окатыши, брикеты, руда), которые получают в промышленных
(доменный, Corex, Midrex, HyL) и находящихся в стадии
доработки и полупромышленных испытаний процессах.
Анализируя эволюцию мирового сталеплавильного производства
за последние 15 лет и структуру металлошихты двух его
основных ветвей - кислородного рафинирования и
электроплавки, J. Derycke и Bonte (представители бельгийской
фирмы Sidmar) приводят следующие статистические данные [3].
С 1985 по 1999 год производство стали в мире выросло с
720 до 780 млн.т. в год, изменяясь по годам от 670 до 790 млн.т. в
год. По осторожным прогнозам производство стали к 2015 году
будет возрастать на 0,5% в год и достигнет уровня 840 млн.т в
год, а соответствующие цифры по оптимистическим прогнозам
составляют 1,5 % и 975 млн.т. За это время доля электростали
увеличится с 32 % в 1995 году до 42-43 % в 2015 году за счет
снижения доли конвертерной стали с 60 % до 55 % и доли
мартеновской стали с 8 % практически до 0. При этом к 2015 году
доля стали, разливаемой на МНЛЗ, увеличится до 98 %.
Основным способом производства стали по-прежнему останется
кислородное рафинирование.
6 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Металлошихта кислородно-конвертерного процесса в
настоящее время включает 1003 кг чугуна и 113 кг скрапа + ГЖ
(в высокоиндустриальных странах, соответственно, 949 и 148), а
металлошихта электросталеплавильных печей - чугуна 38 кг,
скрапа + ГЖ 1175 кг (ГЖ - 123 кг). По статистике 30
индустриальных стран удельный расход чугуна (жидкого и
холодного) на 1 т стали прямо пропорционально коррелирует с
долей производимой кислородно-конвертерной стали
(коэффициент корреляции 0,981) и обратно-пропорционально - с
долей производимой электростали (рис. 1 и 2). Суммарный расход
скрапа и ГЖ также тесно коррелирует с долями кислородно-
конвертерной стали (рис.З, коэффициент корреляции 0,935) и
электростали (рис.4, коэффициент корреляции 0,934).
Фактическое производство ГЖ в мире за десятилетие с 1988 по
1998 гг. тесно коррелирует с годовой выплавкой электростали
(рис.5).
Рис.1. Связь между расходом чугуна в металлошихте и долей кислородно-
конвертерной стали в общем производстве стали по данным 30 индустриальных
стран:
1 - расход чугуна на 1 т выплавляемой стали, кг/т: 2 - доля кислородно-конвертерной
стали в общем производстве стали, %
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
7
1000
DOO
800
700
800
ООО
400
300
200
100	*
О
о	so	юс
2
Рис. 2. Связь между расходом чугуна в металлошихте и долей электростали в
общем производстве стали по данным 30 индустриальных стран:
J - расход чугуна на 1 т выплавляемой стали, кг/т; 2 - доля электростали в общем,
производстве стали, %.
Рис.3. Связь между расходом скрапа и ГЖ в металлошихте и долей кислородно-
конвертерной стали в общем, производстве стали по данным 30 индустриальных
стран:
I - расход скрапа + ГЖ при выплавке стали, кг/т; 2 - доля кислородно-конвертерной
стали в общем производстве стали, %.
8 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Рис. 4. Связь между расходом скрапа и ГЖ в металлошихте и долей электростали
в общем производстве стали по данным 30 индустриальных стран:
1 - расход скрапа + ГЖ при выплавке стали, кг/т;
2 - доля электростали в общем производстве стали, %.
200	220	240	260	260
2
Рис. 5. Связь между мировым производством (мян.т/год) ГЖ и электростали в
период с 198В по 1998 гг.:
1 - производство ГЖ; 2 - производство электростали.
Взяв за основу три различных уровня прогнозируемого
роста годового производства стали (0,5%, 1,0% и 1,5 %) авторы
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
9
[3], используя полученные статистические зависимости между
потребляемыми видами металлошихты и долей выплавляемых
кислородно-конвертерной стали и электростали, прогнозируют
следующие три уровня роста потребности ГЖ, скрапа и чугуна
(рис.6), принимая в качестве допущения, что их удельное
потребление на 1 т. стали останется неизменным. Как видно из
рис.6, даже при среднем росте производства стали в год порядка
1,0 %, потребность в ГЖ и скрапе возрастет почти на 140 млн.т в
год, а потребность в чугуне - только на 22 млн. т. При среднем
росте производства стали около 0,5 % в год потребность в ГЖ и
скрапе к 2015 году увеличится на 100 млн.т в год, в то время как
потребность в чугуне уменьшится примерно на 5 млн.т в год.
Рис.6. Прогнозируемый рост потребления чугуна и (скрапа + ГЖ) к 2015 году в
зависимости от уровня ежегодного прироста производства стали:
I - прирост производства стали, %; 2 - млн. тонн в 7од. 3 - скрап + ГЖ; 4 - чугун.
Приведенная на рис.6 экстраполяция сделана авторами с
учетом допущений, что доля стали, разливаемой на МН Л 3, к 2015
году увеличится до уровня 98 % и что удельное потребление
указанных компонентов металлошихты останется без изменений.
7 0 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Последнее вполне допустимо, так как сталеплавильные процессы
имеют довольно ограниченный интервал возможных долей этих
компонентов в металлошихте (табл.1) [3].
Таблица 1. Возможные доли различных компонентов в металлошихте
сталеплавильных процессов.
Сталеплавильные процессы	Возможные доли компонентов в металлошихте, %		
	Чугун жидкий и твердый	ГЖ	Скрап
Процессы кислородного	76-97	0	3-25
рафинирования			
Мартеновский процесс	0-70	0	30-95
Электросталеплавиль-	0-30	0-100	0-100
ные процессы			
1.1. Скрап
Термины скрап и металлолом в данной работе
используются как синонимы, что является практически
общепринятым в металлургической литературе. Однако
выделяют различные виды скрапа в зависимости от времени его
рециклирования. При этом используют обычно два понятия:
“быстрый” или “оборотный” скрап, который образуется в
процессах производства и обработки стали, и "основной" или
амортизационный скрап, образующийся в процессе износа
различных изделий из металла. За счет "основного" скрапа в
настоящее время удовлетворяется около 33 % производства
стали. [3].
Потребление скрапа в мире составляет около 360 млн.т и
за последние 10 лет оно выросло незначительно. Наличие скрапа
в будущем зависит от степени рециклирования стали ее
пользователями на различных стадиях жизненного цикла стали.
Выход годного на различных стадиях передела стали непрерывно
увеличивается и ожидается, что за следующие 15 лет выход
годного возрастет с 82 до 85%. Это означает уменьшение выхода
"быстрого" скрапа.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» / 1
Готовые стальные изделия превращаются в "основной"
скрап после окончания их жизненного цикла, длительность
которого зависит от их характера и назначения. Эта длительность
варьирует от очень короткой (консервные банки и банки для
напитков) до 10 лет (автомобили), 15 лет (домашняя техника) и
до более 30 лет (суда, металлоконструкции зданий и т.п.). В
некоторых индустриальных странах основной скрап
обеспечивает до 70 % производства стали. В следующие 15 лет
доля основного скрапа может увеличиваться по различным
оценкам на 20, 30 и, даже, на 50 %. При этом доля "быстрого"
скрапа, с известным химсоставом и легко сортируемого, в общей
массе используемого скрапа будет непрерывно снижаться и
достигнет к 2015 году уровня 23-26 % (35% в 1998 г.).
Возрастающая загрязненность основного скрапа цветными
металлами (цинк, медь и др.), неконтролируемый состав этого
скрапа и трудности сортировки сильно ограничивают его
применение при выплавке значительного числа марок стали
повышенного качества. Металлошихта для таких марок стали
обязательно должна включать ГЖ и/или чугун.
1.2. Губчатое железо
ГЖ железо в настоящее время используется в качестве
альтернативы скрапа преимущественно в электростале-
плавильных печах. В некоторых случаях, при особых
экономических и конъюнктурных условиях ГЖ используют при
выплавке чугуна в доменных печах с целью увеличения их
производительности и снижения расхода топлива. В кислородно-
конвертерном процессе ГЖ применяют от случая к случаю и в
небольших количествах (не более 50 кг/т). ГЖ по сравнению со
скрапом имеет более сильный охлаждающий эффект, но, с другой
стороны, оно имеет и более низкое содержание железа.
ГЖ, как компонент металлошихты для электростале-
плавильных печей, не содержит загрязняющих элементов. Оно
имеет низкое содержание серы, если производится по технологии
I 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
с использованием природного газа. Содержание фосфора в нем
может быть несколько выше, чем в скрапе. Содержание углерода
в ГЖ имеет особо важное значение для технологии плавки с его
использованием. При определенных количествах в шихте ГЖ
способствует вспениванию шлака. При количестве не менее 25 %
в шихте ГЖ способствует снижению содержания азота в стали
(по сравнению с работой на 100 % скрапа). Это особенно важно
при выплавке марок сталей для глубокой вытяжки. Вместе с
этим, ГЖ, из-за присутствия в нем пустой породы, требует
увеличения расхода извести и дополнительного расхода
электроэнергии. При работе на 100 % ГЖ расход электроэнергии
увеличивается на 20 %.
В настоящее время 90 % всего ГЖ производится в
процессах с использованием природного газа. В связи с тем, что в
ряде регионов природный газ отсутствует или имеется в
незначительном количестве и весьма дорог, перспектива
увеличения производства и потребления ГЖ очень сильно
зависит от разработки и совершенствования процессов его
получения с использованием угля. Если прогнозируемый рост
производства ГЖ к 2015 году будет реализован по-прежнему за
счет процессов, использующих в качестве энергоносителя
природный газ, то его потребление на производство ГЖ в мире
будет равно общему потреблению природного газа в такой
стране, как Франция [3].
Среди множества существующих технологий
производства ГЖ с использованием угля пока нет ни одного,
подготовку которого к широкому индустриальному применению
можно было бы считать завершенной. Все эти процессы пока
малопроизводительны и их продукты содержат золу и серу угля,
причем содержание серы часто является критическим. Такое
"грязное" ГЖ имеет экономические преимущества лишь в случае
его загрузки в электропечь с высокой температурой, т.е. без
охлаждения после его получения. Тем не менее, в настоящее
время получение "чистого" ГЖ с использованием угля в качестве
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» I J
энергоносителя уже стала реальностью благодаря комбинации
промышленных процессов Согех и Midrex, которая будет
рассмотрена позже. Имеются и другие, не вышедшие пока из
стадии разработки, технологии получения чистого ГЖ с
использованием угля.
В период с 1988 по 1998 гг. производство ГЖ
увеличивалось на 9 % в год (с 15 до 35 млн.т/гиц), что хорошо
коррелирует с ростом выплавки электростали в мире за этот
период (с 220 до 270 млн.т/год). При сохранении такого темпа
роста производство ГЖ в 2015 году достигнет 140 млн. тонн в
год.
В зависимости от соотношения цен на скрап, ГЖ и
твердый чугун, производители электростали периодически
меняют состав металлошихты, что делает экономически весьма
рискованным производство ГЖ вне интегрированного завода. В
связи с этим будущий рост производства ГЖ сильно зависит от
наличия и цен скрапа, чугуна (жидкого или твердого), а также от
развития высокоэффективных основанных на угле процессов
получения ГЖ, которые могут быть легко интегрированы в
состав заводов полного металлургического цикла. По этой
причине рост производства ГЖ в ближайшие 15 лет, вероятно, не
будет превышать 4,5% в год и к 2015 году оно составит 75 млн.т., из
которых от 5 до 10 млн.т., скорее всего, будут производиться
комбинированными процессами, завершающимися получением
чугуна из горячего ГЖ (процессы Sidcomet, Iron Dynamics,
Fastmelt или Redsmelt). При таком росте производства ГЖ баланс
потребносг ей и наличия скрапа и ГЖ показывает, что при
существующей степени рециклирования ''основного" скрапа
возникнет значительная нехватка металлошихты.
Сталеплавильное производство может быть полностью
обеспечено металлошихтой в этом случае только при увеличении
выхода "основного" скрапа на 22-30 % [3].
I 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
1.3. Чугун
Большинство производимого чугуна в течение последних
10 лет (472 млн.т из 508) использовалось в жидком виде. Жидкий
чугун не только не содержит загрязняющих элементов и может
быть легко десульфурирован, но его химический состав может
поддерживаться в довольно узких пределах с целью
регулирования приносимого им химического тепла. Это
позволяет в кислородно-конвертерном процессе, который
является основным потребителем жидкого чугуна, использовать
значительное количество скрапа.
В электросталеплавильном производстве жидкий чугун
применяется еще редко, хотя его применение повышает
производительность печей и снижает расход электроэнергии на
50-100 кВт*час/т. По некоторым сообщениям при 35 % жидкого
чугуна в металлошихте время плавки сокращается на 25-30 %.
Кроме того, наличие углерода в чугуне способствует удалению
азота из металла благодаря кипению. Использование от 30 до 35
% жидкого чугуна в шихте вместе с высококачественным
скрапом и ГЖ позволяет выплавлять в электропечах сталь для
глубокой вытяжки. Технология выплавки стали в электропечах с
применением жидкого чугуна, в связи с этим, определенно
повышает важность и ценность избытка мощностей для
производства чугуна. По некоторым оценкам производство
листовой стали к 2010 году вырастет с 20 млн.т. (8 % от всего
производства электростали в настоящее время) до 68 млн.т.
Твердый чугун из-за отсутствия в нем загрязняющих
примесей и возможности его предварительной десульфурации
перед разливкой в чушки может использоваться в
сталеплавильных процессах взамен высококачественного скрапа.
Преимуществом чугуна перед скрапом в этом случае является
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 1 5
более высокое содержание химического тепла, но он требует
точной дозировки из-за опасности вскипания ванны.
Чугун производится в основном в современных мощных
доменных печах, производительность и расход топлива на ряде
которых приближаются к предельным значениям. Однако
большой объем доменных печей, высокие капитальные вложения
на подготовку сырья и топлива и, связанные с ними проблемы
защиты окружающей среды, делают доменный процесс менее
гибким, а многоступенчатость традиционной технологической
схемы интегрированного завода создает высокий уровень потерь
металла по сравнению с технологической схемой мини-заводов,
что сказывается на себестоимости продукции интегрированных
заводов.
Капиталовложения в производство чугуна, включая
подготовленные железорудные материалы (агломерат и
окатыши) и кокс, с учетом защиты среды, составляют 235-260
евро/т в год. Включение в эту схему кислородно-конвертерного
процесса увеличивает эту цифру до 395-450 евро/т в год.
Инвестиции в электросталеплавильное производство составляют
только 100-120 евро/т в год. По мнению [3], производство чугуна
в ближайшие 15 лет вырастет незначительно и, вероятно,
достигнет в 2015 году уровня 525 млн.т. Однако уже в 2000 году
производство чугуна составило порядка 565 млн.т. Будущее
доменного производства связано с существующими агрегатами, с
их модернизацией, улучшением контроля и управления,
улучшением качества сырьевых материалов и кокса, с
повышением температуры дутья. Снижение себестоимости
чугуна возможно, также, за счет применения более дешевых
сырьевых материалов и заменителей кокса.
Необходимость в дополнительном металле, для получения
которого перечисленные меры по повышению эффективности
доменного производства могут оказаться недостаточными, может
1 б«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
быть удовлетворена либо за счет строительства новых
электропечей, работающих на скрапе и ГЖ, либо за счет
строительства агрегатов жидкофазного восстановления,
работающих на угле и выплавляющих чугун. Имеется также
третья возможность - строить компактные недорогие доменные
печи, отвечающие современному инжинирингу. Такое решение
может оказаться эффективной альтернативой производству ГЖ,
как источника первородного железа для электросталеплавильных
печей. Ни один из жидкофазных процессов, кроме Согех, пока не
приобрел промышленных масштабов. Однако, работа над их
развитием, в надежде получить, наконец, экономически
выгодную альтернативу современной коксовой технологии
металлургии чугуна, эру которой в 1735 году начал Abraham
Derby, продолжается. Доменная технология, между тем, тоже не
стоит на месте, совершенствуясь и удивляя новыми
открывающимися возможностями. Доменная технология,
успешно применяемая до сих пор, видимо, будет применяться
еще не одним поколением доменщиков.
2.	СТИМУЛЫ И НОВЕЙШАЯ ИСТОРИЯ РАЗВИТИЯ
ПРОЦЕССОВ БЕЗДОМЕННОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
Развитие процессов бездоменной металлургии железа в
последние десятилетия стимулируется различными причинами, к
которым относятся [1-6]:
•	возрастающий дефицит коксующихся углей и кокса;
•	наличие в ряде стран больших запасов природного газа при
отсутствии запасов коксующихся углей;
•	растущие требования к качеству стали и потребность в
первородном железе, не загрязненном примесями цветных
металлов и серой;
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 1 7
•	ограниченность ресурсов металлолома гарантированной
чистоты и стабильного состава;
•	наличие недорогой электроэнергии атомных электростанций
и возможность получения металлопродукции без больших
капитальных затрат по схеме "производство ГЖ
электроплавка";
•	меньшая потребность в экологических ресурсах (рис.7) [6].
Рис. 7. Выбросы парниковых газов черной металлургией при различных
технологических схемах производства стали в Канаде, Японии и США.
1 - кг углерода/млн.т стали; 2 - Канада: 3 - Япония; 4 - США; 5 - доменная печь-
кислородный конвертер: 6 - чугун-ДСП; 7 - ГЖ (уголь) - ДСП:
8 - ГЖ (природный газ'-ДСП; 9 - скрап-ДСП
В прошлом веке наблюдался периодически возрастающий
интерес к развитию процессов производства ГЖ и жидкофазного
восстановления [4].
В 30-50-х годах развивались процессы получения ГЖ в
тиглях (Hoganas), в шахтных печах (Wiberg) и во вращающихся
печах (Krupp) с использованием в качестве восстановителя угля и
кокса.
С конца 50-х годов развиваются процессы получения ГЖ в
стационарных ретортах (HYL1) и в реакторах со взвешенным
слоем (FIOR) с использованием восстановительного газа.
С конца 60-х годов появилось множество процессов
получения ГЖ в шахтных реакторах (более 14 процессов) с
I 8 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
использованием восстановительного газа, получаемого из
природного газа, промышленное применение из которых нашли
только процессы Midrex и HYL.
В настоящее время развиваются процессы получения ГЖ с
использованием в качестве топлива угля в печах с вращающимся
подом (FASTMET, COMET, INMETCO), более совершенные
процессы металлизации дисперсного железорудного сырья во
взвешенном слое (FINMET) и процессы получения ГЖ в шахтных
реакторах с самореформингом природного газа (Ghaem, HYL III).
Европейское объединение угля и стали в 1958 году
насчитывало 20 различных установок по производству ГЖ в
тиглях [1], во вращающихся печах [7], в стационарных ретортах
[4], в шахтных печах [4], в реакторах со взвешенным слоем [4].
Од [ако производство ГЖ в 1970 г. составило только 0,7 млн.т. [4].
Через 20 лет тот же источник сообщал о наличии 36
действующих установок по производству ГЖ, из которых 14
были шахтными реакторами. В 1980 году производство ГЖ
достигло 7 млн.т, в 1990 - 18 млн.т [4], а в 2000 году - 43,2 млн.т
при наличии мощное геи по производству ГЖ около 59 млн.т. [1,4].
Процессы жидкофазного восстановления в 50-х годах
начинали осуществлять во вращающихся печах (Basset,
Struzerlberg, SL/RN). В дальнейшем разрабатывались процессы в
стационарных реакторах с использованием угля или природного
газа (Cyclosteel, Jet Smelting).
В 1976 году насчитывалось 8 процессов, основанных на
предварительном восстановлении железорудных материалов с
последующим плавлением полученного металлизованного сырья
в дуговой печи.
С конца 70-х годов в Швеции разрабатываются процессы с
использованием угля и электричества (Elred, Inred, Plasmasmelt) в
этот же период появились два двухстадийных процесса,
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» / 9
использующих уголь: коммерческий процесс Согех и другие
процессы, включая Kawasaki и COIN.
Последняя волна (80-е годы) дала несколько процессов
нацеленных на производство чугуна без применения кокса при
небольшой производительности (0,5-1,0 млн.т в год).
Большинство этих процессов являются двухстадийными. Эти
процессы включают: DIOS, Hismelt, CCF и AIS1. Разработка их,
за исключением Hismelt, была закончена к 1990 году [1,2,4].
3.	ТРЕБОВАНИЯ К СЫРЬЕВЫМ МАТЕРИАЛАМ И
ТОПЛИВУ ДЛЯ ПРОЦЕССОВ БЕЗДОМЕННОЙ
МЕТАЛЛУРГИИ ЖЕЛЕЗА
СЫРЬЕВЫЕ МАТЕРИАЛЫ
Процессы бездоменной металлургии железа из-за своего
многообразия по конструкции агрегатов, применяемому топливу,
фазовому состоянию и химическому составу восстановителей,
температурному уровню протекания основных физико-химических
процессов, областям применения получаемых продуктов и требевапиям
к их характеристикам, вполне естественно, предъявляют каждый свои
требования к химическому составу, гранулометрии и физико-
химическим свойствам применяемых в них сырьевых материалов.
Рассмотрим эти требования применительно к процессам производства
ГЖ и чугуна в различных агрегатах.
3.1.	Процессы получения ГЖ в шахтных реакторах.
Основными сырьевыми материалами в шахтных агрегатах для
получения ГЖ являются окатыши и кусковая руда, массовая доля
которой составляет обычно 25-50 %. Кусковая руда используется как по
экономическим (более дешевая, чем окатыши), так и по техническим
(препятствует образованию спеков металлизованных окатышей)
причинам. Однако техническая причина снимается при опудривании
2 0 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
окатышей против их слипания. Экономическая причина применения
кусковой руды в отдельных случаях также перестает играть серьезную
роль в связи с потерями рудной мелочи при выделении нужной
фракции руды.
3.1.1.	Требования к химическому составу
Требования к химическому составу железорудного сырья
определяются назначением используемого продукта - выплавка стали в
электропечах. Исходя из этого важнейшими требованиями по химическому
составу сырьевых материалов для таких процессов являются [7]:
•	Общее содержание Fe - максимальное, но не ниже 67 %;
•	Содержание кислых оксидов (SiOj+AKO^TiOj)
предпочтительно < 2%, допускается < 3 %;
•	Содержание основных оксидов (CaO+MgO), поскольку они
заменяют флюс в сталеплавильной плавке, - допускается < 3 %;
•	Содержание Р < 0,03 %;
•	Содержа! те S < 0,008;
•	Содержание Мп - минимально возможное для уменьшения
шлакообразования в электропечи;
•	Содержание щелочей (Na и К) - минимально возможное, так как
они способствуют разрушению шихтовых материалов во время
восстановления;
•	Zn может присутствовать при переработке рециклируемых
материалов и является нежелательным для шахтных агрегатов
элементом, из-за его циркуляции внутри агрегатов;
•	Содержание Cr, Pb, Си, Sn, Ni, Mo, As, Sb, V, Li и других
микроэлементов должно быть максимально ограничено;
•	Содержание (Cu+ Ni+ Crt- Mo + Sn) должно быть <0,16 %.
Таким пределом ограничивают содержание этих элементов в
первичном (быстром) скрапе.
•	Содержание влаги и п.п.п. (СО2 и Н2О гидр.) нежелательно из-за
их влияния на расход топлива;
В таблице 2 приведен химический состав лидирующих на
мировом рынке окатышей, применяемых для производства губчатого
железа [7]:
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 2 1
Таблица 2. Химический состав окатышей для производства ГЖ,%.
Компоненты	Страны н фирмы-поставщики				
	Канада	Бразилия		Швеция	Чили
	QCM	Samarco	CVRD	LKAB	САР
Fe	67,80	67,63	68,00	67,67	67,00
SiOj	1,70	1,63	1,15	0,85	1,40
AljO,	0,40	0,45	0,50	0,20	0,23
TiO2	0.10	0.05	0,05	0,15	0,10
CaO	0.50	0.64	0.68	1.00	1.00
MeO	0.30	0.44	0.26	0.75	0.10
Mn	0.02	0.03	0.05	0.08	0.01
P	0.010	0.040	0.023	0.025	0.028
S	0.002	0.004	0.001	0.002	0.010
Na2O	0,020	0,020	0,004	0,040	0,011
K2O	0,010	0,020	0,005	0,03	0,023
Cu	0,001	0,002	-	<0,001	0,005
Pb	<0,001	0,001	-	-	0,022
Zn	<0,001	0,001	-	<0,004	0,006
V	<0.001	0,004	-	0,118	-
Основность	0,38	0,53	0,58	1,66	0,36
Влажность	1,7	1,5	2,0	!j5	20
Примечание: Основность = (CaO+MgOJ/fSiO^+Al^O^.
Химический состав имеющихся на мировом рынке железных руд, используемых для
производства ГЖ представлен в таблице 3 [7]:
Таблица 3. Химический состав железных руд для производства ГЖ, %
Компоненты	Страны и фирмы-поставщики				
	Индия	Бразилия		ЮАР	Венесуэла
	NMDC	MBR	Fcneco	Iscor	FMO
Fe	68,00	68,62	68,00	67.15	66,50
SiOj	1,20	0,78	0,99	2,60	0,90
AljO}	1.50	0,47	0,72	0,90	0,80
TiO:	-	-	0,03	0,052	0,070
CaO	0,40	0,13	0,05	0,08	0,05
MgO	0.60	0,07	0,05	0,03	0,03
Mn	•	-	0,10	0,01	0,06
P	0,040	0,035	0,046	0,047	0,070
S	0,008	0,003	0,005	0,018	0,020
Na2O	-	•	0,020	0,021	0,003
K2O			0,010	0,120	0,003
П.п.п.	-	-	0,80	-	4.0
Влажность	2,0	1,7	1,5	1.5	2.0
Повышенные требования к содержанию кремнезема в
окатышах или руде объясняются удорожанием электростали,
2 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
выплавляемой из ГЖ, полученного из этих материалов. По
данным компьютерного моделирования (для процессов Midrex и
Ну1), а также по практическим данным завода HSW (Hamburger
Stahlwerke Ispat) удорожание стали на каждый дополнительный 1
% SiO2 в ГЖ составляет ($/т ГЖ) [7]:
Midrex	3,0
HyL	8,55
HSW	5,91
3.1.2.	Требования к гранулометрическому составу и
прочности
Требования к гранулометрическому составу и прочности
сырьевых материалов диктуются типом применяемых агрегатов:
шахтная печь, вращающаяся трубчатая печь, реактор со
взвешенным слоем, печь с вращающимся подом. Для процессов в
шахтных реакторах Midrex, HyL, Ghaem к окатышам и руде
предъявляются следующие требования [7]:
Крупность сырьевых материалов.
Окатыши: 9-16 мм > 85%, предпочтительнее > 95 %,
Содержание мелочи - 5 мм <5 %, предпочтительнее < 3 %.
Кусковая руда: 5-50 мм, предпочтительнее 10-35 мм.
Доля фракции 10-35 мм > 70 %, предпочтительнее > 85 %,
Содержание мелочи -5 мм <8%, предпочтительнее < 5%.
Показатели барабанных испытаний на прочность:
Окатыши: + 6,3 мм > 92%, предпочтительнее > 95 %,
-0,5 мм < 5%, предпочтительнее < 3%.
Кусковая руда: +6,3 мм > 85 %, предпочтительнее > 90 %,
-0,5мм < 8 %, предпочтительнее, 5 %.
Прочность на сжатие:
Окатыши: > 150 кг, предпочтительнее > 250 кг.
С экономической точки зрения прочностные
характеристики сырьевых материалов определяют: во-первых -
выход годного продукта, а во-вторых - экономичность и
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 2 3
производительность работы агрегатов. Сырьевые материалы в
шахтных агрегатах являются единственными твердыми
кусковыми материалами и их гранулометрические и прочностные
характеристики определяют распределение и использование газа
в этих агрегатах.
Мелочь (3-6 мм), отсеваемая из шихтовых материалов
перед их загрузкой в шахтные печи, может брикетироваться, для
последующего использования с той же целью, или продаваться
аглофабрикам. В противном случае величина потерь может
превышать 50% от первоначальной стоимости окатышей [7].
Кроме того, часть мелочи (3-6 мм) может использоваться в
загружаемой шихте (обычно не более 3%).
По сравнению с доменной печью шахтные
восстановительные реакторы допускают использование более
крупных окатышей (9-16 мм вместо 9-12 мм на доменных печах).
Одной из причин этого является то, что более крупные окатыши
создают меньше контактов и уменьшают слипание окатышей.
Второй причиной является, вероятно, более высокая склонность у
крупных окатышей к растрескиванию и разрушению, (но не к
измельчению), что ускоряет процессы прогрева и восстановления
окатышей. Прочностные характеристики окатышей имеют в этих
процессах более важную роль по сравнению с восстановимостью.
3.13. Металлургические свойства сырьевых материалов
Общими требованиями для этих материалов являются: высокая
восстановимость, прочность, неразрушаемось в процессе и отсутствие
склонности к слипаемости. Ключевыми металлургическими
свойствами окатышей являются: восстановимость, отсутствие
склонности к спекаемости и склонность к металлизации. Первые
два свойства определяют производительность шахтных
реакторов и расход топлива. Однако восстановимость не
2 4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
определяет окончательную степень восстановления и, тем более,
степень металлизации, которая во многом определяется
технологией ведения процесса. При равенстве прочих факторов
увеличение производительности реактора всегда приводит к
снижению степени металлизации продукта. В связи с этим
экономически эффективной степенью металлизации в процессе
Midrex считают величину 92-95 %. Однако, применяемые методы
определения степени металлизации продукта на заводах Midrex и
HyL не адаптированы к международным стандартам. Степень
металлизации очень хорошо коррелирует с показателем
восстановимости R-180 (восстановление в течение 180 минут с
заданным расходом газа и при контролируемой температуре).
Поскольку определение степени металлизации всегда более
сложная и более дорогостоящая операция, то предпочитают
ограничиваться индексом восстановимости R-180, который
используют Канадские кампании QSM и ЮС, производящие
окатыши. По требованию потребителей окатышей для процесса
Midrex кампания QSM повысила индекс R-180 до уровня 95%, с
тем, чтобы получать нужную степень металлизации ГЖ [7].
Спекаемость окатышей также измеряется разными
способами из-за отсутствия универсального способа.
Спекаемость окатышей ограничивает рабочую температуру в
шахтном реакторе и снижает его производительность.
Единственным действенным способом снижения спекаемости
окатышей является их опудривание тонкоизмельченными
материалами: известняком, бокситом, цементом, доломитом
и.т.п.. На многих фабриках применение опудривания окатышей
позволило увеличить рабочую температуру в реакторах на 100 °C
и увеличить, за счет этого, производительность реакторов на 10-
20 % [7].
Восстановимость и металлизация применяемой для
производства ГЖ кусковой железной руды также являются ее
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 2 5
важными металлургическими свойствами. Но кусковая руда не
спекается в реакторах и, по этой причине, на многих заводах
предпочитают добавлять к окатышам 15-30 % кусковой руды для
уменьшения поверхности контактов окатыш-окатыш и
уменьшения спекаемости всего слоя. Однако развитие
технологии опудривания окатышей снижает роль и значимость
добавки кусковой руды в шихту с указанной целью.
Нееле, званиями в IRS1D установлено, что спекаемость железных
руд зависит от содержания в них пустой породы. Более богатый
концентрат из кристаллической гематитовой руды месторождения Lac
Jeanine спекается в температурном интервале 670-700 °C, а
температурный интервал спекания менее богатого концентрата из
осадочного рыхлого гематита месторождения Село Bolivar выше на 150
°C и составляет 820-850 °C. [8].
Кусковая руда, как и окатыши, при низкотемпературном
восстановлении при 375^-25 °C подвергается разрушению, выделяя
мелочь. Металлизованная мелочь может брикетироваться и затем
использоваться в электроста-леплавильных печах. Хорошая кусковая
руда, мало склонная к разрушению при низкотемпературном
восстановлении, выделяет не более 3-4% фракции < 3 мм, а склонная к
разрушению руд а выделяет при этом до 10-15% фракции < 3 мм.
3.2.	Процессы получения ГЖ во впащающихея трубчатых печах
3.2.1.	Требования к химическому составу
Более высокая стоимость производства ГЖ во
вращающихся трубчатых печах, применяемых в основном в
Индии, Южной Африке, Китае в странах Океании, диктует
необходимость использовать в этих процессах более дешевые
местные руды или другие железосодержащие материалы.
2 б«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Типичные составы некоторых железных руд, применяемых в этих
процессах для производства ГЖ приведены в таблице 4 [7]:
Таблица 4. Химический состав железных руд, применяемых для
производства ГЖ во вращающихся трубчатых печах, %.
Компоненты	Страны и типы железорудных материалов.			
	Индия	Южная Африка	Новая Зеландия	Австралия
	Железные руды		Железистые пески	Ильменит
Fc	65,50	66,80	66,80	58,0	30,0 FeO	0,30	0,30	0.30	12,0	4,0 S	0,016	0.015	0,012	0,001	0 TiO,	-	-	0,1	8,0	61,0 П.П.п.	-	0,8	-	-	4,0				
3.2.2.	Требования к гранулометрическому составу и
прочности.
Требования к гранулометрии шихтовых материалов
вращающихся трубчатых печей менее жесткие по сравнению с
требованиями к материалам шахтных агрегатов. Причиной этого
является то, что во вращающихся трубчатых печах массе- и
теплообмен в значительно меньшей мере, чем в шахтных шрегатах,
зависят от газопроницаемости слоя материалов. Желательными
размерами материалов для вращающихся трубчатых печей являются:
Крупность:
оптимальная - 25 мм
максимальный размер - 50 мм
минимальный размер - 13 мм
Содержание, %:
фракции -13 мм < 40%
фракции -6 < 10 %.
Показатели барабанных испытании на прочность:
+ 6 мм > 80%, предпочтительнее > 95%,
-0,5 мм < 10%, предпочтительнее < 4 %.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 2 7
3.2.3.	Металлургические свойства сырьевых материалов
Ключевыми металлургическими свойствами сырьевых
материалов, используемых во вращающихся трубчатых печах
(SL/RN, DRC и другие) являются восстановимость и
разрушаемость во время восстановления. Материалы, сильно
разрушающиеся во время восстановления выделяют много пыли,
которая выносится из печей и требует затем специальной
обработки. С другой стороны, материалы, склонные к спеканию,
способствуют образованию кольцевых настылей на стенках печи.
Кроме того, образование крупных спеков, ухудшает качество
получаемого продукта из-за неоднородности по степени
восстановления.
3.3.	Процессы получения ГЖ во взвешенном слое и в печах с
вращающимся подом
3.3.1.	Требования к химическому составу сырьевых
материалов
ГЖ в некоторых из этих процессов производится с
использованием углей, содержание серы и золы в которых влияет
на качество получаемого продукта. В некоторых процессах
продукт подвергается магнитной сепарации, что позволяет
удалить, как пустую породу руды, так и золу угля, используемого
в качестве топлива. В части процессов, подобных IDI, Fastmelt,
Redsmelt и др., получаемое в них ГЖ переплавляется в чугун в
электропечах и это решает проблему удаления из металла, как
пустой породы и золы, так и серы угля. Продукт процесса Iron
Carbide также позволяет удалять более 2/3 пустой породы путем
магнитной сепарации. Эти особенности процесса отражаются в
требованиях к качеству применяемого железорудного сырья.
Химический состав лидирующих на мировом рынке железных
2 8 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
руд, применяемых в указанных процессах, приведен в таблице 5
[7]:
Таблица 5. Химический состав мелких железных руд, применяемых для
производства ГЖ, %
Компоненты	Страны и фирмы - поставщики				
	Бразилия		Канада	Венесуэла	Австралия
	CVRD	Samitri	QSM	FMO	DHP
Fc	67,0	66,66	66,20	65,55	67,60
SiOj	0,70	2,10	4,90»*	0,90	1,60
А1А	0,90	0,82	0,33	0,80	0,60
TiO2	-	0,03	0,18	-	0,10
Mn	0,20	037	0,03	-	0.03
P	0,040	0,047	0,015	0,070	0,040
S	-	-	0,005	0,05	0,005
П.п.п.	1.30	0,70	0,05	4.0	2,0
Влажность	7,0	-	3,2	3,0	3,0
•* для процесса IDIруда отбирается по условию < 2.0 % SiO2
Действующие или проектируемые процессы ориентируются
на следующие из перечисленных руд [7]:
Процессы
FINMET-1
FINMET-2
IDI
Circored
Qualitech Iron Carbide
Nucor Iron Carbide
Руда
мелочь руды DHP
руда FMO
концентрат QSM
калиброванная рудная мелочь CVRD
калиброванная рудная мелочь CVRD
руда Samitri
3.3.2.	Требования к гранулометрическому составу и
прочности
Процессы во взвешенном слое
Общие требования к гранулометрии материалов для этих
процессов сводятся к тому, чтобы частицы сырьевых материалов
были достаточно мелкими и располагались в узком диапазоне
размеров по крупности. Слишком мелкие материалы
ограничивают скорость потока газа и производительность
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 2 9
агрегатов, а слишком крупные требуют повышенных скоростей и
расхода газа. Обычно различие диаметров крупных и мелких
частиц не должно быть более, чем в 10 раз. Например для
процессов Iron Carbide и Circored используют руду крупностью
от 0,1 до 1,0 мм, а в процессе FINMET предпочтительными
размерами частиц являются от 0-8 мм, причем доля частиц
размером < 0,15 мм не должна превышать 18% от общей массы.
Процессы в печах с вращающимся подом
В печах с вращающимся подом используют сырые
рудоугольные окатыши или брикеты, получаемые из
тонкоизмельченных материалов крупностью частиц обычно - 200
меш. Влажность шихты и качество используемого связующего
при производстве таких окатышей и брикетов зависит от тракта
между агрегатами для получения окускованного материала
(грануляторы, брикет-прессы) и устройством для его загрузки на
под печи. Для производства окатышей в этих процессах
используют как тарельчатые, так и барабанные грануляторы [7].
3.3.3.	Металлургические свойства сырьевых материалов
Процессы во взвешенном слое
Главным металлургическим свойством материалов,
используемых в реакторах со взвешенным слоем, является
восстановимость. Склонность к спеканию частиц является крайне
нежелательной, из-за образования крупных конгломератов,
нарушающих процесс. Склонность к растрескиванию также
нежелательна. В каждом конкретном процессе используются
свои технологические приемы против спекания частиц.
В процессе Iron Carbide используют низкую температуру
восстановления.
3 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
В процессе Circoler применяют тонкоизмельченный
древесный уголь, который препятствует спеканию частиц.
В процессах Circored, Fior/FINMET используют
множество взвешенных слоев с селективными температурными
режимами в каждом из них.
Способность руды к разрушению и измельчению при
восстановлении в этих процессах также нежелательна, так как
она приводит к нарушению оптимального соотношения размеров
частиц во взвешенном слое и к выносу образующейся мелочи
потоком газа, т.е. к потере этой части руды. В связи с этим, для
каждого из указанных процессов подходящую руду подбирают
путем предварительных испытаний на восстановимость,
спекаемость и разрушаемость при восстановлении.
Лабораторные исследования кинетики восстановления руд
во взвешенном слое при температурах 550-850 °C показали, что
восстановимость руды увеличивается с уменьшением величины
зерен рудообразующего минерала. При всех температурах
восстановление водородом идет быстрее, чем СО [9].
Процессы в печах с вращающимся подом
Главным металлургическим свойством сырых окатышей,
используемых в этих процессах является восстановимость,
которая определяется тониной помола руды, ее пористостью, а
также количеством и видом углеродсодержащего материала в
окатышах. Количество углерода должно обеспечивать полное
восстановление и необходимое остаточное содержание углерода
в готовом продукте (2-4%).
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 3 1
3.4.	Процессы жидкофазного восстановления
3.4.1.	Требования к химическому составу сырьевых
материалов
Процессы жидкофазного восстановления менее
требовательны к содержанию некоторых элементов, которые,
например S, как и в доменной печи, удаляются в этих процессах
со шлаком. С экономической точки зрения большинство
процессов жидкофазного восстановления проектируются в
расчете на работу с сырьевыми материалами, подобными
доменным шихтовым материалам. Вместе с тем, к содержанию
ряда элементов требования в этих процессах такие же жесткие,
как и в процессах получения ГЖ. К этим элементам относятся: Р,
Си, Sn, Ni и As. Содержание элементов, которые частично
переходят в метал (Cr, Ti, V), также должно быть на
максимально низком уровне. A Na2O, К2О, Zn и РЬ создают в этих
процессах меньше проблем, чем в доменной печи, что и
определяет требования к их содержанию в сырьевых материалах.
Щелочи, а также цинк и свинец возгоняются в процессе
плавления и выносятся с газами, что требует их специальной
очистки. Процесс Согех также не является исключением в этом
отношении. Щелочи в этом процессе удаляются с отходящими
газами из плавильной печи-газификатора. Это позволяет
использовать в этом процессе руды неприемлемые для доменных
печей. Например, на действующем заводе Согех в Южной
Африке используются руды месторождений Sishen и Thabazimbi,
содержание К2О в которых составляет 0,13 и 0,09 %,
соответственно [7].
Другими исключениями являются процессы Hismelt,
РОМЕЛТ и DIOS, в которых Р частично переходит в шлаковую
фазу.
3 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
3.4.2.	Требования к гранулометрическому составу и прочности
Процесс Согех
Процесс Согех включает стадию предварительного
восстановления сырьевых материалов в шахтном реакторе, что
определяет требования к гранулометрии и прочности этих
материалов такими же как к материалам, применяемым в
шахтных реакторах Midrex и HyL. Фирма VAI, разработчик этого
процесса, предлагает использовать в нем материалы следующих
размеров:
Для кусковой руды допустимые пределы:
6-30 мм; предпочтительные пределы 8-20 мм;
Для окатышей допустимые пределы:
6-30 мм; предпочтительные пределы 8-16 мм;
Для материалов, используемых в процессе Согех вполне
приемлемыми показателями прочности являются показатели
барабанных испытаний, применяемых для материалов доменной
плавки или для материалов, используемых в шахтных реакторах
Midrex и HyL.
Одностадийные жидкофазные процессы: HiSmelt, CCF,
РОМЕ Л Т, Tecnored, Single DIOS
Гранулометрия и физические свойства сырьевых
материалов, применяемых в этих процессах, определяются
способом их транспортировки и подачи в реакционную ванну
(загрузка или вдувание). Что касается процесса Tecnored, в
котором используются сырые окатыши, то требования к
свойствам этих окатышей аналогичны требованиям к
материалам, применяемым в печах с вращающимся подом.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 3 3
3.4.3.	Требования к металлургическим свойствам сырьевых
материалов
Процесс Согех
Металлургические свойства окатышей или кусковой
железной руды, используемых в процессе Согех,
характеризуются упоминавшимся выше набором свойств:
восстановимость, разрушаемость при низкотемпературном
восстановлении, растрескивание, склонность к спеканию и т.п..
Фирма-разработчик процесса - VAI разработала методику
статического определения восстановимости (Othfresen Test),
которая применяется совместно с двумя стандартными (ISO)
методами испытаний: низкотемпературное разрушение и
восстановимость под нагрузкой. Результаты этих испытаний
помогают оценивать восстановимость, склонность к усадке,
склонность к спеканию, степень металлизации, содержание
углерода и горячую прочность материалов (гранулометрический
состав после восстановления и барабанных испытаний).
Одностадийные жидкофазные процессы: HiSmelt, CCF,
РОМЕЛТ, Tecnored, Single DIOS
Эти процессы находятся пока в стадии развития. С
фундаментальной точки зрения главным металлургическими
свойством сырьевых материалов для них является
восстановимость. Как уже упоминалось выше, для процесса
Tecnored важным свойством является прочность сырых
окатышей, которые в нем используются, и их восстановимость.
Обе характеристики в значительной мере зависят от крупности
шихты для производства окатышей, которая на 80 % должна быть
менее 200 меш.
3 4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
3.5.	Мировые мощности по производству окатышей и
железной руды для получения ГЖ.
Ежегодный технический отчет о производстве
железорудных материалов за 1999/2000 г. приводит следующие
данные о мировом производстве окатышей и кусковой железной
руды для получения ГЖ (таблицы 6,7 и 8) [7]:
Таблица 6. Мощности для производства товарных окатышей.
Страны н фирмы-производители		Объем производства, МЛН. TJTJ3
Бразилия;	CVRD	5,0
Швеция:	LKAB	7,5
Индия:	Kudremukh	1,0
	Mandovi	0,5
Венесуэла:	FMO	3,3
Бахрейн;	GIIC	4,0
Канада:	QSM	4,0
	IOC	2,5
Перу:	Hierro Peru	3,3
Прочие	-	9,4
Всего в мире:		40,5
Таблица 7. Мощности для производства окатышей для собственных
заводов ГЖ.
Страны и фирмы-производители		Объем производства, млн. Т./ГОД
Венесуэла:	Sidor	6.4
Мексика:	Pena Colorado	3,5
	Alzada	1,5
	Inmexsa	3,5
Иран:	Nisco	4,5
	Asco	5,0
Россия:	ОЭМК	2,4
Нигерия:	DSC	1.4
Всего в мире:		28.2
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 3 5
Таблица 8. Мощности для производства кусковой товарной руды.
Страны и фирмы-производители		Объем производства, млн. т./год
Бразилия:	Mutuca	2,5
	Ferteco	2,5
	Corumba	1.5
	Samitri	0.7
Венесуэла:	San Isidro	2.5
Южная Африка:	Sishen	2,5
Индия:	Bailidila	3.0
Всего в мире:		15,2
3.6.	Металлургические отходы как сырье для процессов
производства ГЖ или чугуна.
Требования к качественным характеристикам техногенных
сырьевых материалов (металлургических и других отходов),
применение которых находит свою нишу при производстве ГЖ
или чугуна в процессах жидкофазного восстановления,
практически не отличаются от изложенных выше требований к
природным сырьевым материалам. Это в первую очередь
относится к химическому составу этих материалов. Специфика
химсостава техногенных материалов (например повышенное
содержание Zn) вынуждает разрабатывать специальные
процессы, способные не допускать попадание этого металла в ГЖ
и улавливать удаляемый Zn. К таким процессам относятся, в
частности процесс Waelz (восстановление во вращающейся
трубчатой печи), а также процессы в печах с вращающимся
подом. В последнем случае техногенные сырьевые материалы
нуждаются в окусковании (окатыши или брикеты) и требования к
их качеству аналогичны требованиям к окускованным
природным материалам.
Одностадийные жидкофазные процессы (РОМЕЛТ,
HiSmelt, Single DIOS) способны перерабатывать техногенные
материалы без предварительной подготовки. Цинк в этих
процессах также удаляется с газом и в металл не переходит.
3 6 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
ТОПЛИВО И КИСЛОРОД
Основным топливом при производстве ГЖ, составляющего
более 90 % продукции бездоменной металлургии железа, является
природный газ. Его потребление находится в пределах от 10000 до
15000 МДж/т ГЖ [8] и зависит от типа процесса, его совершенства и
состава потребляемого природного газа. Отрицательное влияние на
технико-экономические показатели процессов производства ГЖ в
шахтных печах оказывает повышенное содержание в природном газе:
•	СО2 - уменьшает производительность реформера (содержание
может достигать до 7,6%);
•	N2 - снижает производительность реформера шахтного агрегата
(содержание может достигать до 11,3 %);
•	тяжелые углеводороды (этан, гексан), содержание которых
может достигать 15%, требуют принятия мер по
предотвращению их пиролиза и образования сажи;
•	S отравляет катализатор и во всех случаях природный газ перед
реформингом должен подвергаться десульфурации.
Уголь является основным топливом в процессах жидкофазного
восстановления, а также применяется при производстве ГЖ в печах с
вращающимся подом. Главные проблемы, связанные с применением
угля, относятся к охране окружающей среды от загрязнения оксидами
серы и летучими веществами угля. Главным потребителем угля в
процессах бездоменной металлургии в настоящее время является
процесс Согех. Практика работы и проведенные исследования выявили
область приемлемых для этого процесса углей по содержанию золы и
летучих веществ. Она ограничивается пределами:
•	по содержанию золы - не более 35 %;
•	по содержанию летучих веществ - не более 40 %.
Лучшие показатели процесса достигаются, когда содержание
золы и летучих веществ в угле не выходят за пределы 10 % [8].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 3 7
Крупность используемого угля также имеет значение. В
процессе Согех нижний предел крупности угля ограничивается
величиной 2 мм.
Потребление кислорода в процессах бездоменной металлургии
возрастает с развитием процессов жидкофазного восстановления, а
также с развитием новых технологий производства ГЖ в шахтных
печах, в частности в технологии с самореформингом природного газа,
разработанной в Мексике и реализованной на заводе 4М Hylsa в
Монтеррее (45 м3/т ГЖ). Однако самыми большими потребителями
кислорода являются процессы жидкофазного восстановления. Агрегат
Согех 2000 (производительность около 700000 г в год) потребляет
700000г кислорода в год (700 м3/т), что на 60 % больше, чем потребляет
кислородно-конвертерный цех производительностью 5млн.т. стали в
год [7]. Процесс РОМЕЛТ также относится к числу потребляющих
большое количество кислорода процессов (более 700 м3/т). Другие
одно- и многостадийные процессы жидкофазного восстановления
также не являются исключением в части высокого потребления
кислорода. Развитие процессов жидкофазного восстановления
потребует строительства очень мощных новых кислородных заводов,
отличающихся от существующих тем, что не требуется высокой
концентрации кислорода в продукте.
4. ПРОДУКЦИЯ ПРОЦЕССОВ БЕЗДОМЕННОЙ
МЕТАЛЛУРГИИ И ЭФФЕКТИВНОСТЬ ЕЕ ПРИМЕНЕНИЯ
Как известно основным продуктом бездоменной металлургии
железа является ГЖ. Вопрос о ценности и назначения этого продукта
обсуждается уже на протяжении более 20 лет и, видимо, это
обсуждение еще долго будет продолжаться. Представители
Технической ассоциации черной металлургии и фирмы Usinor
(Франция) путем компьютерного моделирования попытались оценить
энергетические, экономические и экологические аспекты применения в
металлургии ГЖ, карбида железа, твердого чугуна, скрапа и жидкого
3 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
чугуна [5]. Согласно их расчетам, сделанным при допущению!, что
применение ГЖ в электропечи вместо металлолома не оказывает
существенного влияния на параметры работы печи
(производительность, в первую очередь), ГЖ эффективно заменяет
металлолом в электропечах при соотношениях их стоимостей примерно
0,76-0,8.
Отрицательным эффектом применения ГЖ в электродуговой
печи является снижение производительности в связи с тем, что ГЖ
требует более высокого расхода электроэнергии на расплавление
металла. Однако подогрев шихты и применение газокислородных
горелок элиминирует это повышение. Второй отрицательный эффект
ГЖ связан с ограничением использования углеродсодержащих
материалов в связи с невозможностью обрабатывать большое
количество газов или из-за неконтролируемой вспениваемости шлаков,
вызываемой большими газовыделениями из ванны. Это делает
невозможным использование большого количества ГЖ в электропечах
без изменения технологии процесса.
Положительными факторами применения ГЖ является
отсутствие в нем цветных металлов и серы (это, правда, относится
также к низкосернистому доменному чугуну или к чугуну после
десульфурации), и существенное снижение при его применении
содержания азота в стали. По данным тех же авторов [5], при
увеличении содержания ГЖ в металлошихте электросталеплавильных
печей с 0 до 80% содержание азота в выплавляемой стали уменьшается
линейно с 60-80 ppm до 20-40 ppm.
Большим преимуществом производства ГЖ и его
использования д ля производства стали является минимизация выбросов
SO2 и NOX и парникового газа - СО2. По сравнению с интегрированным
заводом выброс СО2 на I т горячекатанного листа на мини-заводе с
производством ГЖ сокращается в 4 раза: 500 кг/т вместо 2000 кг/т [5].
Экономическая эффективность применения ГЖ при выплавке
стали в электропечах зависит от содержания в нем кремнезема и степени
металлизации. По данным компьютерного моделирования (для процес-
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 3 9
сов Midrex и HYL). а также по практическим данным завода HSW
(Hamburger Stahlwerke Ispat) изменение себестоимости стали на каждый 1 %
SiO2 и на каждый 1 % степени металлизации в ГЖ составляет ($/г ГЖ) [7]:
+ 1%5Ю2вГЖ
Midrex + 3,0
1IYL»,55
HSW L 5,91
+ 1% степени металлизации в ГЖ
- (1,5-2,0) в зависимости от стоимости
электроэнергии
-2,78
-3,2
В расчетах для ГЖ процесса HYL учитывалось влияние
кремнезема в ГЖ на производительность электропечи, которое выразилось
цифрой 5,61 $/г ГЖ Остальные д анные получены без такого учета [7].
ГЖ в кислородно-конвертерном производстве может успешно
применяться в качестве охлаждающей добавки вместо железной руды. По
д анным компьютерного моделирования 1 т ГЖ заменяет для этой цели 265
кг железной руды и производительность конвертера при этом
увеличивается на 665 кг [5].
ГЖ рассматривается и как компонент для доменной шихты.
Эффективность применения ГЖ (степень металлизации 93 %, содержание
С - 2,5%) в доменной печи (по результатам компьютерного моделирования)
хорошо демонстрирует таблица 9 [5].
Таблица 9. Показатели доменной плавки при использовании в
шихте ГЖ.
Показатели плавки	Базовый вариант	Плавка с ГЖ в шихте
Расход ГЖ, кг/т Расход кокса:	0	100
кг/т	320	298
т/сутки Расход ПУТ:	2240	2240
кг/т	165	154
т /сутки	1155	1162
Расход дутья, м3/час	250000	250000
Расход кислорода, м3/час	15722	16642
Выход колошникового газа, м’/час Температура	435272	435272
колошникового газа, “С	136	106
Производительность, т /сутки	7000	7529
4 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Как видно, применение ГЖ в доменной плавке в
рассмотренных условиях позволило достичь сокращения
расхода кокса на 7% и увеличения производительности печи
на 8% при неизменном суточном расходе кокса, некотором
увеличении расхода вдуваемого угля и существенном
увеличении расхода кислорода (почти на 6 % в час.).
Уместно отметить, что применение ГЖ довольно широко
применяется в практике доменного производства США в
случаях необходимости быстрого увеличения производства
чугуна. Например, применение такого же количества ГЖ
(металлизованные брикеты) в доменной печи N6 фирмы LTV
при одновременном увеличении концентрации кислорода в
дутье (в связи с увеличением расхода природного газа и
прекращении вдувания мазута) привело к еще большему
сокращению расхода кокса и повышению
производительности печи, что видно из таблицы 10 [10].
Таблица Ю.Показатели работы доменной печи №6 фирмы LTV.
Показатели работы печи	Периоды работы в 1999 г.	
	Май	Сентябрь
Удельная производительность печи, т/м3 рабочего	2,5	2.9
объема в сутки		
Удельный расход кокса, кг/т	384	352
Расход коксового орешка, кг/т	29	20
Расход природного газа, кг/т	48	98
Расход мазута, кг/т	44	0
Расход ГЖ (брикеты), кг/т	0	86
Расход дутья, м3/мин	3257	3115
Содержание кислорода в дутье, %	25.3	28,1
Температура дутья, “С	980	981
Теоретическая температура горения, “С	1980	1869
Увеличение производительности печи, %	0	16
Сокращение расхода кокса (включая орешек), %	0	10
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 4 1
Применение значительных количеств (более 100 кг/т)
ГЖ наряду с оборотным скрапом позволяет американским
доменщикам при необходимости быстрого наращивания
выплавки чугуна достигать значений удельной (т/м2 площади
горна в сутки) производительности доменных печей, почти
вдвое превышающих средние для большинства интенсивно
работающих доменных печей мира значения этой величины
(60-70 т./м2 в сутки) [11]:
• 93,37 на печи N 3 фирмы АК Steel в Мидлтауне при
расходе ГЖ 163 кг/т и оборотного скрапа - 83 кг/т;
♦ 105,4 на доменной печи фирмы Willing Pitsbourgs Steel
Corporation при расходе ГЖ 112 кг/т , скрапа - 46 кг/т т
оборотного железосодержащего материала - 72 кг/т.
5. СОСТОЯНИЕ ПРОЦЕССОВ ПРОИЗВОДСТВА
ГУБЧАТОГО ЖЕЛЕЗА
Процессы получения ГЖ существуют уже несколько
десятилетий. Доминируют среди них процессы Midrex и
HYL, использующие в качестве сырья окатыши и/или
кусковую руду. Однако в последнем десятилетии все более
значимое положение занимают процессы получения
восстановленного железа во взвешенном слое,
использующие мелкодисперсный железорудный материал.
Получение из восстановленной мелочи горячих брикетов
делает этот процесс конкурентоспособным из-за отсутствия
затрат на окомкование руды и улучшения свойств горячих
брикетов по сравнению с окатышами (с точки зрения
возможности перевозки). Основные коммерческие процессы
производства ГЖ представлены в таблице 11 [1,4].
4 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Таблица 11.Мировое производство губчатого железа различными процессами
Процесс	Производство, млн.т.		Установленные
	1998 г., fl]/|4]	2000 г., |1]	
	Процессы в шахтных реакторах.		Природный газ.
Midrex	24,16/25	 29,45	29,06 [1];30 [4]
HYL 1 и HYL Ш	8,3/9	9,39	16,32 [1]; 12(4]
KINGLORMETOR	0,04/н.д.	0,04	0,04 [1]. Италия.
MJROFER	0,05/ нд.	0,11	0,33 [1] Иран.
GHAEM	0,15/ нл.	0.06	0,6 (1 ] Иран.
ZAMZAM	н.д.	Н.Д.	0,6(1] Иран.
	Процессы в кипящем слое.		Природный газ.
FIOR	0,39/0.33	0,27	Н.д.
FTNMET	0/0	0.69	4.4(1]: более 2,5 (4]
[гоп Carbide	0,12/0,1	0	0,96(1]
Circored	0/0	0	0.5(1]
	Процессы в печах с вращающимся подом.		Уголь.
FASTMET	н.д./О	нд-	0,19(4]
INMETCO	н.дУО.Об	н.д.	Переработка отходов.
COMET	нщ70	ЯЛ.	НЛ.
DRylron	Н.Д./0	Н.Д.	0.2 [4]
PRIMUS	н.д./0	нл.	Пилотная установка
[Tmk3	0	0	Пилотная установка, 0,4 т/час
	Процессы во вращающихся трубчатых печах.		Уголь.
SL/RN	1,25/1,3	1.19	1.7Щ
Jindal	0.51/н.д.	0,59	0,88 [1]
DRC	0,40/ н.д.	0,40	0,63 (I]
CODIR	0,16/ Н.Д.	ОДО	0,52(1]
SUL	0,26/ нл.	0,29	0,33(1]
OSIL	ОД 1/н.д.	0,22	0,25(1]
T1SCO	0,14/ нл.	0.21	0,24(1]
DAV	0.04/нл.	0,04	0.04(1]
Все процессы в ВТП	2.97/ н.д.	3,14	4,59(1]
5.1.	Процессы в шахтных реакторах
5.1.1.	Процесс Midrex
Разработанный в 1966 году фирмой Midland-Ross
Corporation процесс Midrex в настоящее время используется
в 18 странах, где работают 49 агрегатов [6]. Эволюция
процесса идет по пути повышения производительности и
снижения стоимости продукции. Выделяют 6 следующих
этапов развития технологии Midrex, существенно
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 4 3
отличающихся технологическими параметрами и технико-
экономическими показателями работы агрегатов [6]:
1-й этап: Оригинальная технология. Шихта 100 %
окатышей, низкая температура восстановительного газа (780
оС), 1970-е годы.
2-й этап: Использование в шихте кусковой железной
руды, 1980-е годы.
3-й этап: Применение технологии опудривания
шихтовых материалов - 1990-е годы.
4-й этап: Технология вдувания кислорода в горячий
восстановительный газ - конец 1990-х годов.
5-й этап: применение технологии OXY+ - 2000 г.
6-й этап: комбинированная технология, включающая
вдувание кислорода и технологию OXY+ - перспектива.
Технология OXY+ обеспечивает генерацию
восстановительного газа путем частичного окисления
природного газа кислородом (в соотношении 0,5 от
стехиометрического) в горелке, установленной в
трубопроводе восстановительного газа сразу после
реформера. Это дает дополнительный восстановительный
газ, позволяет контролировать его состав и температуру и
снижает капитальные затраты.
Совместное применение вдувания кислорода и
технологии OXY+ позволяет оптимизировать
производительность за счет максимальной температуры газа
и оптимального его состава.
4 4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Схема шахтного реактора Midrex представлена на рис.8
[12]-
Рис.8. Схема шахтного реактора Midrex:
1- загрузочный бункер; 2 - верхний динамический затвор;
3 - распределитель окисленных окатышей; 4 - выход колошникового газа; 5 - зона
восстановления; б - коллектор восстановительного газа; 7 - верхний постоянно
действующий питатель; 8 - выход охлаждающего газа; 9,10- средний и нижний
постоянно действующие питатели;
II - нижний динамический затвор; 12-устройство для выгрузки металлизованных
окатышей; 13 - вход восстановительного газа;
14 - зона охлаждения; 15 - вход охлаждающего газа; 16 - распределитель
охлаждающего газа.
На рис. 9 представлены упрощенные схемы подачи
восстановительного газа в шахтный реактор Midrex, относящиеся
к перечисленным выше этапам развития технологии [6].
Изменение технико-экономических показателей процесса в
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 4 5
указанных этапах развития технологии относительно 1-го
базового этапа представлено в таблице 12 [6].
Рис. 9. Упрощенные технологические схемы процесса Midrex в различные этапы его
развития:
A,B,C,D,E - этапы развития технологии, соответственно: 1,3,4,5,6; 1 - реформер;
2 - природный газ; 3 - горячий восстановительный газ; 4 - кислород; 5- шахтный
восстановительный реактор; 6 - технология OXY+.
4 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Таблица 12. Изменение технико-экономических показателей процесса Midrex
по этапам развития технологии относительно базового варианта 1.
Этапы	Производи- тельность	Стоимость энергоноси- телей^).	Расходы		
			Кисло- рода (“)	Природ- ного газа	Электро- энергии
1.	1.0	1.0	0,0	1,0	1,о
2.	1,13	0,957	0.0	0,976	0,885
3.	1.241	0,927	о.о	0,960	0,806
4.	1,368	0,960	0,425	0,969	0,731
5.	1,455	0,997	0,733	0,990	0,687
6.	1,504	1,015	1,00	0,985	0,665
Примечания:
(*)	- стоимость энергоносителей в базовом варианте: кислород - 423/т: природный газ
1.83/1,056 МДж: электроэнергия 0,043/кВт.час
(**	) - расход кислорода в вариантах 4 и 5 отнесен к его расходу в варианте 6.
В таблице 13 приведены конкретные технико-
экономические показатели процесса Midrex в рассмотренные
выше этапы развития технологии [6].
Таблица 13. Эволюция технико-экономических показателей процесса
Midrex
Эта- пы	Технико-экономические показатели работы							
	% пт	ТВГ	ТШР	Производи- тельность	VO2	vnr	Расход электро- энергии	Стоимость энергоноси- телей.
1	4,5	780	789	88,8	0.0	268,6	135	19,65
2.	3,5	850	814	100,3	0,0	262,3	120	19,19
3.	3,5	918	834	110,2	0.0	257,9	109	18,87
4.	4,5	1050	860	121,5	17.5	260,3	99	20,10
5.	3,0	961	857	129.2	30.2	265.8	93	21,28
6.	3,0	1050	898	133,6	41,2	264,6	90	21,83
Примечания:
% ПГ - % природного газа вдуваемого в восстановительный газ перед вводом его в
реактор:
ТВГ- температура восстановительного газа на входе в реактор. °C;
ТШР - температура шихтовых материалов в реакторе, °C:
Производительность - производительность завода Midrex, т/час;
VO2 - расход потребляемого в процессе кислорода. нм3/т;
УПГ - расход потребляемого в процессе природного газа, нм3/т;
Расход электроэнергии - расход потребляемой электроэнергии, кВт.час/т;
Стоимость энергоносителей - стоимость природного газа и кислорода при их ценах:
ПГ-1,8 3/1,056 МДж, кислород - 42 3/т.
Повышение производительности шахтных реакторов
Midrex, как видно из приведенных данных, достигается за счет
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 4 7
повышения температуры вдуваемого в реактор
восстановительного газа. Способствует этому предотвращение
спекания окатышей за счет частичной замены их кусковой рудой,
а главным образом, за счет накатывания на них порошка СаО и
MgO, как при производстве окатышей, так и перед загрузкой их в
реактор металлизации. Применение кислорода, вдуваемого в
восстановительный газ совместно с природным газом также
способствует увеличению температуры и оптимизации состава
восстановительного газа. На это же нацелена технология OXY+.
На одном из последних модулей Midrex на заводе
IMEXSA (Ispat Mexicana) производительностью 1,2 млн.т/год
(диаметр шахтного восстановительного реактора 6,65 м),
пущенном в эксплуатацию в августе 1997 года, при
использовании новейших технологических разработок
достигнуты рекордные значения производительности (220 т/час
при степени металлизации ГЖ 94,2 % и содержании С в нем 2,2
%), удельного расхода природного газа (2,2 Гкал/т) и
электроэнергии 85-90 кВт*час/т. Помимо нанесения оксидов
кальция и магния на окатыши и вдувания кислорода, на этом
модуле применена новая система вдувания восстановительного
газа через два ряда фурм, обеспечивающая более равномерное
распределение газа и его более высокий расход без локального
взвешивания слоя окатышей. Кроме того, на этом модуле
применяется вдувание подогретого природного газа в
переходную зону (между зонами восстановления и охлаждения),
что улучшает использование тепла и газа в реакторе [13].
Новой разработкой в технологии Midrex является, также,
система Midrex Hotlink, нацеленная на энергосбережение в
масштабе комплекса "Производство ГЖ - выплавка электростали
из ГЖ". Эта система позволяет не охлаждать получаемые в
реакторе Midrex металлизованные окатыши и загружать их в
электропечь горячими. Учитывая периодичность работы
электропечи и непрерывность работы реактора Midrex, система
4 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
предусматривает три возможные потока готовой продукции
(рис. 10) [6]:
•	загрузка в электропечь ГЖ без его охлаждения после
выгрузки из реактора;
•	охлаждение ГЖ и выгрузка холодного ГЖ на склад;
•	использование в электропечи холодного ГЖ со склада.
£
Бунир
окисленного
ГЖдля
_____ повторного
Нвфввв
ДСП

Рис. 10. Технологическая схема Midrex Hotlink:
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 4 9
Концепция системы Hotlink предусматривает
расположение восстановительного реактора Midrex в
непосредственной близости и выше стены электро-
сталеплавильного цеха, что дает возможность осуществлять
разгрузку реактора и загрузку электропечи по трубам, используя
силу тяжести металлизованных окатышей. Подобный принцип
был использован на всех заводах Midrex, производящих брикеты
из горячих металлизованных окатышей, которые поступают на
брикетирующие машины с температурой 700 °C. Система Hotlink
также предполагает использовать ГЖ с температурой 700 °C. При
степени металлизации ГЖ 95 % это снизит расход
электроэнергии при выплавке электростали на 120-140 кВт.час/т
стали. Систему Hotlink планируется реализовать при
строительстве двух новых заводов Midrex по новым контрактам [6].
Типичный состав ГЖ, производимого по технологии
Midrex фирмой Ispat International R. and D. (США) [14] и фирмой
ANSDK (Египет) [15] приведен в таблице 14.
Таблица 14. Качество ГЖ, получаемого на заводах Midrex фирм Ispat и
ANSDK
Показатели качества	Фирмы		
	Ispat	ANSDK	
		Типичный	Гарантия
Степень металлизации, %	94-96	>92,0	91,5
Общее содержание Fe, %	92-94	>92,0	92,0
Содержание металлическою Fe, %	87-90	>85,0	84,2
Содержание (%):			
С	1,8-2,5	1,5	1,3
S	>0.003	0,003	<0,01
Р	0,04-0,05	0,035	<0,05
Пустая порода	3,0-4,5	3,7	<4,95
Мелочь (< Змм)	2,0-4,0	<3,0	<5,0
V	0,0004	Н.Д.	н.д.
Сг	0,0006	Н.Д.	Н.Д.
Nb	0,0020	нд.	Н.Д.
Мо	0,0008	Н.Д.	Н.Д.
Sn	0,0009	Н.Д.	Н.Д.
Си	0.008	н.д.	Н.Д.
5 0 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
5.1.2.	Процесс HYL
Разработанный мексиканскими фирмами процесс HYL
был впервые реализован в 1957 году как процесс в стационарном
слое с использованием принципа противоточного тепло- и
массообмена (HYL-1), реализуемого путем последовательной
продувки находящихся в 3-х стационарных ретортах
железорудных материалов (окатышей или кусковой богатой
железной руды) горячим (980-1240 °C) восстановительным газом,
получаемым путем паровой конверсии природного газа. 4-я
реторта в это время используется для разгрузки готового
продукта и последующей загрузки железорудного сырья. При
расходе природного газа 457-470 м3/т и электроэнергии 6-10
кВт.час/т получали ГЖ со степенью металлизации 84-88 % [12].
Современный вариант процесса HYL-LII реализуется в
противоточном шахтном реакторе (рис. И), аналогичном
реактору Midrex. Концептуальная технологическая схема
процесса (рис. 12.) предусматривает использование
восстановительного газа с повышенным содержание водорода
(70-87%), высокого избыточного давления в реакторе (более 550
кПа) и высокой температуры в зоне восстановления (более 920
°C) [16]. Типичной шихтой для процесса HYL-III является смесь
окатышей (70%) и кусковой железной руды (30 %). Расход
железорудных материалов на 1 т ГЖ со степенью металлизации
94% и содержание С 2,2% составляет 1,45 т.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»5 I
*ЛС
Рис. 11. Схема процессов в шахтном реакторе HYL-I11:
1 - холодное или горячее ГЖ, (Fe мет. + Fe,C); 2 - температура > 920 °C; 3 - давление
>5.5 ати; 4 - восстановительный газ; j - колошниковый газ: 6 - железная pvda;
7 - восстановление; 8 - науглероживание.
Рис. 12. Схема модуля Hylsa 4М:
Типичные пределы по химическому составу (%)
железорудных материалов, используемых на заводах в процессе
HYL характеризуются следующими цифрами [16]:
Fe общее	65-69 %;
Пустая порода	1,4-7,0 %;
Р	0,01-0,1;
S	0,001-0,05;
(SiOj+AljOj)	1,140;
5 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
(CaO+MgO)	0,1-3,0 %;
(Na2CHK2O)	0,05-0,2;
CaO/SiO,	0,02-1,5.
Химический состав наиболее часто используемых
железных руд и окатышей приведен в таблице 15 [16].
Таблица 15. Химический состав железорудных материалов, используемых
в HYL процессе.
Компоненты	Окатыши, %		Железные руды, %	
	А	В	А	в
Feo6iu	68,0	67,80	68,10	67,50
FeO	0,10	0.60	1.61	1.15
CaO	0,70	0,52	0,44	0,50
MgO	0,30	0.57	0,10	0,50
SiO2	1.08	1.56	0,47	1,00
AljO}	9,60	0,34	1.24	1,00
S	0,003	0,005	0.002	0,007
P	0,018	0,023	0,030	0.030
Прочие	0,09	0,12	0,030	0,09
П.П.П	-	-	0,50	0,50
Пустая порода	2,79	3.13	2,82	3,62
На заводах HYL применяются окатыши и железные руды,
производимые следующими фирмами (табл. 16):
Таблица 16. Окатыши и железные руды, используемые на заводах HYL.
Окатыши		Руда	
Фирма	Страна	Фирма	Страна
GILL	Бахрейн	Feijao	Бразилия
CVRD	Бразилия	Ferteco	Бразилия
Samarco	Бразилия	MBR-LORD	Бразилия
CMP	Чили	MCR-Corumba	Бразилия
Essar	Индия	Mutuca	Бразилия
K1OCL	Индия	SARD-SAMITRI	Бразилия
Mandovi	Индия	Bailadda	Индия
Alzada	Мексика	G.G Brothers	Индия
IMEXSA	Мексика	Mineral Sales	Индия
P Colorada	Мексика	NMDC	Индия
Sicartsa	Мексика	P, Parties	Индия
Hierro Peru	Перу	Belitung	Индонезия
Леб. ГОК	Россия	Aquila	Мексика
LKAB	Швеция	Sishen	Южная Африка
SIDOR	Венесуэла	ElPao	Венесуэла
Corrego	Бразилия		
Esperanca	^^шилия		
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 5 3
Себестоимость получаемого ГЖ зависит в основном от
стоимости приобретаемых окатышей или кусковой железной
руды, что видно из таблицы 17, в которой приведены результаты
расчета себестоимости ГЖ при различных вариантах
используемой железорудной шихты, стоимость которой
учитывалась по международным ценам [16].
Таблица 17. Себестоимость ($ США) ГЖ HYL процесса из различных шихт:
А -100 % окатышей; В - 70% окатышей+30% руды; С -100% руды.
Статьи расхода	А			в			С		
	Рас- ход	Це- на	Стои- мость	Рас- ход	Цена	Стои- мость	Рас- ход	Це- на	Стои- мость
Окатыши, т	1.42	42,0	59,64	1,02	42,0	42,84	-	-	-
Руда, т	-	-	-	0,43	37.0	15,91	1.5	18,0	27,0
Природный газ, Гкал	2.4	8,75	21,0	2,4	8,75	21,0	2,5	8,75	21,88
Электричество, кВт.ч	70,0	0,03	2,10	70,0	0,03	2,10	80	0.03	2,4
Вода, м1	1,5	0,20	0,30	1,5	0.20	0,30	1.6	0,2	0,32
Прочие расходы Себестоимость, $/т	-	•	7,00 90,04	-	-	7,00 89,15	-	-	8.0 63,10
В варианте С используется дешевая железная руда, при
восстановлении которой образуется много мелочи, что требует
обязательного брикетирования получаемого продукта и
увеличивает величину эксплуатационных затрат. В случае
производства окатышей и ГЖ из них на одном и том же
предприятии себестоимость ГЖ снижается до уровня 71,58
$США/т [16].
Качественные характеристики ГЖ процесса HYL
варьируют в следующих пределах (%):
Степень металлизации	92,0-95,0
Содержание углерода	1,1- 5,0
Содержание Fe общ.	84,0-95,0
Содержание Fe мет.	80,0-90,0
Пустая порода	1,90-9,0
Содержание Р	0,013-0,14
Содержание S	0,001-0,07
5 4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Процесс позволяет получать при необходимости
содержание С в ГЖ до 5%. В этом случае до 90% его находится в
продукте в виде карбида.
Для предотвращения спекания кусков руды в процессе их
металлизации используют опрыскивание загружаемой руды
цементно-водяной суспензией с расходом цемента (или
альтернативного материала) 4-6 кг/т руды.
Один из самых мощных заводов HYL - IMEXSA HYL
имеет 4 шахтных реактора и два реформера. При номинальной
мощности 2 млн. т ГЖ в год завод производит 2,2-2,3 млн.т/год [16].
Значительное повышение экономической эффективности
производства ГЖ в шахтных реакторах HYL достигается за счет
новой технологии получения восстановительного газа, а именно -
процесса самореформинга природного газа разработанного
фирмой Ну1 с участием фирмы Sidor/Danieli (прежний процесс
Агех). Первый промышленный агрегат HYL без реформера был
пущен в апреле 1998 года в Монзеррее (Мексика) на заводе Hylsa
4М. Первоначальная годовая мощность реактора 675 000 т ГЖ в
год может быть увеличена до 1,5 млн. т/год. Кроме процесса
самореформинга на этом заводе реализована
высокотемпературная пневматическая транспортная система
(Hytemp Pneumatic Transprt System) для подачи горячего
науглероженного ГЖ непосредственно из реактора HYL в
расположенную рядом электросталеплавильную печь.
Модуль HYL на заводе Hylsa 4М включает
восстановительный реактор и контур восстановления.
Восстановительный реактор является типовым реактором HYL с
разгрузкой горячего ГЖ и включает две зоны. Верхняя
восстановительная зона имеет форму цилиндра. Здесь
осуществляется процесс восстановления оксидов железа, и идут
реакции реформинга природного газа. Нижняя коническая зона
снабжена роторным разгрузочным клапаном, регулирующим
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 5 5
скорость потока твердых материалов внутри реактора. Контур
восстановления включает все необходимое оборудование для
обработки и кондиционирования технологического газа.
Технологическая схема модуля HYL представлена на рис. 12 [17].
Стартовой позицией в контуре восстановления является подача
подпитывающего потока природного газа в поток
рециркулирующего газа. Смесь этих газов увлажняется паром до
необходимого уровня, который регулирует содержание углерода
в ГЖ. Затем увлажненная смесь газов подогревается в
рекуператоре, а затем нагревается в газонагревателе до
температуры более 900 °C. В газопровод, подающий нагретый газ
в реактор, вдувается кислород для частичного окисления
природного газа и нагрева газовой смеси до температуры 1020
оС, с которой он поступает в нижнюю часть восстановительного
реактора. Газовая смесь, поступающая сюда, содержит около 30 %
СН4 и контролируемое содержание СО2 и Н2О. В этой части
реактора идут процессы самореформинга природного газа,
окончательного восстановления железорудных материалов до ГЖ
и науглероживания ГЖ. Свежевосстановленное ГЖ в этой зоне
играет роль катализатора для реакций реформирования
природного газа. Образующиеся в процессе восстановления FeO
до Fe окислители (СО2 и Н2) используются в процессе
реформинга природного газа, генерируя СО и Н2, которые снова
используются в реакциях восстановления. Процесс
науглероживания ГЖ не снижает его каталитических свойств.
Регулируя содержание окислителей (СО2 и Н2О) в газах на входе
в реактор, можно легко контролировать содержание углерода в
ГЖ. Колошниковый газ из реактора охлаждается в рекуператоре,
а затем очищается в скруббере, где одновременно из газа
удаляется часть водяных паров. Часть газа после очистки
удаляется из контура восстановления для контроля давления в
реакторе. Оставшийся газ очищается от СО2 процессом коротко-
5 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
цикловой адсорбции и подается на смешивание с природным
газом [17].
На выходе из восстановительного реактора через
роторный разгрузочный клапан металлизованные окатыши
самотеком за счет силы тяжести могут направляться по трем
направлениям: в накопительный пробоотборный бункер, к
устройству пневмотранспорта ГЖ до внешней системы
охлаждения и к устройству пневмотранспорта ГЖ в
электросталеплавильную печь. В шахтный охладительный
агрегат системы охлаждения металлизованные окатыши
подаются по трубопроводу (пневмотранспортом). Охлаждение
окатышей производится газом в противотоке (рис. 13).
Рис. 13. Внешняя система охлаждения модуля Hylsa 4М:
1 - холодное ГЖ; 2 - горячее ГЖ; 3 - система пневмотранспорта; 4 - охладитель;
5 - компрессор; 6 - оросительное сужающее устройство; 7 - скруббер; 8 - тушильная
башня; 9 - газ к системе пневмотранспорта.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 3 7
Для электросталеплавильной печи горячие металлизованные
окатыши по трубопроводу транспортирующим газом подаются в
загрузочный бункер, расположенный над электропечью.
Транспортирующий газ очищается в скруббере и направляется в
газонагреватель для нагрева до температуры 600 °C посте чего он снова
используется для транспортировки горячих металлизованных окатышей
к ДСП.
В течение первого года работы производительность завода Hylsa
4М составила более 400000 т. В 1999 году производительность составила
702600 т/год при средней степени металлизации ГЖ 94 % и среднем
содержании углерода в нем 4,03 %. Процесс самореформинга позволяет
легко контролировать содержание углерода в ГЖ в пределах от 2,2 до 5,5
%. По опыту работы заводов фирмы HYLSA 1 кг углерода в ГЖ
экономит 2,5 кВт часа электроэнергии в электроплавке. Эго означает, что
увеличение содержания углерода в ГЖ на 2% (абс.) привод ит к экономии
50 кВт часов электроэнергии. Величина экономии зависит от того, в
каком виде присутствует углерод в ГЖ Максимальная экономия
достигается в случае, когда углерод находится в ГЖ в виде карбида
(FejC), так как часть сажистого углерода в ГЖ в процессе плавления
может окисляться. С ростом содержания углерода в ГЖ с 2 до 6,0 % доля
углерода в виде карбида в ГЖ уменьшается с 96 - 98 % до 78 - 85 %.
Повышение содержания углерода в ГЖ повышает его стоимость еще и в
связи с тем, что углерод ГЖ является абсолютно чистым и не содержит
ни летучих веществ ни золы, содержание которых снижает цену
углеродсодержащих материалов, используемых в элсктроплавке.
Эффективность использования энергии на заводе Hylsa 4М
иллюстрируется диаграммой на рис. 14. При общем расходе энергии 2,2
Гкал/т ГЖ полезно расходуется 1,91 Гкал/т, т.е. эффективность
использования энергии в процесс составляет 87 %, что намного
превышает эффективность использования энергии в большинстве
процессов производства ГЖ, используемых в мире, где она составляет
только около 70 %. Высокая эффективность использования энергии в
5 8 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
процессе HYL на этом заводе достигается за счет минимизации расхода
газа на сжигание (0,7 Г кая/т ГЖ, при 1,2- 1,5 Гкал/т в других процессах),
за счет высокой химической энергии ГЖ (высокое содержание углерода
и высокая степень металлизации ГЖ), а также за счет высокого
теплосодержания ГЖ [17].
Рис. 14. Баланс энергии на заводе Hylsa 4М (Гкал/т ГЖ):
1 - общий расход природного газа - 2,198: 2 - расход природного газа на процессы -
1.97; 3 - расход природного газа как топлива в газонагревателе - 0,228; 4 - процесс
получения ГЖ в реакторе; 5 - испарение - 0,2; 6 - дымовые газы - 0,067;
7 - теплосодержание ГЖ -0,096; 8 - энергия, затраченная на получение ГЖ -1,815,
9 - отходящие газы, используемые в качестве топлива в газонагревателе - 0,228.
Применение технологии самореформинга в процессе HYL
приводит к увеличению расхода кислорода на 50 мУг ГЖ, но сокращает
расход природного газа на 5-10 %. Кроме того, капитальные затраты на
строительство модуля сокращаются на 5-10 % [4].
5.1.3.	Процесс KINGLOR METOR
В отличие от получивших наибольшее распространение и
занявших доминирующую позицию в производстве ГЖ процессов
Midrex и HYL, в которых в качестве исходного топлива
используется природный газ, в процессе KINGLOR METOR в
качестве топлива применяется уголь, хотя процесс реализуется в
шахтном реакторе. Процесс является некоторым развитием
тигельных процессов производства ГЖ, в отличие от которых слой
смеси железорудных материалов и угля в процессе KINGLOR
METOR является движущимся. Процесс разработан в Италии в 70-х
годах и установка производительностью 40000 т/г ГЖ работает на
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 5 9
заводе в Мьянмере до настоящего времени [18]. Принципиальным
отличием процесса, ограничивающим диаметр шахтного реактора
и, следовательно, производительность процесса, является внешний
подвод тепла в реактор (рис. 15). В процессе применяется богатая
кусковая руда и фракционированный кусковый уголь. Применение
магнитной сепарации на заключительной стадии технологического
процесса позволяет получать чистое ГЖ, свободное от золы и,
частично, от пустой породы руды.
1	2
3	4
Рис. 15. Технологическая схема процесса и установки KINGLOR METOR:
1 - мелочь ГЖ; 2 - немагнитная часть; 3 - ГЖ; 4 - рециркулирующий уголь; 5 - отсос
пыли; 6 - система охлаждения; 7 - зоны нагрева; 8 - печь; 9 - дымовая труба;
10 - смесь шихтовых материалов: 11 - загрузка шихты; 12 - руда;
13 • восстановитель; 14 - рециркулируемый уголь; 15 - подготовка смеси шихтовых
материалов; 16 - разгрузка; 17 - грохочение; 18 - магнитная сепарация.
6 0 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
5.1.4.	Процесс Purofer
Процесс Purofer разработан в Германии и отрабатывался на
опытной установке производительностью 500 т/сутки в Оберхаузене,
пущенной в строй в январе 1970 года. В январе 1978 года был введен в
строй первый промышленный модуль для получения ГЖ по способу
Purofer в Иране производительностью 1000 т/сугки, работающий на
привозных шведских окатышах. Технологическая схема процесса
Purofer, реализованная в Иране (г.Аваз), включает (рис. 16) шахтный
восстановительный реактор прямоугольного сечения (в
горизонтальной плоскости) и два горизонтально расположенных
реформера регенеративного типа для получения восстановительного
газа из природного или из коксового газа (применялся на установке в
Оберхаузене) [19]. Реформеры находятся с двух сторон
восстановительного реактора и работают поочередно в режиме нагрева
и реформирования. В качестве окислительного реагента при
реформировании природного газа в процессе Purofer используется
отходящий (колошникоьый) из восстановительного реактора газ. В
каждом реформере имеется две камеры с расположенными между
ними нагревательными горелками. В первой камере идет процесс
реформирования природного газа при температуре 1250-1400 °C
(паровая и углекислотная конверсия природного газа). Во второй
(теплообменной) камере реформера полученный восстановительный
газ охлаждается до рабочей температуры (950 °C), с которой он
поступает в восстановительный реактор. Избыточное тепло
восстановительного газа в теплообменной камере передается воздуху
горения, который нагревается до 1000 °C [20]. Восстановительный газ
поступает в реактор через две камеры, расположенные по длинным
сторонам реактора у его основания. В эти же камеры из реактора
выталкивается ГЖ с помощью двух скользящих по лещади реактора
шагающих балок. Восстановительный реактор работает под давлением
и его загрузка шихтовыми материалами и выгрузка ГЖ из реактора
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 6 1
осуществляется через шлюзовые устройства, аналогичные
двухконусному загрузочному устройству.
Рис. 16. Схема процесса Пурофер, работающего с применением природного или
коксового газа:
1 - природный или коксовый газ; 2 - компрессор для оборотного газа; 3 - воздух
горения; 4 - колошниковый газ; 5 - скруббер; б - реформер; 7 - шахтный реактор;
8 - емкость для горячего ГЖ; 9 - восстановительный газ; 10 - кусковая руда
(окатыши).
Особенностью процесса Purofer является отсутствие в шахтном
реакторе зоны охлаждения и выдача из реактора горячего ГЖ. На
промышленной установке в Авазе горячее ГЖ подвергается
брикетированию с получением брикетов высокой плотности (более 5,4
г/см3). При степени металлизации 91,7 % и содержании углерода в
брикетах 1,5 % расход природного газа составлял 12,8 ГДж/т ГЖ.
На аналогичной по производительности установке Purofer в Санта
Крусе (Бразилия) в качестве исходного топлива для получения
восстановительного газа использовали сернистый (4,5 % S) мазут (рис. 17). В
1977 году при работе на 100 % кусковой руды суточная производительность
установки превышала 1000 т при степени металлизации ГЖ 94,1 % и
содержании в нем углерода 1,5 %. Расходы на 1 т. ГЖ при этом составляли:
топлива -12,7 ГДж/г, кислород - 246 мУг и электроэнергии - 270 кВт*час/т.
ГЖ выгружали из реактора при температуре 700 °C и в специальных
6 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
контейнерах перевозили в элекгро-сгалеплавильный цех или на установку
горячего брикетирования [19].
Рис. 17. Схема процесса Пурофер, работающего на синтез-газе, получаемом из
мазута:
1 - тяжелый мазут; 2 - кислород; 3 - вода: 4 - пар; 5 - сырой (грязный) газ;
6 - колошниковый газ; 7 - газификатор мазута; 8 - котел-утилизатор; 9 - мокрое
удаление сажи; 10 - мокрая очистка газа от СО2 и НЗ; 11 - очистка газа от С03;
? - газовый подогреватель; 13 - шахтный реактор; 14 - скруббер с кольцевой щелью;
15 - емкость для горячего ГЖ; 16 - сажа; 17 - воздух горения;
18 - восстановительный газ: 19 - руда (окатыши).
5.1.5.	Процесс Ghaem
В Иране, где работает неско.гько модулей Midrex и HYL, а также
модуль Purofer, фирмой National Iranian Steel Со (Nisco) был разработан,
опробован на пилотной установке мощностью 40000 т/год и в апреле
1996 года реализован в промышленном масштабе (завод
производительностью 600000 т ГЖ/год) собственный процесс получения
ГЖ в шахтной печи с использованием природного газа в качестве
исходного топлива, получивший название Ghaem-процесс. Процесс
отличается отсутствием реформера для получения восстановительного
газа. Конверсия природного газа осуществляется непосредственно в
шахтной печи-восстановигельном реакторе, где катализатором реакций
конверсии является свежевоссгановленное ГЖ. Для получения горячего и
стехиомегрически сбалансированного по составу восстановительного
газа в шахтную печь полается кислород для частичного сжигания
природного 1дза с целью получения необходимого тепла для процесса
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» б 3
конверсии и нагрева восстанавливаемых окатышей. Схема газовых
потоков промышленного модуля Ghaem, построенного и работающего на
заводе фирмы Esfahan Steel Со (Esco) представлена на рис. 18. Загрузка
окатышей в печь начинается с приемного бункера, в котором отсевается
мелочь и окатыши, из которого непрерывно загружаются в
подогреватель, а из него - в верхнюю часть шахтной печи. В нижней
части печи-реакгора имеются ломатели для разрушения образующихся
спеков. После охлаждения металлизованные окатыши (средняя степень
металлизации 92 %) транспортируются в сталеплавильный цех. По
оценке фирмы Esco капитальные затраты на строительство установки
Ghaem и себестоимость получаемого ГЖ на треть меньше по сравнению
с процессами получения ГЖ с использованием реформеров. Фирма
Danieli and Со SpA под писала контракт с фирмой Ghaem Reza Industrial
Group о предоставлении ей исключительного права на производство и
продажу в мире модулей для получения ГЖ по способу Ghaem. [21].
Рис. 18. Технологическая схема процесса Ghaem в модуле производительностью 600000т/год:
1 - приемный бункер; 2 - подогреватель; 3 - шахтная печь; 4 -бункер охлаждения;
5 - реактор; 6 - рекуператор; 7,8 - компрессоры; 9,10 - охладители газа;
11,12 - скрубберы; 13,14 - каплеуловители; 15 - газовый смеситель.
б 4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
5.1.6.	Процесс BL (получение ГЖ в шахтном реакторе с
использованием синтез-газа из угля)
Компании Shanghai Baosteel Group Corporation и Lunan Chemicals
Industry Corporation совместно разработали новый процесс
получения ГЖ в шахтных печах, принципиальным отличием
которого является получение восстановительного газа из
водоугольного топлива. Восстановительный газ получают по
технологии процесса TGP (Texaco coal slurry gasification process).
При создании пилотной установки для испытаний процесса
исходили из решения использовать для получения ГЖ окатышей
холодного упрочнения. Созданная пилотная установка
производительностью по ГЖ 5 т/сутки (рис. 19) включает
комплекс для получения и подогрева синтез-газа и
непосредственно шахтный восстановительный реактор. Синтез-
газ по технологии TGP получают путем сжигания кислородом в
специальном реакторе водоугольного топлива с последующей
очисткой полученных газообразных продуктов от паров воды,
СО2, H2S и COS. Очистка газа от углекислоты и сульфидных
соединений осуществляется физическим методом по технологии
NHD, которая предусматривает извлечение серы из отходов
газоочистки. Содержание серы в газе после очистки составляет
не более 100 ppm. Для регулирования отношения Н2/СО в
восстановительном газе в него вводится чистый Н2. Полученный
холодный восстановительный газ {(Н2 + СО) > 95 %, Н2/СО = 0,7-
0,8} нагревают до температуры 800-1000 °C в двух, работающих
поочередно, газонагревателях регенеративного типа с шаровой
насадкой. Вертикальный шахтный восстановительный реактор
работает под давлением 0,15-0,4 МПа. Колошниковый газ
(температура на выходе из реактора 450 °C) после очистки
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» б 5
рециклируется в процессе. ГЖ охлаждается в зоне охлаждения
реактора и выгружается с помощью шнековых разгрузочных
устройств, работающих с регулируемой производительностью.
Пилотная установка была оснащена устройствами для отбора
проб газа и измерения температуры на 4-х уровнях шахтного
реактора. При испытаниях процесса использовали обожженные
окатыши, кусковую руду и окатыши холодного твердения. Во
время второго этапа испытаний восстановительный реактор
непрерывно работал в течение 20 суток с расходом
восстановительного газа 1550-1800 м3/т ГЖ. Степень
металлизации получаемого ГЖ колебалась в пределах 91-97 %, а
содержание углерода 1-3%. Содержание серы в ГЖ не
превышало 0,005 % [22].
ф15
1	Л. и
Рис. 19. Технологическая схема процесса BL:
1 - шлак; 2 - газификатор; 3 - водоугольное топливо + кислород; 4 - синтетический
газ; 5 - охладитель; 6 - скруббер; 7 - газообразное топливо, воздух; 8 -
газонагреватель; 9 - дымовые газы; 10 - восстановительный газ; II- ГЖ; 12 - ввод
охлаждающего газа; 13 - выход охлаждающего газа; 14 - отходящий (колошниковый)
газ; 15 - руда.
<5 б «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
5.2.	Процессы во взвешенном слое
Процессы получения губчатого железа из железорудной
мелочи или концентрата во взвешенном слое разрабатываются на
протяжении уже более 50 лет, привлекая перспективой снижения
затрат за счет использования неокускованного сырья (разница в
ценах между мелкой рудой и окатышами составляет около 20
долларов США или более для некоторых концентратов [23]).
Кроме того, разработчиков привлекала возможность
низкотемпературного восстановления из-за снижения
кинетических барьеров благодаря хорошему контакту между
газом-восстановителем и частицами руды. Однако, из-за
множества технических проблем, часть которых оказалось
трудноразрешимыми, процессы во взвешенном слое не смогли
конкурировать с процессами получения ГЖ в шахтных
реакторах. В 1967 г. среди более 40 процессов получения ГЖ и
жидкофазного восстановления, находящихся на различных
стадиях развития, разрабатывалось 7 процессов во взвешенном
слое [16]. На уровень промышленного применения вышли 4
процесса: Novalfer во Франции (производительность 20 т. в
сутки); Н-Iron процесс, разработанный фирмами Hydrocarbon
Research и Bethlehem Steel (производительность 120 т. в сутки);
Nu-Iron процесс, разработанный фирмой US Steel Corp, и
реализованный в Венесуэле (производительность 1 млн.т в год);
Fior - процесс, разработанный фирмой Esso и реализованный в
промышленных масштабах в 1974 году, также в Венесуэле
(400000 т в год). Из этих четырех процессов в настоящее время
используется только процесс Fior (завод в Пуэрто Ордаз в
Венесуэле).
В процессе Н-Iron использовалось низкотемпературное
(590 °C) восстановление чистым водородом под давлением (26 ати).
Перед поступлением в восстановительный реактор руда
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 6 7
подогревалась во вращающейся печи. Промышленная установка
работала в 60-х годах в Верноне (Калифорния, США).
Многостадийный Nu-Iron процесс включал подогрев руды
(крупность менее 12,5 мм) во взвешенном слое, измельчение
руды до крупности менее 10 меш, подогрев руды во взвешенном
слое и восстановление руды во взвешенном слое (в
двухстадийном реакторе). Заключительной стадией процесса
было брикетирование ГЖ, в связи с чем процесс получил
название Н1В. Многочисленные технические проблемы привели к
закрытию завода. Реформер был приспособлен для получения
восстановительного газа для процесса Midrex.
В последние два десятилетия на промышленную арену
вышли новые процессы получения ГЖ во взвешенном слое:
Finmet, Iron Carbide, Circored и Circofer. Кроме того, технология
взвешенного слоя использована для подогрева и частичного
восстановления, руды в комбинированных процессах
жидкофазного восстановления DIOS и FINEX.
5.2.1.	Процесс Fior
Процесс Fior, разработанный фирмой Esso, реализован в
виде промышленного модуля производительностью 400000 т/год
в Пуэрто Ордаз в Венесуэле. Упрощенная технологическая схема
процесса (рис.20) включает 4 реактора со взвешенным слоем, из
которых один используется только для нагрева руды, а остальные
три - для ее восстановления с использованием принципа
противоточного массобмена [24]. Восстановительный газ
получают путем очистки от СО2 и Н2О отходящего газа из
первого восстановительного реактора, компремируют его и
добавляют к нему водород. После нагрева до заданной
температуры восстановительный газ поступает в последний
восстановительный реактор, где завершается процесс
восстановления оксидов железа и образуется ГЖ. Горячее ГЖ
брикетируют, подвергают грохочению и охлаждают.
6 8 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Рис,20. Технологическая схема процесса Fior:
1 - скруббер; 2 - компрессор; 3 - нагреватель восстановительного газа; 4 - воздух;
5 - природный газ; 6 - железная руда; 7 - отходящий газ; 8 - восстановительные
реакторы; 9 - брикет-прессы; 10 - барабанный грохот; 11 - охладитель.
Завод Fior использует привозную (из Гайяны) богатую
(более 64% Fe) железную руду фирмы CVG FMO в количестве 5
% от ее производства (Новый завод FINMET приобретает 19 %
добываемой этой фирмой руды). Балансовые запасы такой
богатой руды составляют в этом месторождении около 1,7
млрд.т., а забалансовые разведанные запасы - 13 млрд.т.
Природный газ для процесса используется также венесуэльский.
Запасы природного газа в Венесуэле на 31.12.1994 года
оценивались величиной 3,7 триллиона м3, а ежегодная добыча
природного газа в стране составляет 25,87 млрд.м3. На
производство ГЖ в Пуэрто Ордаз расходуется порядка 3,4 млрд.
м3 природного газа или 12 % от добычи [25].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 6 9
5.2.2.	Процесс FINMET
Процесс FINMET разработан совместными усилиями
специалистов фирм FIOR (Венесуэла) и VAI (Австрия) и
первоначально испытывался в лабораторных условиях и на
пилотной установке в Линце, а затем отдельные элементы
оборудования и технологии нового процесса испытывали на
действующем заводе FIOR в Пуэрто Ордаз (Венесуэла). В
конечном счете, этот процесс является усовершенствованным
процессом FIOR. Первый завод с процессом FINMET был
построен в Западной Австралии фирмой ВНР в 20 км от города
Порт Хедланд. Завод пущен в 1999 году и к концу января 2000
года произвел 400000 т брикетированного ГЖ. Мощность завода
предполагается довести до уровня 2,0-2,5 млн. т./год. Проект
завода предусматривает: рудоусреднительный склад;
обогатительную фабрику производительностью 5,5 млн.т руды в
год; два производственных модуля FINMET, каждый из которых
имеет по две линии восстановительных реакторов; два
реформера; участок брикетирования с 12-ю брикет-прессами и
склад готовых брикетов [26,27].
В 2000 году начал работать второй завод с процессом
FINMET, построенный фирмой ORINOCO IRON С.А. в Пуэрто
Ордаз (Венесуэла). Технологическая схема процесса FINMET
(рис.21) использует принцип противоточного восстановления и
теплообмена, который реализуется в 4-х последовательно
расположенных реакторах со взвешенным слоем. В модуле
FINMET производительностью 500000 т/год диаметр реактора
равен 4,5 м [25].
7 0 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Рис.21. Технологическая схема процесса FINMET на заводе в Порт Хенленде:
Мелкая руда (крупность менее 12 мм), подсушенная до
содержания влаги 0,1-0,2 % путем нагрева во взвешенном слое до
100 °C, подается в шлюзовое загрузочное устройство реакторов с
помощью ковшевых конвейеров. В реакторах руда опускается
под действием собственного веса навстречу потоку
восстановительного газа. Перед выходом из реактора
восстановительный газ очищается от пыли во внутреннем
циклоне, а уловленная пыль возвращается в поток руды в
реакторе. Температура восстановительного газа в реакторах от
780-850 °C - в нижнем реакторе (заключительная стадия
восстановления) до 550 °C - в верхнем реакторе (первая стадия
восстановления). Все 4 реактора работают под давлением от 11
до 13 ати. Получаемое в последнем реакторе ГЖ имеет степень
металлизации 93 % и содержание углерода 0,5-3,0 %.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 7 1
Содержание углерода в ГЖ можно регулировать составом газа,
подаваемого в реактор на заключительной стадии процесса [28].
Восстановительный газ получают из природного газа
путем паровой конверсии. В модуле FINMET
производительностью 1 млн.т. ГЖ в год используется один
реформер и два восстановительных блока из 4-х реакторов
каждый. Отходящий из верхнего реактора (колошниковый) газ
очищается от пыли, компремируется и рециклируется. Часть газа
используется в качестве топлива для подогрева
восстановительного газа.
Мелкодисперсное ГЖ из последнего реактора
транспортируется пневмотранспортом к валковым брикет-
прессам.. Брикетирование производится при температуре ГЖ 650
°C. Получаемые брикеты имеют плотность не менее 5,0 г/см3 и
более и насыпную массу 2,8 т/м3. После грохочения в барабанном
грохоте брикеты охлаждаются на ленточном охладителе сжатым
воздухом и поступают на склад. Мелочь ГЖ рециклируется в
отделении брикетирования. Мощность одной линии
брикетирования составляет около 1 млн.т в год. Брикеты можно
хранить на открытом воздухе. В отличие от брикетов,
получаемых из металлизованных окатышей, брикеты FINMET
однородны по размеру и форме, не образуют мелочи, не имеют
пустот и имеют более высокую насыпную массу и плотность. Все
это существенно повышает технико-экономические показатели
работы электросталеплавильных печей при использовании этих
брикетов. Брикеты FINMET чаще всего используются при
выплавке низкоуглеродистых сталей, однако, их можно
применять и при выплавке средне- и высокоуглеродистых, а,
также, легированных сталей. Низкое содержание примесей
цветных металлов и серы в брикетах FINMET способствует
повышению качества выплавляемых их них сталей, в частности,
повышается деформируемость сталей и уменьшаются
7 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
поверхностные дефекты. При разливке таких сталей на МНЛЗ
уменьшается образование поперечных и продольных
поверхностных трешин, а прокатные изделия из такой стали
имеют более однородную зернистую структуру, повышенную
пластичность и меньше поверхностных дефектов [26,28.].
При использовании руды месторождения San Isidro с
содержанием Fe 67 % крупностью менее 12 мм (15% менее 150
мкм) на заводе в Пуэрто Ордаз при производстве 1 т брикетов
FINMET расходуется: железной руды - 1600 кг, природного газа -
12 ГДж, электроэнергии - 150 КВт*час, воды - 2 м3 [28].
Фирмы VAI и Suez Iron (Египет) подписали протокол о
намерениях построить завод FINMET в Египте
производительностью 1,15 млн. т ГЖ, половина которого будет
использоваться в горячем виде в электросталеплавильном цехе
фирмы Suez Steel [27].
5.2.3.	Процесс Iron Carbide
Разработанный и запатентованный фирмой Iron Carbide
Holding (Денвер, США) процесс получения карбида железа в
одностадийном реакторе со взвешенным слоем (Iron Carbide)
путем длительного (18 часов) восстановления железорудного
концентрата при низкой температуре (около 600 °C) смесью
водорода и природного газа в 90-х годах вызвал большой
интерес. Продукт - карбид железа (6,7 % С) не требовал
дальнейшей переработки и был пригоден для использования в
сталеплавильных процессах. По сравнению с ГЖ, содержащим в
среднем около 1,8% С, карбид железа в сочетании с вдуваемым в
ванну кислородом является хорошим теплоносителем, особенно
для ДСП. Количество применяемого в процессе карбида железа
ограничивается только вспениванием шлака [29]. Американская
фирма Trans Pasific Iron Carbide декларировала о намерении
строительства крупного завода по производству карбида железа
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 7 3
производительностью 3,6 млн.т./год и стоимостью 850 млн.
долларов [30, 31]. В составе завода планировалось иметь 9
модулей для производства карбида железа. Первый завод по
производству карбида железа был построен фирмой Nucor Steel в
Тринидаде в 1995 году. Завод должен был производить 200000т в
год. На заводе был один реактор с кипящим слоем. Из-за
множества инженерных недоработок завод никогда не достигал
проектной мощности. По причине не решенных технических
проблем и снижения цен на скрап завод закрыли в 1999г. В США
был построен завод производительностью 600000т в год, на
котором использован реактор с двумя кипящими слоями. При
пуске завода обнаружились многие проблемы, и кампания
объявила о банкротстве. Перспективы процесса в настоящее
время неизвестны [3]. Негативными особенностями процесса Iron
Carbide являются:	необходимость использования
узкофракционного богатого железорудного концентрата,
высокий расход энергии, трудности в получении однородного по
качеству продукта в одностадийном процессе и высокие
капитальные затраты [29].
5.2,4.	Процесс Circored
Разработанный фирмой Lurgi процесс Circored, также как
и процесс Iron Carbide, использует технологию восстановления
узкофракционного железорудною концентрата во взвешенном
слое. В качестве восстановительного газа в процессе
используется чистый водород, для получения которого
применяется паровая конверсия природного газа с последующими
стадиями конверсии СО в Н2 (Н2О + СО = Н2 + СО2) и отмывкой газа
от СО2. Получаемое ГЖ, не содержащее углерода, брикетируется.
Технологическая схема предусматривает возможность
науглероживания ГЖ при необходимости. Использование
водорода в качестве восстановителя обеспечивает меньший
7 4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
расход восстановительного газа, чем в процессах производства
ГЖ, осуществляемых в шахтных печах. Однако это
преимущество перекрывается высокими капитальными
затратами, связанными со сложностью технологической схемы, а
также сложностью контроля процесса [29].
Завод по технологии Circored был построен совместно
фирмами Cleveland Cliffs и LTV в Тринидаде (реакторы с
циркулирующим и кипящим слоем). Завод начал производство в
конце 1999 года. Продукция должна поставляться фирме North
Star Steel для испытания, начиная с 2000 года. Информация о
достигнутых объемах производства отсутствует [1-3].
Принималось решение, также, о строительстве завода с
технологией Circored производительностью 500000 т. ГЖ/год в
США, но не было реализовано [29].
5.2.5.	Процесс Circofer
Процесс Circofer также разработан фирмой Lurgi и
отличается от процесса Circored применением в качестве
исходного топлива не природного газа, а угля.
Восстановительный газ для этого процесса получают путем
кислородной газификации угля. Применяемое для получения ГЖ
железорудное сырье также ограничивается узкими пределами по
крупности частиц (0,1-1,0 мм). В процессе Circofer применяется
двухстадийный восстановительный реактор с циркулирующим
взвешенным слоем. Окончательное восстановление завершается
на второй стадии процесса. Положительными характеристиками
процесса является применение дешевого угля (крупность менее
10 мм) и потенциально низкий его расход. Для использования в
процессе уголь подвергается измельчению до крупности -250
мкм. Информация о промышленном использовании процесса
отсутствует [29].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 7 5
5.3.	Процессы получения губчатого железа с использованием
угля в качестве восстановителя
Очевидные изменения в структуре производства стали в
последние десятилетия в сторону увеличения доли электростали
в значительной мере связаны с ростом числа мини-заводов,
производство качественной стали на которых невозможно без
использования первородного железа в виде ГЖ или чугуна.
Доминирующие в производстве ГЖ процессы в шахтных печах
связаны с использованием природного газа, что определяет
географическую локализацию этих процессов в регионах, где
имеется данное топливо. Это стимулировало разработку
технологий получения ГЖ с использованием в качестве топлива
широко распространенного и менее дефицитного каменного угля.
Наибольшее распространение в этом направлении получили
процессы производства ГЖ во вращающихся трубчатых печах. В
последние два десятилетия разработаны также процессы, в
которых в качестве основного агрегата используются камерные
печи с вращающимся подом.
5.3.1.	Получение губчатого железа и крицы во вращающихся
трубчатых печах
Вращающиеся печи нашли применение в
промышленности для производства первородного железа еще в
40-х годах благодаря возможности перерабатывать в них самые
различные по химическому и гранулометрическому составу
железные и комплексные руды, окускованное железорудные
материалы и мелкодисперсные железорудные материалы,
включая отходы. Такие же широкие возможности эти агрегаты
имеют в отношении восстановителя, в качестве которого могут
применяться как косовая мелочь, так и каменные угли
практически любого состава. Процессы получения губчатого
7 6 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
железа во вращающихся трубчатых печах получили достаточно
широкое распространение. Наиболее популярным (17
работающих установок) является процесс SL/RN [1-3,12]. В 2000
году этим процессом было произведено 1,17 млн.т губчатого
железа.
Процесс SL/RN (разработан фирмой Lurgi) осуществляется
в комбинированной установке, включающей два агрегата -
вращающуюся трубчатую печь и вращающийся трубчатый
холодильник (рис. 22) [12].
Рис. 22. Технологическая схема процесса SL/RN:
1 - оборотный уголь; 2 - руда; 3 - известняк; 4 -уголь; 5 - дымовые газы;
6 - газоочистка; 7 • воздух; 8 - пыль: 9 - вращающаяся печь: 10 - природный газ или
мазут: 11 - воздух; 12 - вода; 13 - холодильник; 14 - грохот; 15 - магнитный
сепаратор; 16 - грохот и воздушный сепаратор; 17- ГЖ; 18 -хвосты в отвал.
Вместе с железорудным сырьем во вращающуюся печь
загружают уголь и известняк или доломит (в качестве
десульфуратора). Степень заполнения рабочего пространства
печи шихтой составляет 10-20 %. Количество восстановителя
более, чем вдвое превышает стехиометрически необходимое для
восстановления оксидов железа. Избыток восстановителя
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 7 7
используется в качестве топлива (25-30 % от всего углерода), а
также предохраняет получаемое ГЖ при разгрузке от окисления.
Для обеспечения процесса теплом во вращающейся печи
используются расположенные в разгрузочном конце и на корпусе
печи горелки, отапливаемые газообразным, жидким или
пылеугольным топливом, которое сжигается с недостатком
воздуха. Для дожигания СО и регулирования температуры в
рабочем пространстве печи по ее длине через фурмы,
расположенные на корпусе печи, вдувается воздух. В
зависимости от состава используемых железорудных материалов
шихту в печи нагревают до температуры 1000 1100 °C [12].
Выход газа во вращающихся печах составляет 3000-3500 м3/т ГЖ,
а их температура на выходе из печи 800-1000 °C. Для снижения
расхода топлива на процесс тепло отходящих газов используют
для подогрева железорудной части шихты на конвейерных
машинах или в шахтных подогревателях.
Процессы получения ГЖ во вращающихся печах,
подобные процессу SL/RN, также широко распространены и
используются в ряде стран [1-2]: JINDAL - Индия, ЮАР, Китай,
DRC - ЮАР, Китай, CODIR - ЮАР, Индия, SILL - Индия, Перу,
JSIL - Индия, TISCO - Индия, DAV - ЮАР. В 2000 году этими
процессами произведено около 2 млн.т. ГЖ.
Разновидностью процессов получения ГЖ в трубчатых
печах является комбинированный процесс Grate-Car, в котором
использован успешно применяемый для обжига окатышей
принцип агрегата "Решетка-трубчатая печь" (рис.23). В этом
процессе используются сырые рудоугольные окатыши сначала
сушатся и подогреваются на конвейерной машине отходящим
газом из трубчатой печи, а затем восстанавливаются в трубчатой
печи. Отработанные технические решения позволяют иметь
установки подобного типа производительностью 400000 т./год
7 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
[29]. Информация о промышленном применении процесса
отсутствует.
Рис. 23. Технологическая схема процесса Grate-Car:
1 - руда, уголь, связующие; 2 - смеситель; 3 - барабан-окомкователь; 4 - отходящий
газ; 5 - конвейерная машина; 6 - вращающаяся трубчатая печь; 7 - вращающийся
трубчатый холодильник: 8 - воздух, топливо; 9 - ГЖ в плавильные агрегаты.
Из бедных, трудноподдающихся обогащению железных и
комплексных руд во вращающихся трубчатых печах получают не
ГЖ, а крицу - сферические частицы железа с включениями шлака
размером до 50 мм. Кричный процесс осуществляют во
вращающихся печах длиной 60-110 м и диаметром 3,6-4,6 м по
технологии близкой к технологии получения ГЖ.
Принципиальным отличием процесса получения крицы является
температура окончания процесса, которая составляет 1300-1350
°C, при которой пустая порода руды частично расплавляется,
образуя вязкий тестообразный шлак, в котором включены
частицы железа, укрупняющиеся при вращении печи.
Полученный шлак (выход шлака составляет 1000-1300 кг/т
крицы) с включениями крицы охлаждается водой, дробится,
подвергается грохочению и магнитной сепарации. Применение
кричного процесса ограничивается чрезвычайно высоким
расходом топлива (33000-42000 Мдж/т), низкой
производительностью печей и низкой стойкостью их футеровки в
кричной зоне [12].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 7 9
53.2. Получение губчатого железа в печах с вращающимся
подом
Процессы получения ГЖ в камерных печах с
вращающимся подом (ПВП), в которых в качестве
восстановителя используется уголь, а в качестве исходных
сырьевых материалов - мелкодисперсные металлургические
отходы, мелкая железная руда или железорудный концентрат,
начали разрабатываться в 70-х годах [31]. В первую очередь
разработку таких процессов стимулировали трудности
утилизации на интегрированном металлургическом заводе
цинксодержащих сталеплавильных шламов и пылей. По данным
[32] в 1999 году при суммарном годовом производстве стали в
США 90,7 млн.т выход металлургических отходов составил по их
видам (млн.т.): доменные шламы -	0,943; кислородно-
конвертерные - 1,33; электросталеплавильные - 0,77; отходы
прокатного и литейного производств - 3,33. Усредненное для
ряда металлургических заводов США содержание железа,
углерода и цинка в мелкодисперсных металлургических отходах
представлено в таблице 18.
Таб.тица18. Усредненный химический состав
металлургических отходов.
Компоненты	Колошниковая пыль	Доменный шлам	Пыль ККЦ	Шлам ККЦ	Прокатная окалина	Пыль ЭСПЦ
Fe общ.	25,0	25,0	54,0	54,0	72,0	31,0
Zn	0,2	0,2	8,0	11,0	0,1	21,0
С	38,0	30.0	0,2	1.8	0,2	1.5
В этих процессах композитные (рудоугольные) окатыши
или неокускованные железосодержащие и углеродсодержащие
материалы тонким слоем (15-40 мм) загружаются на
вращающийся под камерной печи и быстро нагреваются до 1250-
1350 °C. Благодаря высокой удельной поверхности контактов
между частицами, содержащими углерод и оксиды железа, и
высокой температуре восстановление железа из оксидов
завершается за время одного оборота пода печи (6-12 минут). ГЖ
<8 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
непрерывно разгружается из печи при температуре около 1 000 °C
и затем либо охлаждается, либо брикетируется, либо горячим
используется для выплавки чугуна [33]. Недостатками процессов
являются низкая производительность из-за ограничений по
теплопередаче и повышенное содержание пустой породы и серы
(в зависимости от вида используемого углеродсодержащего
материала) в получаемых продуктах. Последнее обстоятельство
делает неэффективным использование этих продуктов в качестве
компонентов металлошихты при выплавке стали. По этой
причине развитие этой технологии привело к созданию
комбинированных процессов, завершающихся выплавкой в
электропечах чугуна из ГЖ, полученного в ПВП. Разработанные
различными фирмами и опробованные на пилотных установках
процессы с описанной технологией отличаются в основном
видом используемых шихтовых материалов и типом
применяемых печей.
5.З.2.1.	Процесс Inmetco
Процесс Inmetco разработан фирмой International Nickel
Company (INCO) в 1970 для утилизации различных
металлургических отходов, содержащих в основном железо,
никель и хром. После успешных испытаний процесса на
пилотной установке фирмы в Порт Колборне (Канада) был
построен промышленный агрегат в Элвуд Сити (Пенсильвания,
США), который начал функционировать в 1978 году. В качестве
исходных сырьевых материалов используются отходы
производства нержавеющей стали, травильные шламы и
растворы, заводские шламы, отработанные катализаторы.
Производительность промышленного агрегата составляет 45000 т
отходов в год (или 20000 т легированного чугуна). Кроме того,
побочными продуктами являются улавливаемые в виде тонкой
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»S /
пыли оксиды цинка и свинца, которые продаются
производителям цинка и свинца в качестве концентратов в
количестве около 2000 т в год. При температурах в камерной
печи эти металлы восстанавливаются и испаряются, их пары
окисляются отходящими газами и образовавшиеся оксиды
улавливаются газоочисткой. В связи с тем, что процесс
восстановления осуществляется в неподвижном слое окатышей,
выделение пыли из слоя незначительно и пыль, газоочисткой,
представляет собой концентрат оксидов цинка и свинца. С
момента пуска в течение 20 лет на промышленной установке в
Элвуд Сити переработано в ценные легирующие сплавы около
800000 различных мелкодисперсных отходов [31]. Канадская
фирма Inmetco привлекалась к строительству аналогичного
завода производительностью 400000 т/год в Таиланде [28].
5.3.2.2.	DRylron процесс
Фирма aum Research and Engineering на основе разработок
фирмы Midland Ross разработала технологический процесс
переработки металлургических отходов в ГЖ, который получил
название DRylron. Специфической особенностью этого процесса
является лишь способ окускования мелкодисперсных шихтовых
материалов в рудоугольные брикеты. Технологическая схема
процесса DRylron (рис.24) включает следующие основные
операции: приемка шихтовых материалов, сушка (при
необходимости), измельчение, складирование, усреднение,
смешивание, брикетирование, получение ГЖ, его охлаждение и
складирование. В зависимости от конкретного
металлургического завода возможны изменения в
технологической схеме в части подготовки шихтовых материалов
и обработки получаемого горячего ГЖ.
8 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
1
Рис. 24. Схема цепи агрегатов цеха утилизации металлургических отходов
процессом Dry Iron:
I - бункера шихтовых материалов и топлива; 2 - смеситель; 3 - вентилятор для
подачи воздуха горения; 4 - теплообменник; 5 - камера для дожигания отходящих
газов; о - брикетпресс; 7 - питатель; 8 - рукавные фильтры:
9 - разгрузочный скребок; 10 - вращающийся под; 1[- ПЕП; 12 - охладитель ГЖ;
Получение ГЖ происходит в ПВП при температуре 1150-1370 С
за короткое время (10 минут) пребывания брикетов в печи, которые
загружаются на под печи слоем толщиной в один брикет. Давление в
печи поддерживается слегка ниже атмосферного, что предотвращает
выбросы газа, а подсос воздуха в печь исключен благодаря
эффективной системе уплотнения (водяной затвор). Отсутствие
сильных газовых потоков в рабочем пространстве печи и неподвижный
слой брикетов на движущемся поду обеспечивает минимальное
пылеобразование и минимальный вынос пыли с отходящими газами.
Присутствующие в металлургических отходах Zn, Pb, Cd, К, Na
в температурных условиях ПВП являются летучими или образуют
летучие соединения. Ле'учг.ми являются также хлориды и фториды.
Возгоны удаляются вместе с отходящими газами и улавливаются в
системе газоочистки. При практическом отсутствии в улавливаемой
пыли частиц металлургических отходов она состоит преимущественно
из возгонов. В таблице 19 приведен элементный состав пыли,
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 8 3
уловленной газоочисткой при переработке процессом DRylron пыли
ЭСПЦ (брикеты А) и смеси металлургических отходов
интегрированного завода (брикеты Б) [32].
Таблица 19. Химический состав уловленной пыли в процесс Drylron.
Компоненты	Брикеты A	Брикеты Б
Zn	63,7	60,4
РЪ	0,53	1,0
Cd	0,15	0,2
К	2,3	4,7
Na	2,4	1,5
Fe	0,4	0,8
Са	0,11	0,4
Si	0,2	0,4
F	0,2	0,7
Cl	5,6	5,7
Типичный состав брикетов из смеси мелкодисперсных
отходов интегрированного металлургического завода и
получаемого из них ГЖ приведен в таблице 20 [32].
Таблица 20. Химический состав сырых брикетов Б и полученного их них ГЖ
Компоненты	Брикеты Б	|	ГЖ
Fe общ.	50,54	80,82
Fe мет.	1.01	77.0
С	14.84	1.94
ZnO	1,63	0.1
РЬО	0.11	<0,004
К	0.56	0.24
Na	0.15	0.16
Cl	0.41	< 0,0036
S	0.21	0.32
SiO.	2,9	4,76
At263	1,24	2,02
CaO	3,59	5,89
MgO	0,85	1,43
Mn	0,4	0,7
H2O	3,95	-
В процессе DRylron за время пребывания в ПВП брикеты
теряют 40 % массы. При этом степень металлизации железа в
получаемом ГЖ составляет 90 %, а степень удаления
8 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
возгоняемых элементов составляет (%): Zn - 95, Pb - 99,
щелочных металлов - 50, хлоридов - 90.
Заводы по переработке металлургических отходов по
способу DRylron построены металлургическими фирмами США
и Японии: AmerSteel в Джексоне (штат Теннесси), Rouge Steel в
Диеборне (штат Мичиган) и Nippon Steel Corp, в Хикари
(Япония). Завод в Джексоне перерабатывает всю пыль 4-х
электросталеплавильных цехов. Все получаемое ГЖ
используется в составе металлошихты электропечей, а
улавливаемая пыль (цинковый концентрат) продается
производителям цинка.
Завод в Диеборне рассчитан на переработку 300000 т
металлургических отходов в год, из которых получают 196000 т
ГЖ. Расход коксовой мелочи, используемой в качестве
восстановителя в составе брикетов, составляет 50000 т в год.
Сухая пыль доставляется на завод цементовозами с
пневмовыгрузкой, а влажные материалы - самосвалами. Влажные
материалы подвергаются сушке в трубчатых печах. Каждый
материал складируется в отдельном бункере, из которых
производится весовое дозирование материалов с помощью
ленточных питателей. Коксовая мелочь хранится в бункере, из
которого дозируется весовым дозатором, затем измельчается в
шаровой мельнице и подается в смеситель Мюллера вместе с
другими материалами и связующим. Смешенная шихта
брикетируется на двух параллельно работающих валковых
брикетпрессах с общей номинальной производительностью 48 т в
час. Получаемые брикеты имеют размеры 38x19x12 мм. После
отсева мелочи на виброгрохоте брикеты конвейером подаются
для загрузки в ПВП [34].
ПВП на этом заводе имеет диаметр 30 м. а ширина пода в
ПВП равна 4,8 м. Для упрощения разгрузки горячего ГЖ ПВП
установлена на отметке + 18 м. ГЖ выгружается в специальные
контейнеры, в которых транспортируется в кислородно-конвертерный
цех в горячем виде для использования в составе металлошихты
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 8 5
конвертеров. Состав ГЖ (степень металлизации 88-92 %), получаемого
на этом заводе, и состав цинкового концентрата (пыль газоочистки
ПВП) приведены в таблицах 21 и 22, соответственно [34].
Таблица 21. Химический состав ГЖ, получаемого из металлургических отходов на
заводе фирмы Rouge Steel в Диеборне.
Компоненты	Содержание, %
Тё“	75-78
FeO	5-7
С	5-8
SiO, CaO	4,8 4,5
А12О3	1,4
MgO	1.7
S	0,2
	0,1 0,6
TiO,	0,1
Na,O	0,2
K26	0,2
Zn	0,04
V2O, Cu, Ni, Pb, Cd	0,05
	<0,01
Таблица 22. Состав пыли из системы газоочистки ПВП на заводе в
Диеборне.
Компоненты	Содержание, %
ТГ"	72,1
Cl	2,h
Fe	0,94
К	0.89
Pb	0,7
C	0,69
S	0,62
Na	0,35
Si	0.1
Al	0,05
P	0,03
Cr, Cu, Mg	0,02
Cd	0,01
Ca	<0,01
Завод по переработке металлургических отходов в
Диеборне начал функционировать в июне 2000 года и в октябре
вышел на производительность 10000 т ГЖ в месяц, однако, из-за
8 6 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
падения рынка стали, был остановлен, не достигнув проектной
производительности [34].
Завод в Хикари перерабатывает отходы производства
нержавеющей стали (пыль ДСП,.шламы, прокатную окалину).
Производительность завода по объему перерабатываемых
отходов составляет 60000 т в год [32].
5.3.2.3.	Процесс FASTMET
Процесс FASTMET разработан совместно фирмами Kobe
Steel и Midrex direct reduction corporation как альтернатива
существующим процессам получения ГЖ с использованием
природного газа. Основные технические и технологические
решения процесса базируются на решениях разработанного в
1965 году процесса Heat Fast. Этот процесс предназначался для
получения частично металлизованных окатышей из
рудоугольных окатышей, получаемых из магнетитового
концентрата. Процесс Fast Heat разработан фирмами Midland
Ross Corporation (в последствии фирма Midrex), National Steel и
Hanna Mining США) и испытан на пилотной установке
производительностью 1,7 т/час (металлизованных окатышей со
степенью металлизации 50-70 %) [33].
Начиная, с 1991 года процесс в течение нескольких лет
отрабатывался на пилотной установке (диаметр печи с
вращающимся подом 2,5 м) в техническом центре фирмы Midrex
в США. В 1994 году началось строительство демонстрационной
промышленной установки производительностью 2,2 т/час
(внешний диаметр ПВП 8,5 м, внутренний - 6 м)) в Какогаве, а в
1995 году установка начала работать. В качестве исходных
сырьевых материалов использовали железорудный концентрат, а
в качестве восстановителя - измельченный уголь, коксовую
мелочь или углеродсодержащие мелкодисперсные отходы. Из
смеси указанных материалов с добавлением связующего делали
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 8 7
окатыши, которые сырыми или после сушки загружали в печь с
вращающимся подом слоем в 1-3 окатыша. Камерную печь
отапливали газообразным (природный или коксовый газ),
жидким или пылеугольным топливом, которое сжигали в
горелках, расположенных над подом печи). Дополнительное
тепло в печи выделяется при дожигании СО - газообразного
продукта реакций восстановления оксидов железа углеродом.
Скорость вращения пода (время пребывания окатышей в печи от
6 до 12 минут) регулировали в зависимости от толщины слоя
окатышей и других факторов. Несмотря на короткое время
пребывания оксиды железа рудоугольных окатышей при
температуре 1290 - 1345 °C в подовой печи на 85-95 %
восстанавливаются до железа, которое частично
науглероживается с образованием Fe3C. В течение 2-х лет
непрерывной работы на установке достигнута
производительность 80-100 кг/м2.час при степени металлизации
получаемого продукта 85-95. %. Максимальная однородность по
степени металлизации получаемых окатышей и максимальная
производительность печи достигалась при толщине слоя на поду
не более 1-2 окатышей. В связи с высокой тепловой нагрузкой на
под печи при тонком слое окатышей межремонтный срок работы
печи определяется стойкостью огнеупорных материалов, из
которых изготовлен под. Одновременно с отработкой технологии
на установке в Какогаве испытывали различные огнеупорные
материалы для пода печи. В 1996 году установка была
укомплектована брикет-прессом для получения брикетов из
горячих металлизованных окатышей, выгружаемых из печи
[31,35].
При использовании в качестве исходных сырьевых
материалов в процессе FASTMET колошниковой пыли доменных
печей, цинксодержащих доменных и конвертерных шламов
шихту для окатышей готовят, пропорционируя эти шламы с
учетом содержания в них углерода и качества получаемого в
процессе ГЖ. При лабораторных испытаниях путем обжига таких
8 8 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
окатышей в трубчатой печи, позволяющей имитировать процесс
FASTMET в печи с вращающимся подом, получили следующие
результаты, представленные в таблице 23 [35].
Таблица 23. Химический состав доменных и конвертерных шламов
и получаемого ГЖ.
Материалы	Fe обш.	FeO	С	S	Zn
Колошниковая пыль	40,1	19.2	31,0	0,42	0,61
Доменные шламы	33,0	10,6	31,4	0,49	0,14
Конвертерные	63,2	64,4	0,74	0,10	0,43
шламы					
Продукт	Реобщ	Fe мет	С	S	Zn
Губчатое железо	70,5	67,2	1,13	0,35	0,004
Сжигание топлива в ПВП производится с избытком
воздуха в связи с чем отходящий из печи газ полностью окислен
и содержит около 2 % кислорода. Тепло отходящего газа
используется для подогрева воздуха горения, подаваемого в
горелки, а также для сушки окатышей или брикетов.
Использование газоочистки с рукавными фильтрами и
низкий вынос пыли из камерной ПВП, обусловленный
неподвижностью обрабатываемого слоя окатышей,
обеспечивают, при переработке цинксодержащего сырья,
получение товарной концентрации цинка в улавливаемой пыли.
Более 95% цинка и свинца, содержащегося в перерабатываемых
шламах возгоняются и улавливаются в виде оксидов рукавными
фильтрами газоочистки. Металлизованные окатыши, полученные
на установке в Какогаве с использованием доменных шламов и
конвертерных шламов имели соответственно прочность на
раздавливание (кг/окатыш) 100-150 и 50-70 при выходе мелочи
ГЖ не более 5 % и при степени удаления цинка более 95 %.
Данная прочность вполне позволяет использовать
металлизованные окатыши в качестве компонентов: доменной
шихты и металлошихты конвертера.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 8 9
Более серьезную проблему представляет собой утилизация
ныли электросталеплавильных печей, которая, из-за высокой
концентрации тяжелых металлов, во многих странах относится к
особо опасным веществам. Процесс FASTMET позволяет
успешно утилизировать и эти пыли с улавливанием
возгоняющихся оксидов цинка и свинца. В таблице 24 приведены
результаты лабораторных имитаций процесса FASTMET при
использовании пыли электросталеплавильных печей в качестве
исходного сырья, а также смеси этой пыли и кека фильтр-прессов
доменной газоочистки.
Таблица 24. Химсостав пыли ДСП, угля, ГЖ и уловленной пыли FASTMET.
Пыль ДС+ уголь	Fe общ.	| Fe мет	С	ZnO	| РЬО
Пыль ДСП	32.23	0,02	1,7	24,2	4,1
Уголь	0,45	0,00	74,0	0,00	0,00
ОК	58.09	52,28	2,02	2,18	0,00
Пыль FASTMET	0,05	0,04	0,0	74,33	13,26
Пыль ДСП + кек фильтр-					
прессов ДП					
Пыль ДС11	32,23	0,02	1.7	24,2	4,1
Кек фильтр-прессов ДП	33,40	0,00	35,70	1,57	0,0
ГЖ	60,92	51,78	2,0	1,57	0,0
Пыль FASTMET	0,08	0,06	0,0	75,00	12,97
Промышленный завод по переработке металлургических
отходов по технологии FASTMET производительностью 192000 т/год
(по отходам) был построен вблизи металлургического завода Hirohata
фирмы Nippon Steel Corporation (схема материальных потоков на заводе
FASTMET показана на рис.25, а упрощенная схема поперечного
сечения и вид в плане кольцевой камерной ПВП показаны на рис. 26) и
начал функционировать в марте 2000 года.
9 0 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
1
Рис. 25. Схема материальных потоков в промышленном цехе FASTMET:
1 - горячее ГЖ; 2 - конвейерная машина для сушки окатышей; 3 - рудоугольные
окатыши из сталеплавильной пыли: 4 - охладитель газа; 5 - воздуходувная машина:
6 - подогреватель; 7 - ПВП; 8 - природный газ; 9 - рукавные фильтры; 10- дымосос.
9
1	2
Рис. 26. Поперечное сечение и вид в плане ПВП:
I - поперечное сечение; 2 - вид сверху: 3 - колеса; 4 - водяной затвор; 5 - под печи;
6 - слой брикетов; 7 - горелка; 8 - отсос отходящих газов; 9 - система загрузки;
10 - скребковая система выгрузки: 11 - направление потока газов: 12 - направление
потока твердых материалов.
Технология переработки мелкодисперсных отходов
кислородно-конвертерного производства стали, содержащих
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 9 1
оксиды железа и цинка, включает получение из этих отходов
рудоутольных окатышей или брикетов и их металлизацию в ПВП
(наружный диаметр печи 21,5 м, рабочая ширина пода 3,75 м).
Получаемое ГЖ (степень металлизации более 90 %) используется
в составе металлошихты в кислородно-конвертерном цехе
металлургического завода Hirohata, на площадке которого
построена фабрика для производства рудоугольных окатышей из
пыли и шламов доменного и кислородно-конвертерного цехов.
Сырые окатыши транспортируются на завод FASTMET
грузовиками. После отсева мелочи на роликовых грохотах
окатыши подсушиваются до влажности не более 0,5 % и
непрерывно загружаются в ПВП. По окружности ПВП имеется 6
температурных зон, горелки в которых отапливаются природным
газом. Металлизованные окатыши перед выгрузкой из ПВП
проходят под плитой-холодильником и выгружаются из печи
водоохлаждаемыми скребками с температурой около 1000 °C в
специальные контейнеры и транспортируются грузовиками в
кислородно-конвертерный цех металлургического завода [36].
Сжигание топлива в горелках ПВП, производится с
избытком воздуха в связи с чем отходящий из печи газ
практически полностью окислен и содержит около 2 %
кислорода. Отходящий газ по футерованному газоотводу
отводится из печи и поступает в первичный теплообменник
рекуперативного типа, где нагревается воздух до 350 °C,
используемый в горелках ПВП и в агрегате для сушки окатышей.
С целью снижения температуры отходящего газа до наиболее
приемлемого для рекуператора уровня (1000 °C), минимизации
содержания оксидов азота и дожигания оставшихся горючих
компонентов (Н2 и СО) газ в первичном охладителе разбавляется
воздухом и охлаждается путем орошения водой. После
рекуператора отходящий газ охлаждается орошением водой во
9 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
вторичном охладителе до 120 °C и поступает в систему
газоочистки (рукавные фильтры), где улавливается
мелкодисперсная пыль, содержание цинка в которой (в виде
оксида цинка) составляет 60-65	%. Пыль продается
производителям цинка в Японии по цене, составляющей
примерно 1/3 цены металлического цинка. Высокая температура
в печи и длительное время пребывания газов в ней способствуют
разложению диоксинов и фуранов, а быстрое охлаждение
отходящих газов предотвращает их повторное образование.
Отходящие газы после газоочистки выбрасываются в дымовую
трубу эксгаустером, за счет чего в ПВП создается небольшое
разряжение и предотвращаются выбросы газа из печи.
Количество вредных примесей и пыли выбрасываемых в
атмосферу на заводе FASTMET приведенов таблице 25 [36].
Таблица 25. Количество вредных выбросов на заводе FASTMET
	NOx м3/час	SOx м3/час	Пыль кг/час	Диоксины нг- TEQ/m3
Г арантированное	<3.8	<2,7	<2,09	<0,1
Обычное	< 1,98	< 1,98	<0,12	<0,1
С момента пуска в марте 2000 года цех за 5 месяцев вышел
на уровень производительности 25 т/час (более 90 % проектной
производите пьности). Удельная производительность ПВП
составила 0,1т/м2 в час. при средней степени металлизации ГЖ
91,9 %, что хорошо согласуется с результатами испытаний
процесса на демонстрационной установке в Какогаве. Средняя
степень удаления цинка составила - 94 %. Содержание цинка в
пыли, улавливаемой рукавными фильтрами составляет 63,4 %
(или 78,9% ZnO), что превосходит результаты, полученные на
пилотной установке, где пробы пыли отбирались
непосредственно из потока отходящего газа. Содержание железа
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 9 3
в пыли рукавных фильтров не превышает 1 % За гол непрерывной
работы завода (с июля 2000 по июль 2001 года) время простоев составило
менее 10% [36,37].
Второй коммерческий завод FASTMET был создан на базе
демонстрационного модуля FASTMET на металлургическом заводе
Kakogawa Steel Works фирмы Kobe Steel и начал функционировать в мае
2001 года. По количеству перерабатываемых отходов
производительность завода составляет 16000 т/год, из которых:
Кек шламов доменного цеха	2000	т/год
Пыль кислородно-конвертерного цеха	7000 т/год
Пыль электросталеплавильного цеха	2000 т/год
Другие отходы	1000 т/год.
Химический состав перерабатываемых отходов и
получаемых из них окатышей, приведен в таблице 26, а примеры
химического состава получаемого ГЖ и улавливаемой пыли - в
таблицах 27 и 28 [38]
Таблица 26. Пример химического состав перерабатываемых отходов.
Отходы	Fe	С	Zn	Cl	F	S	Na,О	K,O	CaO	SiO,
Доменный 31,8	37,6	1,2	0,07	0.16	0.7 0,2	0,3	3.1	4.1 шлам Пыль	31,3	0.2	21,1	0,29	4,84	0.2	1,5	1,4	10.3	6,2 ЭСПЦ Пыль ККЦ	53.6	0.7	2.5	3.3	0,96	0.1	1,0	5,8	5,0	0,8 Окатыши	39.8	13.3	3.6	1.2	0.82	0,4	0.6	2,4	4.6	4.0										
Таблица 27. Пример химического состава ГЖ, получаемого на
заводе FASTMET в Какогаве.
Fe общ.	Fe мет	| FeO	c	s	| Mn	CaO	SiO,
68,0	57,8	13,3	2,0	0,52	1,07	4,35	5,95
Таблица 28. Пример химического состава улавливаемой пыли на
заводе FASTMET в Какогаве.
Zn	I Pb	Fe обш.	Na	К	S	1 °	1 F	I C
56,4	4.99	0,32	3.13	10,79	1,69	4,86	0.15	0,01
9 4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Получаемое ГЖ в количестве 10000 т/год используется в
составе металлошихты кислородно-конвертерного цеха, а
улавливаемая цинксодержащая пыль в количестве 1400 т/год
продается производителям цинка. На заводе FASTMET в
Какогаве горелки в ПВП работают на жидком топливе,
получаемом из отходов нефтепродуктов и шламов
коксохимического производства. Это потребовало модификации
используемых на демонстрационном заводе горелок ПВП и
оборудования систем газоочистки и утилизации тепла отходящих
газов. Схема технологической цепи агрегатов на заводе
FASTMET в Какогаве представлена на рис. 27 [38].
эти
Рис. 27. Схема цепи агрегатов на заводе FASTMETв Какогаве:
1 - буккера шихтовых материалов; 2- смеситель, 3 - агрегат для сушки
окатышей: 4 - гранулятор; 5 - ПВП; 6 - вентилятор воздуха горения: 7 - охладитель
отходящего газа; 8 - система разгрузки; 9 горелки;' 10 - модифицированное
оборудование; 11- теплообменник;' 12 - рукавные фильтры; 13 - эксгаустер:
14 - дымовая труба; 15 - контейнер для горячего ГЖ
Результаты экспертной оценки топливно-сырьевых
затрат и экономических затрат на производство ГЖ процессом
FASTMET из железной руды (производительность цеха 500000
т/год) и металлургических отходов (производительность 200000
т/г) для условий США и Западной Европы приведены в таблице
29 [35].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 9 5
Таблица 29. Расход сырья, трудозатрат, энергоносителей и себестоимость
ГЖ, получаемого процессом FASTMET (Расчет на 1 т ГЖ).
Цех FASTMET 500000 ГЖ т/год. Железная руда н уголь.		Цех FASTMET 200000 ГЖ т/год. Металлургические отходы	
Жепезняи nvna т	1 ">-1 15	Метяппупгические стт-копы	1 1-1 3
Уголь, т	0,3-0,4	Уголь, т	не требуется
Связующее, кг	30-40	Связующее, кг	30-40
Топливо, Гкал	0,5-0.7	Топливо, Гкал	0,7-0,9
Электроэнергия, кВт*час	80-100	Электроэнергия, кВт*час	100-120
Вода, mj	1,0-2,0	Вода, м1	1.0-2,0
Трудозатраты, чсл*час	0,1-0,2	Трудозатраты, чел’час	0,1-0,2
Экономические затраты (S/т ГЖ) в США		Экономические затраты (S/т ГЖ) в США	
Затраты на производство	65-75	Затраты на производство	30-35
Капитальные затраты	13-18	Капитальные затраты	14-19
Себестоимость ГЖ	78-93	Себестоимость ГЖ	44-54
По другим оценкам для условий Северной Америки
капитальные затраты на строительство модуля FASTMET
производительностью 500000 т/год составят 90-100 млн.
долларов США, а себестоимость ГЖ, в зависимости от
перерабатываемых материалов может составлять 55-95 долл./т
[39].
5.3.2.4.	Процесс ITmk3
Процесс ITmk3 (Iron-making Technology Mark 3) является
разновидностью процесса FASTMET и разработан он также
фирмами Midrex и Kobe Steel ltd. Название процесса связано с
претензиями его разработчиков на большие перспективы
развития и применения этого процесса (Mark 1 - доменный
процесс, Марк 2 - Midrex-процесс. Mark 3 - ITmk3 - процесс
получения чугунных гранул). Технологическая схема процесса
ГГткЗ (рис.28) практически не отличается от процесса FASTMET
[40]. Принципиальным отличием этих двух процессов является
температурный режим в ПВП и вид получаемого продукта.
В процессе ГГткЗ рудоугольные окатыши
восстанавливаются в ПВП в условиях относительно высокой
температуры - 1350 °C. При этом практически полностью
9 6 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
восстановленное железо науглероживается до содержания
углерода 2,5-3,5 % и расплавляется, образуя фасолевицные
корольки чугуна размером 3,5-8,0 мм. Пустая порода окатышей
образует шлак, содержание FeO в котором не превышает 2 %, что
исключает высокую агрессивность шлака и способствует
высокой стойкости огнеупорных материалов пода печи. После
охлаждения чугунные корольки отделяются от шлака с помощью
магнитной сепарации. Содержание серы в чугунных корольках
зависит от ее содержания в применяемом при производстве
окатышей угле. Температурные условия процесса ITmk3 и состав
получаемого продукта по сравнению с процессами Midrex,
FASTMET и доменным наглядно показаны на диаграмме
состояния системы "железо-углерод" (рис. 29) [40].
Система	Отходящий газ
Чугуниыа гранулы Шлак
Рис.28. Схема процесса /ТткЗ:
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 9 7
Рис.29. Положение технологических параметров процесса ГТткЗна фазаовой
диаграмме состояния "Fe-C":
1 - стабильная система Fe-C; 2 - жидкость; 3 - жидкость^ графит, 4 - доменный
процесс; 5 гамма Fe + жидкость; 6 - гамма Fe + графит; 7 - альфа Fe + графит.
8 - температура. ”С; 9 - температура, К.
Процесс 1ТткЗ отрабатывался в течение 6 месяцев в 1999-
2000 гг. на пилотной установке производительностью 0,4 т/час
(диаметр ПВП 4 м, ширина пода 0,8 м) на заводе в Какогаве. При
разработке проекта пилотной установки исходили из трех
концептуальных положений [41]:
•	получении готового продукта в одном агрегате;
•	снабжение процесса теплом путем сжигания топлива в
горелках;
•	непрерывность процесса.
С учетом такого концептуального подхода в качестве
основного агрегата в процессе ITmk3 была выбрана ПВП, в
которой осуществляются следующие технологические операции:
•	непрерывная загрузка шихтовых материалов;
•	восстановление и науглероживание железа;
•	плавление чугуна и шлака;
•	охлаждение и затвердевание продуктов
9 8 ((Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
•	непрерывная выгрузка продуктов.
При отработке технологии процесса на пилотной
установке для получения рудоугольных окатышей использовали
гематитовые и магнетитовые концентраты с содержание железа
от 66,77% до 69,2 % и угли с содержанием: нелетучего углерода -
от 69,3 % до 72,04%; золы - от 8,6% до 9,65 % и серы - от 0,22%
до 0,53%. Получаемые корольки чугуна содержали: 95-97 % Fe;
2,54,3 % С ; 0,015-0,05% S; 0,2% Si; 0,1% Мп; 0,06% Р. Все 100 %
корольков имели крупность более 3,35 мм и 90 % - крупнее 6,7
мм. Объем получающихся металлических корольков составляет
около 1/8 объема исходных окатышей, а их средний диаметр не
превышает 1/2 диаметра исходных окатышей [41,42]. Пилотная
установка в Какогаве успешно проработала 6 месяцев, в течение
которых максимальный период непрерывной работы установки
составил 21 день. Тепловой баланс процесса характеризуется
следующими относительными (%) цифрами [41]:
Статьи прихода	Величина	Статьи расхода	Величина
Горение угля	67,0	Восстановление и	41.6
		плавление	
Горение топлива	21,3	Отходящий газ	42,3
Подогретый воздух	11,7	Теплосодержание	6,5
		продуктов Потери тепла	9.6
Преимуществами нового процесса по мнению
разработчиков являются [40]:
•	простота;
•	небольшие капитальные вложения;
•	низкая себестоимость продукта;
•	гибкость в выборе шихтовых материалов и
восстановителя;
•	простота транспортировки продукта;
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» 9 9
•	отсутствие мелких отходов продукта.
Для строительства модуля ITmk3 производительностью
500000 в год требуются капиталовложения в сумме 90-100 мтн.
долларов США, а себестоимость 1 т чугунных корольков по
расчетам разработчиков для случая расположения модуля ITmk3
на месте добычи руды составит 85-90 долларов [40]. Наиболее
перспективными областями применения этого процесса считают:
•	производство товарных чугунных корольков на месте
добычи руды (исключаются расходы на перевозку пустой
породы руды или концентрата и кислорода оксидов
железа);
•	производство чугунных корольков на металлургическом
заводе и использование их в горячем виде в качестве
металлошихты ДСП или конвертеров;
•	применение процесса для рециклинга пыли ДСП на мини-
заводах.
Как и в других процессах, осуществляемых в ПВП, в
процессе ITmk3 цинк удаляется из перерабатываемых материалов
более, чем на 95 %, и в виде оксида улавливается в системе
газоочистки с рукавными фильтрами. Это также обеспечивает
перспективу применения процесса в странах с жесткими
законами по защите окружающей среды (Европа, Япония, США).
Следующим обязательным этапом развития процесса
перед его коммерциализацией фирмы-разработчики считают этап
испытания его на полупромышленном модуле
производительностью 50000-200000 т/год [40] и приглашают
инвесторов для разделения финансовых затрат и риска.
1 0 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
5.3.2.5. Процесс Comet
Процесс Comet разработан в лабораториях Центра
металлургических исследований (CRM) в Бельгии при участии
фирмы Paul Wurt (Люксембург). Процесс также осуществляется в
камерной кольцевой печи с вращающимся подом (ПВП), но в
отличие от процессов FASTMET и ГГткЗ, в которых
используются рудоугольные окатыши или брикеты, в процессе
Comet высушенные мелкая (0,04-2.0 мм) руда и уголь загружаются
на под печи тонкими (3-6 мм) чередующимися отдельными
слоями. Уголь загружается в смеси с небольшим количеством
известняка или извести (рис.30-31). В ПВП температура
многослойной шихты прогрессивно повышается от 25 до 1300 °C.
При этом происходит удаление остаточной влаги, гидратной воды,
выделение летучих веществ угля. При температуре выше 700 °C
начинаются реакции газификации углерода угля углекислотой и
парами воды. Восстановление оксидов железа идет монооксидом
углерода и водородом, которые образуются в реакциях
газификации углерода угля. Образующиеся при восстановлении
оксидов железа нижнего слоя СО2 и Н,0 газифицируют углерод
вышележащего слоя угля. Между слоями угля и руды (рис.32) идет
обмен окислительных и восстановительных компонентов газа [43].
Температура в печи поддерживается с помощью горелок, которые
могут работать на газовом или пылеугольном топливе, а также путем
вдувания подогретого воздуха для дожигания избытка СО, Н2 и
выделяющихся из угля летучих веществ [43,44]. Достаточно высокая
степень металлизации получаемого ГЖ (92 %) достигается при
меньшей производительности печи, чем при использовании
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I О I
рудоугольных окатышей или брикетов в процессе FASTMET,
например. Однако, это компенсируется отсутствием
необходимости окомковывать исходную шихту, а также более
высоким качеством получаемого ГЖ. Ддая выгрузки из печи ГЖ и
остатков компонентов шихты используют (рис.33) режущее
устройство и специальный скребок [43]. Остаточный уголь,
известняк, зола угля, а также сульфид кальция легко отделяются
от Г Ж после разгрузки их из печи. Содержание пустой породы в
ГЖ процесса Comet определяется только ее содержанием в
используемой руде и составляет около 5%, а содержание серы
также не превышает 0,05 %. ГЖ получается в виде листов
толщиной около 4-7 мм и его необходимо фрагментировать на
куски. ГЖ Comet по составу является высококачественным
компонентом металлошихты для ДСП и может использоваться, в
зависимости от специфических условий, как в холодном виде, так
и в горячем (рис.30). Процесс Comet пригоден также для
переработки металлургических отходов при достаточно высоком
содержании в них железа. Лабораторные испытания показали
возможность использования замасленой прокатной окалины, а
также доменных шламов, содержащих цинк и свинец. В течение
30 минут нагрева до 1300 оС степень удаления цинка составляла
более 95 %, а свинца - более 90 % [43].
1 0 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Рис. 30. Технологическая схема процесса Comet:
1 - известняк: 2 - уголь; 3 • железная руда; 4 - смеситель; 5 - сушильный барабан;
б - воздух; 7 - камера окончательного дожигания; 8 - тепло для сушильных барабанов;
9 - подогретый воздух для горелок ПВП; 10 - скруббер; 11 - печь с вращающимся
подом (ПВП); 12 - горячее грохочение; ТЗ - горячее ГЖ для ДСП;
14 - отходы; 15 - охлаждение; 16 - грохочение; 17 - ГЖ; 18 - отходы
Рис.31. Схема системы загрузки шихты на под в процессе Comet:
1 - основные (первичные) бункера; 2 - уголь, 3 - железная руда; 4 - кожух печи;
5 - под печи.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 О 3
5 :( CO » CO; - H; . H/?	
Puc. 32. Механизм восстановления оксидов железа в ПВП Comet:
I - под печи: 2 - слой восстановителя: 3 - слой железной руды, 4 - радиационный
теплообмен, 5 - отходящий газ.
Рис. 33. Схема разгрузочной системы в печи Comet:
1 - режущее устройство; 2 - скребок; 3 - под печи; 4 - лоток;
Отработку технологии и техники процесса производили в 1996-
97 гг. на пилотной установке CRM в Льеже производительностью 100
кг ГЖ/час (средний диаметр кольцевого пода - 2,6 м, полезная ширина
пода - 0,3 м, обогрев печи - электрический, максимальная температура
1500 °C). При испытаниях процесса на пилотной установке
1 0 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
установлена четкая зависимость между временем процесса
(производительностью печи) и степенью металлизации продукта для
одних и тех же температурных условий и характеристик многослойной
шихты. Степень металлизации 90-95 % достигали при удельной
производительности процесса не более 40-45 кг ГЖ/м2*час при трех
слоях руды на поду [44].
В 1997 году усилиями 4-х металлургических компаний
Бельгии, Голландии и Люксембурга (Cockerill Sambre, Profilarbed,
Sidmar и Hoogovens) при поддержке фирмы Paul Wurt, которой
принадлежит исклюзивное право на строительство агрегатов Comet
[43], в Бельгии на заводе Sidmar-Gent была построена
демонстрационная установка Comet производительностью 1,5 т
ГЖ/час (средний диаметр кольцевого пода - 7,2 м; полезная ширина
пода - 2,2 м; отопление радиационными горелками, работающими на
коксовом газе; максимальная температура в печи - 1500 оС; время
процесса - от 18 до 180 мин). На демонстрационной установке в
1998-1999 годах проводили оптимизацию технологических
параметров процесса и оценивались его экономические показатели.
[4,31,43]. Сообщалось о планах строительства завода по
производству ГЖ по технологии Comet (Sidcomet)
производительностью 700000 т/год. Однако после 2000 года
информация о работе демонстрационной установки и перспективах
коммерциализации процесса Comet не обнаружена.
5.3.2.6. Процесс PRIMUS
Процесс PRIMUS, разработанный фирмой PAUL WURT,
осуществляется в вертикальной цилиндрической мультикамерной и
мультиподовой печи с расположенными друг над другом в виде
этажерки стационарными подами (рис.34), которые являются
перегородками между камерами, служащими полом и потолком этих
камер [45,46]. Перегородки-поды выполнены из огнеупорного кирпича
и имеют отверстия, позволяющие шихтовым материалам пересыпаться
сверху вниз с одного пода на другой. Перемещение шихтовых
материалов по каждому поду производится с помощью скребков,
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 0 5
закрепленных на расположенных над подами радиальных
кронштейнах, вращающихся вместе с вертикальной осевой колонной.
В каждой камере печи на осевой колонне закреплено несколько
радиальных кронштейнов с расположенными под определенным
углом ножевыми скребками. Шихтовые материалы перемещаются по
подам скребками поочередно от центра печи к периферии, а затем - от
периферии к центру и т.д. С нижнего пода печи скребками
вьпружаегся из печи готовый продукт.
Рис. 34. Схема му.зьтиподовой печи PRIMUS:
/ - вращающаяся колонна; 2 - кронштейн с ножевыми скребками;
3 - самоподдерживающийся стационарный под: 4 - воздух для дожигания СО;
5 - уголь; 6 - железная руда, прокатная окалина, замасленный шлам, пыль ДСП.
доменный и конвертерный шлам: 7 - к системе газоочистки; 8 - отхооящий газ,
9 - сушка. 10 - нагрев, прокаливание, удаление масел; 11- восстановление: 12 - ГЖ.
1 0 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
В качестве исходных шихтовых материалов в процессе
PRIMUS может использоваться мелкая железная руда или
металлургические мелкодисперсные отходы, содержащие
оксиды железа (доменные и конвертерные шламы, прокатная
окалина, пыль ДСП, замасленные шламы), а в качестве
восстановителя - мелкий углеродсодержащий материал,
например уголь. Сырьевые материалы и уголь загружаются в
печь сверху, а уголь и другие добавки могут подаваться,
также, на под в любой камере печи через отверстия в ее
стенке. В камеры нижней и средней частей печи подается
воздух для дожигания СО, выделяющегося при
восстановлении оксидов железа углеродом, а также летучих
веществ угля и газообразных продуктов разложения масел. В
верхних камерах идет сушка сырьевых материалов, а затем их
нагрев, прокаливание и освобождение от масел. В нижних
камерах печи при температуре 1000-1050 °C идут процессы
восстановления оксидов железа с образованием ГЖ. В этих
камерах печи существуют зоны с высоким
восстановительным (внутри слоя смеси сырьевых материалов
и угля) и окислительным (газовая фаза над слоем)
потенциалами (рис.35). Необходимая энергия для процесса
обеспечивается за счет тепла, выделяющегося при полном
дожигании СО и летучих веществ угля. Относительно низкая
температура процесса (максимум 1100 °C) при полном
дожигании СО обеспечивает высокую эффективность
использования энергии в процессе.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 0 7
Рис.35. Окислительные и восстановительные зоны в камерах мультиподовой
печи PRIMUS:
1 - восстановительная атмосфера в слое шихтовых материалов; 2 - реакции;
3 - граница между окислительной и восстановительными зонами; 4 - зона горения,
окислительная атмосфера; 5 - воздух, б - радиационная теплопередача, 7 - смесь
железосодержащих материалов (руда. шлам. окалина) с углем; 8 - возгонка летучих
компонентов и унос их с отходящим газом (Ln. Pb, Na, К. С1).
Цинк и свинец, содержащиеся в сырьевых материалах
восстанавливаются, испаряются и окисляются газом. Оксиды
цинка и свинца выносятся из печи с газом и улавливаются в
системе газоочистки с рукавными фильтрами. Грубая пыль
улавливается в циклонах и рециклируется. В процессе обработки
в печи сырьевые материалы освобождаются также от оксидов и
натрия и калия, а также от хлора. Содержание цинка в
уловленной пыли достигает 50-60 %, что позволяет использовать
ее в качестве сырья при производстве цинка (рис.36). При
переработке процессом PRIMUS пыли ДСП с повышенным
содержанием цинка, предусматривается отбор газа из камер
восстановительной зоны печи и отдельная их очистка от пыли. В
этом случае уловленная пыль содержит более 90 % оксида цинка
(рис.37) [46].
! 0 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Рис. 36. Схема переработки процессом PRIMUS руды, прокатной окалины,
доменных шламов и пыли ДСП:
1 - концентрат ГЖ; 2 - охлаждение ГЖ, 3 - разгрузочный бункер; 4 - воздух;
5 - уголь; б - железная руда, доменный и конвертерный шлам. прокатная окалина, пыль
ДСП: 7 - отходящий газ; 8 - циклон; 9 - рециклинг мелочи шихтовых материалов:
10 - дожигание газа; 11 - подогрев воздуха горения; 12 - впрыск воды;
13 - труба; /4 - фильтр; 15 - пыль оксидов цинка и свинца.
Рис.37. Схема переработки процессом PRIMUS пыли ДСП:
1 - концентрат ГЖ; 2 - охзажоение; 3 - воздух; 4 -уголь; 5 - пыль ДСП:
б - отходящий газ; 7 - очистка отходящего газа: 8 - стадия прокаливания,
возгонка Ph и щелочей: 9 - дожигание газа: 10 - стадия восстановления: возгонка
и окисление цинка, дожигание СО: 12 - очистка отходящего газа:
11 - разгрузочная воронка: 12 - концентрат ZnO.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»	1 0 9
Отработку и испытания процесса провели на лабораторной
камерной печи с одним подом (внутренний диаметр печи 0,5 м) и
на пилотной установке (внутренний диаметр 2 м, 11 камер по
высоте печи) производительностью 1-2 т/час на заводе в Esch-
Belval в Люксембурге. За1рузку материалов производили
отдельно. Каждая камера печи имела окна для загрузки
материалов, отбора проб и визуального наблюдения за
процессом, а также горелки и вентиляторы для подачи воздуха
для дожигания СО. Получаемый продукт из нижней камеры
разгружался на водоохлаждаемый грохот. При использовании в
качестве сырьевых материалов мелкой руды получаемое ГЖ
имело степень металлизации более 95 %. При использовании в
качестве сырья металлургических отходов, включая пыль ДСП,
степень металлизации продукта достигала более 90 %. Степень
удаления цинка и свинца при этом составляла более 95 %.
Мультикамерная печь позволяет организовать автономный
отбор отходящих газов на ранних стадиях процесса. Это имеет
важное значение при утилизации пылей ДСП, содержащих кроме
цинка, значительное количество свинца , а также соединения
хлора, калия и натрия, присутствие которых в цинковом
концентрате нежелательно. Свинец, хлориды и щелочные
металлы легко возгоняются при обжиге пыли в окислительной
атмосфере при температуре 950-1050 оС. Отвод образующихся
отходящих газов с этой стадии процесса позволяет получать
пыль, содержащую основное количество свинца, хлоридов,
натрия и калия. Затем в печь, на соответствующий под, подается
уголь и начинается восстановительный обжиг, в процессе
которого возгоняется цинк. Пыль, улавливаемая с этой стадии
процесса содержит основное количество цинка, концентрация
которого в уловленной пыли значительно повышается благодаря
предварительной возгонке свинца, хлоридов и щелочей. В
таблице 30 приведены составы исходной пыли ДСП, пыли,
уловленной на стадии окислительного обжига, и пыли,
/ / О«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
уловленной па стадии восстановительного обжига в
многоподовой печи PRIMUS [47].
Таблица 30. Состав исходной пыли ДСП и пылей отходящих газов
со стадии окислительного и восстановительного обжига в печи
PRIMUS
1 Zn		РЬ	Fe	С	1 С1	К	Na
Пыль ДСП	41	5	25	1.5	2		
Пыль обжига	1-2,5	35-45	0.5-1	-	30-35	7,5-12	8-10
ZnO концентрат	75-78	1-1.5	0.5-1	-	0,1-0,5	0.2-0,5	0.1-0.5
В одном из последних сообщений разработчиков процесса
говорится о том, что завершающей стадией процесса является
выплавка чугуна из полученного в многоподовой печи
мелкодисперсного ГЖ. Для выплавки чугуна использована
рудно-термическая электропечь. Чугун, полученный на пилотной
установке, содержал 3-4,5 % С , 0-0,2 % Si и более 0,1 % S [47].
Отработка и испытания процесса PRIMUS на пилотной установке
продолжаются [45,47]. Имеются сведения о начале строительства
в 2001 году' цеха по переработке процессом PRIMUS пыли ДСП
на мини-заводе в Люксенбурге.
6.	СОСТОЯНИЕ ПРОЦЕССОВ БЕСКОКСОВОЙ
М ЕТАЛЛУРГИИ ЧУГУНА
Как отмечалось ранее, многочисленные процессы для
получения жидкого металла из руды и угля в различных
агрегатах разрабатывались и испытывались в течение нескольких
десятилетий. Интерес к таким процессам возобновился и сильно
возрос в 70-90-х годах прошлого столетия. В настоящее время
можно выделить два направления развития этих процессов:
•	получение чугуна из подготовленного или
неподготовленного железорудного сырья одностадийными
или многостадийными процессами, в которых чугун
получается в результате восстановления железа углеродом
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 1 I
из жидкой фазы (расплавленного окисленного или
частично восстановленного железорудного сырья);
•	выплавка чугуна в электропечах из ГЖ, полученного с
использованием угля в ПВП из рудоугольных окатышей
или брикетов.
Один из процессов первого направления (Согех) уже
вышел на уровень промышленного применения, а другие либо
находятся на пути к нему (POMEJIT, Hismelt), либо проходят
стадию доработки и испытаний на пилотных установках.
Одни процессы второго направления уже нашли
промышленное применение в технологических схемах
утилизации металлургических отходов, другие еще проходят
стадию доработки и испытаний.
6.1. Процессы жидкофазного восстановления
Возобновление и рост интереса к этим процессам связан с
прогнозируемым дефицитом кокса и возможностью
использования неокускованных железорудных материалов, а
также с экологическими преимуществами (по сравнению с
доменным процессом) процессов жидкофазного восстановления,
которые не требуют наиболее сильно загрязняющих
окружающую среду производств кокса и окускованного
железорудного сырья (агломерата и окатышей). Однако
единственный, пока, промышленный процесс жидкофазного
восстановления (Согех), использует окускованные материалы, а в
качестве топлива и восстановителя, кроме угля, частично в нем
используется кокс.
В одностадийных процессах жидкофазного
восстановления в рабочее пространство плавильно-
восстановительного агрегата подаются уголь, руда, кислород или
воздух, обогащенный кислородом. В рабочем пространстве
агрегата существуют 4 зоны [48]:
Зона 1 - нижняя часть плавильно-восстановительной печи,
в которой накапливается жидкий металл. В этой, относительно
/ / 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
спокойной зоне продолжается науглероживание металла,
происходит ограниченное перемешивание металла со шлаком и
массо- и теплообмен между ними, определяющий состав чугуна.
Зона 2 - слой барботируемого шлака, играющий важную
роль в процессе жидкофазного восстановления. В этом слое
происходит восстановление оксидов железа углеродом с
образованием железа и СО и интенсивные теплообменные
процессы. Здесь же происходит неполное горение углерода угля,
выделение и декомпозиция летучих веществ угля. Выделяющиеся
в реакциях СО и Н2 образуют газовые пузыри, которые
барботируют шлаковый слой. Часть шлака образует гарниссаж на
водоохлаждаемых стенках этой зоны плавильно-
восстановительной печи. В этой же зоне происходит
науглероживание железа и образование чугуна.
Зона 3 - зона дожигания выходящего из слоя шлака
восстановительного газа вдуваемым сюда кислородом или
обогащенным кислородом дутьем. Эта зона расположена
непосредственно над слоем барботируемого шлака. В этой зоне
выделяется максимальное количество тепла в результате
сгорания газообразных продуктов реакций восстановления
углеродом оксидов железа и процесса пиролиза угля. Здесь идет
интенсивный радиационный (главным образом) и конвективный
теплообмен между газом и шлаком. Температура газов в этой
зоне может достигать 2000 °C и выше. В этой зоне продолжается
нагрев железорудных материалов и угля, идет процесс пиролиза
угля с выделением из него летучих веществ и происходит
плавление мелких частиц руды.
Зона 4 - достаточно большое по объему свободное
пространство в верхней части плавильно-восстановительной
печи, необходимое для погашения энергии взлетающих капель
шлака, снижения скорости выделяющегося дыма и уменьшения
выноса мелочи загружаемых материалов с отходящим газом. В
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 1 3
этой зоне поступающие в печь руда и уголь интенсивно
нагреваются газом.
Эффективность процессов жидкофазного восстановления
в значительной мере определяется степенью дожигания газа в
зоне 3 и степенью передачи выделяющегося здесь тепла шлаку. В
большинстве пилотных испытаний жидкофазных процессов
установлено, что высокая степень передачи тепла шлаку может
достигаться только при низкой степени дожигания газа. В этом
случае значительная часть химической энергии газа не
используется в плавильной печи. Но и при максимальной степени
дожигания и низкой степени передачи тепла шлаку из печи
выходит большое количество тепла с высокотемпературным
отходящим газом. В обоих случаях избыток энергии газа
(химической или тепловой) теряется плавильно-восста-
новительным процессом, но он может быть использован в
утилизационных процессах для производства пара и
электроэнергии с неизбежными при этом потерями.
В высокотемпературных зонах плавильно-
восстановительных агрегатов стены имеют интенсивное водяное
охлаждение, что увеличивает потери тепла в этих процессах. При
работе плавильно-восстановительных печей под давлением
снижаются скорости газа и удельные потери тепла в процессе, но
существенно возрастает сложность агрегата и капитальные
затраты на его строительство.
В двухстадийных жидкофазных процессах подго-
товленные (процесс Согех) или неподготовленные железорудные
материалы перед поступлением в плавильно-восстановительную
печь нагреваются и частично восстанавливаются в шахтных
реакторах, в реакторах со взвешенным слоем или циклонах,
являющихся продолжением плавильно-восстановительной печи.
Общая схема таких процессов представлена на рис. 38.
/ 1 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Рис.38. Схема двухстадийных процессов жидкофазного восстановления:
1 - жидкий металл; 2 - воздух/кислород: 3 - уголь; 4 - финальная стадия
восстановления (жидкофазное восстановление); 5 - шлак: 6 - газ из плавильно-
восстановительной пени; 7 - частично восстановленная руда: 8 - стадия
предварительного восстановления: 9 - отходящий газ: 10 - руда и флюс
Основными процессами, происходящими в рабочем
пространстве плавильно-восстановительных печей жидкофазного
восстановления являются:
•	Плавление железорудных материалов и растворение их
оксидов в шлаке, что требует перемешивания шлака и
высокой его температуры (не менее 1450 °C).
•	Декомпозиция угля с выделением летучих веществ и смол
и образование полукокса. Угли с высоким содержанием
летучих генерируют большое количество газов, что
увеличивает скорость газов в 4-й зоне и увеличивает
вынос пыли.
•	Восстановление с высокой скоростью оксидов железа из
шлака углеродом частиц полукокса, замешанных в
барботируемом шлаке. Для большинства процессов их
стабильность обеспечивается при 20-30% избытка (по
объему) частиц полукокса в шлаке, а производительность
определяется содержанием FeO в шлаке.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 1 5
•	Вспенивание и барботирование шлака. Барботирование и
разбрызгивание шлака обеспечивает его перемешивание и
высокую степень передачи тепла шлаку от газа.
Вспенивание шлака замедляет процесс теплопередачи и
скорость восстановления и поэтому является
нежелательным в процессах жидкофазного
восстановления.
•	Растворение углерода и перемешивание ванны металла
Этот важный процесс, обеспечивающий однородность
состава и высокую температуру металла, достигается либо
вдуванием угля и руды в металл (процесс Hismelt), либо
вдуванием кислорода или обогащенного им воздуха в слой
шлака через боковые фурмы (процесс РОМЕЛТ) или
сверху через вертикальные фурмы, как в кислородном
конвертере (процесс Ausmelt), либо путем вдувания азота
через донные фурмы (процесс DIOS).
•	Выход газа и вынос пыли. По условиям отвода газа и
утилизации его тепла температура отходящего газа не
должна превышать 200-210 °C. Скорость отходящего газа
и конструкция газоотвода определяют высоту
цилиндрических плавильно-восстановительных печей.
•	Формирование состава чугуна. Содержание углерода в
чугуне, а также содержание, кремния, серы и фосфора в
значительной мере определяется содержанием FeO в
конечном шлаке процесса и способом подачи угля в
плавильную печь. В процессах с высоким содержанием
FeO (Hismelt) достигается низкое содержание фосфора и
повышенное - серы и наоборот.
•	Поведение цинка и свинца. Все процессы жидкофазного
восстановления могут успешно использоваться на заводах
интегрированного типа для переработки шламов и пылей.
Содержащиеся в них цинк и свинец возгоняются,
окисляются отходящими газами и в виде оксидов
I 1 б
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
выносятся ими из плавильно-восстановительнои печи, а
затем улавливаются в системе газоочистки.
Состояние процессов жидкофазного восстановления отражено в
таблице 31 [3].
Таблица 31. Процессы жидкофазного восстановления.
Провесе	Топливо, шихта	Комментарии
COREX	Уголь, кокс, окатыши, кусковая руда	Заводы в ЮАР, Индии, Корее. Мощность 3 млн. т. На заводе в Салданахе (ЮАР) комплекс COREX- MIDREX (0,650 млн.т чугуна и 0,8 млн.т. губчатого железа;
FINEX	Уголь, мелкая руда	Пилотная установка пущена в 1999 г фирмой POSCO. Производительность 150 т/сутки.
РОМЕЛТ	Уголь, руда, железосодержащие отходы	Полупромышленная установка, выплавлено более 40000 т. чугуна. Проектируется завод в Индии.
Hisnielt	Уголь, мелкая руда	Пилотная установка, выплавлено более 22000 т. чугуна Планируется строительство завода в Австралии.
DIOS	Уголь, мелкая руда	Пилотный завод JISF фирмы NKK. В настоящее время не работает.
Auslron	Уголь, руда, воздух, кислород	Пилотиая установка (2 т/час) в Австралии.
AISI	Уголь, окатыши, металлические отходы	Плавильная печь полностью испытана (установка включает еще шахтную печь).
CCF	Уголь, мелкая руда	Циклонная печь испытана без связи с плавильной печью-газификатором. Печь - газификатор разработана и испытана в США (А181).Фирма Hoogovens планировала построить завод на 800000т/год. План заморожен.
TECHNO-	Уголь и кокс, мелкая	Полупромышленная установка в Бразилии
RED	руда воздух.	(20000т/год). Шахтная печь. Планируется завод в США.
6.1.1. Процесс Согех
Разработанный фирмой VAI (VOEST-ALPINE
Industrienlagenbau GmbH, Австрия) процесс Согех испытывался
на полупромышленной установке производительностью 60000
т/год. Первый промышленный агрегат Согех (С-1000)
производительностью 1000 т/сутки (300000-400000 т/год) был
построен в 1989 году на металлургическом заводе в Претории
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 / 7
(ЮАР). Получаемый чугун использовали в качестве
металлошихты для двух ДСП емкостью по 120 т.
В 1992 году VAI подписала контракт с Корейской фирмой
POSCO на строительство агрегата Согех С-2000
производительностью 2000 т/сутки на металлургическом заводе
Pohang Works. Агрегат начал работать в ноябре 1995 года.
В 1995 году фирма VAI подписала контракт на
строительство аналогичного агрегата С-2000 на
металлургическом заводе фирмы Saldanha Steel Ltd в ЮАР.
Агрегат был пушен в декабре 1998 года. Отходящий газ агрегата
Согех на этом заводе после отмывки от СО: используется в
модуле Midrex. Получаемые чугун (650000 т/год) и ГЖ (800000
т/год) используются для выплавки стали в электропечах.
В августе 1999 года вступил в строй первый агрегат С-
2000 на металлургическом заводе JINDAL VIJAYANAGAR
STEEL (JVSL) в Индии, проект которого предусматривает
строительство двух таких агрегатов. Отходящий газ агрегатов
Согех используется на этом заводе в качестве топлива на
заводской электростанции и на фабрике окомкования для обжига
окатышей [50-53]. Получаемый чугун используется в качестве
металлошихты двух кислородных конвертеров емкостью по 150 т.
Процесс Согех является двухстадийным процессом,
который осуществляется в комбинированном агрегате,
включающем шахтный восстановительный реактор и плавильную
печь-газификатор. В этом процессе окатыши или кусковая
железная руда, или их смесь частично восстанавливаются в
шахтном реакторе газом, поступающим из плавильной печи-
газификатора (рис.39). В шахтном восстановительном реакторе,
работающем под высоким давлением, железорудные материалы,
загружаемые через шлюзовое загрузочное устройство,
восстанавливаются в противотоке при температуре 800-850 °C
газом, состоящем только из СО и Н2, до степени металлизации
7 7 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
90-93	%. Полученное ГЖ шнековыми устройствами
выгружается из реактора и загружается в плавильную печь-
газификатор, где происходит его плавление и довосста-
новление железа из жидкого
шлака углеродом угля, загружаемого непосредственно в печь-
газификатор также через шлюзовое загрузочное устройство.
Для сжигания угля в печь-газификатор через фурмы в слой
угля вдувают кислород. Образующийся газ, проходя через
слой угля и ГЖ охлаждается до температуры около 1000 °C
(под куполом печи-газификатора). При этих температурах
летучие вещества и смолы из угля разлагаются до СО и Н2.
Горячий газ из печи-газификатора очищается от пыли в
циклонах и через фурмы вдувается в нижнюю часть
восстановительного реактора. Уловленная в циклонах пыль,
содержащая уголь и железо, вдувается в печь-газификатор.
Необходимую температуру (800-850 °C) восстановительного
газа, вдуваемого в реактор получают, подмешивая к горячему
газу холодный восстановительный газ. Отходящий из
восстановительного реактора газ имеет высокий
энергетический потенциал и может использоваться для
энергетических целей в качестве восстановительного газа или
и для получения синтез-газа [26]. Одной из технологических
новинок в процессе COREX является применение мелкой
железной руды (в количестве до 10-12 % от всей
металлошихты), которая загружается в плавильную печь
газификатор через загрузочные устройства для угля. Это
приводит к сокращению расхода топлива и кислорода на
процесс. Так минимальный расход кислорода (518 м3/т) и
минимальный расход топлива (993 кг/т) на модуле COREX С-
2000 в Джиндале (Индия) был достигнут при использовании
рудной мелочи, загружаемой в плавильную печь по тракту
загрузки угля. Рекордные показатели работы этого модуля,
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 1 9
достигнутые в течение 2000 года составляют [53]: суточная
производительность - 3065 т/сутки (25 ноября); месячная
производительность - 71838 т/месяц (ноябрь); максимальная
доля кусковой руды и рудной мелочи в шихте - 47,1 %
(ноябрь); максимальная доля рудной мелочи в шихте - 12,2 %
(ноябрь). В 2000 году доля кусковой руды в шихте колебалась
в пределах 12-36, а доля рудной мелочи - в пределах 7-12 %.
Во втором квартале 2001 года ожидался пуск второго модуля
С-2000 на заводе в Джиндале.[53].
Окатыш. 140 т/час
Чугун, 02 т/час
СО 43%
СО2 32%
Н2 20%
Паровой
энергоблок
(100 МВт. час)
Рис.39. Технологическая схема процесса COREX:
Типичный для процесса Согех баланс сырья, топлива,
энергоресурсов и получаемых продуктов представлен в таблице 32 [54]
I 2 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Таблица 32. Типичные величины расхода материалов, топлива,
электроэнергии, трудозатрат и выхода побочных продуктов в процессе
Согех (на 1 т чугуна).
Материалы, продукты и т.д.	Расход	Выход	Единицы измерения
Уголь	980		КГ
Окатыши	1480		кг
Известняк	112		кг
Доломит	130		кг
Кислород	540		м3
Азот	80		м3
Электроэнергия	75		кВт*час
Пар	15		КГ
Другие топлива	0,5		ГДж
Вода	1,5		м3
Огнеупоры	1,5		КГ
Трудозатраты оперативного	0,14		чел* час
персонала Затраты на обслуживание	4-6		долл. США
Гранулированный шлак		315	кг
Колошниковый газ		13,2	ГДж
Использование избыточного энергетического потенциала
отходящего из шахтного реактора газа необходимо для улучшения
экономических показателей процесса Согех. На рис. 40 представлена
концептуальная схема модуля Согех С-3000 в комбинации с тепловой
электростанцией (А), работающей на отходящем газе шахтного
реактора и такого же модуля, работающего в комбинации с модулем
MIDREX (В). Количество вырабатываемой электроэнергии превышает
потребность в ней процесса Согех (включая электроэнергию для
производства кислорода). Подобная схема реализована на
металлургическом заводе JVSL в Индии, где, кроме того, отходящий
газ используется для обжига окатышей на фабрике окомкования,
производящей окатыши для модуля Согех. Технологическая схема
комбинации модулей Согех и Midrex, реализованная на
металлургическом заводе SALDANHA представлена на рис. 41 [50,51 ].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 2 1
3
в
132 Vh 8
125 t/h
°™ 14
Рис. 40. Расчетный баланс металла и энергии в схемах комбинации модуля COREX
С-3000 с тепловой электростанцией (А) и модулем MIDREX (В):
I - уголь 1050 МВт'т; 2 - избыточный отходящий газ 500 МВт/т;
3 - электростанция с комбинированным циклом; 4 - электроэнергия на продажу
200 Мет или 1600000 МВт*час/год; 5 - электроэнергия 10 МВт; 6 - кислородный блок
30 МВт; 7 - кислород 70000 м3/час; 8 - чугун 1100000 т/год, 132 т/час.;
9 - отходящий газ 218000м3/ч.; 10- модуль COREX С-3000; 11 - очистка газа от СО: и
нагрев; 12 - модуль M1DREX, работающий на отходящем газе модуля COREX;
13 - газ на продажу 30000 м3/ч.; 14 - ГЖ 125 tn/час или 1000000 т/год,
А - производство электроэнергии на отходящей газе процесса COREX;
В - Комбинация производств чугуна и ГЖ.
1 2 2
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
800 тыс т/г
Установка
MIDREX
Рис.41. Комбинация процессов COREX и MIDREX на заводе SLDANHA STEEL в
Южной Африке:
В нижней части плавильной печи-газификатора Согех
образуется коксовая насадка, наличие которой обуславливает
получение в этом процессе чугуна, практически не
отличающегося от доменного чугуна по содержанию углерода,
кремния и серы, а также и по температуре. Для обеспечения
нормальной работы агрегата в период его пуска вместо угля
используют кокс. Кокс загружают также перед остановкой
агрегата [51-52]. Работа агрегата Согех без кокса требует точного
регулирования теплового состояния печи-газификатора, так как
образующийся из угля полукокс имеет меньшую прочность,
меньшие размеры кусков и менее однороден по размеру по
сравнению с коксом. Все это требует обеспечения более высокой
степени металлизации ГЖ, получающегося в шахтном
восстановительном реакторе агрегата Согех, более равномерного
распределения газового потока, оптимизации высоты слоя
коксовой насадки в печи-газификаторе и расхода вдуваемого
кислорода. В связи с этим к физико-химическим свойствам углей,
в частности к реакционной способности, горячей прочности и к
гранулометрическому составу углей, используемых в процессе
COREX предъявляются требования качественно аналогичные
требованиям к физико-химическим свойствам доменного кокса.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа» I ’ 3
Так по данным [53], наиболее подходящий для процесса COREX
уголь должен обладать следующими свойствами:
Свойства угля Содержание нелетучего углерода Содержание летучих веществ Содержание золы Содержание серы Теплотворная способность Реакционная способность, (CRI) Горячая прочность, (CSR) Средний размер кусков	Значения величин 55-65 % 25-35% < 12% < 0.5 % > 7000 ккал/кг < 35% > 40 % 20-30 мм.
В таблице 33 приведены характеристики чугуна,
получаемого на доменных печах завода и в агрегате Согех на
фирме POS( О, а также некоторые условия работы, влияющие на
состав чугуна [51].
Таблица 33. Характеристики доменного и Согех чугунов на заводе
фирмы POSCO.
Качество чугуна	Доменная печь	Согех
Температура, °C [С], % [Si], % [S],% Приход серы в печь, кг/т Расход флюсующих добавок, кг/т Теоретическая температура горения топлива на фурмах, °C Содержание золы в коксе/угле	1497-1517	1485-1525 4.8	4.7 0,16-0,71	0,39-1,31 0,005-0,031	0,006-0,032 2,75	4,7-6,0 1,6	271 2200	3300 11,0-11.4	13.6-20,4
Основные проблемы, которые пришлось решать
технологам завода фирмы POSCO при отработке технологии и
выходе на проектную производительность агрегата Согех С-2000,
связаны с как с работой шахтного восстановительного реактора,
так и с работой печи-газификатора. В шахтном реакторе имели
место:
•	потеря уровня засыпи;
•	спекание металлизованных окатышей и затруднения с их
выгрузкой;
1 2 4 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
•	стопорение шнековых разгрузочных устройств;
•	низкотемпературное разрушение руды;
•	недостаточная степень восстановления окатышей;
•	образование застойных зон;
•	загрузка в реактор мелочи.
В плавильной печи-газификаторе имели место:
•	нарушения теплообмена в слое угля и шихты;
•	колебания теплового состояния горна печи-газификатора;
•	нарушения хода выпусков продуктов плавки;
•	уменьшение длины чугунной летки;
•	несбалансированная загрузка ГЖ в печь.
Расход топлива на выплавку чугуна процессом Согех,
кроме качества используемого угля и богатства железорудного
сырья, значительно зависит от производительности агрегата. На
заводе фирмы POSCO при изменении производительности
модуля С-2000 в пределах 1800-2400 т/сутки расход угля
изменялся в пределах от 900 до 1200 кг/т. Себестоимость
получаемого чугуна Согех на этом заводе по оценке фирмы
находится между себестоимостью чугуна, выплавляемого на
печах малого и большого объема, т.е. она меньше, чем на
доменных печах малого объема и больше, чем на доменных печах
большого объема [52]. Одним из путей снижения себестоимости
чугуна Согех является использование в качестве сырьевых
материалов металлургических отходов и дешевых видов топлива.
Опыты, проведенные на модулях Согех в Индии и в Южной
Африке, показали, что мелкие металлургические отходы,
включая замасленную окалину можно загружать
непосредственно в плавильную печь-газификатор. Возможна
загрузка в печь-газификатор Согех и предварительно
окускованных отходов, включающих кроме железосодержащих
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 2 5
материалов, угольную мелочь, пластмассы, органические отходы
и замасленную окалину. Учитывая, что около 20%
восстановительного газа из плавильной печи-газификатора Согех
проходит мокрую очистку и охлаждается, цинк и щелочи,
содержащиеся в металлургических отходах, частично выводятся
из оборота с улавливаемой в этих скрубберах пылью (рис. 39).
Это обстоятельство требует определенного ограничения
поступления цинка в агрегат Согех, чтобы гарантировать
качество получаемого чугуна. [50].
Изучив десятилетний опыт работы модуля С-1000 и опыт
работы модулей С-2000 в Корее, Южной Африке и Индии,
специалисты фирмы VAI считают возможным снизить
капитальные вложения на строительство модулей Согех С-2000
на 20 %. По их оценке в условиях США капиталовложения на
строительство модуля С-2000, в зависимости от его
расположения, составят от 180 до 195 млн. долларов [50].
6.1.2.	Процесс FINEX
Развитием процесса COREX является разработанный
совместными усилиями исследовательского центра фирмы
POSCO (RIST) и фирмы VAI процесс FINEX, в котором
используется мелкое (крупность до 8 мм) железорудное сырье
Процесс FINEX включает трехстадийное предварительное
восстановление руды в реакторах с кипящим слоем и
последующее получение чугуна из частично металлизованного
сырья в печи-газификаторе (рис.42). Процессы в печи-
газификаторе агрегата FINEX практически не отличаются от
таковых в процессе Согех. Программа разработки и исследования
новой технологии включала три стадии:
1 2 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
•	лабораторные исследования и стендовые испытания на
холодных моделях;
•	исследования на опытной установке производительностью
15 т/сутки;
•	Исследования и отработка технологии на пилотной
установке производительностью 150 т/сутки.
Рис. 42. Схема процесса FINEX:
Опытная установка производительностью 15 т/сутки
снабжалась восстановительным газом из кислородного
конвертера и на ней отрабатывались процессы восстановления в
реакторах с кипящим слоем. Пилотная установка FINEX (рис. 43)
производительностью 150 т/сутки также предназначена для
отработки технологии восстановления руды в реакторах с
кипящим слоем. Восстановительный газ для нее получают из
действующего модуля Согех С-2000 [48]. В реакторе 3 пилотной
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 2 7
установки руда подогревается газом из реактора 2 до
температуры начала восстановления оксидов железа и частично
восстанавливается, примерно на 20 %. В реакторе 2 руда
восстанавливается газом из реактора 1 до степени восстановления
около 40 %, а в реакторе 1 руда восстанавливается свежим
восстановительным газом до ГЖ со степенью восстановления
более 85 %. ГЖ либо охлаждается и складируется, либо в горячем
состоянии загружается в плавильную печь-газификатор. В
качестве восстановительного газа в реактор I поступает
очищенный в циклонах отходящий газ из печи-газификатора. В
случае успешного завершения испытаний технологии
восстановления руды в реакторах со взвешенным слоем на
пилотной установке и подтверждения экономической
эффективности этой схемы фирмы POSCO и VAI приняли
решение построить демонстрационный модуль FTNEX, увеличив
реакторы для восстановления руды во взвешенном слое и
присоединив их к плавильной печи-газификатору действующего
модуля С-2000. Программа развития завода предусматривает
завершение строительства демонстрационного модуля FINEX
производительностью 600000 т чугуна в год в 2002 году,
испытание и отработку технологии на нем до 2004 года, а затем
строительство нового модуля FINEX производительностью
1200000 чугуна в год с пуском его в 2007 году и с последующем
выводом из строя доменной печи N 1 среднего объема [52].
1 2 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
2
3
Рис.43. Схема пилотной установки FINEX производительность 150 т/сутки:
1 - охлажденное ГЖ; 2 - избыточный газ; 3 - окатышшруОа 4 - мелкая руда. 5 - уголь.
б - чугун и итак.
6.1.3.	Процесс РОМЕЛТ
Разработанный в Московском государственном институте
стали и сплавов под руководством профессора В.А. Роменца,
одностадийный процесс жидкофазного восстановления
неподготовленных железосодержащих материалов с
использованием в качестве восстановителя энергетических углей
(процесс РОМЕЛТ) осуществляется в плавильно-
восстановительной печи прямоугольного сечения (рис.44),
работающей с небольшим разрежением в рабочем пространстве,
исключающим выбросы газов в атмосферу.
В плавильно-восстновительной печи РОМЕЛТ имеют
место все четыре укрупненные зоны, характерные для
одностадийных процессов жидкофазного восстановления и
кратко описанные выше, а именно: металлическая ванна,
шлаковая барботируемая ванна, зона дожигания и зона
свободного пространства в верхней части плавильно-
восстановительной печи. Разработчики процесса РОМЕЛТ
разделяют, шлаковую ванну на три зоны в соответствии с
особенностью протекающих в них процессов, и выделяют, таким
образом в плавильно-восстановительной печи 5 зон, не считая
зоны свободного подкупольного пространства печи [55,56]:
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 2 9
1.3она спокойного металла (температура 1350-1400 оС) в
горне печи, где происходит накопление металла и окончательно
формируется его состав в реакциях между чугуном и
расположенным на нем слоем относительно спокойного шлака:
(FeO) + [С] = [Fe] + СО;
[FeS] + [С] + (CaO) = [Fe] + (CaS) + СО.
2. Зона спокойного шлака (температура 1400-1450 °C) под
уровнем барбохажных фурм. В этой зоне происходит
каолесценция капель металла, их стекание через слой шлака в
мета-шическую ванну и реакции между шлаком и металлом,
формирующие окончательный состав чугуна:
(FeO) t [С] = [Fe] + СО;
[FeS] + [С] + (CaO) = [Fe] + (CaS) + СО.
3.Нижняя часть зоны барботируемого шлака (температура
1450-1500	°C), расположенная непосредственно над
барботажными фурмами. В этой зоне идут многочисленные
теплообменные и физико-химические процессы, а именно
горение частиц твердого топлива, диссоциация гематита,
плавление частиц руды, растворение углерода в металле,
восстановление оксидов железа из жидкого шлака углеродом,
окисление серы из шлака кислородом и десульфурация металла
шлаком:
3Fe2O3 —> 2Fe3O4 —> 6(FeO) + 1,5О2
Ств. + О2 = СО2;
Ств. + СО2 = 2СО
(S) + О2 + SO2;
Ств. -> [С];
(FeO) + Ств. = [Fe] + СО;
[С] + (FeO) = [Fe] + СО;
СО + (FeO) = [Fe] + СО2;
[FeS] + (CaO) + Ств. = (CaS) + [Fe] + CO.
4.Верхняя часть барботируемого слоя шлака с
температурой 1500-1550 °C (поверхностный слой). В этом слое
идет пиролиз и деструкция угольных частиц, выделение и
/ 3 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
разложение летучих веществ угля, испарение и разложение влаги,
газификация углерода и частичное его окисление, образование
частичек полукокса, диссоциация гематита, расплавление
железорудных материалов и флюса и переход их в шлаковую
фазу. Здесь восстанавливаются оксиды железа и идет реакция
науглероживания чугуна. Из этой зоны происходят интенсивные
выплески шлака вверх, в зону дожигания. Основные химические
реакции в этой зоне следующие:
СпНт -—> Сгр. = Н2;
Ств. + О-, = СО,;
Ств. + СО, = 2СО;
Ств. + Н,6 = Н, + СО;
Н,0 + Ств. = СО + Н2
3Fe2O3 —> 2Fe3O4 —> 6FeO;
Ств. + (FeO) = [Fe] + CO
CO + (FeO) = [Fe] + CO2;
[C] + (FeO) = [Fe] + CO;
Ств. —> [C]
5. Зона дожигания (1750-1850 °C). В этой зоне выделяется
основное количество тепла в результате окисления СО до СО2 и
Н, до Н,0 и идет интенсивная теплопередача от газовой фазы
шлаку за счет конвективного теплообмена и излучения. В этой
зоне происходит также частичное окисление мелких частиц угля,
выносимых потоком газа:
2СО + О2 = 2СО,;
2Н2 + О2 = 2Н2О;
Н,0 + СО = Н, = СО2;
Ств. + О2 = СО,;
Ств. + СО2 = 2СО
Ств. + Н,0 = СО + Н,
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 3 I
Звфгхж руды
С гжодмц!* гыы	м уяг»
Рис.44. Схема агрегата РОМЕЛТ:
В плавильно-восстановительной печи РОМЕЛТ над
зоной дожигания существует относительно высокое свободное
подкупольное пространство, в котором происходит погашение
энергии взлетающих капель шлака, снижение скорости
выделяющегося дыма, за счет которого уменьшается вынос
мелочи загружаемых материалов с отходящим газом.
Процесс РОМЕЛТ отрабатывался на пилотной установке с
площадью пода 20 м2. За период 1985-1998 гт. было проведено
более 40 кампаний, во время которых выплавлено более 40000 т
чугуна. В опытных плавках использовали самые различные
природные и техногенные железорудные материалы, а в качестве
топлива - различные энергетические угли с широким диапазоном
содержания летучих веществ и золы. Получаемый чугун по
содержанию углерода и серы мало отличался от доменного
чугуна, но практически не содержал кремния и других трудно
восстановимых элементов. Содержание фосфора в чугуне Ромелт
зависит от содержания закиси железа в шлаке, которое варьирует
в пределах 1,5-3,0 %. Фосфор в процессе РОМЕЛТ лишь
частично (на 20-30 %) переходит в шлак. Плавки на пилотной
установке показали широкие возможности процесса РОМЕЛТ по
утилизации металлургических и других отходов, например
/ 3 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
пластмасс, без их специальной подготовки к переработке, как это
требуется, например, для вдувания пластмасс в доменные печи. В
процессе Ромелт успешно перерабатывались отходы, содержащие
до 7,6 % Zn и 0,86% РЬ, а также щелочные элементы в форме
хлоридов и оксидов. Температурно-восстановительные условия в
рабочем пространстве плавильно-восстановительной печи
РОМЕЛТ обеспечивают удаление этих металлов и части щелочей
из ванны и возможность их улавливания в системе газоочистки.
В настоящее время в рамках контракта между
Тяжпромэкспортом, МИСиС и Национальной горной
корпорацией Индии (NMDC) реализуется проект строительства
завода с полным циклом, выплавка чугуна в котором будет
осуществляться в агрегатах РОМЕЛТ, производительностью
0,3 млн.т/год. [49,57]. Основными концептуальными характерис-
тиками промышленного модуля РОМЕЛТ, обеспечивающими
оптимальные условия для выплавки металла в печи и
максимальное использование избыточного тепла отходящих
газов являются:
•	барботирование жидкой шлаковой ванны струями
кислородо-воздушной смеси;
•	дожигание выходящих из жидкой ванны плавильно-
восстановительной печи газов кислородом;
•	водяное охлаждение стен шлакового пояса;
•	неконцентрированная непрерывная загрузка материалов в
плавильно-восстановительную печь.
Для удовлетворения запросов различных клиентов
проектными организациями России разработаны модули
РОМЕЛТ производительностью (тыс. т/год): 100-150 - модуль А;
250-300 - модуль В; 450-500 - модуль С, рассчитанные на
использование индийских руд с содержанием железа 63-65 % и
смеси (50:50 %) индийских бедных и африканских богатых углей.
Разработанные модули (рис. 45) предусматривают применение
получаемого чугуна как непосредственно в сталеплавильном
цехе, так и в качестве товарного чушкового чугуна. Побочным
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 3 3
продуктом процесса является гранулированный шлак и
энергетический пар. В состав модулей входят [57] следующие
основные агрегаты:
•	плавильно-восстановительная печь РОМЕЛТ;
•	высокотемпературный подогреватель ковшей;
•	установка приречной грануляции шлака;
•	котел-утилизатор;
•	система деминерализации воды;
•	испарительная система охлаждения;
•	бункера для хранения материалов и система подачи
материалов к бункерам;
•	система газоочистки.
Рис. 45. Технологическая схема промышленного модуля РОМЕЛТ:
1 - в кислородно-конвертерный и электро-сталеплавильный цехи; 2 - на разливочную
машину; 3 - техническая вода; 4 - вода к водяному теплообменнику; 5 - резервуар
потребляемой воды; 6 - чугун; 7 - гранулированный шлак; 8 - шлак; 9 - кислород;
10 - сжатый воздух; 11 - бак-сепаратор испарительной системы охлаждения;
12 - печь РОМЕЛТ; 13 - шихтовые бункера; 14 - деминерализованная вода; 15 • грубая
пыль; 16 - тонкая пыль; 17 -со склада: шламы, уголь, известняк; 18 - теплообменник-
парогенератор; 19 - циклон-пылеуловитель; 20 - электрофильтры; 21 - вентилятор;
22 - электрогенератор; 23 - паровая турбина; 24 - пар; 25 - дымовые газы.
1 3 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Технические характеристики основных систем и агрегатов,
входящих в состав модулей, приведены в таблице 34 [57].
Таблица 34. Технические характеристики основных систем модулей
РОМЕЛТ.
Характеристики	Модули		
	А	В	С
Плавильно-восстановительная лечь РОМЕЛТ			
Число печей	1	1	2
Площадь пода, м2	12	23	2x23
Удельная производительность. т/м2*сутки	30	32,3	32,3
Средняя температура чугуна на выпуске, °C	1450	1450	1450
Потребление материалов, т/сутки:			
руды	576	1176	2352
угля	504	1008	2016
извести	72	172,2	254,5
Выход шлака, т/сутки	160,8	331,2	662,4
Выход печных газов, тыс. м’/час	37	76	152
Расчетная степень дожигания, %	58	58	58
Температура газов, °C	1700	1700	1700
Состав газов (%):	СО - 25,3; СОг - 35,3; Н2		-3,4; Н20 - 21,3;	N,- 14,7
Содержание О2 (%) в дутье нижних фурм	60	60	60
Расход О2 (95%) в нижние фурмы, тыс.м’/час	3,5	7.5	15
Расход О2 в верхние фурмы, тыс.м’/час	9,54	19,8	39,6
Котел-утилизатор			
Количестве газов на выходе, тыс.м’/час	55	ПО	220
Средняя температура, °C	210	210	210
Содержание влаги, г/м’	140	140	140
Химсостав газов (%):	СО2-	42,2; О2 - 2,4; N	-55.4
Паропроизводительность котла, т/час	85	170	340
Давление пара, МПа	4	4	4
Температура пара, °C	440	440	440
Система испарительного охлаждения			
Количество уносимого тепла, Гкал/час	-	15	30
Паропроизводительность, т/час	-	20	40
Давление пара, МПа	-	1.5	1,5
Температура пара, °C	-	350	350
Система газоочистки			
Выход газов после очистки, тыс.м’/час	130	275	550
Температура газа после очистки, ’С	170	170	170
Содержание пыли в газе после очистки, мг/м’	50	50	50
Некоторые расчетные характеристики модулей РОМЕЛТ и
потребляемых материалов приведены в таблице 35 [57].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»J 3 5
Таблица 35. Производительность и характеристики продукции модулей
РОМЕЛТ, расход и характеристики потребляемых материалов и топлива.
Продукция и потребляемые материалы	П ро из вод ите.1 ь н ость, млн. т. год			Характеристики продукции н расходуемых материалов.
	А	в [	С	
Жидкий чугун	0,12	0,25	0,5	Состав чугуна,%:С-4,5; Si-0.1; Mn-0,1; S-0,06; Р - 0,02%; Температура: 1400-1500 °C.
Гранулирован- ный шлак	0.053	0,11	0,22	(CaO/SiO2)=0,8; размер 0-3 мм; насыпная масса - 1,1-1,3 т/м5; влажность до 10 %.
Пар	0,68	1,5	3.0	Котел-утилизатор: давление 4 МПа; температура 440 °C. Испарительная система охлаждения: давление 1,5 МПа, температура 350 °C.
Жетезная руда	0,19	0,395	0,79	FejOj - 90-93% ; SiO2 - до 1,75% А13ОЭ - до 1,75%; влага - 4%; крупность 0-20 м.м.
Уголь (Индия)	0,0825	0,168	0,336	Крупность 0-40 мм; Снел.-45,0%; зола-23%; летучие-27%; S-1,0%.
Уголь импортный	0,0825	0,168	0,336	Крупность 0-40 мм; Снел.-55,О%; зола-13.5%; летучие-27,5%; S-0,64%
Известь	0,021	0,043	0,086	(CaO+MgO)>90%; SiO2-7,5%; СО2 - 2,5% крупность < 10 мм.
Кислород,	109	303	448	Содержание 02 > 90%; давление • 0,4-0,5 Мпа.
млн.м5				
Сжатый воздух млн.м1	38	83,1	150	Давление > 0,4-0,5 Мпа; точка росы - минус 30- 40°С
Азот, тыс.м5	200	360	720	Содержание N2- 97-98%; давление - 3-5 кПа.
Мазут, тыс. т	1.8	5.6	7,5	Теплота сгорания-10200 ккал'кг; содержание S < 4,5 %; давление - 0.5-0.6 МПа; температура > 80- 90 °C.
Техническая рецмркули-	10	12,8	20	Давление - 0,25-0,40 МПа; взвешенные частицы < 20 мг/л; pH -7,5-8,0; жесткость < 6,4 мг/л
руемая вода млн.м3				
Деминерали- зованная вода, млн.м’	0,8	2.0	3.5	Давление: для котла-5,6 МПа, для системы охлаждения -2,5; pH < 8,5;жесткость < 5 мг/л; растворенный 02 - 20 мг/кг.
Электро- энергия, млн.	12	21,3	35	Два кабеля в свинцовой оболочке на напряжение 6,6 кВ от двух независимых источников.
кВт* час				
1 3 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Работоспособность модулей оценивается величиной 337
суток в году, при длительности кампании печи 185 суток и
длительности ремонтов между кампаниями - 15 суток.
Усредненные значения расходов материалов, топлива,
энергии выход побочных продуктов на 1 т чугуна РОМЕЛТ
представлены в таблице 36 [57].
Таблица 36. Удельный расход материалов и выход побочной продукции в
процессе РОМЕЛТ (еднниц/т. чугуна).
Величины, едннины измерения	Значения для модулей А, В, С
РАСХОД	
Железная руда, кг	1580-1585
Уголь. кг (Индия)	1345-1375
Известь, кг	170-175
Кислород, м3	895-910
Сжатый воздух, м3	300-315
Деминерализованная вода, м3	6,5-7,0
Электроэнергия, кВт*час	70-100
Производство	
Жидкий чугун, кг	1000
Гранулированный шлак, кг	440-445
Пар энергетических параметров, т	5,5-6,0
Возможное производство электроэнергии, кВт*час/т. жидкого чугуна: Всего	
Избыточная энергия на сторону	1100-1200 420-650
По мнению индийских специалистов процесс РОМЕЛТ
может эффективно использовать имеющиеся значительные
запасы мелких железорудных материалов, мало пригодных для
подготовки к доменной п давке при относительно низкой
стоимости получаемого чугуна. Согласно упрощенному расчету
(таблица 37) себестоимость чугуна РОМЕЛТ в условиях Индии в
зависимости от степени дожигания газов (СДГ) в плавильно-
восстановительной печи и используемых углей может составлять
от 82 до 101 $ US /т чугуна [58, 59].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»3 3 7
Таблица 37. Упрощенный расчет себестоимости чугуна РОМЕЛТ для
условий Индии, долларов США/т. чугуна
Статьи расхода	Местный уголь (МУ) СДГ, %			Импортный уголь (НУ) СДГ, %		
	50	60	70	60	70
Мелкая руда	11	11	11	и	11
Мелкий уголь	55	50	44	66	58
Кислород	58	57	55	50	48
Известь	14	13	12	8	7
Вода и присадки	5	5	5	3	3
Огнеупоры и прочие	3	3	3	3	3
Продажа элекгатн) ргии	-122	-96	-71	-93	-65
Продажи гранулированного	-3	-3	-3	-2	-2
шлака					
Фиксированные затраты:					
кредит, 16%	34	29	25	28	23
амортизация, 4.75 %	15	13	11	12	10
ремонт и обслуживание. 3 %	10	8	7	8	6
зарплата	2	2	2	2	2
Себестоимость	82	92	101	95	104
Выработка электроэнергии.	1820	1465	1140	1425	1060
кВт’час/т					
Потребность:					
модуль Ромелт	100	100	100	100	100
Блок Оа и прочие	125	ПО	100	ПО	100
Электричество на продажу	1595	1255	930	1215	850
При сравнении потребления энергии различными
процессами (РОМЕЛТ, COREX, доменная печь и мини-доменная
печь) для условий Индии процесс РОМЕЛТ выигрывает только у
процесса COREX и приближается к доменному процессу в мини-
доменной печи (таблица 38 [59]).
Таблица 38. Энергозатраты на выплавку чугуна различными процессами,
ГДж/т жидкого чугуна.
Затраты	РОМЕЛТ		COREX	Доменняя печь	Мини-доменная печь
	М.У. 1	И.У.	И.У.	И. кокс	И. кокс
Уголь	32,65	27,21	32,33	-	-
Кокс	-	-	-	20,50	24,07
Кислород	1.35	1,18	0,94	0,04	0,0
Всего	34.0	28,39	33,17	20,54	24,07
Потребляется на процесс	23,95	17,92	19,04	15,16	16,34
Продажа или рециклинг	10,05	10.47	14.13	5,38	6.70
I 3 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
6.1.4.	Процесс Auslron (Ausmelt)
Одностадийный процесс получения чугуна из
неподготовленных железорудных материалов с использованием в
качестве топлива энергетического угля в стационарном подовом
агрегате прямоугольного сечения в горизонтальной плоскости (рис.46)
[60], отличающийся от процесса РОМЕЛТ только способом подачи
дутья и кислорода в агрегат, был разработан в 90-х годах австралийской
фирмой Ausmelt Ltd. Новый способ выплавки чугуна получил название
Auslron-процесс. Разработка технологии началась в начале 90-х годов
сначала на опытной установке производительностью 1 т/час на
металлургическом заводе фирмы Ausmelt в Данденонге (Виктория.
Австралия). Дальнейшую отработку технологии и технических
решений проводили на опытной установке производительностью 2
т/час на заводе Whyalla. Новая опытная установка имела вертикальную
плавильно-восстановительную печь (рис.47) [48]. Особенностью
процесса Auslron является организация барботажа шлаковой ванны
струями обогащенного кислородом дутья, подаваемого через
вертикальные фурмы в слой шлака. При этом вместе с дутьем подается
измельченный (крупность менее 1 мм) уголь. Образующиеся под
действием динамического напора дутья каскады шлака имеют
большую поверхность, что обеспечивает эффективную передачу тепла
шлаку от газовой фазу. Оптимизация режима барботажа шлаковой
ванны (глубина погружения фурм в шлаковый слой, интенсивность
продувки, концентрация кислорода в дутье) является наиболее сложной
технологической задачей в данном процессе и определяет степень
утилизации тепла газов, а следовательно, и расход топлива в процессе.
Вторичный обогащенный кислородом воздух подается в зону
дожигания через внешний канал вертикальной фурмы. За счет этого
воздуха обеспечивается полное дожигание газов в реакторе. Также как
и в плавильно-восстановительной печи РОМЕЛТ, в реакторе Auslron
поддерживается давление ниже атмосферного [48]. Основные
химические реакции, протекающие в шлаковой ванне и в газовой фазе
печи Auslron представлены на рис. 48. При отработке и испытании
технологии процесса на опытной установке применяли различные по
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 3 9
богатству железорудные материалы (от 48 до 67 % Fe) и различные
угли. При этом получаемые чугуны содержали: С 1,7-4,0 %; Si 0,06-0,18
%; Р 0,01-0,1 %. Баланс фосфора показал, что в металл переходит не
более 20% фосфора, поступающего в ванну с железорудными
материалами и топливом. Содержание фосфора в металле определяется
окисленностью шлака. Содержание железа в шлаке в экспериментах с
различными рудами изменялось в пределах 4,0-7,9 %, а степень
извлечения железа в металл даже из низкокачественных железистых
песков достигала до 96 %. Сера, поступающая в ванну с шихтой и
топливом, перераспределяется в основном между газом, пылью и
шлаком. В металле оставалось не более 1 % S. Отличительной
характеристикой процесса Ausiron является полное дожигание газов в
рабочем пространстве печи, что требует утилизации только
физического тепла отходящего газа. По мнению специалистов фирмы
Ausmelt Ltd результаты испытаний позволяют планировать
строительство промышленного модуля Ausiron производительностью
до 500000-750000 т/год [60,61].
Рис.46. Схема агрегата Ausiron:
1 - выпуск чугуна: 2 - выпуск шлака; 3 - выпуск извести и рециркулируемой пыли:
4 - подача руды, кускового угля, флюсов и рециркулируемой пыли; 5 - фурмы для
вдувания воздуха, кислорода и пылеугольного топлива; 6 - загрузка известняка;
7 - отходящие газы к газоочистке, котлу-утилизатору и в трубу
1 4 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Рис. 47. Схема плавильно-восстановительной печи Auslron:
1 - чугун, 2-уголь; 3 -руда; 4 - кислород воздух, мелкий уголь; 5 - кислород, воздух;
6 - горячие отходящие газы; 7 - зона дожигания газов; 8- зона восстановления железа из
шлака: 9 - зона первичного сжигания топлива; 10 - шлак; 11 - ванна жидкого металла;
12- газ СО; 13- восстановительная зона; 14- слабо окислительная зона; 15 - шлак
Рис. 48 Схема протекания реакций в процессе Auslron:
1 - чугун; - 2 - зона восстановления железа из шлака; 3 - зона первичного сжигания
топлива; 4 - восстановление; 5 - неполное горение топлива;
б - шлак; 7 -зона дожигания газов; 8 - железная руда; 9 - уголь;
10 - топливо + воздух + кислород;
11- воздух + кислород; 12 - дожигание газов; 13 - горячие отходящие газы
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 4 1
6.1.5.	Процесс Hismelt
В 1993-1999 годах фирма Rio Tinto (Hismelt Corporation) в
Австралии в сотрудничестве с фирмой Midrex на пилотных
установках сначала горизонтальной (проработала 5000 часов), а
затем вертикальной (диаметр 2,7 м) производительностью по
100000 т/год отрабатывала процесс выплавки чугуна из мелкой
руды с использованием угля. Горизонтальная подовая печь
Hismelt по конфигурации продольного вертикального сечения
(рис. 49) напоминает печь Ausmelt. Для облегчения
обслуживания фурм для вдувания угля и руды, и также для
осуществления выпусков чугуна и шлака печь имела
возможность вращаться вокруг горизонтальной оси. В связи со
сложностью агрегата и большим расходом огнеупоров
разработчики процесса в 1997 году закрыли эту установку и
начали отработку технологии в новом агрегате вертикального
типа, разработка которого велась с 1996 года. В вертикальный
реактор (диаметр 2,7 м) с помощью вертикальной фурмы сверху
для дожигания выделяющихся из ванны газов вдувается
обогащенное кислородом (22-29 %) и нагретое до 1200 °C дутье
(рис.50). Купольная часть реактора выполнена из
водоохлаждаемых панелей. Уголь и руда вдуваются в
расплавленную ванну через наклоненные к вертикальной оси
реактора фурмы, расположенные по окружности в боковых
стенках реактора. По направлению движения вдуваемых через
фурмы струй газа-носителя, включающих в себе частицы руды,
угля и флюса, выделяют 3 зоны, отличающиеся характером
протекающих в них процессов [49]:
-	Зона инжекции - зона в слое шлака на выходе струи из
сопла фурмы, в которой частицы вдуваемых шихтовых материалов
еще не нагреты и не претерпевают химически х превращений. Струя
газа инжектирует в себя капли жидкого шлака.
-	Зона подогрева шихты и пиролиза угля, в которой частицы
шихты нагреваются за доли секунды и в которой начинается
пиролиз частиц угля с выделением СО, Н, углеводородов и сажи.
I 4 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Зона внедрения частиц шихты, частично
пиролизованного угля и капель шлака в металлическую ванну. В
угольных частицах завершается процесс пиролиза, рудные
частицы плавятся, оксиды железа восстанавливаются
растворенным в металле углеродом, капли шлака активно
взаимодействуют I металлом.
1200 С
1
Рис. 49. Схема горизонтальной опытной установки Hismell:
1 - руда и уголь; 2 - металл и шлак; 3 - печь полностью футерована огнеупорным
кирпичом: 4 - горячее дутье; 5 - отходящий газ.
4
UOOC
Рис. 50. Схема вертикального реактора Hismell:
1 - чугун; 2 -уголь и руда; 3 - водоохлаждаемые панели; 4 - горячее (1200 °C)
обогащенное кислородом дутье; 5 - отходящий газ; 6 - шлак; 7 -огнеупорная кладка
горна.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 4 3
Верхняя и средняя зоны металлической ванны активно
барботируются струями газа-носителя и образующимися при
восстановлении оксидов железа пузырями монооксида углерода. В
результате значительная часть объема реактора занята
шлакометаллической эмульсией, содержащей частицы угля и сажи,
которые участвуют в процессах восстановления оксидов железа шлака
и науглероживания металла. Высокое содержание закиси железа в
шлаке этой реакционной зоны (3-6 %) является причиной низкого
содержания кремния и марганца и высокого содержания серы в металле
и высокой (80-95 %) степени перехода фосфора в шлак.
В верхней части реактора Hismelt над шлако-металлической
ванной производится дожигание восстановительного газа, выходящего
из ванны, и выносимых газом из шлако-металлической ванны частиц
угля и сажи за счет кислорода подаваемого сюда через вертикальную
фурму горячего обогащенного кислородом дутья.
Выпуск чугуна и шлака из реактора производится отдельно.
Чугун через сифон в придонной части реактора поступает в
копильник, из которого периодически выпускается. Шлак
выпускается через шлаковую летку в нижней части реактора.
В зависимости от вида используемых сырьевых материалов
производите, сьность опытного агрегата составляет 50000-100000 т/год.
За период с февраля 1997 по июнь 1999 года новый агрегат Hismelt
проработал 132 дня и выплавил 22100 чугуна при использовании угля с
содержанием углерода от 50 до 73 2 %, золы - от 4,8 до 12 % и летучих -
от 9,8 до 38,5 %, а также коксовой мелочи. В качестве железорудных
материалов использовали: мелкую руду с содержанием железа 61 % и
мелкую фосфористую руду с содержанием Fe 62,4 % и Р - 0,12 %,
сталеплавильные шламы (53,3 % Fe, 10 % С) и губчатое железо (90,5 %
Fe, 842 % - степень металлизации). Шлак и металл удаляются из
агрегата через отдельные летки, металл непрерывно выходит из
агрегата в копильник. Окислительный характер шлако-металлической
ванны обеспечивает перевод фосфора в шлак до 80-95 %. Типичный
состав получаемого чугуна (%): С - 4,1-4,5; Мп - 0,02-0,06; Р - 0,02-0,04.
S - 0,05-0,15. Температура чугуна 1400-1500 °C. Производительность
агрегата можно варьировать в пределах 100 - 450 %, изменяя долю
металлизованной шихты и степень обогащения дутья кислородом.
Следующим этапом развития процесса планируется строительство
1 4 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
агрегата диаметром 6 м и производительностью 0,5 млн. т/год.
Разработчики полагают, что размеры агрегата могут быть увеличены и
агрегат Hismelt с диаметром горна 8 м, работающий на подогретой
шихте может иметь производительность 1,5 млн.т чугуна в год.
Технологическая схема модуля Н: smelt, работающего с подогревом
руды в реакторах со взвешенным слоем и с полной утилизацией текла
отходящих газов, представлена на рис.51 [51 ].
Рис. 51. Технологическая схема модуля Hismelt производительностью 0,6 млн.т/год:
I - Расход угля 620 кг/т, расход природного газа 2,2 ГДж/'т, суммарный расход топлива,
эквивалентного углю 690 кг'т; 2 - Сбалансированная по энергии технологическая схема (включая
кислородный блок). Внутреннее потребление энергии 54 МВт. Мощность генератора,
работающего от паровой турбины - 54 МВт; 3 - мелкая железная руда с повышенным
содержанием фосфора, расход руды 287 т/час, 4 • воздух; 5 - паровая турбина; 6 - подогретая
(700 °C) и частично восстановленная (11%) руда; 7 - расход природного газа 9000лб/час; 8 -
холодный газ из плавильно-восстановительного реактора (167000 м1/час, температура 30 “С.
давление 10 кПа, калорийность 3.2 МДж/м*); 9 - расход горячего (1200 °C) обогащенного
кислородам (30 %)дутья2/7000м3/час; 10 - нагрев дутья (1200С);
11 -к дымовой трупе, 12 - плавильно-восстановительный агрегат Hismelt с диаметрам горна 8
м; 13 - расход угля 100т/час, расход флюса 30 т/час; 14-воздух на процесс 244000м-'/час; 15-
воздух на горелки воздухонагревателей; 16 - Чугун: 177 т/час, температура 1500 °C, S-0,1 %, Р-
0,03%; 17.-Шлак:67т/час,РеО-5%(СаО+МёО)/(8Ю,+А1)О))-1.1 ,(CaO)/(SiOj-1,3; 18-
Кислородныйблок 99%03произ&юитезьч->ст‘ -1135 т/сутки.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 4 5
Отсутствие коксовой насадки в горне агрегата Hismell и
железистый шлак (5 % FeO) препятствуют восстановлению кремния в
чугун и способствуют переходу фосфора в шлак. При использовании в
качестве сырьевых материалов метко-дисперсных металлургических
отходов себестоимость получаемого чугуна в агрегате Hismelt с
диаметром горна 6 м может достигать 60-70 долл/т. Применение
низкокремнистого и низкофосфористого чугуна Hismelt в кислородно-
конвертерном процессе может привести к снижению себестоимости
стали на 10 долл 7т. Такое же снижение себестоимости можно ожидать в
электростатеплавильном процессе при замене в мс.аътошихте (70 %
скрапа, 30% ГЖ) чугуном ГЖ (расчеты выполнены для ДСП емкостью
140 т с трансформатором мощностью 80 MBA) Кроме того, за счет
сокращения времени плавки примерно на 20 минут, такая замена
приведет к повышению производительности ДСП до 530000 т/год [61].
Сравнение капитальных затрат на производство чугуна в
агрегатах Hismelt и доменных печах (таблица 39) а также
себестоимости, выплавляемого чугуна, выполненное в работе
[62], для агрегатов различной мощности, использующих различные
шихтовые материалы и топлива (таблица 40) демонстрирует явные
экономические преимущества процесса Hismelt (таблица 41) перед
доменным процессом (таблица 42) [62].
Таблица 39. Капитальные затраты на строительство доменных печей и
модулей Hismelt различной мощности.
Агрегаты	Производительность, м.т.т/год	Капитальные затраты, S США	
		млн.$	$/т*год
Доменная печь 1	1.09	355	326
Доменная печь 2	2,36	880	373
Доменная печь 3	1,09	388	356
Доменная печь 4	2,43	1088	448
Hismelt 1	0,50	155	310
Hismelt 2	0.58	150	259
Hismell 3	0,63	180	286*1
Hismelt 4	1,50	286	191*2*3
*/ - включая установку для подогрева руды;
*2 - включая установку для производства ГЖ по способу Circofer;
*3 - при строительстве завода из 3-х модулей капитальные затраты на 1 т чугуна
снижаются до уровня 140-150 $/*год.
I 4 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Таблица 40. Стоимость сырьевых материалов, топлива, трудозатрат и
технического обслуживании.
Материалы	Единицы измерения	Стоимость долл. США
Кокс	т	120
Уголь	т	40
Кусковая руда	т	30
Мелкая руда	т	25
Металлургические	т	5
отходы		
Окатыши	т	41
Агломерат	т	50
Скрап из отвалов	т	20
Сырые флюсы	т	20
Обожженные флюсы	т	75
Природный газ	ГДж	3
Коксовый газ	ГДж	1,8
Трудозатраты	Чел* час /т.	20
Техническое	$ США /т.	4
обслуживание		
Таблица 41. Расход сырья и топлива и себестоимость чугуна на модулях
Hismelt различной мощности.
Материалы и себестоимость	His 1 0,5 млн.т.	His 2 0,58 млн.т.	низ 0,63 млн.т.	His 4 1,5 млн.т.
Мелкая руда, т./т.	1,48	0,91	1,48	1.28
Металлические отходы, т./т.	0	0.71	0	0,3
Уго.ть, т./т.	0,85	0,65	0,68	0,46
Обожженный флюс, т./т.	0,11	0,01	0,09	0,02
Кислород, м3/т	217	231	161	217
Природный газ. ГДж/т.	2,9	2,9	1.9	1.1
Себестоимость, $/г	122.78	96,48	108.97	89.63
Таблица 42. Расход сырья и топлива и себестоимость чугуна для
доменных печей различной мощности.
Материалы и себестоимость	ДП №1 1.09 млн.т	ДП Kt2 236 млн.т	ДП >13 1,09 млн.т	ДП №4 2,43млн.т
Кокс, т/т	0,4	0.32	0,34	0,47
ПУ Г, т/т	0,0	0,14	0,12	0.0
Ку сковал руда, т/т	0,0	0.0	0,01	0,33
Металлические отходы, т/т	0,0	0,0	0,04	0,0
Окатыши, т/т	1.46	1,05	1,25	0,31
Агломерат, т/т	0,00	0,55	0,19	0,95
Скрап, т/т	0,03	0,01	0,14	0,0
Флюс, т/т	0,24	0,38	0,57	0,87
Кислород, м’/т	63,0	82,88	70,0	16,54
Природный газ, ГДж'т	5,6	1.1	1.8	0,0
Коксовый газ, ГДж'т	0,0	0,0	0,0	1,19
Себестоимость, $'т	156,67	151,49	153.94	168.94
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 4 7
Сопоставление химического состава доменного чугуна и
чугуна Hismelt (табл.43) по всем показателям, кроме содержания
серы, также демонстрирует преимущества последнего с точки
зрения требований сталеплавильного передела к качеству чугуна
[62].
Таблица 43. Состав доменного чугуна и чугуна Hismelt.
Состав и температура чугуна	Доменный чугун	Чугун Hismelt
Углерод. %	4,5	4,1-4,5
Кремний, %	0,2-0,8	0,0
Марганец, %	0,2-0.6	0,02-0,06
Фосфор, %	0,11-0.07	0,02-0,04
Сера, %	0,02-0,06	0,01-0,2
Температура, °C	1430-1500	1465-1495
Фирма Rio Tinto разработала проект и объявила о
намерении построить в Западной Австралии завод с полным
металлургическим циклом, выплавка чугуна на котором будет
производиться в агрегате Hismelt производительностью 820000
т/год. Стоимость проекта оценивается в 208 миллионов долларов
США. Мощность второй очереди завода по чугуну равна 1600000
т/год [64].
6.1.6.	Процесс DIOS
В 1988 году в Японии была разработана и начата
семилетняя программа создания металлургического процесса
выплавки чугуна с использованием руды и угля. В разработке
программы участвовали Японская федерация чугуна и стали
(JISF), Японский центр использования угля (JCCU),
Министерство международной торговли и промышленности
(MITI), а также восемь металлургических кампаний Японии [65].
Пилотный агрегат DIOS (Direct Iron Ore Smelting process), в
котором отрабатывался разработанный процесс, был построен на
/ 4 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
заводе Кейхин фирмы NKK (рис.52) и напоминает кислородный
конвертер (диаметр 3,7 м, высота 9,3 м), работающий под
давлением (2 ати) [66]. В процессе использовали мелкую (0,1- 8
мм) руду, содержащую 63-68 % Fe, и уголь крупностью 0,1-30 мм
с содержанием фиксированного углерода 50-80 % и летучих
веществ 15-40 %. Кислород вдувается в плавильно-
восстановительную печь сверху через водоохлаждаемую фурму.
Подогрев (до 800 °C) и предварительное восстановление руды (на
20-30 %) осуществляется в 2-х последовательно работающих
реакторах с кипящим слоем (Р1 диаметр 2,5 м, высота 5 м; Р2
диаметр 2,7 м, высота 8 м), в которых используется газ,
выходящий из плавильно-восстановительной печи (на рис.52 для
упрощения показан только один восстановительный реактор).
Нагретая и, частично восстановленная в восстановительных
реакторах, руда и уголь загружаются в плавильно-
восстановительную печь и поступают в барботируемую
шлаковую ванну, где руда плавится и довосстанвливается
углеродом угля или углеродом, растворенным в металле, капли
которого эжектируются в слой шлака из металлической ванны.
Частицы руды крупностью менее 0,3 мм (пыль, уловленная в
циклонах для очистки газа) подаются в плавильный агрегат путем
вдувания. Как и в процессе Hismelt, выделяющийся из ванны газ
дожигается кислородом, который подается сверху на слой шлака
с помощью вертикальной фурмы. Выделяемое при этом тепло
поглощается вспененным шлаком. Для барботажа ванны
используется азот, вдуваемый через донные фурмы.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 4 9
Рис. 52. Технологическая схема процесса DIOS (потоки материалов и газов):
1 - состав шлака прогресса DIOS: 2  процесс DIOS: 3 - доменный процесс: 4 - Fe общее,
5 - основность; 6 - сухая грануляция шлака; 7 - шлак, 8 - чугун: 9 - внепечная
обработка чугуна; 10- кислородный конвертер; II -ДСП; 12 - газ для перемешивания
ванны: 13 - плавильно-восстановительная печь; 14 - испытанные марки угля;
15 нелетучий углерод; 16 - летучие вещества: 17 - теплотворная способность, ккал кг
18 крупность - менее 30 мм; 19 -уголь; 20 - сушильный барабан для угля;
21 - смешивание флюса и угля; 22 - кислород: 23 - железная руда; 24 - сушильный
барабан для железной руды: 25 - реактор преоварительного восстановления;
26 - испытанные сорта железной руды; 27 - крупность менее 10 мм; 28 - циклон:
29 - турбина-генератор; 30 - котел-утилизатор; 31 - топливный газ на экспорт,
32 - электростанция; 33 - система очистки газа.
1 5 О
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
В процессе опытных кампаний достигнуты:
максимальная производительность агрегата 500 т. в сутки
(течение 3-х суток) и максимальная длительность кампании
15 суток. Получаемые продукты плавки (чугун и шлак)
отличаются по составу от продуктов доменной плавки
(таблицы 44 и 45) содержанием закиси железа в шлаке,
содержанием кремния и марганца в чугуне [65]. Отсутствие
коксовой насадки в плавильно-восстановительной печи D1OS
и окисленный шлак (3,8-7,7 % FeO) препятствуют
восстановлению кремния и марганца в чугун и способствуют
преимущественному переходу фосфора в шлак.
Таблица 44. Химический состав шлаков доменного и DIOS процессов.
Компоненты шлака	Содержание %	
	Доменный шлак	Шлак DIOS
Fe общ	< 1,6	3-6
SiO,	30-35	25-30
Саб	36-45	28-35
А 1,0,	10-20	10-20
MgO	6-10	10-15
CaO/SiO.	1.0-1.3	1.0-1.3
Таблица 45. Химический состав чугунов доменного и DIOS процессов.
Компоненты чугуна	Содержание %	
	Доменный чугун	Чугун DIOS
С	4.3-4.7	3.0-3.5 Si	О.З-О.5	< 0.05 Мп	0,2-0.5	0,05-0,1 S	< 0,05	< 0,05 Р	0,1-0.15	0,05-0,01		
Расход топлива, полученный в плавках на пилотной
установке тесно связан с производительностью печи. При
производительности печи 20-25 т/час расход угля (с низким
содержанием летучих веществ) до уровня 800-900 кг/т. При
«Состояние и перспективы бе ^доменной металлургии железа»I 5 1
производительности 5-10 т/час расход угля достигал уровня
1600-1800 кг/т (уголь с высоким содержанием летучих
веществ). Разработчики считают возможным создание модуля
D1OS производительностью до 3000 т/сутки, который по
производительности может конкурировать с доменными
печами объемом около 1000 м3. По расчетам NKK Corporation
капитальные вложения на строительство завода DIOS
производительностью 6000 т чугуна в сутки (два модуля по
3000 т/сутки) на 35 % меньше капитальных затрат на
строительство доменного цеха аналогичной
производительности. Себестоимость чугуна DIOS на 19 %
ниже себестоимости доменного чугуна, потребление энергии
ниже на 4%, а выбросы СО2 - ниже на 5%, чем в доменном
производстве [65]. Кроме рассмотренной схемы предложена
концепция модуля DIOS в комбинации с одной (рис. 53) или
двумя ПВП (рис.54) - процесс Duplex - DIOS.
Производительность таких комплексов может достигать по
оценке NKK Corporation 1,0-1,5 млн.т в год. Получаемый
чугун после внепечной десульфурации пригоден для
использования в любом сталеплавильном процессе, а
избыточный газ из плавильно-восстановительной печи
используется для отопления ПВП и производства
энергетического пара. Сравнение различных вариантов DIOS
процесса с процессами доменным, COREX и FASTMELT,
выполненное NKK для условий Северной Америки,
показывает (рис. 55) преимущества процесса DIOS по
суммарным расходам на выплавку чугуна и по капитальным
вложениям. Расчеты выполнены для условий высокой
стоимости трудозатрат и низкой стоимости электричества.
/ 5 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Рис.53. Схема процесса дуплекс-DIOS:
Рис. 54. Схема завода с процессом дуплекс-DIOS)
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
1 5 3
GS: 8
9
EZZJ; 10
еез:11
ra:12
-*:13
14
Рис.55. Сравнение стоимости производства чугуна процессами DIOS, COREX и
доменным в условиях Северной Америки:
1 - стоимость производства чугуна, долл. CLLM'm; 2 - стандартный процесс DIOS
(1 млн.т чугуна в год): 3 - Duplex-DIOS (1т млн. т чугуна в год), 4 - Duplex-DIOS
(1,5 члЛ т чугуна в год); 5 - FASTMELT (1 млн.т в год): б - доменная печь (2 млн.т
чугуна в год). 7 - COREX (0,75 млн. т в год,, 8 - капитальные затраты на 1 т:
9 - электроэнергия и другие затраты; 10 -уголь; 11 - руда: 12 - избыточная энергия на
сторону: 13 - суммарные затраты(за вычетом избыточной энергии):
14 - примечание: а) затраты на десульфурацию не включены, б) затраты на процесс
DIOSрассчитаны для угля с низким содержанием летучих веществ, в) затраты на
производство чугуна процессом COREXвзяты по опубликованным данным.
Помимо рассмотренных концепций (стандартный процесс
DIOS и Duplex-DIOS) фирма NKK рассматривает также
концепцию моно-процесса DIOS, в котором руда подается в
плавильно-восстановительную печь без предварительной
подготовки в восстановительных реакторах или в ПВП. Эта
концепция отличается минимальными капитальными затратами,
но большим количеством избыточной энергии отходящего газа,
для утилизации которой необходимо создание энергетического
комплекса [65].
6.1.7.	Процесс AISI
Американский институт чугуна и стали (AISI) при поддержке
департамента энергии США разработал процесс также очень похожий
на процесс DIOS. Главное отличие заключается в том, что
используются железорудные окатыши, которые предварительно
восстанавливаются в шахтном реакторе отходящим газом плавильной
1 5 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
печи. В течение нескольких лет процесс AISI отрабатывали па пилотной
установке в Питсбурге производите^тыюстью 5 т/час. На последней
стадии экспериментов исследовали использование в установке
метал ургических отходов, содержащих оксиды железа. Этот процесс
показал экономически привлекательные перспективы в связи с чем был
разработан предвар1гге.1ььый инжиниринг установки произво-
дительностью 400000 т/год. Однако нет какой-либо информации о
времени иш планах строительства этой промышленной установки [3,48].
6.1.8.	Процесс CCF (Cyclon Converter Furnace).
В 1990-х годах были разработаны ряд других концепций
процессов жидкофазного восстановления. Наиболее значительная из
них - Cyclon Converter Furnace (CCF) - циклонная печь, разработанная
совместными усилиями фирмы Corous (Голландия) и группы
жидкофазного восстановления Американского института чугуна и
стали (A1SI Direct Smelting team). Разработка проекта продолжалась
около 10 лет и на начальной стадии в ней принимали участие фирмы
British Steel (Англия) и Ilva (Италия). В этом процессе предварительное
восстановление руды осуществляется в циклоне, который примыкает к
верхней части плавильной печи-газификатора, являясь ее
продолжением, (рис. 56.) [48]. Восстановительные газы, образующиеся
в плавильной печи-газификатореща выходе из нее закручиваются (в
циклоне) струями подаваемого тангенциально кислорода и
одновременно дожигаются до СО2 и Н2О. Вдуваемая в циклон вместе с
кислородом мелкая руда благодаря высокой температуре
образующихся газов и хорошему контакту с ними быстро нагревается,
частично восстанавливается и расплавляется. Под действием
центробежной силы частицы руды отбрасываются к стейкам циклона.
Небольшая часть рудной мелочи выносится отходящим газом,
улавливается в системе газоочистки и возвращается в процесс.
Расплавленная руда стекает по стенкам циклона, которые являются
водоохлаждаемыми, а затем свободно падает в нижнюю часть печи-
газификатора, где происходит ее окончательное восстановление
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 5 5
углеродом вдуваемого сюда угля. Приход в плавильную печь-
газификатор частично восстановленной (степень восстановления 20-25
%) и расплавленной руды повышает эффективность использования
энергии в агрегате по сравнению с другими концепциями аналогичных
процессов. Мелкий уголь вдувается в плавильную печь-газификатор
через вертикальную водоохлаждаемую фурму вместе с кислородом.
Кусковым уголь подается в плавильную печь через ее купол.
Плавильно-восстановительная печь-газификатор работает под давле-
нием. от которого зависит удельная производительность печи [48].
Рис. 56. Схема процесса и агрегата CCF:
I - шлак и чугун; 2 - кислород (95%) + воздух; 3 - кислород (95%); 4 - мелкая руда и
кислород (95%), 5 - псавильно-восстановительный циклон; б - зона дожигания газа;
7 - восстановление железа из жидкого шлака;
8 — зона первичного сжигания топлива; 9 - шлак; 10 - ванна жидкого металла.
11 - газ СО: 12 - восстановитесь (уголь) + руда; 13 - уголь.
1 5 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Фирма Corous в течение нескольких лет отрабатывала
циклонную плавку на пилотных установках. Последняя
установка (в доменном цехе металлургического завода в
Эймейдене) имела производительность 20 т/час. Газ получали
сжиганием природного газа кислородом. Количество руды,
уносимой с отходящим из циклона газом не превышало 7 %.
Конструкция плавильной печи-газификатора раз-
рабатывалась и испытывалась последовательно на трех пилотных
установках труппой жидкофазного восстановления AISI на
металлургическом заводе в Питсбурге. Последний вариант
конструкции предусматривал работу плавильной печи-
газификатора под давлением 1,6 ати. Печь имела
водоохлаждаемые стены в районе шлакового пояса и выше. По
расчетам плавильная печь-газификатор производительностью
500000 т/год будет иметь высоту 16 м и диаметр 6,5 м. При
избыточном давлении 3,0 ат удельная производительность печи
составляет 2,6 т/м’*час.
Тепло отходящих газов (температура 1800 °C) агрегата
CCF предусматривается использовать для производства
энергетического пара в котле-утилизаторе и для подсушки руды.
Расчетные величины расхода материалов и энергии на 1 тонну
чугуна, получаемого в процессе CCF состоит [67]:
Уголь (20% летучих)	775 кг
Руда	1440 кг
Извесшяк	150 кг
Выход шлака	253 кг
Выход шлама	2 кг
Отходящий газ	7,2 ГДж
Фирма и разработала проект модуля CCF (рис.57)
производительностью от 800000 до 1 млн.т в год. Несмотря на
получение предварительного гранта от правительства
Нидерландов фирма пока не в состоянии обеспечить
индустриальную поддержку проекта [3].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 5 7
80 m
Рис, 57. Схема промышленного модуля CCF.
6.1.9.	Процесс TECHNORED
После пяти лет исследовательских работ, испытаний и оценки
сырья и топлива, лабораторных и пилотных испытаний процесса в 2000
году фирмой Tecnologia de Auto-Reducao Ltd (TECNORED) в Бразилии
завершена отработка технологии и оборудования процесса, названного
TECNORED , в котором в качестве исходного железорудного сырья
могут использоваться железорудный концентрат, меткая руда и
железосодержащие металлургические отходы, в качестве восстановителя
- пековый кокс, коксовая мелочь или уголь, а в качестве топлива - уголь,
низкокачественный кокс или полукокс. Общая схема процесса (рис. 58)
включает технологические операции по производству рудоугольных
окатышей и их без обжиговому упрочнению, проплавке этих окатышей в
шахтной печи Tecnored с использованием горячего дутья [68].
Избыточная энергия отходящего из печи колошникового газа
используется для нагрева дутья и производства энергетического пара. Без
обжиговое упрочнение окатышей может производиться либо их
/ 5 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
выдержкой на открытом воздухе в течение 10-28 суток, либо путем
обработки важным горячим газом (отходящим газом
воздухонагревателей) в течение от 30 минут до нескольких часов (в
зависимости от используемого при производстве рудоугольных
окатышей или брикетов связующих веществ). В некоторых случаях
окускованные материалы можно загружать в плавильную печь в сыром
виде без отверждения. [69]. Схема потоков сырья, топлива, дутья и
отходящих газов и основных агрегатов, в которых реализуется процесс
TECNORED, представлена на рис. 59, а схема процессов, протекающих в
основных зонах низкошахтной печи TECNORED - на рис. 60 [68].
25	26
Рис. 58. Общая схема технологических операций по переработке сырьевых
материалов в чугун процессом TECNORED:
1 - мелкая железная руда, железосодержащие отхоОы, пековый кокс, уголь или
коксовая мелочь; 2 - известь, бентонит, цемент; 3 - низкотемпературный влажный
воздух; 4 - измельчение; 5 - смешивание; б - окомкование; 7 - отверждение;
8 - металлургический кокс или кусковый уголь; 9 - плавление; 10 - выпуск продуктов
плавки. 11 - десульфурация; 1'2 - разливка чугуна; 13 - шлак; 14 - ж'идкии чугун;
15 - чушковый чугун; 16 - десульфурирующие реагенты, 17 - колошниковый газ;
18 - горячее дутье; 19 - пар; 20 - сжигание; 21 - воздух; 22 - теплообменник;
23 - паровая турбина-эзектрогенератор; 24 - электроэнергия; 25 - фабрика
окомкования; 26 - плавильно-восстановительный цех; 27 - агрегаты Зля нагрева дутья
и очистки газа.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 5 9
Склад сырьевых мет «риалов
Рис. 59. Технологичесгая схема модуля TECHNORED:
Окатыши Tacncrad
Верхняя uiaxia	Твадеоа топливо загружает» аофуг мскм«А шахты Рвыси* Будг«М ираас»тера*5*вп» (ОЭа *С = 2СЭ) Это звноемт енарпоо В nfwial часта жзшгаатсе СО ДЛЯ лг дпгтиаа и аооотамоаЛАмЯ шихты
	
Зона плавления	Восстанови г маша гыосфара внутри оштыцхй Препятствует мх расжжлема лиг^ж^ ыа&мъшоА arrw шахты ыпает мслсхъэсаагмя моаххзртми (опгмао, мпачаа отходы плвстыаос
	
Горн	имеет» нлвегтса • воостамзамтжгч^оА атысцфара Оасмчатагыюа воосг*«*лмм остан?«аа оасцдоа алыа м формфоааниа состава шпвм ю сжсидов ! пусто! аоросы м юлы голгмеа л^онжиуп  жмдмоА металл в |жгш амгшваюпзя  «₽*•
Рис.60. Схема процессов в печи TECHNORED:
I 6 О
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Процесс выплавки чугуна из рудоугольных окатышей
осуществляется в низкошахтной печи с отдельной загрузкой в
нее твердого топлива и рудоугольных окатышей. В проекте
промышленного модуля TECNORED отверждение
офлюсованных рудоутольных окатышей перед загрузкой их в
шахтную печь производится путем сушки их бункерах дымовыми
газами воздухонагревателей. Также как в плавильной печи-
газификаторе Согех, в горне плавильно-восстановительной печи
TECNORED имеется коксовая насадка, которая формируется
либо из образующегося в печи из угля полукокса, либо
непосредственно из кокса, используемого в качестве топлива
(рис.58). Горячее дутье подается в плавильно-восстановительную
печь через два ряда фурм: в нижний ряд фурм - для сжигания
твердого топлива, в верхний - для дожигания горновых газов (СО
и Н2) с целью увеличения их температуры на входе
восстановительную шахту печи и интенсификации, за счет этого,
процесса восстановления рудоугольных окатышей. Частично
восстановленные окатыши плавятся на выходе из шахты и
окончательное восстановление железа из железистых шлаков
происходит углеродом коксовой насадки в горне печи. Наличие
коксовой насадки в печи обуславливает возможность
восстановления кремния и марганца и получение чугуна
практически не отличающегося от доменного.
Отработку технологии процесса проводили на пилотной
установке в Джойнвиле (штат Санта Каролина). В качестве
исходного железосодержащего сырья для производства
рудоугольных окатышей использовали [69]: мелкую железную
руду и железорудные концентраты с содержанием железа от 58
до 68 %, металлургические отходы (доменный и сталеплавильные
шламы, колошниковую и агломерационную пыль, прокатную
«Состояние и перспективы Ягздоменной металлургии железа»1 6 I
окалину, отсевы окисленных и металлизованных окатышей,
пиритные огарки), а в качестве восстановителей
углеродсодержащие металлургические шламы, коксовую мелочь,
шламы коксохимического производства, колошниковую пыль
доменных печей, мелочь пекового кокса, древесноугольную
мелочь. В качестве связующего, в зависимости от исходного
железосодержащего сырья применяли:
•	для природного сырья - известь, портланд-цемент,
органические связующие, известняковую мелочь;
•	для металлургических отходов: доменный шлак, шлак-
ДСП и конверторный шлак;
•	для прочих отходов - летучую золу.
В качестве твердого топлива в плавильно-
восстановительной печи использовали [69]: низкопрочный
(китайский) кокс, высокозольный полукокс, антрацит, сырой
пековый кокс, деревянные бруски (до 20% в смеси с коксом),
древесный уголь, термообработанные деревянные бруски, куски
текстильных отходов (до 20% в смеси с коксом), текстильный
пух (до 20% в смеси с коксом).
При проведении испытаний процесса в пилотной
установке TECNORED из рудоугольных окатышей или брикетов
выплавляли передельный чугун и феррохром. Кроме того, чугун
получали, переплавляя в плавильно-восстановительной печи
металл изованные окатыши и металлолом [68].
Основные показатели расхода сырья, топлива и энергии
при выплавке чугуна процессом TECNORED, полученные на
основе результатов экспериментов на пилотной установке
приведены в таблице 46.
/ 6 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа^
Таблица 46. Технико-экономические показатели процесса TECNORED.
Показатели	Величины и размерность
Степень извлечения железа Расход восстановителя Расход кокса Расход связующих и флюса Расход электроэнергии Трудозатраты Обслуживание и запчасти Побочная продукция Шлак	Более 99%. 0,3-0,4 г/т чугуна. Нижний предел - низкозольнистая коксовая мелочь, пековый кокс Верхний предел - высокозольный некоксующийся уголь. 0.30-0,35 т/т чугуна 0,05 - 0,12 т/т чугуна. Нижний предел - для богатого сырья и низкозольнистого восстановителя. Верхний предел - для бедного сырья и высокозольного восстановителя. 140 кВт* час. 0,5-0,2 чел* часов/т чугуна. Нижний предел - для модуля производительностью 0,5 млн.т/год Верхний предел - для модуля производительностью 0,15 млн.т/год 5% от капиталовложений в год Отходящий газ 1,8 Гкал. калорийность 800 ккал/м’ 100-350 кг/т Нижний предел - для низкозольнистого восстановителя и богатого сырья. Верхний предел - для высокозольнистого восстановителя и бедного сырья
Показатели работы плавильно-восстановительной печи
пилотной установки TECNORED, полученные при выплавке чугуна из
металлической стружки (крупное гь 1-30 мм, состав в %: С - 2,3-3,5; Si -
0,8-1,5; S 0,02-0,15; FeO - 0-0,2) и металлизованных окатышей (размер
5-14 мм, состав в %: Fe мет. - 85,47; FeO - 8,53; С - 2,19; пустая порода
остальное) приведены в таблице 47.
Таблица 47. Показатели работы плавильной печи TECNORED на
металлизованных окатышах и металлической стружке.
Показатели	Металлизованные окатыши	Стружка
Производительность, т/час	5-6	4-5
Расход топлива	119 кг С/т	95-105 кг кокса/т
Содержание (%):		
С в чугуне	4,0	2,5-2,8
Si	0.2	0,5-0,8
S	н.д	0,08-0,3
FeO в шлаке	1.5	1,0-3,0
Выход шлака, кг/т	57	30-45
Извлечение железа, %	99,7	>98
Стоимость переплава * 1,5/т	17-25	13-18
Капзаграты на печь, $/т*год	25-35	20-30
•/ В стоимость переплава вошли затраты на топливо, флюс, обслуживание агрегата и
заработная плата
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 6 3
В настоящее время разработана модульная концепция завода
с процессом TECNORED, в которой производительность агрегата
составляет 150000 т/год. По расчету фирмы TECNORED
капитальные затраты на строительство такого завода составят
22,5 млн. долларов США или 150 долларов/т в год, а
себестоимость получаемого чугуна (таблица 48) для условий
завода US Gulf Coasts (США) и завода в Бразилии,
соответственно 92,5 и 65 долларов США/т [69].
Таблица 48. Себестоимость чугуна TEC1SORED.
Статьи себестоимости	US Gulf Coast			Бразильский порт	
	Едиииц/т	Цена S/e;i.	Стои- мость $/т	Цена S/ед.	Стон- мост ь$/т
Железорудный концентрат,	1,46 т	25	36.5	12	17,5 67% Fe ’ Восстановитель некоксуюшийся	0,35 т	40	14	40	14 уголь из ЮАР Твердое топливо низкопрочный	0,35 т	70	24,5	70	24,5 кокс из Китая (12% золы} Флюс и связующие	0,08 т	50	4,0	50	4,0 Электроэнергия	140кВТ*ч	0,025	3,5	0,025	3,5 Трудозатраты	0,5 чел*ч	25,0	12,5	8,0	4,0 Обслуживание и запчасти	7,5	7,5 Всего затрат	102,5	75 Побочная продукция Шлак	0,25 т	6.0	1,5	6,0	1,5 Отходящий газ	1,8 Г кал	4,72	8,5	4,72	8,5 Себестоимость	92.5	65,0					
Наиболее перспективным направлением применения
процесса TECNORED, применяемого для выплавки чугуна из
первичного железорудного сырья (вариант А, себестоимость
чугуна 105 S/т) или из металлизованных окатышей с невысоким
содержанием железа (вариант Б, себестоимость чугуна 155 S/т),
фирма Tecnologia de Auto-Reducao Ltd считает интеграцию его в
структуру мини-заводов, работающих на 100 % металлолома. В
этих двух случаях (таблица 49) использование в составе
металлошихты ДСП 35 % чугуна TECNORED позволяет
существенно снизить себестоимость выплавляемой стали и
быстро окупить капзатраты на строительство модуля [70].
I 6 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Таблица 49. Себестоимость электростали на мини-заводе мощностью 1
млн.т в год при различных составах металлошихты.
Статьи расхода	100 % скрапа	65 % скрапа + 35 %чугуна TECNORED	
		Вариант А	Вариант Б
Металлолом, (%)/($/т)	100/170	65/110,5	65/110,5
Чугун TECNORED (%)/$/т	-	35/47,0	35/54.5
Электроэнергия, (кВТ*	450/15,75	250'8,75	250'8,75
ч/т)/($/т)			
Электроды, (кг/т)/($/т)	2.0/5,25	0,85/2,25	0,85/2,25
Прочие расходы, $/т	9,0	9,0	9.0
Себестоимость стали, S/т	200,0	167.5	185,0
Капитальные затраты на строительство модуля
TECNORED мощностью 0,33 млн.т чугуна/год оцениваются
фирмой величинами около 50 млн.$ (вариант А) и около 12млн.§
(вариант Б) [70].
Фирмы Norht Star Steel (США) и заключили соглашение о
строительстве коммерческого модуля TECNORED
производительностью 40 т/час чугуна на металлургическом
заводе фирмы Norht Star Steel в Бомонте (США). Получаемый
чугун планируется использовать в электросталеплавильном цехе
завода. Строительство модуля планировалось завершить в 2001
году. Модуль будет работать на привозной бразильской руде
MBR и использовать железосодержащие заводские отходы. В
качестве восстановителя планируется использовать имеющийся в
регионе нефтяной кокс. К строительству модуля и изготовлению
оборудования привлекаются фирмы Paul Wurt и Keppler-Weber
S.A. [69, 70].
6.1.10. Процесс SR Smelter (Suspension Redution Smelter)
Процесс SR Smelter разработан концептуально (автор
Ferdinand Fink) и лишь отдельные стадии процесса опробованы в
лабораторных условиях в Техническом университете в Аахене
(Германия). Технологическая схема процесса (рис. 61) включает
ряд последовательных этапов нагрева и восстановления мелкой
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 6 5
руды в во взвешенном слое в реакторах циклонного типа
восстановительным газом, который образуется в плавильной
печи и в пламенном газификаторе.
10
Рис. 61. Технологичекая схема процесса SR Smelter:
1 - чугун и шлак; 2 - пламенная плавильная печь; - 3 - пламенный газификатор;
4 - кислород; 5 - ГЖ; 6 - частично металлизованная руда; 7 - горячий циклон.
1000 °C; 8 - подогореватели со взвешенным слоем; 9 - мелкая руда; 10 - мелкий угозь.
11 - удаление летучих угля; 12 - уголь с частично удаленными летучими
веществами.
1 6 6
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Процесс включает три стадии. На первой стадии мелкая руда
или железорудный концентрат крупностью менее 0,2 мм
подогреваются в серии циклонов до 900 °C газом, поступающим из
пламенного газификатора, в котором кислородом окисляется полукокс,
образовавшийся из угля (крупность менее ОД мм) при его нагреве в
верхнем циклоне aiperara. В пламенной плавильной печи,
расположенной под газификатором, плавится поступающее сюда из
серии циклонов ГЖ и окисляется полукокс, образовавшийся из утля,
проходящего через циклоны вместе с рудой. Отходящий из верхнего
циклона газ после очистки от пыли отмывается от СО2 и рециклируется
путем подачи его в газификатор. За счет рециркуляции газа расход угля
(с содержанием летучих до 40 %) на процесс может достигать 600 кг/т
при выходе шлака 300 кг/т. По сценке разработчика модуль SR Smelter
может иметь производительность как небольшую - до 500 т/сутки, так и
высокую - до 5000 т/сутки. Капитальные затраты на строитохьство
модуля на 23 % ниже капзатрат на строительство доменной печи,
соответствующей производите.хы гости, а себестоимость получаемого
чугуна - на 42 % ниже себестоимости доменного чугуна (таблица 50) [71].
Таблица 50. Сравнение затрат на производство чугуна в доменной печи
производительностью 1000 т/сутки и по способу SR Smelter (DM/т чугуна).
Цены, использованные при расчете (в DM)		
Измельченный уголь (-0,2 Мм) Доменный кокс Агломерационная руда Кислород (99,5 %) Горячее дутье, 1000 °C Колошниковый газ на экспорт	135,0 DM/t 345 DM/t 20 DM/t руды 0,1 DM/m3 21,0 DM/1000 м3 6.5 ОМТДж	
Статьи расхода	SR-Smelter	Мннн-доменная печь
Измельченный уголь	81,0	13,5
Кокс	-	138,0
Затраты на агломерацию	-	30.0
Горячее дутье	-	40,0
Кислород	27,8	-
Отмывка газа от СО2	15,0	-
Капитальные затраты	38,09	49,5
Колошниковый газ	-11,0	-30,0
Себестоимость чуп'на	150,89	241.0
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»/ б 7
6.2. Процессы получения чугуна из ГЖ в электропечах
Большинство процессов жидкофазного восстановления
используют отдельные стадии предварительного восстановления
руды и являются по существу комбинированными процессами
(исключение составляют процессы РОМЕЛТ.
HISMELT, TECHNORED и Single Stage DIOS). В течение
последнего десятилетия были разработаны некоторые процессы
бездоменного получения чугуна, основанные на использовании
ранее известных агрегатов (печь с вращающимся подом,
руднотермическая электропечь). В этих процессах железорудные
материалы в смеси с восстановителем, в качестве которого
используется уголь, либо окусковываются (окатыши, брикеты),
либо непосредственно в виде смеси восстанавливаются в
неподвижном слое при их нагреве в печи с подвижным подом
Краткие сведения об этих процессах обобщены в таблице 51.
Таблица 51. Комбинированные процессы выплавки чугуна в
электропечах.
Процесс	Топливо, шихта	Комментарии
IRON DYNAMICS	Уголь, железорудный концентрат, известняк, окатыши	Цех производительностью 0,45 млн.т начал работать в 1999 г.
FASTMELT	Уголь, мелкая руда, отходы - окатыши	Опытная установка: ПВП - 0,24 т/час, ЭЧП - 0,12 т/час.
REDSMELT	Уголь, мелкая руда, отходы - окатыши	Концепция процесса ПВП - РЭП Данных об использовании нет
S1DCOMET	Уголь, мелкая руда слон	Полупромышленная установка, остановлена
ПВП - печь с вращающимся подом
ЭЧП - электро-чугушюплав11льная печь.
РЭП - руднотермическая электропечь.
6.2.1. Процесс IRON DYNAMICS.
Концепция процесса IRON DYNAMICS (рис.62) была
разработана в 1996 году в США, а испытания его на пилотной
установке начались в первой половине 1997 года [72]. Строительство
! 6 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
первого промышленного модуля производительностью 500000 т в
год началось в октябре 1997 года и через год он начал производить
товарное губчатое железо. Жидкий чугун был получен в марте 1999
года [32]. В течение первых опытных кампаний длительностью 6, 9, 12
недель и 4 месяца было выплавлено, соответственно, 2156 т, 6094 т,
21068 т чу I у на. Ожидали в течение следующих кампашзй выплавлять
по 15000 т чугуна в месяц, а в 2000 году по 35000 т в месяц [73].
Рис.62. Схема потоков материалов в процессе IDI:
Исходным сырьем в процессе является железорудный
концентрат, из которого делают офлюсованные железорудные
окатыши (76% концентрата, 23 % угля, 1 % связующее). На выходе
из ПВП металлизованные окатыши (содержание: Fe - 70-85%; С - 5-
« Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I <5 9
10 %; S - 0,2-0,25) имеют температуру 700 "С и в специальных
контейнерах транспортируются для загрузки в РЭП, где из них
выплавляют чугун (95-97 % - Fe; 2,5-3,5 % - С, 0,01-0,15 % S, 0,25-0,6
% Si), имеющий на выпуске температуру 1315-1430 °C. Выплавка
стали из этого чугуна (65,7 % в составе металлошихты) в ДСП по
сравнению с выплавкой ее из металлолома (100 % в составе
металлошихты) приводит к экономии электроэнергии на 28% (-115
КВт.час/т стали) и снижает содержание азота в стали на 11 %, а меди -
на 24 %. Отрицательным эффектом является увеличение содержания
серы на 26 % [73]. Капитальные затраты на 1 тонну чугун в первом
промышленном LDI составили 200 долл ./т и ожидается, что
строительство второго модуля будет стоить 175 долл./т чугуна. Полная
стоимость получаемого чугуна составляет 150 долл./т, а экономия на
выплавке стали из него - 25-35 долл./т.[32,73].
6.2.2. Процесс FASTMELT
Повышенное содержание пустой породы и серы ГЖ, получаемом
в процессе FASTMET, связанные с использование угля в качестве
восстановигеля, а также с высоким содержанием нежелезистых оксидов в
металлургических отходах, которые можно эффективно перерабатывать
этим процессом с улавливанием в качестве побочного продукта оксидов
цинка, затрудняют применение такого ГЖ в сталеплавильных процессах.
Эго явилось причиной появления новой технологической концепции
процесса FASTMET, при которой конечным продуктом процесса
является чугун. Новая технология получила название FASTMELT.
Технологическая схема процесса FASTMET/FASTMELT для
переработки мелкой железной руды или концентратов, а также
металлургических отходов с получением в качестве продуктов ГЖ или
чугуна (жидкого или в чушках) представлена на рис. 63 [33], а на рис. 64
- технологическая схема процесса FASTMELT, предназначенного для
переработки металлургических отходов [32]. В процессе FASTMELT
ГЖ, получаемое в ПВП, непрерывно выгружается и в горячем
состоянии с температурой 1000-1200 °C по трубопроводу поступает в
стационарную электрическую чугунно-плавильную печь (ЭЧП) с
1 7 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
фиксированным сводом и тремя графитовыми электродами, в которой
из ГЖ выплавляется чузун, не отличающийся по качеству от доменного
чугуна. Отходящий газ из ЭЧП печи используется в ПВП в качестве
топлива. Несмотря на копоткое время пребывания (6-10 мин) в ПВП
оксиды железа рудоугольиых окатышей при температуре 1290 - 1345 ЭС
на 85-95 % восстанавливаются до железа, которое частично
науглероживается с образованием Fe;C. Содержание углерода в
получаемом в ЭЧП чугуне регулируется содержанием утля в
pj лоугольных окатышах, а содержание кремния регулируется
технологией плавки в ЭЧП. При желании в ЭЧП загружается
ферросилиций или ферромарганец для получения специальных
чугунов. Жидкий чугун выпускается через летку, как из доменной печи.
Этот продукт получил название FASTIRON. Получаемый в ЭЧП чугун
(FASTIRON) содержит (%): 4,2-4,8 С: 0,3-0,7 Si; 0,03 S, а чугун из РЭП ,
соответственно: 3,5-3,8; 0,5-1,5; 0,05 [33]. Температура чугуна на
выпуске из ЭЧП во время испытаний процесса на пилотной установке
(печь с одним электродом производительностью 120 кг/час, мощность
250 КВА) составляла 1455-1510 °C.
Бункер-охладитель
ГЖ
Выбор продукта
Рис.63. Технологическая схема процесса FASTMET/FASTMELT:
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 7 1
1
Рис.64. Типичная технологическая схема процесса FASTMELT для переработки
металлургических отходов:
1 - бункера склада шихтовых материалов; 2 - загрузочный конвейер: 3 - бункера
шихтового отделения: 4 - сушильный барабан; 5 - связующее: 6 - смеситель;
7 - брикет-пресс: 8 - дымовая труба, 9 - ЭЧП: 10 - труба для загрузки ГЖ в ЭЧП;
11- ПВП; 12 - загрузочный конвейер; 13 - вентилятор для подачи воздуха в горелки: 14
- экономайзер: 15 - вентилятор; 16 - чугуновозный ковш; 17 - шлаковый ковш;
1S - скруббер для очистки отходящих газов ЭЧП; 19 - природный газ; 20 - подогретый
воздух; 21 - газоочистка с рукавными фильтрами, побочный продукт (оксиды
тяжелых металлов).
В отличие от руднотермической электропечи (РЭП) с
погруженной дугой, являющейся, по существу, печыо
сопротивления, где тепло выделяется при прохождении тока
через слой шлака между электродами, в ЭЧП используется тепло
электрической дуги, как в ДСП. ЭЧП более эффективна при
использовании в качестве шихты ГЖ со степенью металлизации
85-95 % и позволяет выплавлять чугун с более высоким
содержанием углерода (4,2-4,8 %) и более низким содержанием
серы (менее 0,03 %). Отличительными особенностями ЭЧП
являются [32]:
•	стационарный корпус;
1 7 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
•	высокая герметичность (минимальный подсос воздуха);
•	независимые летки для чугуна и шлака;
•	возможность применения графитовых, углеродистых
предварительно спеченных и углеродистых
самоспекающихся электродов;
•	возможность опускания электродов под напряжением;
•	наличие системы газоочистки с использованием энергии
газа;
•	наличие устройства для загрузки в печь добавок и флюсов.
Процесс FASTMELT разрабатывался совместными
усилиями фирм Midrex direct reduction corporation, Kobe Steel ltd
и EMC International. Отработку технологии производили в
Техническом центре фирмы Midrex на установке, выключающей
ПВП диаметром 2,44 м (внутренний диаметр 1,06 м)
производительностью 200-260 кг/час и ЭЧП мощностью 250 КВА
с одним электродом (диаметр 75 мм) и производительностью 120
кг/час. При использовании в качестве исходных материалов
мелкодисперсных отходов получали чугун, по составу не
отличающийся от доменного, с пониженным содержанием серы
(0,01 %) с температурой 1455-1510 °C [32, 71].
При отработке технологии испытывали следующие
сырьевые материалы и топлива: кек фильтр-прессов газоочистки
доменных печей, кек фильтр-прессов газоочистки конвертеров,
прокатная окалина, пыль рукавных фильтров газоочистки ДСП,
мелочь офлюсованных окатышей, колошниковая пыль, доменный
шлам, коксовая мелочь, угли с различным содержанием летучих
веществ, пековый кокс. В зависимости от состава шихты из нее
делали окатыши или брикеты. Окатыши перед загрузкой в ПВП
сушили, а брикеты загружали в ПВП сырыми.
Концепция процесса FASTMELT позволяет создавать
модули производительностью от 50000 до 1000000 т в год,
ориентированные на переработку металлургических отходов с
полезным извлечением цинка и других ценных металлов,
содержащихся в этих отходах. По оценке специалистов фирм
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»/ 7 3
Ml DREX и Kobe Steel, сделанной на основе результатов
испытаний и практики работы модуля FASTMET, при
производительности модуля FASTMET 500000 т/год в условиях
США себестоимость губчатого железа составит 55-95 долл./т, а
себестоимость чугуна - от 80 до 125 долл./т. Капитальные
затраты на строительство модуля FASTMELT, в зависимости от
инфраструктуры и размещения модуля, составят 115-125 млн.
долл. США [35].
Привлекательной характеристикой процесса FASTMELT
является возможность полной утилизации отходов. Процесс не дает
сточных вод, а загрязненность газообразных отходов контролируется
имеющимися средствами. Получаемый шлак по составу не
отличается от доменного и может утилизироваться по имеющимся
технологиям. Пыль рукавных фильтров ПВП, содержащая ZnO.
может продаваться производителям цинка, а остальная пыль
рециркулируется в самом процессе FASTMELT. Благодаря
комбинации ПВП и ЭЧП снижаются выбросы парниковых газов при
выплавке стали из чугуна процесса FASTMELT. По данным [35]
общий выброс в атмосферу СО2 в расчете на 1 т жидкой стати (с
учетом затрат топлива на производство электроэнергии) составлю г
дтя различных технологических схем:
•	кислородно-конвертерный процесс с использованием в шихте
80% доменного чугуна и 20% скрапа -1418 кг/т;
•	кислородно-конвертерный процесс с использованием в шихте
80% чугуна FASTMELT и 20 % скрапа - 1374 кг/т;
•	выплавка стали в ДСП с использованием в шихте 40 % чугуна
FASTMELT и 60 % скрапа - 793 кг/т.
По данным [34] процесс FASTMELT имеет существенные
преимущества по сравнению с другими коммерческими и
разрабатываемыми процессами выплавки чугуна с точки зрения
затрат энергии и выбросов СО2 в атмосферу на 1 тонну
выплавляемого чугуна. В таблице 52 приведены опубликованные в
различных источниках величины затрат энергии, а в таблице 53 -
/ 7 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
количество выбросов в атмосферу СО, для различных процессов
выплавки чугуна.
Таблица 52 Потребление энергии на выплавку 1 тонны чугуна
различными процессам.
Виды и затраты энергии, ГДж/т	Технологические процессы выплавки чуту на				
	FASTMELT	Hismelt	COREX	REDSMELT	Доменный
Уголь	12.25	19,47	30,77	14,85	
Природный газ	2,68	2,2	0,5	2,17	
Электроэнергия * 1	6.11	0,83		6,65	
Сумма затрат	21,03	25,05	32,10	23,67	23,36
Энергия	4,56	3,38	13,2	5.1	5.35
отходящих газов					
Обшее	16,48	21,67	18,9	18,56	18,01
потребление					
					
Примечание' */ - энергия угля, использованного на производство электроэнергии
Таблица 53. Выбросы СО2 на 1 тонну чугуна в различных процессах, т/т.
Виды топлив и энергии	Технологические процессы выплавки чугуна				
	FAST.MELT	Hismelt	COREX	REDSMELT	Доменный
Уголь * 1	1.138	1,809	2,859	1,38	2,17
Природный газ *2	0,153	0,125	0,125	0,124	0
Электроэнергия *3,4	0,242*5	0	0	0,242*6	0
Сумма СО. (по расходу С)	1,533	1,934	3,046	1,746	2,170
СО2 эквивалентное С в чугуне	0,147*7	0,147	0,169*8	0,132*9	0,147
Всего выбрасывается СО;	1,386	1,787	2,877	1.614	2.023
Примечания:
♦	/ - коэффициент перевода 92,9! кг CO/ГДж угля;
*	2 - коэффициент перевода 56,96 кг СО/НДж природного газа;
*	3 - принято допущение, что вся ‘энергия отходящих газов используется дтя
производства электроэнергии;
*	4 - коэффициент перевода 155,91 кг СО /ГДж электроэнергии;
*	5 - 6,11-4,56=1,55 кг СО/!Дж электроэнергии (см. табл. 52);
*	6 - 6,65-5,1=1.55 кг CO/ГДж электроэнергии (см. табл. 52);
*	7 - 4 %С в чугуне:
*	8 - 4,6 % С в чугуне;
*	9 - 3,6 % С в чугуне.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 7 5
6.2.3.Процесс REDSMELT.
Процесс REDSMELT отличается от процесса FASTMELT
в основном заключительной стадией - получения чугуна из
металлизованного продукта, получаемого в ПВП. В процессе
REDSMELT на этой стадии используется РЭП. Для процесса
REDSMELT фирма Mannesmann Demag по лицензии фирмы
inmetco создала новую генерацию ПВП, обеспечивающую
высокую производительность и эффективное использование
энергии. ПВП, разработанные фирмой Inmetco в 1980 году,
успешно эксплуатируются для переработки железо, никель и
хромсодержащих отходов на металлургическом заводе в Элвуд
Сити, специализирующемся на выпуске нержавеющей стали из
лома [35,74,75].
Первая стадия процесса REDSMELT (рис. 65) - получение
окатышей из железорудного концентрата или металлургических
отходов - аналогична первой стадии процессов IDI hFASTMELT.
Подготовке сырьевых
материалов
Натрави
восстановление
ТОПЛИВО
(гвз. мазут и уголь)
Губчатое железо (ГЖ)
Рис.65. Схема процесса REDSMELT
Пар
1 7 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Окатыши крупностью 9-15 мм в ПВП (толщина в слое 18-
22 мм) находятся в течение 10-18 минут. Температура в
восстановительной зоне ПВП достигает 1400 °C. Степень
металлизации продукта составляет 85-92 %, а содержание
углерода в нем от 1,5 до 7 % и более. При переработке
металлургических отходов, содержащих цинк и свинец, в ПВП
достигается практически полное удаление этих металлов из
шихты в виде возгонов, полностью улавливаемых при очистке
отходящих газов рукавными фильтрами. Концентрация цинкита в
такой пыли достаточна для его применения в качестве
компонента шихты при производстве цинка [75]. Качество
получаемого продукта и производительность процесса
обеспечиваются регулированием состава и температуры газов в
каждой зоне ПВП, в которой использованы горелки фирмы
Demag. Благодаря утилизации тепла отходящих газов
(производится 1-2 т пара на 1 т губчатого железа) эффективность
использования тепла составляет более 80 %. Фирма Demag,
являющаяся производителем РЭП (в настоящее время в мире
работает более 440 РЭП этой фирмы) использовала в процессе
REDSMELT именно РЭП, ориентируясь на ее большую
терпимость, по сравнению с ЭЧП, в отношении содержания
пустой породы в проплавляемом губчатом железе. Основное
количество тепла в печи выделяется при прохождении тока в слое
шлака между электродами, но возможно получение тепла и от
дуги. Максимальная производительность печи может достигать
1000000 т чугуна в год (диаметр более 20 м, трансформатор 30-
120 MBA). РЭП конструкции фирмы Demag
производительностью около 550000 т/год успешно работает на
установке IDI в Батлере (Индиана, США) с марта 1999 года
(время работы 8000 часов в год).
По оценке разработчиков себестоимость продуктов
процесса REDSMELT для модуля производительностью 500000
т/год в условиях США составляет: губчатое железо - 60 долл./т,
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 7 7
чугун - от 90 до 130 долл./т. В таблице 54 [75] приведены
расходные коэффициенты и расчет себестоимости ГЖ и чугуна
при производстве их процессом REDSMELT.
Таблица 54. Удельный расход компонентов шихты и энергии и
себестоимость продукции в процессе REDSMELT.
Получение ГЖ в ПВП			
Материалы и энергий	Расход на 1 т ГЖ	Цена, S	Стоимость, S
Железная ру ла, т	1,258	15	18.87
Уголь, т	0.44	53	23.32
Бентонит, т	0,005	65	0,33
Органическое связующие, т	0,005	1600	8,00
Электроэнергия, кВт*час	65	0,033	2.15
Природный газ. Г кал	0,44	13.5	5,94
Вода, т	0.4	0.3	0,12
Азот, м’	12	0,01	0.12
Обслуживание, запчасти, $/т ГЖ	1	1.5	1.5
Трудозатраты, чел* час.	0,12	28	3,36
Производится пара, Гкал	0,943	0	0,0
Себестоимость ГЖ			63,71
Производство чугуна в РЭП			
Материалы и энергия	Расход на 1 т ГЖ	Цена, $	Стоимость, S
ГЖ,т	1.189	63.71	75,74
Известь, т	0,06	70.0	4,20
Кокс, т	0,001	ПО	0,11
Электроэнергия. КВт* час	510	0,033	16,83
Электроды, кг	5	0,7	3.5
Огнеупоры, кг	0,5	1.5	0,75
Обслуживание, запчасти, $/т			
чугуна	1	1	1
Трудозатраты, чел* час.	0,10	28	2,8
Себестоимость чугуна			104,93
Производительность одной ПВП составляет до 600000
т/год. Комбинация двух ПВП и одной РЭП позволяет создавать
модули REDSMELT производительностью до 1 млн.т чугуна в
год применительно к интегрированным заводам (переработка
отходов) или к мини-заводам [35].
К экологическими достоинствам процесса REDSMELT относятся
[75]:
1 7 S«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
•	отсутствие сточных вод;
•	низкий уровень образования NOX и SOX и возможность контроля
их выбросов в атмосферу;
•	полное дожигание отходящих газов ПВП до СО2 и Н2О;
•	возможность рециклирования отходов;
•	возможность утилизации тепла отходящих газов;
•	отсутствие токсичных отходов.
6.2.4. Процесс S1DCOMET
В отличие от описанных выше комбинированных
процессов с использованием ПВП процесс SIDCOMET, который
отрабатывался на пилотной установке на заводе Sidmar в
Бельгии, отличается использованием в ПВП неокускованного
железорудного сырья и угля, а не окатышей или брикетов из их
смеси. Планировалось строительство модуля
производительностью 700000 т/год. Информация о достигнутых
результатах отсутствует [3].
7. ЭКОНОМИКА И ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ
ТЕХНОЛОГИЙ БЕЗДОМЕННОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
ЖЕЛЕЗА
Черная металлургия является одной из консервативных
отраслей промышленности в отношении замены применяемых
агрегатов и технологий принципиально новыми и более
эффективными, что обусловлено высокими капитальными затратами,
большой мощностью и длительным сроком службы основных
металлургических агрегатов, применяемых для выплавки металла, и
обслуживающих агрегатов, осуществляющих подготовку
железорудного сырья, технологического топлива и других
энергоресурсов, необходимых для получения металла из железной
руды. Это относится, в первую очередь, к производству кокса,
агломерата, окатышей и чугуна. Долгий срок службы агрегатов и
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 | 9
относительно низкие эксплуатационные расходы делают
экономически невозможным быструю замену существующею
доменного процесса новыми технологическими процессами
металлургии железа даже при их экономических преимуществам
Общепринятая стратегия в металлургическом производстве состоит в
максимальном использовании существующих агрегатов до и\
замены новыми или до их менее затратной реконструкции и
модернизации.
Опыт мировой металлургии показывает, что развитие и
коммерциализация новых технологаческих процессов зависит от
ресурсно-энергетических возможностей регионов, потребностей
рынка металла и уровня существующих традиционных технологий,
который определяет их конкурентоспособность [76,77]. Говорить о
преспективах развития новых технологам металлургии железа , в
связи с этим, необходимо с учетом оценки их экономических
показателей, тенденций и уровня индустриального развития
отдельных стран и регионов, наличия в них сырьевых и
энергетических ресурсов.
• Публикуемые разработчиками и цитируемые в данной работе
оптимистические значения технико-экономических показателей
производства чугуна или ГЖ новыми технологическими
процессами, которые еще не нашли широкого промышленного
применения, зачастую имеют рекламный характер с целью
привлечения к ним внимания возможных инвесторов. В связи с этим
доступная для широкого круга специалистов неполная информация
об этих процессах позволяет делать лишь ориентировочную оценку
перспектив их развития. Некоторые результаты сопоставительного
анализа экономических показателей производства чугуна процессами
жидкофазного восстановления и ГЖ, оопубликонанные
разработчиками или потенциальными пользователями новых
технологий металлургии железа для условий Индии, США и
Бразилии приведены в главах 5 и 6. Отсутствие в этих публикациях
1 8 О« Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
mhoi их конкретных технико-экономических исходных условий, при
которых были получены экономические показатели и производился
анализ, не позволяет использовать эти результаты для
сопоставительного анализа и прогнозных опенок перспектив
развития рассмотренных процессов.
Наиболее полный и детальный анализ экономических
показателей производства чугуна и ГЖ по классическим (процессы
доменный, Midrex, HYL) и новым промышленным (Согех) или
наиболее изученным на демонстрационных агрегатах (РОМЕЛТ,
Hismelt) технологиям, разработанным в конце ХХ-го столетия,
приведен в публикации В.А. Ромснца - инициатора разработки и
руководителя коллектива разработчиков процесса РОМЕЛТ [2]. В
отличие от упомянутых выше локальных экономических расчетов в
этой работе получены экономические показатели выплавки стали в
конвертерах и электропечах с использованием в качестве
металлошихты ГЖ и чугуна, получаемых различными
технологическими процессами. В основу данного экономического
анализа легли опубликованныхе разработчиками новых процессов
ганные о расходе железорудного сырья и энергоносителей на
производстве- металла этими процессами, а также действующие
ценовые показатели железорудного сырья, металла и
энергоносителей в 2000-2001 годах в Росли и в Западной Европе.
Использованные в этом сопоставительном анализе технико-
экономические показатели классических металлургических
процессов (доменный, конвертерный, электросталеплавильный), а
также, имеющих уже почти тридцатилетний опыт промышленного
применения, процессов Midrex и HYL характеризуют современный
уровень этих технологий.
В таблице 55 приведены результаты расчета себестоимости и
других экономических показателей производства чугуна и ГЖ,
сделанного с учетом существующего уровня цен на сырье и
топливо в Западной Европе [2].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»/ 8 1
Таблица 55. Технико-экономические показатели производства чугуна и
ГЖ по различным технологиям.
Показатели	Цена	Доменная печь	Согех	Hismelt	Ромелт	Mldrex	HYL
Производительность. тыс.	3500	800	600	500	1000	1000 Т./ГОД Сырье: агломерат, т.	41,8	1,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0.0 окатыши Л т	41,5	0,6	1,45	0,0	0,0	0,0	0,0 окатыши Б, т	46.5	0.0	0,0	0,0	0,0	1,4	1,45 концентрат, т.	28,0	0,0	0,0	1,47	1,465	0,0	0.0 Итого сырья, $/т	66,7	60,18	41.16	41,02	65,1	67,43 Флюсы: известь,т.	60.0	0,0	0.0	0,189	0,147	0,0	0,0 известняк, т.	14,0	0,0	0,337	0,0	0,0	0,0	0.0 IItoi о флюсов, S/t	0,0	4.72	11.34	8.82	0,0	0,0 Топливо: кокс, т	96,0	0,32	0.0	0,0	0,0	0,0	0,0 ПУТ, 1	59,4	0.16	0.0	0,801	0,0	0.0	0,0 уголь, т.	49,0	0,0	1,0	0,0	1.031	0,0	0,0 природный газ, т.м’	110,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,316	0,334 Итого топлива, $/т	40,22	49,0	53,19	54,48	34,8	36,74 Расходы по переделу, $/т	19,63	57,21	52,57	60,84	29.43	34,46 в том числе: электроэнергия, Мвт. час	55,0	0.0231	0,08	0,06	0,075	0,11	0,1 кислород, т.м1	39,5	0.03	0,527	0,163	0,839	0,0	0,0 амортизация. S/t	3,62	10,72	11,39	4,36	8,04	10,05 Общезаводские расходы, S/т	1,96	5.72	5,26	6,08	2,94	3,45 Всего затрат, S-T	128,52	176.82	163,52	171,24	132,27	142.07 Попутная продукция (-): тепло ВЭР, Гдж	2,75	12,3	1.76	15,4	0,0	0,0 электроэнергия ВЭР.	55,0	0,0	1,125	0,158	1,41	0,0	0,075 Мвт. час доменный газ, Гдж	3,2	2,75	0,0	0.0	0,0	0,0	0,0 граншлак. т.	5,0	0.265	0,44	0,42	0.39	0,0	0,0 Итого попутной продукции,	10.13	64,08	10,79	79,5	0,0	4,13 S/t Производственная	118,39	112.75	152.73	91,74	132,27	137.94 себестоимость, $/т Полная себестоимость, J/'t	121,95	116,13	157,31	94,49	136,24	142,08 Удельные капвложения, &т: цех с ОЗХ	135	265	286	130	200	250 агломерат	40*	40	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0 окатыши	35*	21	50,75	0.0	0,0	49	50,75 кокс	300*	96	0,0	0,0	0.0	0,0	0,0 ПУТ	70*	11,2	0,0	56,07	0,0	0,0	0,0 кислород	68**	2,04	35,84	11,1	9,48	0,0	0,0 электроэнергия ВЭР	60***	0,0	67,5	9,48	84,60	0,0	4,5 известь	38*	0.0	0,0	7,18	5,59	0,0	0.0 Итого:	305,24	419,09	369,85	277,24	249.0	305,25 Оборотный капитал . $/т	18,29	17,42	23,6	14,17	20,44	21,31 Минимальная продажная	158,08	164,52	201,32	126,93	166,6	178,7 цена, S/t							
Примечание Удельные капвложения приведены в размерности:
цех с ОЗХ - $/т металла;
*	- S/m материала;
*	* - З/тыс.м*;
*	** - S/МВт. час.
I 8 2«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Согласно приведенным выше данным минимальная
полная себестоимость и минимальная продажная цена мезадла в
условиях Западной Европы получается у чугуна, производимого
процессом РОМЕЛТ. Полная себестоимость чугуна,
производимого процессом Согех, меньше себестоимости
доменного чугуна , что отличается от оценки фирмы POSCO,
согласно которой в условиях Кореи себестоимость чугуна
процесса Согех превышает себестоимость чугуна ,
выплавляемого в мощных доменных печах, по ниже
себестоимости доменного чугуна, получаемого в печах малого
объема [52].
Из структуры себестоимости видно, что, среди
сравниваемых технологий, минимальных затрат на
производство требует металл, получаемый в доменных печах.
Только после учета стоимости ВЭР доменный чугун, в условиях
Западной Европы, значительно уступает по себестоимости
чугуну РОМЕЛТ и не шачительно - чугуну процесса Согех.
Данная оценка является неполной, так как в расчете не учтены
ВЭР в виде давления колошникового газа и тепла отходящих
газов воздухонагревателей. Практически все современные
доменные печи в Западной Европе оснащены газовыми
утилизационными турбинами мощностью 12-16 Мвт и
системами утилизации тепла дымовых газов
воздухонагревателей, применение которых заметно снижает
себестоимость доменного чугуна.
Экономические показатели производства первородного
железа по этим же технологиям, рассчитанные с учетом
внутренних цен России в 2000 году на сырье и энергоносители и
с учетом тех же удельных капитальных вложений приведены в
таблице 56 [2].
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 8 3
Таблица 56. Основные экономические показатели производства
ГЖ и чугуна по различным технологиям во внутренних ценах России
2000 года [2|.
Показатели	Доменная печь	Согех	Hismelt	Ромелт	Midrex	HYL
Производительность, ТЫС. Т./ЮД	3500	800	600	500	1000	1000
Производственная себестоимость, S/t	52,79	65,93	73,06	57,45	42,02	45,56
Полная себестоимость, $/т	54,37	67.9)	75,25	59,17	43,28	46,9
Удельные капитальные вложения, $/т	305,24	419,09	369,85	277,24	249,0	305,25
Оборотный капитал, $/т	8,16	10.19	11,29	8,88	6,49	7,04
Минимальная	88,89	115.14	117,3	90.76	71,41	81,26
продажная цена. $/т						
В отличие от условий Западной Европы, благодаря, в
основном, обратному соотношению цен кокса, угля и
природного газа (соответственно 96 $/т , 49 S/т и 110 $/т. м3 - в
Западной Европе ; 50 $/т , 23$/т и 13,5 $/т. м3 - в России)
себестоимость и минимальная продажная цена ГЖ в России ниже
соответствующих показа гелей доменного чугуна, а чугуны
новых технологических процессов, включая процесс РОМЕЛТ,
уступают по этим показателям доменному чугуну даже без учета
упомянутых выше видов ВЭР.
Рассчитанные в ценах Западной Европы технико-экономические
показатели производства стали по различным технологическим
схемам (таблица 57) показывают абсолютное преимущесгво
доминирующей в настоящее время технологической схемы
“доменная печь - кислородный конвертер” , а также
преимущество выплавки электростали из шихты, содержащей
35% чугуна РОМЕЛТ[2] и 65 % скрапа по сравнению с
выплавкой этой стали из ГЖ и скрапа
/ 8 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Таблица 57. Технико-экономические показатели производства стали по
различным технологическим схемам, долл. США |2|.
Показатели	Цена S/ед.	Доменная печь Конвер|ер	Midrex ДСП	РОМЕЛТ ДСП	Скрап ДСП
Мощность сталеплавильного ajpeiara» 1.1./год Сырье и материалы:		2500	800	1200	1000
чу г, и доменный, т	118.39	0.81			
чугун РОМЕЛТ. т.	91,74*		-	0,403	-
скрап, т	125.0	П.ЗЗ	0,45	0.729	1.122
1~/К (мет.окатыши). т.	132.27		0.7	-	-
ферросплавы, т.	810,0	0,02	0,02	0.02	4,02
и шесть. 1	60,0	0,07	0.074	0.065	0.065
п таниновый шпат, т	600.0	0,001	0,002	0.002	0,002
магнезии г	300,0	-	0.0123	0.0123	0,0123
доломит, т	100,0	0,008	-	-	-
КОКСМК. 1.	38,0	0,00)	0,0012	0,0011	0.0013
ш._1акообра<ующая смесь, т	150.0	0,0015	0.001	0,001	0,001
отходы (-), $/Т		0.57	0,5	0.5	0,5
Hi ого сырья и материалов, S/t Расходы по переделу:		158,6	174,88	153.56	165.79
электроэнергия, Мвт.час	55,0	0,017	0.576	0.325	0.46
жектроды. кг	2,6	-	1,9	1.2	1.4
кислорода м3	39.5	0.06	0.03	0.04	0,03
Итого. 1.		27.72	87,25	56,16	70,09
Общезаводские расходы, $.'т		2,77	8,73	5.62	7,0|
11рои энодственная себестоимость, S/т		189,18	279,98	221.79	250.18
Вненроизяодственныс расходы, $'т		5,68	8,13	6,46	7,29
Полная себестоимость, $ i Удельные капвложения. SZT'		194,85	278.98	221,79	250.18
собственно цех с O3X		125,0	250.0	170,0	200,0
чугун доменный	305,24	247.24	-	-	
ivivii РОМЕЯ 1	277.24	-	-	111,73	
ГЖ 1мет. окатыши)	249 а	-	174.0	-	-
кислород	68,0	4.08	2.04	2.72	2 04
известь	38,0	2.66	2,81	2,47	2.47
Итого уд. капвложения		378.98	429,15	286,92	204,5 1
Оборотный капитал, $/т		29,23	41,85	33,27	37,53
Минимальная продажная иена. $/т		240.76	332,37	258.33	278.43
Примечание: * цени взята по производственной себестоимости (таил.55р
В ценовых условиях России 2000-го года минимальную
себестоимость также имеет сталь, выплавленная из доменного
чугуна в кислородном конвертере, а минимальную продажную
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 8 8
цену, благодаря самым низким удельным капитальным
вложениям - электросталь, выплавленная из 100% скрапа. В то же
время, несмотря на минимальную себестоимость ГЖ, его
использование в шихте для выплавки электростали в количестве
61%, благодаря самым высоким удельным капитальным
вложениям для этой технологической схемы, значительно
повышает себестоимость и минимальную продажную цену стали
по сравнению с применением шихте ДСП чугуна РОМЕЛТ
(таблица 58) [2].
Таблица 58. Технико-экономические показатели производства стали по
различным технологическим схемам в ценовых условиях России 2000 года.
Показатели	Доменная печь Конвертер	Mldrex дсп	РОМЕЛ ТДСП	Скрап Дсп
Производственная себестоимость, $/т	87,82	103,53	99,62	100,23
Полная себестоимость, $/т	90,46	106,63	102,61	103.24
Удельные капитальные вложения, $/т	378,98	429,15	286,92	204,51
Оборотный капитал, $/т	13,57	15,99	15,39	15,49
Минимальная продажная цена, S/т	133,86	155,89	136,29	127,97
Выполненный в работе [2] анализ, даже без учета всех
ВЭР, которые утилизируются на современных доменных печах,
со всей очевидностью показывает экономические преимущества
технологической схемы ’’доменная печь-кислородный конвертер”
в массовом производстве стали в ценовых условиях Западной
Европы и России . Экономические преимущества процесса
РОМЕЛТ перед коммерческими технологическими процессами
производства ГЖ и чугуна и перед новым технологическим
процессом Hismelt обусловлены, в первую очередь, самой
высокой долей попутной продукции (в первую очередь ВЭР) в
калькуляции себестоимости чугуна РОМЕЛТ. Она составляет
более 46 % от всех затрат на производства чугуна (в процессе
Согех - 36 %) для ценовых условий Западной Европы. В то же
время эта часть технологической схемы процесса РОМЕЛТ пока
1 8 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
еще не была реализована практически и в опубликованных
результатах экономического анализа использованы только
расчетные данные разработчиков процесса РОМЕЛТ,
касающиеся утилизации ВЭР.
Анализ опубликованных результатов оценки техноло-
гической, энергетической и экономической эффективности новых
технологических процессов производства металла из
железосодержащего природного или техногенного сырья
позвояет сделать некоторую прогнозную оценку перспектив их
развития.
7.1.	Технологические процессы выплавки чугуна
Доминирующую позицию в мировом производстве чугуна
традиционно и прочно занимает доменный процесс. Можно
ожидать сохранения этой позиции доменного процесса в
ближайшие десятилетия. Разработанные в последние два
десятилетия альтернативные процессы выплавки чугуна,
основным преимуществом которых перед доменным процессом
является использование в качестве твердого топлива
некоксующегося угля и неокускованных (в некоторых процессах)
железосодержащих сырьевых материалов, пока не играют
серьезной роли в мировом производстве чугуна и маловероятно,
что они смогут вытеснить доменный процесс с позиции, которую
он занимает уже несколько веков. Промышленное производство
чугуна процессами жидкофазного восстановления (Согех в ЮАР,
Индии и Корее) в 2000 году составило только 3 млн. т. в год или
около 0,4 и 0,5 % от уровня мирового производства стали и
чугуна, соответственно. Себестоимость получаемого чугуна в
условиях Кореи выше себестоимости чугуна, получаемого в
мощных доменных печах, и ниже себестоимости чугуна из печей
небольшого объема. Другие способы бездоменного производства
чугуна в одностадийных или двухстадийных процессах пока еще
только находятся на пути коммерциализации или отработки на
пилотных и демонстрационных установках.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 8 7
Основными причинами, которые препятствуют и будут
препятствовать широкому применению жидкофазных процессов
для массовой выплавки чугуна, являются:
минимальные, по сравнению с бездоменными
процессами, энергетические и экономические затраты на
выплавку доменного чугуна, обусловленные непрерывным
совершенствованием технологии доменной плавки, конструкции
доменной печи, средств контроля и управления процессом,
благодаря чему на современных доменных печах с
высокоэффективными загрузочными устройствами достигается
расход топлива на выплавку чугуна, приближающийся к
минимально возможному по термодинамическим критериям;
-	снижение расхода кокса в доменной плавке до уровня
280-300 кг/т благодаря целенаправленным усилиям по
повышению его качества и увеличению расхода вдуваемого
твердого, газообразного и жидкого топлива;
-	использование доменной печи как санитарно-
экологического агрегата, позволяющего эффективно
утилизировать промышленные и бытовые отходы [78];
-	разработка технологии доменной плавки с вдуванием в
воздушные фурмы мелкодисперного железосодержащего сырья
и флюсов, расширяющей функциональные возможности
доменной плавки [79];
-	высокие расходы топлива и кислорода на выплавку
чугуна в промышленном (Согех) и наиболее продвинутых новых
процессах (РОМЕЛТ, Hismelt, DIOS, Ausmelt) выплавки чугуна
вне доменной печи, превышающие, соответственно, почти вдвое
и на порядок расход топлива и кислорода на выплавку
доменного чугуна;
сильная зависимость экономики процессов
внедоменной выплавки чугуна от эффективности утилизации
избыточной энергии отходящих газов.
Новые бескоксовые процессы выплавки чугуна уже
нашли свою нишу в структуре мировой черной металлургии и их
/ 8 8«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
применение несомненно будет расширяться, обеспечивая
решение следующих задач:
I.	Производство с минимальными капитальными затратами
из неподготовленного железорудного сырья первородного
металла для выплавки электро и/или конвертерной стали
на мини-заводах в странах Азии, Южной Америки,
Африки и Среднего Востока, где отсутствует развитая
черная металлургия и растет потребность в стали. При
дорогом природном газе и наличии дешевых угля и руды
жидкофазные процессы могут быть выгодными для мини-
заводов этих стран. Первый в мире завод с
технологической схемой производства стали из
первородной металлошихты в виде чугуна процесса Согех
и ГЖ процесса Midrex построен в Салданхе (Южная
Африка). Колошниковый газ из агрегата Согех на этом
заводе используется (после отмывки от СО, ) в процессе
Midrex.
II.	Решение региональных проблем переработки мелких
железных руд или хвостов обогащения железных руд,
содержание железа, тип железосодержащего минерала и
состав пустой породы в которых не позволяют
экономически эффективно их использовать по
традиционной схеме переработки (обогащение -
окускование - доменная плавка). Первым примером такого
решения будет строящийся завод в Индии с процессом
РОМЕЛТ.
III.	Переработка на интегрированных заводах различных
металлургических отходов с целью полного исключения
их на заводе и извлечения из них примесей цветных
металлов, в первую очередь цинка. Из ряда
двухстадийных процессов (IRON DYNAMICS,
FASTMELT, REDSMELT), производящих ГЖ при
использовании угля в качестве восстановителя с
последующим переплавом его в чугун в электропечах с
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 8 9
целью удаления пустой породы, довосстановления железа
и десульфурации металла. Процесс IRON DYNAMICS
уже применяется в промышленных масштабах.
Оценку экономических преимуществ того или иного
процесса внедоменной металлургии чугуна и его пригодность для
широкого промышленного использования, как справедливо
отмечено в работе [49], может будет делать только после
накопления опыта и результатов их промышленной
эксплуатации. Но и в этом случае экономические энерго-
сырьевые ресурсные особенности регионов могут влиять на
предпочтительный выбор новых технологий для решения
указанных выше задач.
7.2. Производство губчатого железа с использованием
природного газа
Мировое производство стали начиная с 1970 года росло
очень медленно и не просматриваются основания для прогноза
его более быстрого роста в настоящем столетии. В странах
Западной Европы, Северной Америки и в Японии рост
производства стали был незначительным или его вообще не
было. Основной рост выплавки стали имел место в странах Азии
и в значительно меньшей мере - в остальных странах мира. В
структуре сталеплавильного производства за этот период
значительно увеличилась доля конвертерной стали, а в последние
десятилетия - доля электростали и сильно уменьшилась доля
мартеновской стали, абсолютное производство которой в 1998
году составило около 50 млн.т. Рост производства электростали в
мире отчетливо коррелирует с ростом производства ГЖ, которое
в 2000 году превысило уровень 5,2 % (43,2 млн.т.) от мирового
производства стали 829,499 млн.т.) и 7,6 % от мирового уровня
чугуна (565,644 млн.т.) [3]. При этом, даже при колебаниях
уровня производства стали, начиная с 80-х годов производство
ГЖ непрерывно увеличивалось из года в год на 7-12 %, отвечая
ростущей потребности электросталеплавильного производства в
1 9 0«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
первородном железе. Основное количество ГЖ производится в
странах Латинской Америки, Ближнего Востока, Африки, Азии и
Океании, имеющих природный газ и ограниченные возможности
его экспорта . На долю этих стран в 2000 г. приходилось 83,8 %
производства ГЖ, тогда как в странах Западной Европы, не
имеющих собственного природного газа, было произведено
всего лишь 1% ГЖ [2]. Себестоимость ГЖ, производимого
процессом Midrex, в зависмости от используемого железорудного
сырья, составляет, по данным прои родителей, 64-90 долларов
США, что ниже цены скрапа. Рост производства электростали и
повышение спроса на чистое первородное железо является
весомым стимулом развития лидирующих в настоящее время
процессов производства ГЖ в шахтных реакторах по способам
Midrex и HYL, использующих в качестве исходного топлива
природный газ. Можно ожидать, что в условиях высокой цены
на природный газ на мировом рынке производство ГЖ в
шахтных реакторах будет продолжать развиваться в странах,
обладающих запасами природного газа и железной руды и не
имеющих возможности торговать природным газом. Россия,
после пуска на Лебединском ГОКе цеха по производству
брикетов из ГЖ по способу HYL, присоединилась к странам,
осуществляющим значительный экспорт ГЖ. Даже при
значительной разнице цен на природный газ в России и в
Западной Европе (15 и ПО долларов США за 1000 м3,
соответственно) экспорт ГЖ для России в этих условиях является
более выгодным по сравнению с экспортом эквивалентных
количеств природного газа и окисленных окатышей.
7.3. Производство губчатого железа
с использованием угля
Производство ГЖ с использованием твердого
восстановителя - угля занимает пока еще очень скромное
положение в мировой металлургии железа и не выявило
лидирующей технологии, как это произошло в производстве ГЖ
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 9 !
в шахтных печах с использованием природного газа. Вместе с
тем, в последнем десятилетии в этой области разработаны,
прошли пилотные испытания и вышли на коммерческий уровень
(для переработки металлургических отходов) технологические
схемы, в которых ГЖ получают в ПВП и используют в горячем
виде для производства чугуна в электропечах или в качестве
металлошихты в конвертерах (процессы DRYIRON и FASTMET).
Достигнутый расход энергоносителей на 1 т. выплавляемого
чугуна в процессе FASTMELT, по данным разработчиков, ниже,
чем в доменном и других процессах выплавки чугуна. Этот
процесс, кроме того, имеет очевидные экологические
преимущества, обеспечивая минимальные выбросы парникового
газа. Быстрый выход на промышленный уровень (менее 10 лет от
начала разработки) этих процессов и достигнутые технико-
экономические и экологические показатели, возможность
перерабатывать цинксодержащие металлургические отходы с
получением цинкового концентрата в качестве побочного
продукта являются серьезными аргументами для прогноза
дальнейшего успешного их развития и применения на
интегрированных металлургических заводах.
Список литературы.
1.	В.А. Роменец. Новые процессы производства металла: состояние и перспективы.
Материалы доклада на объединенной сессии РАЕН РФ и РИА. 28.07.2001 г.
2.	В.А. Роменец. Новые процессы производства металла: состояние и перспективы.
Металлург. 2001. N 11, с.30-38; N 12, с.31-33.
3.	J.Derycke и L.Bonte. Ironmaking perspectives for early 21-stcentury. 4th European Coke
and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings, Volume
2, p. 693-702.
4.	R.J. Fruehan, J.T. Astier, R. Steffen. Status of direct reduction and smelting in the year
2000. 4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Pans La Defanse,
France. Proceedings, Volume 1, p. 30-41.
5.	Yann de Lassat de Pressigny, M. Shneider. Value in use of alternative iron units. General
considerations.4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Pans La
Defanse, France. Proceedings, Volume II, p. 672-673.
/ 9 2 «Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
6.	W.L.Tcnnies, G.E.Metius, J.T.Kofle. Breakthrough technologies for the new millenium.
4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France.
Proceedings, Volume I, p. 256-264.
7.	Joseph J. Poveromo. Iron-bearing materials for direct reduction and smelting reduction. 4th
European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France.
Proceedings, Volume II, p. 674-681.
8.	Yann de Lassat de Pressigny. Raw materials for direct and smelting reduction.General
Overview. 4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 200Ю Paris La Defanse,
France. Proceedings, Volume II, p. 682-683.
9.	Habermann A., Winter F., Hofbauer H., Zingast J., Schenk J.L., Hiebler V. A new method
for determination iron ore reducibiiity under fluidized bed condtions. 59th Ironmaking
conference. March 26-29. 2000. Pittsburgh, Pennsylvania.USA. Proceedings. Vol.59. p.329-
337.
10.	Wakelin D. High productivity and high natural gas injection in USA.4th European Coke
and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings, Volume
l,p. 212-216.
11.	Савчук H.A., Куруков И.Ф. Доменное производство на рубеже XXI века.
НОВОСТИ ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ ЗА РУБЕЖОМ. Часть И. Приложение 5 42 с.
12.	Юсфин Ю.С., Гиммельфарб А.А., Пашков Н.Ф. Новые процессы получения
металла.М. "Металлургия". 1994 г. 319 с.
13.1	. Sandoval, R. Kakaley. The Midrex DR Plant at IMEXSA: setting a new standard with
world-record production and improved quality DRI. 60th IRONMAKING CONFERENCE
PROCEEDIGS. March 25-28, 2001. Baltimore, Maryland, USA, p.621-627.
14.	Tsvik G., Pielet H.M. Ispat DRI for continuous steel plant improvement. 4th European
Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings,
Volume 1, p. 265-270.
15.	Mohamed Darwish. ANSKD experience with Midrex plant. 4th European Coke and
Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings, Volume I, p.
271-278.
16.	Becerra J, Morales R.G. Flexibility in use of iron ores in the HYL process. 4th European
Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings,
Volume 1, p. 363-370.
17.	R. Quintero, J. Becerra. An overview of the operation and results from the Hylsa 4M self-
reforming HY1 process plant. 4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000
Paris La Defanse, France. Proceedings, Volume 1, p. 356-362.
18.	J.E. Astier Evolution of shaft furnaces for direct reduction. 4th European Coke and
Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings, Volume I, p.
250-255.
19.	Х.-Д. Пантке, Г.Х. Ланге. Достижения в развитии процесса Пурофер. Черные
металлы. 1978. N 23, с. 10-14.
20.	Х.-Д. Пантке, У. Поль. Прямое восстановление железных руд по способу Пурофер.
Черные металлы. 1973. N 5, с. 17-26.
21.	Nisco makes it four with Ghaem. Steel Times International. 1997. N 1, p. 25.
22.	Yo. Li, H. Chen, Yu. Zhou, X. Li. Operation results of BL direct reduction process. 60th
IRONMAKING CONFERENCE PROCEEDIGS. March 25-28,2001. Baltimore,
Maryland.USA, p. 659-667.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»I 9 3
23.	Yann de Lassat de Pressigny. Fluid bed and direct reduction a bref history. 4th European
Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings,
Volume II, p. 442-443.
24.	Fior Process. Информация получена из Интернета 31.01.02. http://www.orinoco-
iron.com/english/process/fior/proccss 1 .htm
25.	A.Hassan, Oscar Dam. FINMET high quality vergin iron for the 21 century.4th European
Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings,
Volume 2, p. 445-451.
26.	Fior to FINMET a small step but a great leap. Steel Times International. 2000. N 7. p. 20-
21.
27.	Cunent status of FINMET in Venezuela and Australia. Steel Times. 1996. Nil, p.389-
390.
28.	Options increase for non-BF ironmaking. Steel Times International. 1996. N 11, p. 20.
29.	Houston gas producer eyes iron carbide. MET ALL BULLETIN № 8160. 1997.10 march,
p. 24.
30.	R.Garraway. Nucor's startup of the world's first commercial Iron Carbide plant.
Ironmaking and steelmaking. June, 1996, p.p. 27-30.
31.	A. Chatteijee. Alternative iron making technologies - techno economic comparison.
ROMELT - 2000. International workshop on ROMELT process. 6-7 april, 2000. New Delhi.
India.
32.	V.R. Daiga, D.A. Home, J.A. Thornton. Steel mill waste processing jn a rotary hearth
furnace to recover valubale iron units. 61-th Ironmaking Conference Proceedings. March 10-
13,2002 Nashville, Tennessee, USA. p. 655-665.
33.	R.D. Gray, KJ. Shoop, G.E. Hoffman, I. Miyahara. The FASTMELT process for
production of hot metal from wast oxides and ore fines. 4th European Coke and Ironmaking
Congress. June 19-22,2000 Paris La Defanse, France. Proceedings, Volume II, p. 498-503.
34.	R.A. Apple Waste oxide reduction fascility at Rouge Steel.61-th Ironmaking Conference
Proceedings. March 11-13,2002. Nashvill. Tennessy.USA, p.693-704.
35.	J.Jumbo, H. Tanaka, Y. Kuwata. New coal-based ironmaking FASTMETZFASTMELT.
4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France.
Proceedings, Volume II, p. 492-497.
36.	J.M. McClelland. FASTMET: Proven process for steel mill waste recavery. 85-th
Steelmaking and 61-th Ironmaking Conference Proceedings.March 10-13, 2002 Nashville,
Tennessee, USA. p. 667-682.
37.	J.M. McClelland, H. Tanaka, T.Sugiyama, T. Harada, H. Sugitatsu. FASTMET Dust
Pellet Reduction Operation Report on the First FASTMET Waste Recavery Plant. 60th
IRONMAKING CONFERENCE PROCEEDIGS. March 25-28,2001. Baltimore,
Maryland.USA, p. 629-640.
38.	K. Fuji, H. Tanaka, T. Maki. Start-up operation report on the 2nd commercial FASTMET
plant. 85-th Steelmaking and 61-th Ironmaking Conference Proceedings.March 10-13, 2002
Nashville, Tennessee, USA. p. 705-712.
39.	G.E.Hoffman. FASTMELT - the preferred choice. Commercializing new hot metal
processes. Beyond the blast furnace. Gorham conferences. June 5-7, 2000. Atlanta, Georgia,
USA.
1 9 4«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
40.	T. Negami. Premium iron shot making by ITmk3. Commercializing new hot metal
processes. Beyond the blast furnace. Gorham conferences. June 5-7, 2000. Atlanta, Georgia,
USA.
41.	0. Tsuge, Sh. Kikuchi, K. Tokuda, Sh. Ito, I. Kobayashi, A. Uragami. Succesful iron
nuggets production at Itmk3 pilot plant. 61-st Ironmaking Conference Proceeding. P.511-
519. March 10-13, 2002, Nashvill, Tenn. USA.
42.1	. Kobayashi, Ya. Tanigaki, A. Uragami. A new process to produce iron directly from fine
ore and coal. 60th IRONMAKING CONFERENCE PROCEEDIGS. March 25-28,2001.
Baltimore, Maryland, USA, p. 649-657.
43.	R. Munnix, J. Borlee, D, Steyls, M. Economopoulos. Comet - a new coal-based process
for the production of DRI. MPT International. April 1997. N 2, p. 50-52,54,56,58,62.
44.	The Comet process - DRI from fines and coal. Steel Times. 1996. N II, p. 399. 40. J.
Borlee, D. Steyls, R.Colin, R. Munnix, M. Economopoulos. COMET: un procede utilisant du
charbon hour produire une eponge de fer de qualite a partir de minerai de fer. Revue de
metallurgie. 1999. N 3, p. 332-339.
45	R. Frieden, T. Hansmann, J. Monai, J.L. Roth, M Solvi, R. Engel. PRIMUS, a new
process for the recycling of be-products and the prereduction of iron ore. 4th European Coke
and Ironmaking Congress June 19-22, 2000 Paris La Defanse, France. Proceedings, Volume
II, p. 504-509.
46.	N.Hansmann, R. Frieden, J. Monai, J.-L. Roth, M. Solvi. New process for recycling
steelmaking wastes and pre-reduction of iron. MILLENNRJM STEEL. The leading review of
advenced process technology world-wide. 2001, p. 105-110.
47	R. Heard, T. Hansmann, J.L. Roth, D. Bolten. Recycling of Zinc Bearing with the
PRIMUS Process. 61-st Ironmaking Conference Proceeding, p. 683-692. March 10-13, 2002,
Nashvill, Tenncssy. USA.
48.	E. van S. Callenfells, K. Meijer. Smelting reduction processes. MILLENNIUM STEEL.
The leading review of advenced process technology world-wide. 2001, p. 75-82.
49.	E. Aumayr, H. Freydorfer, D. Suika, C. Bohm. The COREX process update 2000.
Commercializing new hot metal processes. Beyond the blast furnace. Gorham conferences.
June 5-7,2000. Atlanta, Georgia, USA.
50.	E. Eichberger, H.Freydorfer, P. Holaschke, F. Brauer. Modem hot metal production is
given by COREX technology. 4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22,
2000 Paris La Defanse, France. Proceedings, Volume П, p. 578-584.
51.	J.C. Вас, H.K. Lee, N. Choi, M.K Shin. POSCO COREX operation and future technology
development. 4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Paris La
Defanse, France. Proceedings, Volume П, p. 591-596.
52.	D. Ghorai, F. Brauer, H. Freydorfer, D. Siuka. COREX operation at Jindal Steel - a
vsuccess story. MILLENNIUM STEEL. The leading review of advanced process technology
world-wide. 2001, p. 90-95.
53.	News VAl-Technology. Corex ironmaking. Issue № 27.
54.	V. Romenets. The ROMELT process: current affairs and perspectives. Commercializing
new hot metal processes. Beyond the blast furnace. Gorham conferences. June 5-7. 2000.
Atlanta, Georgia, USA.
55.	V.A.Romenets. Present status and prospects of use of "ROMELT" process. ROMELT -
2000. International workshop on ROMELT process. 6-7 april, 2000. New Delhi. India, p. 35-
45.
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 9 5
56.	GJ. Sericov, AN. Soloviov, MYa. Levin, V.S. Valavin, S.V. Vandaryev, B.S. Chayikin. Ingineering
aspects of ROMEIT plants, (объединенный доклад ОАО Типромез", МИСиС и ОАО
"Сталыгроекг"). ROMELT - 2000. International workshop on ROMELT process. 6-7 apnl, 2000. New
Delhi. India, p. 77-88.
57.	K.K. Prasad, B. Kedia. Prospects for ROMELT process in India. MILLENNIUM STEEL. Tie
leading review of advanced process technology world-wide. 2001, p. 84-89.
58.	S. Dewan. Cost competitiveness of smelting reduction processes with focus on ROMELT for EAF
based mini mills. ROMELT - 2000. International workshop on ROMELT process 6-7 april, 2000. New
Delhi. India, p. 46-76.
59.	NF Arthur. Ausiron-A new smelter fix South Australia. Sted Times InttmaiknaL 2001. N 2,p. 13-16.
60.	Technical innovations. MPT Ir .temanonal. 1996, p. 80-82.
61.	P. Bales, A Coad. HiSMELT - the future in ironmaking technology. 4th European Coke and
Ironmaking Congress. June 19-22,2000 Paris La Dciarse, France. Proceedings, Volume II, p. 597-602.
62.	P. Bates, A Muir. HISMELT - low cost ironmaking Commercializing new hot metal processes.
Beyond the blast furnace Gorham conferences. June 5-7.2000. Atlanta, Georgia, USA
63.	RIO TINTO. Media release. WWW.H1SMELT сото What’s new. 24.042002.
64.	N. Kitagawa, K. Iwasaki. O. Kojima, T. Seguchi. Compact, economical and ecological ironmaking
process - DIOS. Commercializing new hot metal processes. Beyond the blast furnace. Gorham
conferences. June 5-7,2000. Atlanta, Georgia, USA
65.	NKK-Direct Iron Ore Smelting Reduction Process. NSS. Japan. March. 1999.P.8.
66.	The cydon converter furnace (CCF). Steel Times. 1996. № 11, p. 396.
67.	TECNORED PROCESS. An ibbovation for cost effective pig iron production. Рекламный проспект
фирмы Tecnologia de Auto-Reducao Ltda.
68.	A. Marcos de A. Contrucci. TECHNORED process industrial plant in construction. Commercializing
new hot metal processes. Beyond the blast furnace. Gorham conferences. June 5-7, 2000. Atlanta,
Georgia, USA
69.	A Marcos de A Contrucci. TECHNORED PROCESSC. First Industrial Plant Сборник статей по
процессу TECNORED. Издание фирмы Tecnologia de Auto-Reducao Ltda. 2000.
70.	Suspension smelting reduction - A new method of hot iron production. Steel Times. 1996. № 11, p.
398-399.
71.	J.C. Simmonos, RD. Gray, KJ. Shoop. The design and development of an electric ironmaking
furnace (EIF). 60th IRONMAKING CONFERENCE PROCEEDIGS. March 25-28200) Baltimore,
Maiyland.USA p. 641-648.
72.	M. Milliron. The iron dynamics process. Commercializing new hot metal processes. Beyond the blast
fiimace. Gorham conferences. June 5-7,2000. Atlanta, Georgia, USA
73.	G. Gavallo, A Chiappero, H. Lthmkuhler. REDSMELT, un procede simple de fabrication de fonte
pour mini-usine. Revue de metallurgic. 1999. № 3, p. 342-347.
74.	R. Degel, F. Fontana. REDSMELT: innovation and experience. Commercializing new hot metal
processes. Beyond the blast furnace. Gorham conferences. June 5-7,2000. Atlanta, Georgia, USA
75.	Smith RB., Boom R, Sexton M.G., de Lassat de Pressigny, Steffen R The future role of direct and
smelting reduction: a European prospective. 4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22,
2000 Paris La Defense, France. Proceedings, Volume П, p. 703-709.
76.	Nilles P. The future role of smelting reduction. 4th European Coke and Ironmaking Congress. June
19-22,2000 Paris La Defense, France. Proceedings, Volume П, p. 576-577.
77.	B.C. Лисин, Ю.С. Юсфин. Ресурсо-экологические проблемы XXI века и металлургия. М.
"Высшая школа". 1998.447 с.
78.	Michard J.A, Schneider М., de Lassat de Pressigny, Hanrot F. Blast furnace vs smelting reduction:
competition or synergy. 4th European Coke and Ironmaking Congress. June 19-22, 2000 Pans La
Defense, France. Proceedings, Volume П, p. 710-718.
I 9 6«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
ОГЛАВЛЕНИЕ
Стр.
3
ВВЕДЕНИЕ............................................................. 5
1.	МЕТАЛЛОШИХТА СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ ПРОЦЕССОВ............................ 6
1.1.	Скрап........................................................... 11
1.2.	Губчатое железо (ГЖ)...........................................   12
1.3.	Чугун..........................................................   15
2.	СТИМУЛЫ И НОВЕЙШАЯ ИСТОРИЯ РАЗВИТИЯ ПРОЦЕССОВ БЕЗДОМЕННОЙ
МЕТАЛЛУРГИИ............................................................ 17
3.	ТРЕБОВАНИЯ К СЫРЬЕВЫМ МАТЕРИАЛАМ И ТОПЛИВУ ДЛЯ ПРОЦЕССОВ
БЕЗДОМЕННОЙ МЕТАЛЛУРГИИ ЖЕЛЕЗА......................................... 20
СЫРЬЕВЫЕ МАТЕРИАЛЫ................................................... 20
3	I. I 1роцессы получения ГЖ в шахтных реакторах... ........... 20
3.1.1	.Требования к химическому составу........................... 21
3.1.2.	Требования к гранулометрическому составу и прочности..... 23
3.1.3.	Металлургические свойства сырьевых материалов.............. 24
3.2.	Процессы получения ПЖ во вращающихся трубчатых печах.......... 26
3.2.1.	Требования к химическому составу........................... 26
3.2.2.	Требования к гранулометрическому составу и прочности..... 27
3.2.3.	Металлургические свойства сырьевых материалов..............  28
3.3.	Процессы получения ГЖ во взвешенном слое и в печах с вращающимся подом... 28
3.3.1.	Требования к химическому составу сырьевых материалов....... 28
3.3.2.	Требования к гранулометрическому составу и прочности. ...	29
Процессы во взвешенном слое.................................. 29
Процессы в печах с вращающимся подом....................... 29
3.3.3.	Металлургические свойства сырьевых материалов............ 30
Процессы во взвешенном слое............................ ...	30
Процессы в печах с вращающимся подом....................... 31
3.4.	Процессы жидкофазного восстановления.......................... 32
3.4.1.	Требования к химическому составу сырьевых материалов..... 32
3.4.2.	Требования к гранулометрическому составу и прочности..... 33
Процесс Согех.............................................. 33
Одностадийные жидкофазные процессы: HiSmclt, CCF, РОМЕЛТ, Тес-
nored, Single DIOS.......................................... 33
3.4.3.	Требования к металлургическим свойствам сырьевых материалов	34
Процесс Согех................................................ 34
Одностадийные жидкофазные процессы: HiSmelt, CCF, РОМЕЛТ, Тсс-
nored, Single DIOS.......................................... 34
3.5	Мировые мощности по производству окатышей и железной руды для получения ГЖ...	35
3.6.	Металлургические отходы как сырье для процессов производства ГЖ или чугуна	36
ТОПЛИВО И КИСЛОРОД................................................... 37
4.	ПРОДУКЦИЯ ПРОЦЕССОВ БЕЗДОМЕННОЙ МЕТАЛЛУРГИИ И ЭФФЕКТИВНОСТЬ К
ПРИМЕНЕНИЯ............................................................. 38
5.	СОСТОЯНИЕ ПРОЦЕССОВ ПРОИЗВОДСТВА ГУБЧАТОГО ЖЕЛЕЗА................... 42
5.1.	Процессы в шахтных реакторах.................................... 43
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»1 Р 7
5.1.1.	Процесс Midrex.................................................. 43
5.1.2.	Процесс HYL.............................................    .	51
5.1.3.	Процесс KINGLOR METOR........................................... 59
5.1.4.	Процесс Purofer................................................. 61
5.1.5.	Процесс Ghacm................................................... 63
5.1.6.	Процесс BL (получение ГЖ в шахтном реакторе с использованием вин- 65
тез-газа из угля)....................................................
5.2.	Процессы во взвешенном слое.........................................  67
5.2.1	Процесс Fior...............................................       68
5.2.2.	Процесс FINMET.................................................  70
5.2.3.	Процесс Iron Carbide............................................ 73
5.2.4.	Процесс Circored..............................................   74
5.2.5.	Процесс Circofer................................................ 75
5.3	Процессы получения губчатого железа с использованием угля в качестве восстановителя...	76
5.3.1. Получение губчатого железа и крицы во вращающихся трубчатых печах.. 76
5.3.2 Получение губчатого железа в печах с вращающимся подом........... 80
5.3.2.1.	Процесс Inmetco........................................ 81
5.3.2.2.	DRylron процесс........................................ 82
5.3.2.3.	Процесс Fastmet........................................ 87
5.3.2.4.	Процесс ITmk.3......................................... 96
5.3.2.5.	Процесс Comet..........................................  101
5.3.2.6.	Процесс PRIMUS.......................................... 105
6.	СОСТОЯНИЕ ПРОЦЕССОВ БЕЗДОМЕННОЙ МЕТАЛЛУРГИИ ЧУГУНА....................	111
6	1 Процессы жидкофазного восстановления... ..........................	112
6.1.1.	Процесс Согех.................................................. 117
6.1.2.	Процесс FINEX.................................................. 126
6.1.3.	Процесс РОМЕЛТ ................................................ 129
6.1.4.	Процесс Auslron (Ausmelt). ................................... ’139
6.1.5.	Процесс Hismelt................................................ 142
6.1.6.	Процесс DIOS......................-............—............... 148
6.1.7.	Процесс Al SI.................................................. 154
6.1.8.	Процесс CCF (Cyclon Converter Furnase)......................... 155
6.1.9.	Процесс TECHNORED.............................................. 158
6.1.10.	Процесс SR Smelter (Suspension Redution Smelter).............. 165
6	.2. Процессы получения чугуна из ГЖ в электропечах.................... 168
6.2.1.	Процесс IRON DYNAMICS.......................................... 168
6.2.2.	Процесс FASMELT................................................ 170
6.2.3.	Процесс REDSMELT. ...........................................   176
6.2.4	Процесс S1DCC МЕ^............................................... 179
7 ЭКОНОМИКА И ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ ТЕХНОЛОГИЙ БЕЗДОМЕННОЙ
МЕТАЛЛУРГИИ ЖЕЛЕЗА......................................................... 179
7.1.	Технологические процессы выплавки чугуна............................ 187
7.2.	Производство губчатого железа с использованием природного газа...... 190
7.3.	Производство губчатого железа с использованием угля................. 191
Список литературы..................................................... 192
I 9 8
«Состояние и перспективы бездоменной металлургии железа»
Иван Филиппович Куруков
Накопай Адамович Савчук
СОСТОЯНИЕ И ПЕРСПЕКТИВЫ БЕЗДОМГППОЙ
МЕТАЛЛУРГИИ ЖЕЛЕЗА
Редактор Яшина Н.Н.
Корректор Титова Г.В.
Компьютерный набор и верстка выполнены Центральным
научно-исследовательским институтом информации и
технико-экономических исследований черной металлургии
ОАО «Черметинформания»
ПД№ 01263
Подписано в печать	19.07.2002.	Формат 60x90 1/16
Бумага офсетная	Печать офсетная
Усл.печ.л. 12,375	Уч.-изд.л. 12,0
Тираж 500 экз.
Заказ № 145
Издатель ОАО «Черметинформация», 117849, г.Москва.
ул.Кржижановского, д.14, корп.З
Типография ОАО «Черметинформация», 117849, г.Москва,
ул.Кржижановского, д.14, корп.З