"Procédé de traitement métallurgique"
La présente invention est relative à un procédé de traitement métallurgique, comprenant une réduction directe d'un métal à
partir d'un oxyde de celui-ci, que l'on ajoute à un métal en fusion
dans un convertisseur métallurgique. L'invention se rapporte plus particulièrement à un procédé d'utilisation d'une métallurgie à é-mulsion pour la réduction directe d'un métal à partir d'un oxyde de celui-ci.
Il existe de nombreux procédés métallurgiques qui supposent l'injection, dans le métal en fusion, d'une ou deux phases qui sont émulsionnées et dispersées dans uné phase de matrice fluide. Une sphère dans laquelle des procédés de ce genre sont particulièrement importants est connue en pratique sous le nom de métallurgie à émulsion. Les procédés tirent parti dans ce domaine du contact intime entre le métal en fusion, des solides et un gaz que l'on peut obtenir dans des systèmes tout à-fait dispersés et qui sont intéressants particulièrement pour des procédés de fabrication et d'affinage du fer et de l'acier. De tels procédés, dans lesquels des suspensions de poudres dans des phases fluides sont introduites en dessous de la surface du métal en fusion donnent
de la sorte des surfaces de réaction plus grandes comparativement à des procédés dans lesquels l'agent à introduire est placé sur
la masse fondue.
La métallurgie à émulsion peut s'utiliser avantageusement pour la réduction de poudres d'oxydes de métaux, c'est-à-dire la réduction de poudres d'oxydes de fer en vue de la production de fer brut et/ou pour des besoins de décarburation. L'un des principaux problèmes dans la mise en oeuvre de tels procédés de réduction est toutefois l'entretien de la température du métal en fusion car l'injection de la poudre d'oxyde de métal et les réactions entre l'oxyde et l'agent de réduction, habituellement du carbone, produisent une réduction considérable de la température dans le métal. Evidemment, il est possible, comme on l'a proposé antérieurement, de résoudre ce problème en utilisant des récipients de traitement sous forme de fours traditionnels à arc. Des fours traditionnels à arc n'utilisenttoutefois pas l'énergie électrique de façon efficace.
On a également proposé de chauffer la masse globale du métal que l'on traite dans des récipients de chauffage à induction électrique, qui font un usage beaucoup plus efficace de l'énergie électrique que les fours à arc électrique. Cependant, un chauffage par induction du contenu total d'un convertisseur exigerait des frais d'investissement d'une importance qu'il serait difficile de justifier à une échelle industrielle. De plus, l'efficacité électrique relativement élevée des récipients chauffés par induction exige un revêtement mince du récipient. Un revête-
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tageux pour des raisons pratiques, notamment du fait du risque
de dégâts provoqués par l'usure du revêtement durant le fonctionnement. Par contre, si l'épaisseur du revêtement est accrue, l'efficacité électrique élevée sera perdue.
La demanderesse a maintenant trouvé qu'il est possible de tirer parti des avantages du chauffage par induction électrique, sans avoir à résoudre les problèmes des convertisseurs à revêtement mince, l'ensemble de ceux-ci étant entouré par des bobines de chauffage par induction. Suivant un aspect de l'invention, on utilise un convertisseur qui est pourvu d'au moins une partie en saillie comportant un canal qui est en communication avec le récipient convertisseur, ce canal comportant au moins une zone de chauffage espacée du récipient, ce canal s'ouvrant dans le récipient à un niveau qui se situe en dessous de la surface du métal en fusion durant le fonctionnement, la zone de chauffage comportant un revêtement réfractaire qui est nettement plus mince que
le revêtement du récipient et comportant des moyens pour chauffer le contenu de la zone par un chauffage par induction électrique jusqu'à un degré tel qu'un gradient de température puisse s'établir entre le contenu de la zone et le contenu du récipient.
Les dimensions exactes de la zone de chauffage ne sont pas critiques mais il est nécessaire qu'une fraction relativement faible de la totalité du métal en fusion se trouvant dans l'appareil soit localisée dans la zone de chauffage de manière qu'elle puisse être chauffée par induction jusqu'à une température suffisamment plus élevée que celle de la masse principale du métal en fusion pour donner un gradient de température suffisant afin de maintenir la masse du métal en fusion à la température désirée ou d'élever cette masse jusqu'à la température désirée.
Pour obtenir l'avantage maximum du gradient de température et pour permettre que les procédés désirés'de réduction se réalisent de façon efficace dans toutes les parties du récipient, l'oxyde de métal sous forme de poudre en suspension dans un gaz porteur est injecté dans le métal en fusion se trouvant dans le récipient par une tuyère traversant le revêtement du récipient
et se terminant dans celui-ci à une certaine distance des ouvertures du canal, la suspension étant injectée par la tuyère susdite de telle sorte que les particules solides de l'oxyde de métal, entraînées dans la suspension, provoqueront, sans pénétrer dans la zone de chauffage, un transport rapide du métal plus chaud se trouvant à l'extérieur de la ou des ouvertures du canal, en même temps que l'oxyde de métal vers toutes les parties du métal en fusion se trouvant dans le récipient, où les processus désirés
de réduction pourront ainsi s'effectuer de façon efficace à une température appropriée. En même temps, le transport efficace du métal chaud depuis la ou les ouvertures du canal éliminera ou tout au moins réduira sensiblement le risque d'une solidification du métal en fusion dans la zone de la tuyère.
La demanderesse à trouvé qu'il est commode d'utiliser la zone de chauffage en tant que faisant partie d'une boucle formée par le canal entre deux extrémités (ouvertures) prévues dans la paroi ou le fond du récipient, le métal contenu dans celui-ci re-liant les deux extrémités ou ouvertures du canal. Les extrémités du canal pénètrent de préférence dans la paroi du récipient ou dans le fond de celui-ci au même niveau. Il est également possible d'opérer avec plus d'une boucle ou d'utiliser un simple prolongement du corps principal du convertisseur, comportant une seule communication avec celui-ci. Quelle que soit la forme physique exacte de la zone de chauffage, il est avantageux que cette zone soit totalement entourée par les bobines chauffées par induction.
Le récipient et les moyens de chauffage peuvent aussi être construits suivant une conception traditionnelle et peuvent de même présenter des dimensions classiques. Cela signifie que le récipient a une épaisseur suffisante de revêtement pour résister à l'usure sévère se produisant durant le fonctionnement. En outre, le récipient comporte un bord libre suffisant au-dessus de la surface du métal en fusion pour éviter une éclaboussure et une formation de mousse dans le laitier et le métal durant le fonctionnement. La hauteur du bord libre est de préférence au moins égale à la profondeur du métal en fusion durant le fonctionnement. Le convertisseur est de préférence du type pouvant être basculé de telle sorte que le métal en fusion peut être retiré du récipient sans enlever ce métal en fusion de la zone de chauffage.
La boucle de chauffage ou autre canal de chauffage peut être construit suivant les principes décrits d'une façon
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1969, par Yngve Sundberg, Ugnsbyran, ASEA, Vasteras, Suède.
Le procédé suivant l'invention peut être utilisé, par exemple, pour la réduction directe de concentrés de minerais de fer sous forme d'oxyde en poudre par du carbone pour obtenir du fer brut et/ou de l'acier. Le procédé suivant l'invention peut également s'utiliser dans la production d'un acier de haute qualité, l'oxyde étant non seulement de l'oxyde de fer mais étant aussi avantageusement constitué au moins partiellement par d'autres oxydes de métaux, qui peuvent être réduits par du carbone dans le métal en fusion, les métaux en question étant destinés à être introduits en tant qu'éléments d'alliage dans l'acier que l'on produit.
Un but de la présente invention est par conséquent de créer une technique dans les traitements métallurgiques à émulsion, le caractère de cette technique étant extrêmement souple, ce qui signifie qu'elle peut s'appliquer dans différents domaines de la métallurgie très éloignés les uns des autres, c'est-à-dire non seulement dans la métallurgie du fer.mais également dans la métallurgie de certains autres métaux.
Un but important de l'invention est également de prévoir un procédé grâce auquel on peut utiliser des matières premières très peu coûteuses pour la production d'un acier de haute qualité ou pour la production d'acier très pur, qui, suivant la pratique intérieure étaient produits grâce au procédé Martin ou par une refusion du type électroslag. En outre, un but de l'invention est aussi de prévoir une technique qui soit particulièrement intéressante pour des travaux spécialisés d'obtention de produits métallurgiques de haute qualité. A titre d'exemple, le procédé de l'invention peut être avantageusement adapté à la production d'aciers pour outils, d'aciers pour hautes vitesses, d'aciers au chrome martensitiques, d'aciers pour paliers à billes, d'aciers au nickel pour des besoins cryogéniques, et d'aciers au silicium pour des besoins électriques, etc.
Il est même possible de tirer parti des avantages du procédé de l'invention dans toutes les phases de production d'aciers inoxydables depuis la réduction effective du minerai de fer et du minerai de chrome jusqu'à la décarburation finale de la masse fondue d'acier inoxydable. Ce-pendant, le procédé de l'invention peut également être combiné
à d'autres traitements qu'une réduction d'oxydes de métaux, dans
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signifie que le procédé de réduction suivant l'invention peut constituer une phase dans un procédé duplex ou multiplex.
L'invention est encore plus complètement décrite ci-après avec référence aux dessins annexés.
La figure 1 est une vue en coupe verticale à travers un convertisseur que l'on utilise pour la mise en oeuvre du procédé suivant l'invention. La figure 2 est une vue en coupe suivant le plan II-II u convertisseur de la figure 1. La figure 3 est un diagramme illustrant la production d'un acier non allié suivant le procédé de l'invention. La figure 4 est un diagramme illustrant schématiquement <EMI ID=4.1> La figure 5 est un diagramme illustrant schématiquement la production d'un acier pour outils faiblement allié, contenant du chrome et du tungstène.
L'invention sera plus complètement décrite avec référence aux figures 1 et 2.
Le convertisseur, désigné d'une façon générale par la ré-
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inférieure inclinée 7a et, à l'opposé de cette dernière, des
parties inférieures inclinées 7b et 7c. Le convertisseur lui-même consiste en une enveloppe en acier 2 garnie intérieurement d'un revêtement réfractaire 3. L'épaisseur du.revêtement 3 est suffisante pour résister à l'usure durant le fonctionnement de l'appareil. Des axes 4 sont montés dans des paliers (non représentés) de manière que le convertisseur puisse être basculé autour d'un . axe de symétrie passant par ces axes 4.
Un canal de fusion 8 est prévu à l'extrémité inférieure de la partie inférieure en pente 7a, où la garniture réfractaire a été enlevée pour former une cavité légèrement conique 5 dans cette partie inférieure 7a. Le canal 8 forme une boucle entre deux ouvertures 9 et 10 prévues dans le corps principal du convertisseur, dans la zone de la cavité 5. Les ouvertures 9 et 10 se trouvent au même niveau dans cette cavité 5. Le canal 8 est entouré par des bobines à induction 12 en vue du chauffage du contenu de ce canal 8. Celui-ci comporte un revêtement réfractaire, non représenté par les dessins, qui est refroidi à l'eau et est nettement plus mince que le revêtement 3 du récipient afin d'assurer une haute efficacité de chauffage de l'unité à induction.
Une tuyère 14 est localisée dans la partie inférieure 7b, à l'opposé du_canal 8. Cette tuyère 14 s'ouvre perpendiculairement à la partie inférieure en pente 7b et elle est dirigée vers la partie inférieure opposée 7a, où la cavité 5 est prévue. Le récipient 1 comporte un bord libre 18 au-dessus de la surface
du métal en fusion pour permettre les éclaboussures et la formation d'écume, qui sont inévitables durant le développement des réactions métallurgiques. Suivant la forme de réalisation illustrée par les dessins, ce bord libre a une hauteur qui est égale à environ deux fois la profondeur du métal en fusion durant le fonctionnement. Un trou de coulée 15 est prévu dans la paroi du convertisseur, au-dessus de la ligne prévue de laitier, et du même côté de ce convertisseur que la boucle 8. Ce trou de coulée peut être maintenu fermé par une attaque de coulée coulissante 16, tandis que le convertisseur est en fonctionnement. Le haut du convertisseur comporte une lumière de chargement 17.
Un distributeur de poudre (non représenté) fluidise
la poudre d'oxyde de métal à introduire dans le convertisseur et une suspension de poudre est alors transportée par le gaz porteur et le gaz de fluidisation vers la tuyère 14. Le gaz de fluidisation peut être du même type que le gaz porteur ou il peut s'agir d'un gaz différent. Il est également possible d'utiliser des distributeurs dans lesquels la totalité du gaz porteur
est employée pour fluidiser la poudre d'oxyde de métal.
Bien que l'appareil décrit ci-dessus comporte une seule boucle de fusion, il est possible de prévoir un convertisseur comprenant plus d'une boucle du type illustré par les figures 1
et 2. De plus, il n'est pas essentiel que la zone de chauffage par induction soit sous la forme d'une boucle avec deux extrémités de canal dans la paroi du convertisseur mais on peut au contraire avoir une seule zone de chauffage par induction présentant une seule ouverture dans la paroi du convertisseur. Il est aussi possible de prévoir plus d'une tuyère dans la paroi ou le fond du convertisseur, en combinaison avec un ou plusieurs canaux qui sont agencés de façon appropriée à l'opposé de la tuyère, au moins une tuyère étant dirigée vers chacun des canaux se terminant dans la paroi ou le fond du convertisseur. Normalement, la boucle de chauffage 8 est maintenue remplie de métal en fusion,
qui est maintenu à l'état fondu entre les séquences de l'opération, c'est-à-dire que la boucle n'est pas vidée lorsque la masse du métal en fusion se trouvant dans le convertisseur est coulée par
le trou de coulée 15.
Une séquence typique de fonctionnement de l'appareil lors de la mise en oeuvre du procédé suivant l'invention se présente comme suit. Une quantité appropriée du métal en fusion est chargée dans le convertisseur 1 par la lumière d'admission 17. La température de ce métal en fusion est mesurée et, si nécessaire pour le procédé de réduction désiré, elle est élevée par réglage de l'amenée de puissance électrique aux bobines d'induction 12. Lorsque la température désirée a été atteinte, la suspension de poudre d'oxyde de métal est injectée par la tuyère 14. Préalablement, cette suspension est préparée dans un distributeur de poudre et est alimentée par un conduit à la tuyère 14. Cette tuyère
14 est donc prévue dans la partie inférieure du convertisseur, qui est opposée à l'endroit où se trouve la boucle de fusion 8.
Ceci, en combinaison avec une vitesse d'injection appropriée des particules solides d'oxyde, permet un déplacement rapide du métal plus chaud se trouvant dans la cavité 5, c'est-à-dire dans
la zone extérieure aux ouvertures de canal 9 et 10,et ce sans
que des particules solides d'oxyde métallique en provenance de
la tuyère ne pénètrent dans le canal 8. De la sorte, le métal plus chaud de la cavité 5, qui est extérieur aux ouvertures de canal
9 et 10, sera remplacé de façon efficace par du métal plus froid venant d'autres parties de la masse de métal en fusion se trouvant dans le convertisseur 1, ce qui améliore l'échange de chaleur entre le canal 8 et la masse du métal en fusion de ce convertisseur
1. En outre, la poudre d'oxyde de métal, injectée par la tuyère
14, est distribuée rapidement, en même temps que le métal chaud provenant du canal de chauffage 8, dans la totalité de la masse
du métal en fusion se trouvant dans le convertisseur, ce qui est important pour la cinétique du procédé désiré de réduction et permet le développement du procédé de réduction à l'intervention d'une réaction entre l'oxyde de métal et un agent de réduction dans toutes les parties du récipient à une température appropriée. Un avantage supplémentaire de l'interréaction entre le métal chaud provenant du canal de chauffage 8 et la suspension qui est injectée par la tuyère 14 est que le métal venant du canal de chauffage 8 empêche l'embouchure de la tuyère de se solidifier, tandis que l'effet de refroidissement créé par la suspension injectée protège le revêtement de la cavité 5, en sorte que le revêtement existant dans la zone des ouvertures de canal n'est pas usé trop rapidement.
Habituellement, l'agent de réduction participant au procédé de réduction est formé par du carbone. Ce carbone peut être dissous depuis le départ dans le métal en fusion se trouvant dans le convertisseur ou bien il peut être alimenté par la suite durant
le fonctionnement. A titre d'exemple, on peut mélanger du carbone sous forme d'une poudre de charbon avec la poudre d'oxyde de métal, avec injection en même temps que cet oxyde 'par la tuyère, et/ou
le carbone peut aussi être alimenté par le haut du métal en fusion.
Lorsque le ou les procédés de réduction sont terminés, l'injection de la poudre d'oxyde de métal est interrompue et, après ajustement de la composition chimique, le convertisseur est basculé de telle sorte que le métal puisse être coulé par le trou de coulée 15. Avant la coulée, le laitier est habituellement enlevé par la lumière 17, où un soufflage continu d'air ou d'un autre gaz par la tuyère 14 facilite l'enlèvement de ce laitier. Habituellement, le métal en fusion est conservé dans le canal 8
et dans l'espace de la cavité 5, de sorte que les extrémités ou ouvertures 9 et 10 du canal sont interconnectées pour former une boucle fermée. Avant la coulée, le métal en fusion peut également être affiné par un traitement sous vide, en même temps que la poudre d'oxyde de métal est injectée par la tuyère 14. En outre, on peut envisager d'autres traitements, notamment des opérations d'affinage connues en soi.
L'invention sera plus complètement expliquée encore ciaprès par des exemples d'opération, qui illustrent l'invention.
1. Production de fer brut
Une réduction directe d'un minerai de fer peut, suivant le procédé métallurgique de l'invention, être réalisée de façon continue ou discontinue. Un procédé de réduction directe, agissant de façon discontinue, pour la production de fer peut être mis en oeuvre dans un convertisseur du type décrit avec référence aux figures 1 et 2. Une séquence possible de traitement est la suivante. Dans ce convertisseur, on charge d'abord une masse fondue de départ, de préférence du fer brut en fusion (fonte brute). On peut aussi utiliser un acier en fusion.
Toutefois, le métal en fusion devrait de préférence être riche en carbone, ce qui signifie au moins 3% de carbone en poids, afin d'obtenir un point de liquidus bas, qui est une condition nécessaire pour une basse température de traitement (réduction), ce qui est à son tour une exigence pour assurer une très faible usure du revêtement. L'importance
de la masse fondue de départ est déterminée par les dimensions du récipient de réaction, étant entendu que cette masse de départ devrait avoir une profondeur suffisante pour rendre possible la réaction de réduction désirée, avec utilisation des conditions cinétiques propres que le procédé et l'installation peuvent. offrir.
Ensuite, la réaction de réduction est amorcée par l'injection d'un concentré de minerai de fer en poudre dans le métal en fusion se trouvant dans le convertisseur par la tuyère 14, à l'intervention d'un gaz porteur. On peut alimenter du minerai de fer supplémentaire depuis le haut dans le convertisseur sous la forme d'un aggloméré, par exemple sous forme de pastilles. Ensuite,
on ajoute du carbone au métal en fusion en des quantités essentiellement stoechiométriques pour la mise en oeuvre de la réaction
de réduction suivante dans le cas où le minerai est de l'hématite:
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dans le cas où le minerai est de la magnétite.
On peut aussi envisager des mélanges de différents minerais, le carbone étant alimenté, dans de tels cas, en une relation essentiellement stoechiométrique par rapport au concentré de minerai combiné , afin que la totalité du fer du concentré combiné soit libérée par réduction.
On peut alimenter le carbone sous là forme d'une matière carbonée solide, par exemple du graphite, des produits du charbon
(anthracite et charbon de bois) et du coke, mais également sous la forme de composés carbonés combustibles, comme un huile combustible et des hydrocarbures gazeux. Toutefois, on alimente ce carbone de façon convenable sous la forme d'un charbon et plus particulièrement sous la forme d'un coke. Ce charbon peut être alimenté par le haut. Il est aussi possible de l'introduire dans la masse en fusion par une ou plusieurs tuyères distinctes, qui ne sont pas représentées sur les dessins.
Cependant, d'une manière particulièrement appropriée, on prépare à l'avance un mélange d'un concentré, de minerai finement pulvérulent et d'une matière carbonée finement pulvérulente, ce mélange contenant des quantités au moins stoechiométriques de carbone et de minerai pour la réaction de réduction. En mélangeant du minerai et du charbon à l'avance, on peut éviter des problèmes de réglage. Le mélange est insufflé dans le métal en fusion grâce au gaz porteur par la tuyère 14. On peut aussi alimenter par le haut du minerai et du carbone supplémentaires.
Pour des raisons économiques, on utilise de préférence
de l'air à titre de gaz porteur pour la mise en oeuvre de ce procédé de réduction. Ceci exige une addition supplémentaire de car-bone, correspondant à la quantité d'oxygène alimentée avec l'air.
Au lieu d'air, on peut envisager des gaz de réduction, comme par exemple certains hydrocarbures, ainsi que des gaz inertes, comme l'argon. Toutefois, on préfère l'air.
Le procédé de réduction consomme des quantités importantes d'énergie thermique en provenance du métal en fusion se trouvant dans le récipient. Il y a par conséquent une tendance à ce qu'une chute très rapide de température se produise dans la masse du métal en fusion. Par conséquent, la température est maintenue essentiellement constante durant le procédé de réduction par amenée d'une énergie électrique suffisante aux bobines d'induction 12 entourant le canal 8. Le métal plus chaud provenant du canal est "pompé" dans la cavité 5 depuis laquelle il est emmené, en même temps que le courant issu de la tuyère 14, vers toutes les parties du récipient. De cette manière, le procédé de réduction peut se développer dans toutes les parties de la masse du métal
en fusion, à la température désirée. La température est de préférence maintenue à un niveau se situant juste au-dessus de la température de liquidus du métal se trouvant dans le convertisseur, plus particulièrement dans un intervalle de températures allant de la température de liquidus jusqu'à 200[deg.]C au-dessus de cette température, mais de préférence jusqu'à une température non supérieure à 100[deg.]C au-dessus de cette température de liquidus, ce que l'on provoque par un réglage de l'amenée de l'énergie électrique à l'unité d'induction. L'injection du concentré de minerai et du charbon est poursuivie jusqu'à ce que l'on ait obtenu la quantité désirée de fer. Ensuite, le métal en fusion peut être, suivant
le type de traitement, affiné pour éliminer le soufre, par injection de CaO ou d'autres agents de désulfuration par la même tuyère
14 que celle utilisée pour l'injection de minerai et de charbon.
Avant la coulée, la température du métal en fusion est élevée jusqu'à une température convenable de coulée par augmentation de la puissance électrique fournie à l'unité d'induction opérant en coopération avec le canal de chauffage 8.
2, Production d'aciers non alliés
Dans la production d'aciers non alliés suivant l'invention, le convertisseur est d'abord chargé par une quantité suffisante de fonte brute en fusion. A titre de variante, une quantité suffisante de fer brut est produite in situ dans le convertisseur suivant les principes décrits ci-dessus. La température du
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aux bobines électriques 12 entourant le canal 8. Ensuite, une poudre de minerai de fer est injectée en étant entraînée dans de l'air par la tuyère 14. Durant la première période d'injection, le silicium et le manganèse sont oxydés. Suivant la température de la masse en fusion, une certaine quantité de carbone est enlevée simultanément. Lorsque le silicium et le manganèse ont été oxydés, le laitier est enlevé de la surface du métal en fusion, puis on peut amorcer la décarburation principale. De préférence au cours d'une phase unique, la masse fondue est amenée à la teneur désirée de carbone grace à une poudre d'oxyde de fer qui est injectée par la tuyère. De l'air est habituellement utilisé comme gaz porteur. Lorsque la teneur désirée de carbone a été atteinte, on remplace l'air à titre de gaz par de l'argon et on
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charge les additions nécessaires d'alliage, habituellement par le
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néisation rapide de la masse fondue. Durant la décarburation, la
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puissance alimentée aux bobines électriques 12. Comme la tempe-
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sance alimentée aix bobines électriques 12, afin que la température soit maintenue entre la température de liquidus et une température de 200[deg.]C au-dessus de cette température de liquidus, de préférence entre la température de liquidus et une température
se situant à 100[deg.]C au-dessus de celle-ci. Il est aussi possible d'utiliser l'installation suivant les figures 1 et 2 pour la fusion d'une mitraille dans la production d'acier. Si la teneur de carbone est trop élevée lorsque la totalité de la mitraille a été fondue, l'excès de carbone peut être éliminé par l'injection d'un concentré de minerai de fer pulvérulent de'la manière décrite précédemment, en même temps que la température de la masse fondue est maintenue au-dessus de la température de liquidus grâce à l'unité d'induction.
On décrira maintenant un exemple en se référant au diagramme de la figure 3, qui illustre la décarburation d'une fonte brute suivant le procédé de l'invention. Le convertisseur des figures 1 et 2 est chargé par environ 4,5 tonnes métriques d'une fonte brute en fusion. L'espace 5 et le canal 8 contiennent par conséquent 800 kg d'acier en fusion. Le métal en fusion combiné présente la composition approximative suivante en poids: 3,8% de C; 1,4% de Si; 0,3% de Mn; le restant: du fer et des impuretés accidentelles. Une suspension d'un concentré de minerai de magnétite (Fe304) dans de l'air est injectée par la tuyère 14. Une quantité totale d'environ 1000 kg de concentré Fe304 est introduite et émulsionnée dans la fonte brute en fusion se trouvant dans le convertisseur.
Sur le diagramme de la figure 3, la courbe I illustre le concentré de minerai accumulé, injecté durant le développement de cette période. La courbe de température montre comment la température du métal en fusion est élevée durant cette
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Les autres courbes montrent comment les teneurs de carbone, de silicium et de manganèse se modifient durant l'injection de l'oxyde de fer. C'est ainsi que, durant la période initiale, pratiquement
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ment la période principale de décarburation se développe. Lorsqu'on a injecté 1000 kg de concentré de minerai, la teneur de carbone a été réduite jusqu'à environ 1,0%. Le concentré de minerai contient environ 90% de Fe304. Lorsque le taux désiré de carbone a été atteint, on ajoute du manganèse et du silicium au métal en fusion depuis le haut et on homogénéise par injection d'argon par la tuyère 14. En même temps, la température du métal en fusion est élevée jusqu'à environ 1600[deg.]C, ce qui constitue une température convenable de coulée.
3. Production d'aciers alliés
Des aciers contenant des teneurs moyennes de chrome, c'est-à-dire environ 1-15% de chrome, peuvent être produits suivant l'invention de la manière ci-après. On charge d'abord une masse fondue de fer, riche en carbone, dans la convertisseur illustré par les figures 1 et 2. A titre de variante, la masse fondue de fer peut être préparée in situ dans le récipient, comme
on l'a décrit précédemment. La température du métal en fusion est élevée grâce aux bobines d'induction 12 jusqu'à une température comprise entre 1600 et 1750[deg.]C, de préférence entre 1600 et
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par la tuyère 14 une suspension d'un concentré de minerai de chrome oxydique, en suspension dans de l'air. Le minerai de chrome oxydique est de préférence de la chromite, c'est-à-dire
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pulvérulent est réparti dans toutes les parties du récipient, en emmenant avec lui le métal plus chaud de la cavité 5 extérieure aux ouvertures de canal 9 et 10. La température durant cette injection de chromite est maintenue dans l'intervalle de 1600 à
1750[deg.]C, de préférence de 1600 à 1700[deg.]C, par réglage de la puissance d'entrée aux bobines électriques 12. Si la teneur de carbone de la masse fondue est suffisamment élevée, la réaction (3) suivante se développera de la gauche vers la droite:
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Suivant une forme de réalisation du procédé de l'invention pour la production d'aciers à teneur moyenne de chrome, la teneur de carbone sera d'au moins 1% durant l'injection de l'oxyde de chrome. Cela signifie qu'une quantité supplémentaire de carbone doit être ajoutée à la masse fondue si la teneur de carbone est réduite jusqu'à 1%, avant que la teneur désirée de chrome n'ait été atteinte. Il est également très possible d'ajouter du carbone durant le développement de l'injection d'oxyde de chrome, soit depuis le haut, soit en même temps que la poudre d'oxyde. La teneur de carbone est de préférence maintenue au-dessus de 2% durant la réduction de l'oxyde de chrome par le carbone.
Lorsque la teneur désirée de chrome a été atteinte dans la masse fondue, la teneur de carbone peut encore être réduite par injection de concentré de minerai de fer en même temps que la température est maintenue à peu près constante dans la masse du métal en fusion.
Le diagramme de la figure 4 illustre schématiquement un exemple de production d'un acier à teneur moyenne de chrome dans le convertisseur illustré par les figures 1 et 2. Dans ce convertisseur, on charge d'abord une fonte brute qui est mélangée avec le métal en fusion se trouvant dans le canal 8 et dans l'espace 5, de sorte que le métal combiné arrive à la composition suivante en % en poids: 3, 8% de C; 1,6% de Si; 0,8% de Mn; 0,01% de S; le restant: fer et impuretés accidentelles.
La température de ce métal en fusion est d'abord élevée jusqu'à environ 1650[deg.]C grace aux bobines électriques 12. Lorsque cette température a été atteinte, on injecte par la tuyère 14, environ 1025 kg de concentré de minerai de chromite sous forme d'une poudre, en même temps que de la chaux puvérulente comme agent formateur de laitier, que l'on entraîne sous forme d'une suspension dans de l'air. La courbe II du diagramme montre le concentré de minerai accumulé injecté dans le métal en fusion durant le développement de cette phase. La température est maintenue entre 1600 et 1750[deg.]C, de préférence entre 1600 et 1700[deg.]C durant
la totalité de la période d'injection de chromite. La poudre
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rompue lorsque la teneur de carbone a été.réduite jusqu'à 1%. La teneur de chrome du métal fondu a alors été élevée jusqu'à environ 5,5%. En même temps, la teneur de soufre a été augmentée,
du fait des impuretés de soufre se trouvant dans le concentré de chromite. Pour séparer le soufre, on injecte par conséquent de
la chaux CaO (courbe III du diagramme de la figure 4). Finalement, les teneurs de manganèse et de silicium sont réglées par addition de ces éléments d'alliage depuis le haut, de l'argon étant injecté par la tuyère 14 dans le but de provoquer une agitation de la masse fondue se trouvant dans le récipient.
Un acier inoxydable et d'autres aciers au chrome, comportant des teneurs de chrome supérieures à 15%, peuvent également être produits suivant les principes décrits ci-dessus. Toutefois, un acier inoxydable et d'autres alliages à haute teneur dé chrome sont plus particulièrement fondus d'abord de manière traditionnelle dans un four à arc électrique, puis l'alliage en fusion présentant la teneur désirée de chrome est chargé dans un convertisseur du type illustré par les figures 1 et 2, où l'alliage est décarburé. Pour cette décarburation, on utilise de l'oxyde de fer ou un autre oxyde de métal, qui est plus facilement réductible que l'oxyde de chrome, par exemple de l'oxyde de nickel Nid. Cette décarburation est réalisée par l'injection de l'oxyde pulvérulent dans un gaz porteur par la tuyère 14.
En outre, dans ce cas, la température est de préférence maintenue à environ 1600-1750[deg.]C, de préférence à 1600-1700[deg.]C, par contrôle de la puissance électrique alimentée aux bobines d'induction 12. Pour l'injection, on utilise de préférence de l'air comme gaz porteur jusqu'à ce que la teneur de carbone ait été réduite jusqu'à environ 1%. Ensuite, on utilise de préférence de l'argon et/ou de la vapeur-d'eau comme gaz porteur, au lieu de l'air, afin d'éviter une fixation d'azote dans l'acier en fusion. Pour obtenir des teneurs basses de carbone sans oxydation de chrome, la concentration de l'argon et/ou de la vapeur d'eau devrait être suffisamment élevée.
Il est aussi possible d'insuffler des concentrations élevées d'un gaz diluant (argon et/ou vapeur d'eau), en même temps que l'atmosphère régnant dans le convertisseur, au-dessus de la surface du métal en fusion, est mise sous vide par des pompes à vide appropriées, tandis que l'injection du concentré de minerai est poursuivie. Cette combinaison d'un traitement par gaz de dilution et d'une décarburation sous vide est de préférence utilisée pour la production d'aciers dits
<EMI ID=20.1>
carbone et d'azote. Dans le cas présent, de très faibles teneurs signifient une quantité totale non supérieure à 0,03%, de préférence non supérieure à 0,015% de carbone et d'azote au total. Ces aciers contiennent souvent du molybdène à titre d'élément d'alliage. Ce molybdène peut être utilisé de préférence suivant une forme de réalisation du procédé de l'invention, d'après laquelle la décarburation du métal en fusion contenant du chrome est partielle-
<EMI ID=21.1>
lent de la manière caractéristique suivant l'invention. En outre, on utilise de préférence de l'oxyde de nickel NiO à cet effet.
Si on se réfère maintenant à la figure 5, on décrira un exemple illustrant la production d'un acier spécial contenant plus d'un métal d'alliage. Suivant le diagramme schématique, le
<EMI ID=22.1>
3,5% de C, 1,75% de Si, 0,5% de Mn. La température du métal en fusion est d'abord élevée jusqu'à 1600[deg.]C grâce aux bobines d'in- duction 12. Lorsque cette température a été atteinte, on injecte dans le convertisseur environ 200 kg d'un concentré de chromite, courbe II, du même type que dans le cas de l'exemple précédent, en même temps que la température est maintenue approximativement constante suivant les principes de l'invention. L'oxyde de chrome appartenant à la poudre de chromite injectée est réduit par le silicium et le manganèse présents dans la masse fondue et, dans une certaine mesure, par le carbone. On obtient ainsi environ 1,1% de chrome dans le métal en fusion. On utilise de l'air comme gaz porteur pour la poudre de'chromite.
Dans la phase suivante, on injecte 600 kg de concentré de scheelite, courbe IV sur la figure 5, dans le métal en fusion sous la forme d'une poudre entraînée dans de l'air. La scheelite est un minerai d'oxyde de tungstène et le concentré injecté dans le métal en fusion contient
<EMI ID=23.1>
l'injection de scheelite également, par réglage de la puissance électrique alimentée aux bobines électriques 12. Le minerai de tungstène est réduit par le carbone présent dans la masse fondue, de sorte que l'on obtient environ 2,5% de tungstène dans cette masse. Durant cette phase, la teneur de carbone dans la masse fondue est réduite d'environ 2,25% jusqu'à environ 1,75%. Pour réduire encore la teneur de carbone du métal en fusion, on injecte environ 225 kg d'un concentré de minerai de magnétite, courbe I.
Ce concentré de minerai est également injecté en utilisant de l'air comme gaz porteur. L'injection suivant l'invention est interrompue lorsque le carbone est arrivé au taux de 0,5%. La température est maintenue à tous moments à environ 1600[deg.]C par alimentation d'une puissance électrique supplémentaire aux bobines d'induction
12. A titre de phase finale, on injecte 300 kg environ de CaO, courbe III, dans le métal en fusion, ce CaO étant entraîné dans de l'argon dans un but d'affinage par enlèvement de soufre.
Cet exemple illustre deux caractéristiques du procédé de l'invention, à savoir que, dans le cas d'un acier spécial ou d'un autre alliage contenant plus d'un métal d'alliage, les oxydes métalliques suivant l'invention sont injectés de manière graduelle, les oxydes étant injectés dans l'ordre correspondant à la diminution d'affinité pour l'oxygène. Ceci signifie que l'oxyde qui est le plus facile à réduire par le carbone ou un autre agent réducteur est injecté au cours de la dernière phase, tandis que l'oxyde qui est le plus difficile à réduire est introduit dans la première phase,. les autres oxydes métalliques possibles étant introduits intermédiairement suivant leur affinité vis-à-vis de l'oxygène.
L'exemple illustre également que le silicium et le manganèse existant dans la masse fondue de départ peuvent avantageusement être utilisés pour la réduction, par exemple, de l'oxyde de chrome injecté dans le métal en fusion au cours de la première phase du procédé suivant l'invention.
Un autre type d'aciers alliés que l'on peut produire suivant les principes de l'invention est un acier pour des besoins
cryogéniques (basse température), par exemple dés aciers à 5 ou
i 9% de nickel. Dans ce cas, on produit d'abord une masse fondue
<EMI ID=24.1>
crit ci-dessus et on charge cette masse dans le convertisseur
"Metallurgical treatment process"
The present invention relates to a metallurgical treatment process, comprising a direct reduction of a metal to
from an oxide thereof, which is added to a molten metal
in a metallurgical converter. The invention relates more particularly to a method of using an emulsion metallurgy for the direct reduction of a metal from an oxide thereof.
There are many metallurgical processes which involve injecting into the molten metal one or two phases which are emulsified and dispersed in a fluid matrix phase. One sphere in which such processes are particularly important is known in the art as emulsion metallurgy. The processes in this field take advantage of the intimate contact between molten metal, solids and a gas which can be obtained in fully dispersed systems and which are of particular interest in processes for the manufacture and refining of gas. iron and steel. Such processes, in which suspensions of powders in fluid phases are introduced below the surface of the molten metal give
thus larger reaction surfaces compared to processes in which the agent to be introduced is placed on
the melt.
Emulsion metallurgy can be used advantageously for the reduction of metal oxide powders, that is to say the reduction of iron oxide powders for the production of crude iron and / or for of decarburization. One of the main problems in the implementation of such reduction processes, however, is the maintenance of the temperature of the molten metal because the injection of the metal oxide powder and the reactions between the oxide and the metal. reducing agent, usually carbon, produce a considerable reduction in temperature in the metal. Obviously, it is possible, as previously proposed, to solve this problem by using treatment vessels in the form of traditional arc furnaces. Traditional arc furnaces, however, do not use electrical energy efficiently.
It has also been proposed to heat the bulk of the metal being treated in electric induction heating vessels, which make much more efficient use of electric energy than electric arc furnaces. However, induction heating of the entire contents of a converter would require substantial investment costs which would be difficult to justify on an industrial scale. In addition, the relatively high electrical efficiency of induction heated vessels requires a thin coating of the vessel. A coat-
<EMI ID = 1.1>
tagous for practical reasons, in particular because of the risk
damage caused by wear of the coating during operation. On the other hand, if the coating thickness is increased, the high electrical efficiency will be lost.
The Applicant has now found that it is possible to take advantage of the advantages of electric induction heating, without having to solve the problems of thin-coated converters, all of them being surrounded by induction heating coils. According to one aspect of the invention, a converter is used which is provided with at least one projecting part comprising a channel which is in communication with the converter container, this channel comprising at least one heating zone spaced from the container, this channel opening into the vessel at a level which is below the surface of the molten metal during operation, the heating zone having a refractory lining which is significantly thinner than
the coating of the container and comprising means for heating the contents of the zone by electric induction heating to such an extent that a temperature gradient can be established between the contents of the zone and the contents of the container.
The exact dimensions of the heating zone are not critical, but it is necessary that a relatively small fraction of all the molten metal in the apparatus be located in the heating zone so that it can be heated. by induction to a temperature sufficiently higher than that of the main mass of the molten metal to give a sufficient temperature gradient to maintain the mass of the molten metal at the desired temperature or to raise this mass to desired temperature.
To obtain the maximum advantage of the temperature gradient and to allow the desired reduction processes to take place efficiently in all parts of the vessel, the metal oxide in powder form suspended in a carrier gas is injected into the vessel. the molten metal in the container by a nozzle passing through the liner of the container
and ending in it at a certain distance from the openings of the channel, the suspension being injected by the aforesaid nozzle so that the solid particles of the metal oxide, entrained in the suspension, will cause, without entering the zone heating, rapid transport of the hotter metal outside the channel opening (s), along with the metal oxide to all parts of the molten metal in the vessel, where the processes desired
reduction can thus be carried out effectively at an appropriate temperature. At the same time, efficient transport of the hot metal from the channel opening (s) will eliminate or at least substantially reduce the risk of solidification of the molten metal in the nozzle area.
The Applicant has found that it is convenient to use the heating zone as part of a loop formed by the channel between two ends (openings) provided in the wall or the bottom of the container, the metal contained therein. - here re-linking the two ends or openings of the channel. The ends of the channel preferably penetrate into the wall of the container or into the bottom thereof at the same level. It is also possible to operate with more than one loop or to use a simple extension of the main body of the converter, having only one communication with it. Regardless of the exact physical shape of the heating zone, it is advantageous that this zone is completely surrounded by the induction heated coils.
The container and the heating means can also be constructed according to a traditional design and can likewise have conventional dimensions. This means that the container has a sufficient thickness of coating to withstand the severe wear occurring during operation. Further, the vessel has a sufficient free edge above the surface of the molten metal to prevent splashing and foaming in the slag and metal during operation. The height of the free edge is preferably at least equal to the depth of the molten metal during operation. The converter is preferably of the tiltable type such that molten metal can be removed from the vessel without removing such molten metal from the heating zone.
The heating loop or other heating channel can be constructed according to the principles described in a manner
<EMI ID = 2.1>
1969, by Yngve Sundberg, Ugnsbyran, ASEA, Vasteras, Sweden.
The process according to the invention can be used, for example, for the direct reduction of iron ore concentrates in powdered oxide form with carbon to obtain crude iron and / or steel. The process according to the invention can also be used in the production of a high quality steel, the oxide not only being iron oxide but also advantageously being formed at least partially by other metal oxides, which can be reduced by carbon in the molten metal, the metals in question being intended to be introduced as alloying elements in the steel which is produced.
An aim of the present invention is therefore to create a technique in metallurgical emulsion treatments, the nature of this technique being extremely flexible, which means that it can be applied in various fields of metallurgy which are very distant from each other. others, that is to say not only in the metallurgy of iron, but also in the metallurgy of certain other metals.
It is also an important object of the invention to provide a process whereby very inexpensive raw materials can be used for the production of high quality steel or for the production of very pure steel, which according to domestic practice were produced using the Martin process or by remelting of the electroslag type. In addition, an object of the invention is also to provide a technique which is particularly advantageous for specialized work for obtaining high quality metallurgical products. By way of example, the process of the invention can be advantageously adapted to the production of steels for tools, steels for high speeds, martensitic chromium steels, steels for ball bearings, steels. nickel for cryogenic needs, and silicon steels for electrical needs, etc.
It is even possible to take advantage of the advantages of the process of the invention in all phases of production of stainless steels from the actual reduction of iron ore and chromium ore to the final decarburization of the melt. stainless steel. However, the method of the invention can also be combined
treatments other than reduction of metal oxides, in
<EMI ID = 3.1>
means that the reduction process according to the invention can constitute a phase in a duplex or multiplex process.
The invention is still more fully described below with reference to the accompanying drawings.
FIG. 1 is a view in vertical section through a converter which is used for the implementation of the method according to the invention. Figure 2 is a sectional view along the plane II-II of the converter of Figure 1. Figure 3 is a diagram illustrating the production of an unalloyed steel according to the process of the invention. Fig. 4 is a diagram schematically illustrating <EMI ID = 4.1> Fig. 5 is a diagram schematically illustrating the production of a low alloy tool steel, containing chromium and tungsten.
The invention will be more fully described with reference to Figures 1 and 2.
The converter, generally designated by the re-
<EMI ID = 5.1>
lower inclined 7a and, opposite the latter,
inclined lower parts 7b and 7c. The converter itself consists of a steel casing 2 lined internally with a refractory lining 3. The thickness of the coating 3 is sufficient to resist wear during operation of the apparatus. Axles 4 are mounted in bearings (not shown) so that the converter can be swung around one. axis of symmetry passing through these axes 4.
A fusion channel 8 is provided at the lower end of the sloping lower part 7a, where the refractory lining has been removed to form a slightly conical cavity 5 in this lower part 7a. The channel 8 forms a loop between two openings 9 and 10 provided in the main body of the converter, in the area of the cavity 5. The openings 9 and 10 are located at the same level in this cavity 5. The channel 8 is surrounded by induction coils 12 for heating the contents of this channel 8. This has a refractory lining, not shown in the drawings, which is water-cooled and is significantly thinner than the lining 3 of the container in order to ensure high heating efficiency of the induction unit.
A nozzle 14 is located in the lower part 7b, opposite du_canal 8. This nozzle 14 opens perpendicular to the lower sloping part 7b and it is directed towards the opposite lower part 7a, where the cavity 5 is provided. The container 1 has a free edge 18 above the surface
molten metal to allow spattering and foaming, which is inevitable during the development of metallurgical reactions. In accordance with the embodiment illustrated by the drawings, this free edge has a height which is approximately twice the depth of the molten metal during operation. A taphole 15 is provided in the wall of the converter, above the intended slag line, and on the same side of this converter as the loop 8. This taphole can be kept closed by a sliding tap attack 16. while the converter is in operation. The top of the converter has a charging light 17.
A powder dispenser (not shown) fluidizes
the metal oxide powder to be introduced into the converter and a powder suspension is then transported by the carrier gas and the fluidization gas to the nozzle 14. The fluidization gas can be of the same type as the carrier gas or it can be a different gas. It is also possible to use distributors in which all of the carrier gas
is used to fluidize metal oxide powder.
Although the apparatus described above comprises a single fusion loop, it is possible to provide a converter comprising more than one loop of the type illustrated in FIGS.
and 2. In addition, it is not essential that the induction heating zone is in the form of a loop with two channel ends in the wall of the converter, but on the contrary it is possible to have a single induction heating zone. having a single opening in the wall of the converter. It is also possible to provide more than one nozzle in the wall or the bottom of the converter, in combination with one or more channels which are suitably arranged opposite the nozzle, at least one nozzle being directed towards each of the channels ending in the wall or the bottom of the converter. Normally, the heating loop 8 is kept filled with molten metal,
which is maintained in the molten state between the sequences of the operation, i.e. the loop is not emptied when the mass of the molten metal in the converter is poured by
the tap hole 15.
A typical sequence of operation of the apparatus during the implementation of the method according to the invention is presented as follows. A suitable quantity of the molten metal is charged into the converter 1 through the inlet port 17. The temperature of this molten metal is measured and, if necessary for the desired reduction process, it is raised by adjusting the feed. of electric power to the induction coils 12. When the desired temperature has been reached, the suspension of metal oxide powder is injected through the nozzle 14. Previously, this suspension is prepared in a powder distributor and is supplied by a leads to the nozzle 14. This nozzle
14 is therefore provided in the lower part of the converter, which is opposite to the place where the fusion loop 8 is located.
This, in combination with a suitable injection rate of the solid oxide particles, allows rapid movement of the hotter metal in cavity 5, i.e. in
the area outside the channel openings 9 and 10, without
that solid particles of metal oxide from
the nozzle does not enter the channel 8. In this way, the hotter metal of the cavity 5, which is outside the channel openings
9 and 10, will be effectively replaced by cooler metal from other parts of the mass of molten metal in converter 1, which improves the heat exchange between channel 8 and the mass of metal in fusion of this converter
1. In addition, the metal oxide powder, injected through the nozzle
14, is distributed rapidly, together with the hot metal coming from the heating channel 8, throughout the mass
of the molten metal in the converter, which is important for the kinetics of the desired reduction process and allows the development of the reduction process to occur through a reaction between the metal oxide and a reducing agent in all parts of the container at an appropriate temperature. A further advantage of the interaction between the hot metal coming from the heating channel 8 and the slurry which is injected through the nozzle 14 is that the metal coming from the heating channel 8 prevents the mouth of the nozzle from solidifying, while the cooling effect created by the injected suspension protects the coating of the cavity 5, so that the coating existing in the area of the channel openings is not worn away too quickly.
Usually, the reducing agent participating in the reduction process is formed by carbon. This carbon can be dissolved from the start in the molten metal in the converter or it can be fed later during
operation. For example, carbon can be mixed in the form of a carbon powder with the metal oxide powder, with injection at the same time as this oxide 'via the nozzle, and / or
carbon can also be fed from the top of the molten metal.
When the reduction process (s) are completed, the injection of the metal oxide powder is stopped and after adjusting the chemical composition the converter is tilted so that the metal can be poured through the taphole 15. Prior to casting, the slag is usually removed through the lumen 17, where a continuous blowing of air or other gas through the nozzle 14 facilitates the removal of this slag. Usually molten metal is kept in channel 8
and in the space of the cavity 5, so that the ends or openings 9 and 10 of the channel are interconnected to form a closed loop. Before casting, the molten metal can also be refined by a vacuum treatment, at the same time as the metal oxide powder is injected through the nozzle 14. In addition, other treatments can be considered, in particular operations. ripening known per se.
The invention will be further explained further below by operating examples which illustrate the invention.
1. Production of crude iron
A direct reduction of an iron ore can, according to the metallurgical process of the invention, be carried out continuously or discontinuously. A direct reduction process, acting discontinuously, for the production of iron can be carried out in a converter of the type described with reference to Figures 1 and 2. A possible processing sequence is as follows. In this converter, a starting melt, preferably raw molten iron (pig iron) is first charged. It is also possible to use molten steel.
However, the molten metal should preferably be rich in carbon, which means at least 3% carbon by weight, in order to achieve a low liquidus point, which is a necessary condition for a low processing temperature (reduction). , which in turn is a requirement to ensure very low wear of the coating. The importance
of the starting melt is determined by the dimensions of the reaction vessel, it being understood that this starting mass should have a sufficient depth to make the desired reduction reaction possible, using the kinetic conditions inherent in the process and the installation can. to offer.
Then, the reduction reaction is initiated by the injection of a powdered iron ore concentrate into the molten metal in the converter through the nozzle 14, with the intervention of a carrier gas. Additional iron ore can be fed from the top into the converter in the form of a sinter, for example in the form of pellets. Then,
carbon is added to the molten metal in essentially stoichiometric amounts for carrying out the reaction
following reduction in case the ore is hematite:
<EMI ID = 6.1>
in the case where the ore is magnetite.
It is also possible to envisage mixtures of different ores, the carbon being supplied, in such cases, in an essentially stoichiometric relationship with respect to the combined ore concentrate, so that all of the iron in the combined concentrate is liberated by reduction.
Carbon can be fed there as a solid carbonaceous material e.g. graphite, coal products
(anthracite and charcoal) and coke, but also in the form of combustible carbon compounds, such as fuel oil and gaseous hydrocarbons. However, this carbon is suitably supplied in the form of a coal and more particularly in the form of a coke. This coal can be fed from above. It is also possible to introduce it into the molten mass through one or more separate nozzles, which are not shown in the drawings.
However, in a particularly suitable manner, a mixture of a concentrate, finely powdery ore and finely powdery carbonaceous material is prepared in advance, this mixture containing at least stoichiometric quantities of carbon and ore for the production. reduction reaction. By mixing ore and coal in advance, tuning problems can be avoided. The mixture is blown into the molten metal by means of the carrier gas through the nozzle 14. It is also possible to feed additional ore and carbon from above.
For economic reasons, it is preferable to use
air as carrier gas for the implementation of this reduction process. This requires an additional addition of carbon, corresponding to the amount of oxygen supplied with the air.
Instead of air, reduction gases, such as certain hydrocarbons, as well as inert gases, such as argon, can be considered. However, we prefer air.
The reduction process consumes significant amounts of thermal energy from the molten metal in the vessel. There is therefore a tendency for a very rapid drop in temperature to occur in the bulk of the molten metal. Therefore, the temperature is kept essentially constant during the reduction process by supplying sufficient electrical energy to the induction coils 12 surrounding the channel 8. The hotter metal from the channel is "pumped" into the cavity 5 from which it is taken, at the same time as the current coming from the nozzle 14, to all the parts of the container. In this way, the reduction process can develop in all parts of the mass of the metal.
molten at the desired temperature. The temperature is preferably maintained at a level just above the liquidus temperature of the metal in the converter, more particularly in a temperature range from the liquidus temperature up to 200 [deg.] C above this temperature, but preferably up to a temperature not higher than 100 [deg.] C above this liquidus temperature, which is caused by an adjustment of the energy supply electric to the induction unit. Injection of the ore concentrate and coal is continued until the desired amount of iron has been obtained. Then the molten metal can be, following
the type of treatment, refined to remove sulfur, by injection of CaO or other desulfurization agents through the same nozzle
14 than that used for the injection of ore and coal.
Before casting, the temperature of the molten metal is raised to a suitable casting temperature by increasing the electric power supplied to the induction unit operating in cooperation with the heating channel 8.
2, Production of unalloyed steels
In the production of unalloyed steels according to the invention, the converter is first charged with a sufficient quantity of molten pig iron. Alternatively, a sufficient amount of crude iron is produced in situ in the converter according to the principles described above. The temperature of
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to the electric coils 12 surrounding the channel 8. Then, an iron ore powder is injected by being entrained in air by the nozzle 14. During the first injection period, the silicon and the manganese are oxidized. Depending on the temperature of the molten mass, a certain amount of carbon is removed simultaneously. When the silicon and manganese have been oxidized, the slag is removed from the surface of the molten metal, and then the main decarburization can be initiated. Preferably during a single phase, the melt is brought to the desired carbon content by virtue of an iron oxide powder which is injected through the nozzle. Air is usually used as the carrier gas. When the desired carbon content has been reached, the air gas is replaced by argon and
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charge the necessary alloy additions, usually by the
<EMI ID = 9.1>
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rapid neization of the melt. During decarburization, the
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power supplied to the electric coils 12. As the temperature
<EMI ID = 12.1>
<EMI ID = 13.1>
session supplied with ten electric coils 12, so that the temperature is maintained between the liquidus temperature and a temperature of 200 [deg.] C above this liquidus temperature, preferably between the liquidus temperature and a temperature
being 100 [deg.] C above this. It is also possible to use the installation according to Figures 1 and 2 for melting scrap metal in steel production. If the carbon content is too high when all of the scrap has been smelted, the excess carbon can be removed by injecting a powdered iron ore concentrate as previously described, together with the temperature of the melt is maintained above the liquidus temperature thanks to the induction unit.
An example will now be described with reference to the diagram of FIG. 3, which illustrates the decarburization of pig iron according to the process of the invention. The converter of Figures 1 and 2 is loaded with approximately 4.5 metric tons of a molten pig iron. Space 5 and channel 8 therefore contain 800 kg of molten steel. The combined molten metal has the following approximate composition by weight: 3.8% C; 1.4% Si; 0.3% Mn; the rest: iron and accidental impurities. A suspension of a magnetite ore concentrate (Fe304) in air is injected through the nozzle 14. A total quantity of about 1000 kg of Fe304 concentrate is introduced and emulsified in the molten pig iron in the pipe. converter.
In the diagram of figure 3, curve I illustrates the accumulated ore concentrate, injected during the development of this period. The temperature curve shows how the temperature of the molten metal is high during this
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The other curves show how the carbon, silicon and manganese contents change during the injection of iron oxide. Thus, during the initial period, practically
<EMI ID = 15.1>
ment the main period of decarburization is developing. When 1000 kg of ore concentrate was injected, the carbon content was reduced to about 1.0%. The ore concentrate contains approximately 90% Fe304. When the desired level of carbon has been reached, manganese and silicon are added to the molten metal from above and homogenized by injecting argon through the nozzle 14. At the same time, the temperature of the molten metal is raised to at about 1600 [deg.] C, which is a suitable casting temperature.
3. Production of alloy steels
Steels containing average chromium contents, i.e. about 1-15% chromium, can be produced according to the invention as follows. A carbon-rich iron melt is first charged into the converter shown in Figures 1 and 2. Alternatively, the iron melt can be prepared in situ in the vessel, such as.
it has been described previously. The temperature of the molten metal is raised thanks to the induction coils 12 up to a temperature between 1600 and 1750 [deg.] C, preferably between 1600 and
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through the nozzle 14 a suspension of a concentrate of oxidic chromium ore, suspended in air. The oxidic chromium ore is preferably chromite, i.e.
<EMI ID = 17.1>
powder is distributed throughout all parts of the vessel, taking with it the hotter metal from outer cavity 5 to channel openings 9 and 10. The temperature during this chromite injection is maintained in the range of 1600 to
1750 [deg.] C, preferably 1600 to 1700 [deg.] C, by adjusting the input power to the electric coils 12. If the carbon content of the melt is high enough, reaction (3) following will develop from left to right:
<EMI ID = 18.1>
According to an embodiment of the process of the invention for the production of steels with an average chromium content, the carbon content will be at least 1% during the injection of the chromium oxide. This means that an additional amount of carbon must be added to the melt if the carbon content is reduced to 1%, before the desired content of chromium has been reached. It is also very possible to add carbon during the development of the chromium oxide injection, either from the top or at the same time as the oxide powder. The carbon content is preferably maintained above 2% during the reduction of chromium oxide by carbon.
When the desired content of chromium has been reached in the melt, the carbon content can be further reduced by injecting iron ore concentrate at the same time that the temperature is kept approximately constant in the mass of the molten metal.
The diagram of figure 4 illustrates schematically an example of production of a steel with an average chromium content in the converter illustrated by figures 1 and 2. In this converter, a pig iron is first charged which is mixed with the metal. molten in channel 8 and space 5, so that the combined metal arrives at the following composition in% by weight: 3.8% C; 1.6% Si; 0.8% Mn; 0.01% S; the remainder: iron and accidental impurities.
The temperature of this molten metal is first raised to about 1650 [deg.] C thanks to the electric coils 12. When this temperature has been reached, is injected through the nozzle 14, about 1025 kg of ore concentrate. chromite in the form of a powder, together with powdered lime as a slag-forming agent, which is carried away as a suspension in air. Curve II of the diagram shows the accumulated ore concentrate injected into the molten metal during the development of this phase. The temperature is maintained between 1600 and 1750 [deg.] C, preferably between 1600 and 1700 [deg.] C during
the entire chromite injection period. The powder
<EMI ID = 19.1>
ruptured when the carbon content has been reduced to 1%. The chromium content of the molten metal was then raised to about 5.5%. At the same time, the sulfur content has been increased,
due to the sulfur impurities in the chromite concentrate. To separate the sulfur, we therefore inject
lime CaO (curve III of the diagram of FIG. 4). Finally, the manganese and silicon contents are controlled by adding these alloying elements from above, argon being injected through the nozzle 14 for the purpose of causing agitation of the melt in the vessel.
Stainless steel and other chromium steels, having chromium contents above 15%, can also be produced according to the principles described above. However, stainless steel and other high chromium alloys are more particularly melted first in the traditional manner in an electric arc furnace, then the molten alloy having the desired chromium content is charged in a converter of the. type illustrated by Figures 1 and 2, where the alloy is decarburized. For this decarburization, iron oxide or another metal oxide is used, which is more easily reducible than chromium oxide, for example Nid nickel oxide. This decarburization is carried out by injecting the pulverulent oxide into a carrier gas through the nozzle 14.
Further, in this case, the temperature is preferably maintained at about 1600-1750 [deg.] C, preferably 1600-1700 [deg.] C, by controlling the electrical power supplied to the induction coils 12. For injection, air is preferably used as the carrier gas until the carbon content has been reduced to about 1%. Subsequently, argon and / or steam are preferably used as the carrier gas, instead of air, in order to avoid nitrogen uptake in the molten steel. To achieve low carbon contents without chromium oxidation, the concentration of argon and / or water vapor should be high enough.
It is also possible to blow high concentrations of a diluent gas (argon and / or water vapor), at the same time as the atmosphere prevailing in the converter, above the surface of the molten metal, is evacuation by suitable vacuum pumps, while the injection of the ore concentrate is continued. This combination of dilution gas treatment and vacuum decarburization is preferably used for the production of so-called steels.
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carbon and nitrogen. In the present case, very low contents mean a total amount of not more than 0.03%, preferably not more than 0.015% of carbon and nitrogen in total. These steels often contain molybdenum as an alloying element. This molybdenum can be preferably used according to an embodiment of the process of the invention, according to which the decarburization of the molten metal containing chromium is partial.
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slow in the characteristic manner according to the invention. In addition, nickel oxide NiO is preferably used for this purpose.
Referring now to Fig. 5, an example will be described which illustrates the production of a special steel containing more than one alloy metal. Following the schematic diagram, the
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3.5% C, 1.75% Si, 0.5% Mn. The temperature of the molten metal is first raised to 1600 [deg.] C by means of the induction coils 12. When this temperature has been reached, approximately 200 kg of a concentrate is injected into the converter. chromite, curve II, of the same type as in the case of the previous example, at the same time as the temperature is kept approximately constant according to the principles of the invention. The chromium oxide belonging to the injected chromite powder is reduced by the silicon and manganese present in the melt and to some extent by carbon. Approximately 1.1% chromium is thus obtained in the molten metal. Air is used as the carrier gas for the chromite powder.
In the next phase, 600 kg of scheelite concentrate, curve IV in FIG. 5, is injected into the molten metal in the form of a powder entrained in air. Scheelite is an ore of tungsten oxide and the concentrate injected into the molten metal contains
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injection of scheelite also, by adjusting the electric power supplied to the electric coils 12. The tungsten ore is reduced by the carbon present in the molten mass, so that approximately 2.5% of tungsten is obtained in this mass. During this phase, the carbon content in the melt is reduced from about 2.25% to about 1.75%. To further reduce the carbon content of the molten metal, approximately 225 kg of a magnetite ore concentrate, curve I.
This ore concentrate is also injected using air as a carrier gas. The injection according to the invention is interrupted when the carbon has reached the rate of 0.5%. The temperature is maintained at all times at around 1600 [deg.] C by supplying additional electrical power to the induction coils
12. As the final phase, approximately 300 kg of CaO, curve III, are injected into the molten metal, this CaO being entrained in argon for the purpose of refining by removing sulfur.
This example illustrates two characteristics of the process of the invention, namely that, in the case of a special steel or of another alloy containing more than one alloy metal, the metal oxides according to the invention are injected with gradually, the oxides being injected in the order corresponding to the decrease in affinity for oxygen. This means that the oxide which is the easiest to reduce by carbon or another reducing agent is injected during the last phase, while the oxide which is the most difficult to reduce is introduced in the first phase. the other possible metal oxides being introduced intermediately according to their affinity with respect to oxygen.
The example also illustrates that the silicon and the manganese existing in the starting melt can advantageously be used for the reduction, for example, of the chromium oxide injected into the molten metal during the first phase of the following process. invention.
Another type of alloy steel which can be produced according to the principles of the invention is a steel for
cryogenic (low temperature), for example of steels with 5 or
i 9% nickel. In this case, a melt is first produced
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written above and this mass is loaded into the converter