CN101177755A - 一种采用氧化物矿冶炼高速钢的方法 - Google Patents

一种采用氧化物矿冶炼高速钢的方法 Download PDF

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李正邦
杨海森
张家雯
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Abstract

本发明公开了一种采用氧化物矿冶炼高速钢的方法,该方法在冶炼过程中,同时加入钨矿、氧化钼和氧化钒进行直接合金化冶炼高速钢并在冶炼过程中对其碱度、吹氧助熔进行控制,其直接合金化率能达到W(钨)%+Mo(钼)%+V(钒)%=13%,合金元素的收得率比铁合金合金化高速钢以及两种以下氧化物矿合金化冶炼高速钢方法的收得率高;本发明可实现完全采用氧化物矿并进行直接合金化冶炼高速钢,其优点是冶炼时间短、合金元素还原快、直接合金化比率高、合金收得率高,其冶炼成本及综合能耗低,可产生良好的经济效益。

Description

一种采用氧化物矿冶炼髙速钢的方法
技术领域
本发明涉及冶金行业炼钢领域。特别涉及一种完全采用氧化物矿,在冶炼的同时加 入钨矿、氧化钼和氧化钒进行直接合金化冶炼高速钢的方法。
背景技术
高速钢是含有大量合金元素的高合金钢。传统的高速钢生产主要是采用铁合金进行 合金化,每冶炼l吨高速钢,需要85〜90kg钨铁,85〜90kg钼铁以及35〜40kg钒铁, 一般在装料时加入钨铁和钼铁,在还原期开始的时候或出钢前半小时再加入钒铁。铁合 金合金化生产高速钢的合金化率为钨6%、钼5%、钒2%,其合金的收得率鸨95%、钼 95%、钒95%。钨钼钒铁合金的生产工艺落后,要消耗大量的资源和能源,表1〜3列 出了冶炼l吨钨铁(70。/。W)、钼铁(60。/。Mo)、钒铁(50。/。V)的原材料、电能消耗及排放。 表4列出了铁合金合金化工艺和直接合金化工艺在资源消耗、电耗、污染物排放上的对 比与差别。工业试验证明,采用直接合金化方法生产高速钢,比传统的用铁合金合金化 生产高速钢吨钢可降低成本6071元。因此如完全采用氧化物矿冶炼高速钢工艺流程不 论是在能耗、经济效益还是环境保护上都优于传统的高速钢生产工艺流程。
现有的氧化物矿直接合金化冶炼高速钢技术,目前有用钨矿直接合金化生产的,其 钨矿的加入方法有随炉料一起加入,也有在冶炼过程中加入的,所用的还原剂一般为硅、 铝、碳等,但因为是仅用钨矿一种合金成分直接合金化,因此直接合金化率仅有3%左 右;由于没有掌握冶炼过程原理的原因,若将直接合金化率再提高,则收得率则会降低, 甚至会低于加钨铁合金化的收得率(加5%钨时收得率74%,低于鸽铁95%的收得率)。 也有用钼矿直接合金化生产的,其钼矿的装入方法一般为将钼精矿与碳以混合形式、非 混合形式或球团形式装在炉子下部,但直接合金化率也不超过4%。同样因为没有掌握 冶炼过程原理,当直接合金化率超过2%钼时,钼的收得率低于90%;当直接合金化率 达到4%时,钼收得率仅为80%。现有技术也有同时加钩钼两种氧化物矿直接合金化冶 炼高速钢,目前一般将白钨矿、氧化钼和还原剂加入炉底,然后再装钢铁料,还原剂使 用硅铁粉或碳化硅粉,最高直接合金化率仅4%,合金元素收得率在90%左右。因此,
现有氧化物矿直接合金化冶炼高速钢技术中存在的问题是:
① 直接合金化率不高,钨的直接合金化率与钼的直接合金化率之和小于5%;
② 合金收得率低,由于钼、钨氧化物矿在冶炼过程中容易挥发,因此,钩和钼的 合金收得率都低于88%。
在现有技术中,目前只有一种或两种氧化物矿直接合金化冶炼高速钢的技术报道, 但还未见有三种或三种以上氧化物矿直接合金化冶炼高速钢的技术报道。
发明内容
本发明的目的是提出一种还原快、直接合金化比高、合金收得率高,但成本及综合 电耗低,以及冶炼时间短,并利于环保的一种完全釆用氧化物矿合金化冶炼高速钢的方 法。
本发明在冶炼过程中,同时加入钨矿、氧化钼和氧化钒进行直接合金化冶炼高速钢,
其直接合金化率能达到W (钨)%+Mo (钼)%+V (钒)%=13%,而且合金元素的收 得率要比铁合金合金化高速钢以及两种以下氧化物矿合金化冶炼高速钢方法的收得率 高。
为实现其目的,本发明采用以下技术方案:设计一种采用氧化物矿冶炼高速钢的方 法,在冶炼时同时加入钨矿、氧化钼和氧化钒并直接进行合金化冶炼高速钢,并在冶炼 过程中对其碱度和吹氧助熔进行控制,采用的工艺步骤如下:
A装料前先在冶炼炉的底层依次装入石灰、萤石以及废钢原料;
B将氧化钼与还原剂进行混合,并将氧化钼与还原剂的混合物设置在废钢原料的 四周,还原剂为碳粉、硅铁中的一种或两种;
C将钨矿与还原剂进行混合,并将钨矿与还原剂的混合物布置在冶炼炉的高温作 业区域,至少距离炉壁l米,还原剂为碳粉、硅铁、碳化硅中的至少一种;
D进行合金化冶炼,冶炼过程包括熔化期、氧化期和还原期;
E在还原初期加入氧化钒和硅铁混合物以及石灰,以调节熔渣的碱度和熔渣的熔
点;F在出钢前加入铝进行脱氧并还原渣中残留的氧化钒。
其中的碱度控制是指在冶炼的熔化氧化期采取低碱度渣工艺,将烙化氧化期渣的碱 度控制在1〜1.5,还原期渣的碱度控制在2〜2.5;吹氧助熔控制工艺是指在熔化期采用 晚吹氧工艺,即等到炉料熔化90%以后再吹氧;装料时在冶炼炉的底层所装入的石灰 为10〜15kg/t钢、萤石为0〜5kg/t钢,废钢原料为800〜850kg/t钢;氧化钼与还原剂 的混合物中氧化钼的用量为85〜95 kg/t钢,还原剂的用量分别为:单加碳粉18〜20kg/t 钢,单加硅铁13〜18 kg/t钢,如果是两者的混合物,则按任意比例分配;在冶炼炉高 温作业区域所布置的钨矿与还原剂的混合物中钨矿的用量为100〜150kg/t钢,还原剂 用量分别为:单加碳粉为15〜20kg/t钢,单加硅铁为20〜25kg/t钢,单加碳化硅为17〜 22 kg/t钢,如果是三种还原剂进行混合物,则按任意比例分配,氧化钒和硅铁混合物 中氧化钒用量为37〜40kg/t钢,硅铁为21〜25kg/t钢。石灰50〜60 kg/t钢;在出钢前 加入的铝为2〜3 kg/t钢。
本发明的工作原理是:钨矿的熔点高于废钢熔点,若将鸽矿放在远离电弧高温区的 范围内,由于废钢先于钨矿熔化,此时钨矿粉(密度5.9〜6.1g/cm3)将在形成的熔池中 上浮。经实验室实验表明,钨矿粉在很短的上浮时间内,其还原率很低,这部分未熔化 的矿粉将进入顶渣中,使炉渣粘度降低,不利于渣金反应的进行,降低了鸨的收得率。 为此必须将钨矿与还原剂放在电弧炉的高温电弧作用区域,远离炉壁,且必须保证钢中 有足够的还原剂含量。由于氧化钼易挥发,不能装在电极下,可将其装在炉料四周。在 熔化过程中钨、钼就开始还原,还原反应主要发生在熔化期,发生的还原反应包括固— 固反应、液一固反应、铁浴还原反应和液一液反应,特点是边熔化边还原,反应平缓, 容易操作。从氧势图上可以看出,钒与氧的亲和力大于Fe与氧的亲和力,较容易被氧
化,因此V205在还原初期扒除氧化渣后加入,主要选用硅铁作还原剂,并选用一定量
的A1粉、电石作为辅助还原剂。还原期渣中钨、钼含量已降至1.5%以下,通过加入的 Fe-Si继续还原。
在本发明的方法中,对碱度进行控制,即在冶炼的熔化氧化期采取低碱度渣工艺。 熔化氧化期渣的碱度控制在1〜1.5,在还原期则采用较高的碱度,即还原期渣的碱度控 制在2〜2.5。通过热力学计算表明,适当的低碱度渣中的CaW03 (钨酸钙)和Mo03 (三氧化钼)的活度较高,有利于降低渣金间合金元素的分配比,提高合金元素的收得 率。通过对含W03 (三氧化钨)渣系熔点的测定也可以发现,CaO (氧化钙)含量偏 高,会提高含W03渣系的熔点,使渣流动性变差,不利于改善还原反应的动力学条件, 降低了W的收得率。因此本工艺采用低碱度渣工艺。而对于还原期则较高的碱度有利 于渣中V20s (五氧化二钒)的还原。
本发明对吹氧助熔进行控制,在熔化期尽可能选择晚吹氧,即等炉料熔化90%以 后再吹氧,实现钨、钼氧化物的前期还原。这是因为不能选择过大的吹氧强度,以避免 由于渣量大,炉渣的炮沫化导致大沸腾事故和流渣。过度吹氧助熔将使渣中(FeO)含量 过高,导致钨、钼被氧化,同时氧化性强的渣对V20s的还原不利;过度吹氧助熔还 消耗了钢液中的还原剂,不利于合金元素氧化物还原反应的进行;另外,过度吹氧助熔 还降低了合金元素的收得率,因此本发明对吹氧助熔进行上述控制。
具体实施方式
在装入量为20吨的电弧炉上进行完全用氧化物矿直接合金化冶炼高速钢的工业试 验,分别采用本发明完全用氧化物矿直接合金化方案1 (表5)和采用传统工艺铁合金 合金化方案2 (表5)两种方案冶炼W6Mo5Cr4V2高速钢试验。方案1进行了 2炉试 验,方案l采用的工艺路线为:在电炉中冷装低磷(P)废钢、白钨矿和氧化钼、加入 还原剂,进入熔化期、氧化期,到还原期,在还原期加入高碳铬铁和V205,再加入还 原剂,钢水出炉,钢水进入精炼炉(LF)进行精炼,并用铁合金微调成分,然后进行 真空脱气(VD),最后浇铸成型。
在具体实施时,先在冶炼炉底层装入200〜300kg石灰和0〜100kg萤石,同时加入 普碳低磷(p《0. 3%)废钢原料16000〜17000kg。
将氧化钼与还原剂进行混合,氧化钼的用量为1700〜1900kg,还原剂是碳粉、硅 铁中的一种或两种,用量分别为:单加碳粉是360〜400kg,单加硅铁是260〜360kg,
如果是两者的混合物,则按一定或任意比例分配。将氧化钼与还原剂的混合物装在废钢 原料的四周。
将钨矿与还原剂进行混合,钨矿的用量为:2000〜3000kg,还原剂为碳粉、硅铁、 碳化硅中的一种或任意组合,用量分别为:单加碳粉是300〜400kg,单加硅铁是400〜 500kg,单加碳化硅是340〜440kg,如果是三者的混合物,则按一定或任意比例分配。 将钩矿与还原剂的混合物装入冶炼炉的高温作用区域,并至少距炉壁1米。 期、氧化期、还原期。冶炼的熔化期和氧化期采取 低碱度渣工艺,熔化氧化期渣碱度控制在1〜1.5,在还原期则采用较高的碱度,还原期 渣碱度控制在2〜2.5;在熔化期采用晚吹氧工艺,即等炉料熔化到90%以后再吹氧。 在还原初期加入V205和硅铁的混合物,V20s的用量为740〜800kg,硅铁为420〜500kg。 并且加入石灰1000〜1200 kg以形成碱度和熔点合适的熔渣,在出钢前加入40〜60 kg 的铝迸行最终脱氧以还原渣中残留的V205。
熔化期为130〜140min。当炉料全部熔化后熔化期即结束。进入氧化期,在氧化期 进行吹氧脱碳,去碳量为0.1%〜0.15%。当白钨矿和氧化钼还原到95%后氧化期就可以 结束,氧化期为30〜40min,然后进入还原期,加入10〜20kg少量电石、20~30kg硅
铁粉,进行预还原熔渣,加入高碳铬铁,等高碳铬铁完全熔化后再加入V205和硅铁的
混合物,并且加入石灰,出钢前加入铝锭进行最终脱氧。当¥205还原到90%以上并且 钢的成分达到要求时还原期即结束,这时即可以出钢。还原期为100〜110min,整个工 艺过程为260〜290min。
实施例1:在装入量为30吨的电弧炉上完全用V205直接合金化冶炼高速工具钢 W6Mo5Cr4V2 (M2),采用的工艺路线为:装料时先在冶炼炉底层装入石灰450kg和萤 石150kg,加入普碳低磷(p《0.3%)废钢原料25500kg;将氧化钼与还原剂进行混合, 氧化钼的用量为2850kg;还原剂为碳粉,用量是600kg,将氧化钼与还原剂的混合物 装在废钢原料的四周;选用4500kg钨矿,选用碳粉、硅铁作为还原剂,用量分别为: 碳粉300kg、硅铁375 kg,将钨矿与还原剂进行混合后装入冶炼炉的高温作用区域,并 距炉壁l米距离。装料完成后即进行冶炼工序,经过熔化期、氧化期和还原期。在冶炼
过程中进行碱度、吹氧助熔方法控制。在还原初期加入V205和硅铁的混合物,V205
的用量为1200kg,硅铁为750kg。并且加入石灰1800 kg以形成碱度和熔点合适的熔渣, 在出钢前加入铝90kg进行终脱氧并还原渣中残留的V205。熔化氧化期渣的碱度控制在 1.5,在还原期则采用较高的碱度,还原期渣的碱度控制在2.5。在熔化期采用晚吹氧, 即等炉料熔化90%以后再吹氧。
实施结果表明,采用本发明方法能取得良好的冶炼效果,合金元素钨的收得率达到 95.2%,钼的收得率达到98.3%,钒的收得率达93.6%,均高于钒铁合金合金化方法的 钨收得率95%,钼收得率95%发,钒收得率90%,而且收得率波动很小,操作稳定。 成品钢材质量比用钨钼钒铁合金化的钢材质量要好。检验结果表明,在低倍组织与碳化
物不均匀度方面,采用氧化物矿直接合金化冶炼高速钢工艺所获得的80mm方坯和 105mm圆坯的低倍组织,均达到国家标准GB9943-88的中心疏松、 一般疏松、偏析芸 1级的要求。按ASTMA561 (美国材料学会试样测试标准)进行评定,其疏松、偏析 S3级,也达到美国ASTMA600标准对低倍组织的要求。钢材的碳化物不均匀度完全 达到GB9943-88的要求。
由于高速钢的合金化冶炼浇注工艺合理,碳化物不均匀度控制良好。成品钢材的非 金属夹杂物评级结果表明,未发现钢的C类硅酸盐夹杂物、D类球状夹杂物,A类硫 化物夹杂、B类脆性夹杂均^2级,完全达到ASTMA561标准。钢中氧含量为50ppm, 氮含量为136ppm,钢的纯洁度高。与使用钨钼钒铁合金合金化方法相比,吨钢降低成 本6071元,经济效益可观。
实施例2:在装入量为15吨的电弧炉上完全用V205直接合金化冶炼高速工具钢
W6Mo5Cr4V2Al(M2Al牌号),装料时先在冶炼炉底层装入石灰187.5kg和萤石37.5kg, 加入普碳低磷(p《0.3%)废钢原料12375kg;加入氧化钼的用量为1350kg,所使用 的还原剂为碳粉和硅铁,用量分别为:碳粉是142.5 kg,单加硅铁是116.3kg,将氧化 钼与还原剂进行混合并装在废钢原料的四周;将钨矿与还原剂进行混合,钨矿的用量 为1875kg,还原剂为碳粉、碳化硅,用量分别为:碳粉是131.3kg,碳化硅是146.3kg。 将钨矿与还原剂的混合物装入冶炼炉的高温作用区域,距炉壁1.1米;然后经过熔化 期、氧化期、还原期冶炼工序。在冶炼过程中的熔化氧化期渣的碱度控制在1.25,还 原期渣的碱度控制在2.25。在熔化期采用炉料熔化到93%以后再吹氧的晚吹氧工艺, 还原初期加入V205和硅铁的混合物,其中V20s的用量为577.5kg,硅铁为345kg。并 加入石灰825kg以形成碱度和熔点相合适的熔渣,在出钢前加入铝37.5kg进行最终脱 氧以及还原渣中残留的v2o5。
本实施例中合金元素钨的收得率达到95.5%,钼的收得率达到98.5%,钒的收得 率达到93.9%,均高于钒铁合金合金化方法的的收得率,且收得率波动小,工艺操作 稳定。成品钢材质量较用钨钼钒铁合金化的钢材质量高,而且操作简单易行,不会对 后续的炉外精炼和真空脱气产生影响,与使用钨钼钒铁合金合金化方法相比,吨钢降 低成本5982元,经济效益也很可观。
实施例3:在装入量为10吨的电弧炉上完全用V205直接合金化冶炼高速工具钢 W6Mo5Cr4V2Al (M2A1 ),装料时先在冶炼炉底层装入石灰100kg,加入普碳低磷(p
《0.3%)废钢原料8000kg;将氧化钼与还原剂进行混合,氧化钼的用量为850kg,还原 剂是硅铁,用量为硅铁是130kg,将氧化钼与还原剂的混合物装在废钢原料的四周;将 钨矿与还原剂进行混合,钨矿的用量为:1000kg,还原剂为碳粉、碳化硅,用量分别为: 碳粉75kg,碳化硅是85kg。将钨矿与还原剂的混合物装入冶炼炉的高温作用区域,并 至少距炉壁1.2米;装料完成后进行冶炼,经过熔化期、氧化期、还原期,在冶炼过程
中进行碱度、吹氧助熔方法控制。熔化氧化期渣的碱度控制在1.25,还原期渣的碱度控 制在2。在熔化期时等炉料熔化95%以后再进行吹氧。在还原初期加入V205和硅铁的 混合物,V20s的用量为370kg,硅铁为210kg。并且加入石灰500kg以形成碱度和熔点 合适的熔渣,在出钢前加入20kg的铝进行最终脱氧并还原渣中残留的V205。
本实施例合金元素钨的收得率达到96.1%,钼的收得率达到98.7%,钒的收得率达 到95.1%,均高于钒铁合金合金化方法钨收得率95%,钼的收得率95%,钒的收得率 90%。成品钢材质量比钒铁合金化的钢材高,与使用钒铁合金合金化方法相比,吨钢降 低成本5915元。
采用本发明的冶炼方法可以实现完全氧化物矿冶炼高速钢,所获得的钢材的低倍组 织与碳化物不均匀度、非金属夹杂物评级、钢中气体含量均达到技术标准要求。本发明 与与现有冶炼高速钢的技术相比较具有以下优点:
(1) 直接合金化比率高:三种氧化物矿可达到钨(W) %+钼(Mo) %+钒(V) %=13%;
(2) 合金收得率高:钨(W)达95%,钼(Mo)达98%,钒(V)达93%,比传统 工艺(铁合金冶炼+电炉炼钢)收得率提高了 5〜8个百分点;
(3) 用电弧炉进行氧化物矿冶炼高速钢较传统工艺的铁合金冶炼再进行电炉炼钢縮 短生产周期过449min;
(4) 比传统合金化冶炼工艺在能耗上降低了许多,表四列出了两者的对比。
(5) 采用直接合金化新增利润百分之十以上,较传统工艺的生产效率高,经济效益好。
表l冶炼1吨钨铁(70。/。W)的能源消耗
<table>table see original document page 11</column></row> <table>表2冶炼l吨钼铁(60n/。Mo)的能源消耗
<table>table see original document page 11</column></row> <table>表3冶炼1吨钒铁(50。/。V)的能源消耗
<table>table see original document page 11</column></row> <table>
<table>table see original document page 12</column></row> <table>表4传统工艺与本发明冶炼l吨高速钢的环境影响(kg/t高速钢)
<table>table see original document page 12</column></row> <table>表5所示为采用本发明与现有技术实施后的数据对比。试验结果表明,表中所列的 试验炉号1、 2为方案1即本发明的实施例,试验炉号3为方案2即现有技术的实施例。
从表中可见,采用本发明方法取得了良好的冶炼效果,不仅合金元素收得率高于传统铁 合金合金化方法,而且波动也小,操作稳定,还能取得可观的经济效益。方案l平均比 方案2吨钢降低成本6071元。
表5冶炼W6Mo5Cr4V2高速钢工业试验结果
<table>table see original document page 13</column></row> <table>

Claims (9)

1、一种采用氧化物矿冶炼高速钢的方法,其特征在于在冶炼时同时加入钨矿、氧化钼和氧化钒氧化物矿,直接进行合金化冶炼高速钢,并在冶炼过程中对碱度和吹氧助熔进行控制,所采用的工艺步骤如下: A装料前先在冶炼炉的底层依次装入石灰、萤石以及废钢原料; B将氧化钼与还原剂进行混合,并将氧化钼与还原剂的混合物设置在废钢原料的四周,还原剂为碳粉、硅铁中的一种或两种; C将钨矿与还原剂进行混合,并将钨矿与还原剂的混合物布置在冶炼炉的高温作业区域,至少距离炉壁1米,还原剂为碳粉、硅铁、碳化硅中的至少一种; D进行合金化冶炼,冶炼过程包括熔化期、氧化期和还原期; E在还原初期加入氧化钒和硅铁混合物以及石灰,以调节熔渣的碱度和熔渣的熔点; F在出钢前加入铝进行脱氧并还原渣中残留的氧化钒。
2、 根据权利要求l所述的采用氧化物矿冶炼高速钢的方法,其特征在于所述的碱 度控制是指在冶炼的熔化氧化期采取低碱度渣工艺,将熔化氧化期渣的碱度控制在l〜 1.5,还原期渣的碱度控制在2〜2.5。
3、 根据权利要求l所述的采用氧化物矿冶炼高速钢的方法,其特征在于所述的吹 氧助熔是指在熔化期采用晚吹氧工艺,即等到炉料熔化90%以后再吹氧。
4、 根据权利要求l所述的采用氧化物矿冶炼高速钢的方法,其特征在于在冶炼炉 的底层所装入的石灰为10〜15kg/t钢、萤石为0〜5kg/t钢,废钢原料为800〜850kg/t钢。
5、 根据权利要求1所述的釆用氧化物矿冶炼高速钢的方法,其特征在于氧化钼与 还原剂的混合物中氧化钼的用量为85〜95 kg/t钢,还原剂的用量分别为:单加碳粉18〜 20kg/t钢,单加硅铁13〜18kg/t钢,如果是两者的混合物,则按任意比例分配。
6、 根据权利要求l所述的采用氧化物矿冶炼高速钢的方法,其特征在于钨矿与还 原剂的混合物中钨矿的用量为100〜150kg/t钢,还原剂用量分别为:单加碳粉为15〜 20kg/t钢,单加硅铁为20〜25kg/t钢,单加碳化硅为17〜22kg/t钢,如果是三种还原 剂进行混合物,则按任意比例分配。
7.
8、 根据权利要求1所述的采用氧化物矿冶炼高速钢的方法,其特征在于氧化钒和 硅铁混合物中氧化钒用量为37〜40kg/t钢,硅铁为21〜25kg/t钢。石灰50〜60kg/t钢。
9、 根据权利要求1所述的采用氧化物矿冶炼高速钢的方法,其特征在于在出钢前 加入的铝为2~3 kg/t钢。
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