CN1046968C - 在不锈钢生产中直接使用铬铁矿矿石的方法 - Google Patents
在不锈钢生产中直接使用铬铁矿矿石的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN1046968C CN1046968C CN96119757A CN96119757A CN1046968C CN 1046968 C CN1046968 C CN 1046968C CN 96119757 A CN96119757 A CN 96119757A CN 96119757 A CN96119757 A CN 96119757A CN 1046968 C CN1046968 C CN 1046968C
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- oxygen
- iron
- bath
- molten bath
- reactor
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/005—Manufacture of stainless steel
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
- C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
- C21C7/068—Decarburising
- C21C7/0685—Decarburising of stainless steel
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C2250/00—Specific additives; Means for adding material different from burners or lances
- C21C2250/08—Porous plug
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
- F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
- F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
- F27D3/16—Introducing a fluid jet or current into the charge
- F27D2003/161—Introducing a fluid jet or current into the charge through a porous element
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
- F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
- F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
- F27D3/16—Introducing a fluid jet or current into the charge
- F27D2003/162—Introducing a fluid jet or current into the charge the fluid being an oxidant or a fuel
- F27D2003/163—Introducing a fluid jet or current into the charge the fluid being an oxidant or a fuel the fluid being an oxidant
- F27D2003/164—Oxygen
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
- F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
- F27D27/00—Stirring devices for molten material
- F27D2027/002—Gas stirring
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
不锈钢生产中原地获金属铬组元的三阶段工艺。将原铬铁矿石或产自铬铁矿矿石的精矿与碳质还原剂和造渣剂混合后加入铁熔池,以在精炼反应器中熔炼和精炼。第一阶段用碳在此反应器中熔炼部分金属化的铬铁矿,即以氧和含氧气体分别顶底吹入以获碳含量远低于饱和的铬合金熔池。第二阶段,此合金溶池用含氧气体底吹搅动脱碳至最终熔池碳规格。第三阶段用准还原剂如Si或Al及再用非氧化性气体底部搅动还原此合金熔池以达到高的铬回收率。
Description
本发明涉及在生产不锈钢的过程中熔炼和精炼铬铁矿矿石以获得铬素组元的三阶段工艺。尤其是涉及在一个生产含碳量低于其饱和度的中间铁-铬基合金熔池的反应器中熔炼和精炼含铬铁矿矿石、碳和造渣剂的铁熔池的工艺。接着将该铬合金化的铁熔池脱碳至规格,和将任何剩余的铬的氧化物还原以获得高的铬回收率。
一种现有技术的生产不锈钢的工业方法是通过在一熔炼炉,如电弧炉中熔炼含铬的废钢和铬铁,接着在一精炼反应器中搅动此铬合金化的熔池的同时进行脱碳。一般,由于熔池的热力学碳活度低,所以约15%(重量)的铬又被再氧化成渣。脱碳步骤后接着是还原步骤,其中加入准金属还原剂,如硅,或铝,并喷入高纯度的氩以将铬组元从该铬的氧化物回收到此熔池中。接着加配平的铬铁以达到最终的合金的规格。
所谓铬铁是指一种含20-70%(重量)的铬和4-8%(重量)的碳,余量基本上是铁和杂质的合金。由于按常规方法生产时依靠使用电能和高质量的铬铁矿精矿,所以铬铁中的铬组元是很贵的。将冶金级的铬铁矿和焦炭一起在一埋弧电炉中熔炼,然后在模型中铸造。有效的熔炼要求炉料是适当地选过尺寸的。
现有的改进是用低质的,化学级的铬铁矿或精矿熔炼液态的铬铁,它接着被加于另一反应器的铁熔池中以便精炼成不锈钢。美国专利4,565,574公开了一种在顶-底复吹转炉中用经预热和预还原的含碳铬铁矿球团生产液体铬铁的方法。该球团用粉状的焦炭和化学级的铬铁矿矿石制成。将此球团和外加的焦炭及石灰一起加入一回转窑中以便预热和部分金属化。而后将此球团加到一个设有丙烷保护的底吹风咀和经其喷入氧气的顶枪的热的转炉中。该枪的主要目的是将来自铬铁矿还原的CO燃烧成CO2,借此将后燃烧热输往保护此金属熔池的渣层中。这热平衡要使得:需要高度的后燃烧(>30%)和相当高的传热效率(>85%)来保证可得到充分的热以便用碳吸热还原铬铁矿而得到铬和铁。对于在渣层中的最快还原速率而言,最主要的是必须在渣中保持大约20%(重量)的焦炭。该渣中存有焦炭还将发泡减为最少。尽管在渣层中有焦炭有助于将铬自熔池至渣的再氧化减为最小,但遗憾的是,从焦炭将碳溶入熔池,直到达到碳的饱和极限的结果是与铬含量相匹配的。用一种所谓的硬搅拌来消除渣和熔池间的温差和达到充分的还原动力学条件。该搅动的程度要保持得低于被认为能导致耐火衬过份浸蚀的程度。
US.4,961,784公开了一种在具有顶-底和侧吹能力的转炉中熔炼原铬铁矿矿石的方法。在约1小时后产生含约18%(重量)Cr和6%(重量)C的液态铬铁。在将铁水加于此转炉后,然后将室温下的原铬铁矿矿石、焦炭和熔剂加入此熔池。使入炉材料的温度达到熔池温度的较大量的显热和用碳高吸热地还原铬铁矿的大量的反应热提出了很大的总的热需求。这种热主要由来自脱碳的CO在高度的传热效率下的高度的后燃烧提供。用于脱碳和保证后燃烧的氧经顶枪喷入,而仅CO和/或Ar或N2是经底和侧风咀喷入的。该枪埋在含大量的,使泡沫稳定的炭的泡沫渣中。该枪包括一个枪头,它被设计成:提供一股氧气穿透渣层进入其下的金属熔池以便脱碳,另一股氧不穿透渣层以供后燃烧。通过与适量的侧面喷吹气体结合,该氧的喷射能以相当高的,85%的平均传热效率达到至少30%的后燃烧。
日本专利申请58-117852公开了一种利用有侧吹能力的顶-底复吹转炉的方法。将细的,原铬铁矿矿石和焦炭加入金属液中。但不象US.4,961,784那样,氧是经全部三个口吹的,而顶吹氧是相当软的。熔炼期过后,接着是精炼期,其中仅通过顶枪持续吹氧,从而导致了含Cr20-32%(重量)的,碳饱和的铁-铬合金。
欧洲专利申请330,483指出了一种生产碳饱和的铁-铬熔池的方法,该法是先在一具有顶-底复吹能力的转炉中熔化不锈钢废钢,接着熔炼部分还原的铬铁矿球团。将废钢、焦炭和铁水加入此转炉。生铁脱碳产生的热熔化了废钢。加入熔剂以中和由含在废钢和生铁中的硅所产生的SiO2。在约30分的冶炼期过后,将部分还原的铬铁矿球团和含碳材料加入此转炉中。确保约45分钟的顶-底吹氧,结果产生约含15%(重量)Cr和5.5%(重量)C的碳饱和熔池。这避免了使用昂贵的铬铁。
US.5,302,184公开了一种直接将含合金的原料、熔剂和含碳材料喷入金属熔池以产生液体铁合金,如铬铁的方法。铁水是熔炼介质,它被喷入的含氧气体搅动。此过程可以持续,其中的目的是根据欲被还原的金属氧化物,控制进入此系统的氧势。通过控制这些关键组份的喷入速率则可达到这种控制。通过添加或喷入含碳材料,将碳含量保持在3-12%(重量)之间。还喷氧,以进行很高的,40-60%之间的后燃烧。由于该反应室中的高度的后燃烧和搅动,金属液滴连续地暴露在热和氧源中,因而被脱碳。这些液滴又落回熔池中,传递大量的所需的热和提供耗尽了碳的金属,该金属通过与喷入熔池的含碳材料的接触又吸收了碳。
尽管如此,仍需要在生产不锈钢的过程中提供用直接得自原铬铁矿矿石或铬铁矿精矿的便宜的金属Cr组元取代昂贵的铬铁。上述的用于熔炼铬铁矿矿石的现有技术中所涉及到的物理-化学和热化学过程有其固有的限制:可能仅最适合于一些特殊的需要。一个关键性的限制是产生碳相当高的液态铬铁。欲将所产生的,饱和的或接近饱和的高含碳量的铬铁直接精炼成不锈钢,若它是基础合金,则需要长的脱碳期,或者,若它是加入数个精炼反应器的中间合金,则需要较大的熔炼车间。另一重要的限制是为了热平衡需要高度的后燃烧。虽然这对于提高该工艺的能量效率会是合乎需要的,但这可能不是最经济的。高度的后燃烧会导致过度的耐火材料消耗并要依赖过量的含碳材料来保持可以接受的铬回收率,这又导致了高碳产物。
本发明的主要目的在于用廉价的,化学级的原铬铁矿矿石或铬铁矿精矿生产便宜的金属Cr组元。
本发明的另一目的在于在含有铁水的单一的精炼反应器中还原铬铁矿矿石。
本发明的另一目的在于在不锈钢规格中所要求的总的金属铬组元中的至少20%来源于此铬铁矿矿石。
本发明再一目的在于不锈钢规格中所要求的主要的金属铬组元基本上来自铬铁矿矿石,而较少依赖于昂贵的铬铁。
本发明又一目的在于以与常规的处理不锈钢大致相同的或略为增加的熔化、熔炼和还原总时间用铬铁矿矿石提供不锈钢规格中所要求的金属铬组元。
本发明还一目的在于将该铬铁矿的熔炼和还原工艺与现有的用于供应铁水的熔炼炉用最少的投资构成一体。
本发明的又一目的在于通过要求最少的投资和多少增加的生产时间使该铬铁矿熔炼和还原工艺适合于小规模的特性或小型熔炼车间。
本发明涉及在为制造不锈钢而生产高铬合金熔池的过程中将金属氧化物还原以得到金属铬组元的工艺。本发明包括在具有搅动铁熔池装置的反应器中提供铁/渣熔池混合物。该铁熔池包含溶解的碳、与氧结合的铬、金属铁及伴随的渣组分。经此搅动装置喷吹含氧气体以进行脱碳及剧烈地搅动铁熔池、渣及与氧结合的金属以形成铬合金熔池。搅动气体的氧含量随着合金熔池的含碳量趋近其最终的碳规格而下降。而后将准金属还原剂加入此反应器及经此搅动装置喷吹非氧化性气体以便清洗此合金熔池直到保持动态平衡和铬回收率达到最大为止。
本发明的另一特点在于该反应器包括顶吹氧气的装置,一部分氧气在此铁熔池上方排出,以进行CO和H2的后燃烧,而将其余的氧气喷入此铁熔池以进行脱碳和产生CO。
本发明另一特点在于通过此喷吹装置和搅动装置的总气体量至少为0.5NM3/分/MT。
本发明再一特点在于流入此反应器的总气体量的30-60%是经过此搅动装置的。
本发明的又一特点在于CO和H2的后燃烧程度小于50%。
本发明还一特点在于上述搅动气体进行后燃烧时开始的氧与非氧化性气体的摩尔比为4/1,而接近脱碳终止时,此比率降到1/3。
本发明另一特点在于在吹氧前该铁熔池的温度至少为1500℃。
本发明再一特点在于开始时的铁熔池含至少0.5%(重量)而最多为饱和的碳。
本发明的又一特点在于该铬合金熔池含0.5-1.5%(重量)C而在后燃烧终止时至少含2%(重量)Cr。
本发明还一特点在于在后燃烧结束时总的铬回收率为至少70%。
本发明另一特点在于上述的与氧结合的金属来自由原铬铁矿矿石、铬铁矿精矿、部分金属化的铬铁矿矿石及铬的氧化物粉尘组成的物组。
本发明的另一特点在于将上述的与氧结合的金属至少预热到1000℃。
本发明的另一特点包括将固体的碳质还原剂和造渣剂加到起始的铁熔池中。
本发明的另一特点在于该碳质还原剂包括其量超过使该与氧结合的金属预金属化所需的固体碳。
本发明的另一特点在于在后燃烧过程中的渣量,除Cr2O3或FeO外,不超过400kg/MT。
本发明的另一特点在于向此起始铁熔池加准金属还原剂。
本发明的另一特点在于该铬-碳合金熔池中的总金属铬组元的至少20%是由铬铁矿矿石转化而来的。
本发明的另一特点在于该起始的铁熔池是用选自碳素钢废钢、不锈钢废钢及钢厂废物构成的物组中的固体钢铁材料在电弧炉中熔成的。
本发明的优点包括一种用便宜的化学级铬铁矿矿石和精矿生产不锈钢的经济的工艺,它能在同一精炼反应器中熔炼和精炼此钢,并能在该铁熔池的脱碳过程中将铬的再氧化减至最小。另外的优点是能用不锈钢废钢和作为金属Cr组元的第二来源的昂贵的铬铁合金生产不锈钢。又一个优点包括用最少的投资将此工艺与现有的小规模的电弧炉,尤其是微型的熔炼车间构成一体。
在考虑到详细叙述和附图的基础上,本发明的以上的和其它的目的,优点和特点将更清楚。
图1示意性地说明用于本发明的反应器的一个实施方案。
图2示意性地说明图1的反应器的喷枪的下部,它包括一个用于将氧排放在铁熔池上方以便进行后燃烧的一个气体通道和用于将氧喷入此铁熔池以便脱碳的另一个气体通道。
图3说明沿图2中的3-3线截取的用于将氧排放在此反应器中的气体通道的截面图。
图4示意性地说明常规熔炼和精炼不锈钢时的熔池中的Cr%(重量)。
图5示意性地说明在按本发明生产不锈钢时的熔炼和精炼过程中的熔池中的Cr%(重量)。
本发明的目的在于在用廉价的含与氧结合的铬的金属或铬的氧化物如原铬铁矿矿石、由其制成的精矿、部分金属化的铬铁矿矿石和含氧化铬的钢厂废料为原料生产不锈钢时取得所需的最大量的金属铬组元。为此,在生产AISI级的不锈钢如409时,多达90%的金属铬组元可取自铬铁矿矿石,而当生产AISI级的304和439不锈钢时,50%的金属铬组元取自该矿石。不锈钢规格中所需铬组元的一些部分得自含铬炉料,如不锈钢废钢是可以理解的。用少量铬铁合金作最终配平添加剂来调整熔池规格以达到所需的最终合金的规格也是可以理解的。
本发明涉及一种直接从与氧结合的铬金属生产不锈钢的三阶段工艺。在于一铁熔池中被加热后,此与氧结合的铬金属在搅动良好的铁/渣熔池中被至少部分地熔炼至低-中的碳含量和中等的铬回收率。然后使此铬合金化的熔池脱碳至最终熔池规格。由于在熔炼过程中还留有部分的与氧结合的铬金属,所以本发明工艺的一个重要优点是,在脱碳过程中此熔池中的铬的再氧化被减为最少。此后,此铬合金化的熔池用准金属还原剂还原,从而通过从铬的氧化物中回收金属铬组元而于低碳含量下得到高的铬回收率。这种熔炼、脱碳和还原发生在同一精炼反应器中。整个工艺过程可在一个设有熔炼炉,如电弧炉和精炼反应器的熔炼车间里进行,该反应器最好是用顶吹氧的装置,如氩-氧脱碳装置或真空-氧脱碳装置改造过的,借此减少投资费用。
本发明的优点在于提供一种用较便宜的铬铁矿矿石和精矿部分地取代相当昂贵的铬铁和不锈钢废钢在精炼反应器中生产不锈钢的经济的工艺。尤其是将部分还原的,经预热的铬铁矿在铁熔池中被熔炼,它又在同一反应器中被直接精炼成不锈钢。本发明的工艺比如是在现有的不锈钢熔炼车间经济地实施的,所述车间具有反应器,最好是改装的设有顶吹装置,如喷枪的氩-氧脱碳装置(AOD)、真空-氧脱碳装置(VOD)或Crusot-Loire-Uddeholm(CLU)转炉的,或者装有一种通用的顶-底复吹-精炼反应器(TBRR)。
本发明的基础是利用AOD、VOD、CLU或TBRR的混合能力,以促进铬铁矿矿石,一种通常难于还原的金属氧化物的快速还原。碳是熔炼前期中的主要还原剂。Si、Al、Ti、Mg或Ca准金属中的任一种都可以是熔炼前期中的共同的还原剂,和还原终期的仅有的还原剂。Si、Al或其混合物是优选的准金属还原剂。
在用碳熔炼铬铁矿矿石时通常遇到的热缺额最好以下列步骤的组合予以弥补:铬铁矿炉料的预热、熔炼产物气体,如CO的后燃烧,和/或添加准金属还原剂。当在最终还原过程中准金属还原剂Si和Al是该还原剂时,由此放热反应所产生的热基本上都供给了热平衡,而且这也是唯一所需的热源。在部分熔炼前期,当将充裕的氧喷入时,此准金属与氧的燃烧所产生的热和铬铁矿的放热还原对后燃烧,或炉料的预热或铬铁矿的部分预金属化中之一或其组合进行了补充。但,由于作为还原单位重量的铬铁矿的还原剂的准金属例如Si和Al比C贵,所以会付出经济上的代价。此外,它们的使用,特别是在熔炼前期,按预金属化程度,会大大增加渣量,这终究要限制产生每吨合金的铬铁矿加入重量。按本发明,主要的还原剂是碳和按照热平衡在第一期中可能加入的准金属。但这些准金属必须用于熔炼的终期,以改善在不吹氧时的铬回收率。在终还原期,尽管不吹氧使此准金属燃烧,但以准金属进行的铬铁矿的放热还原一般足以弥补热需求,即惰性搅动气体的热损失和显热。
本发明的工艺包括在一个精炼反应器10,如图1中示意性图解的TBRR中顺序发生的三个明确的阶段。该反应器包括耐火炉衬12,顶端即炉喉14,下端即底16,吹氧装置,如经反应器10的喉部14延伸的顶枪即吹氧管18,它以其下部20伸到恰好在该熔池上方的一点,用于搅动含有溶解碳的铁/渣熔池混合物的装置22,如装在该反应器的底16或其附近的,经耐火炉衬延伸的风咀或多孔塞。根据渣量,该铁熔池可被薄渣层覆盖。
现更详细地描述本发明的工艺。将与氧结合的铬金属,如经预热的,预金属化的铬铁矿矿石与碳质还原剂和造渣剂一起经炉喉14加入反应器中。而后将枪18的下部20降到此反应器中,但不降入此铁/渣熔池混合物24中,以便将氧气喷入该反应器。该氧气最好是基本上纯的氧。若此反应器不包括枪18,则必需将准金属还原剂如Si与碳质还原剂和造渣剂一起加,以便根据铬矿石的氧化和还原提供所需的热。图2图示了枪18,它最好包括一对有共同氧供应(未示)的通道,以便可使流过该通道之一并被喷入熔池24的氧气速率与同时流过另一通道的用于使CO后燃烧成CO2的氧气流速无关。将来自铬铁矿的还原的CO后燃烧成CO2对于将热输入该渣层和铁/渣熔池,以保证使铬铁矿被C还原成Cr和Fe的吸热还原得到足够的热是必要的。流经中心通道34的氧气30是一股致密的集中的,可穿透渣层26和熔池24,用于使此铁水脱C的射流。流经另一通道32的氧气28被分散在铁/渣熔池24整个上方,以便将CO后燃烧成CO2,从而向此铁水供应辅助的热。搅拌装置22适于喷射含氧气体和非氧化性气体。该搅动气体中的含氧气体部分可包括空气,富氧空气,纯氧,水,水蒸汽或其组合以及Ar,N2或其混合物。搅拌装置22可包括一个或多个同心管,而含氧气体经内管流过,甲烷气体经外管流过。甲烷气的作用是冷却此风咀。当持续炉底喷射气体时,由于入炉原料的碎裂和熔化,形成渣、铁水和铬铁矿颗粒的涡流混合。在经预还原的铬铁矿,造渣剂和残留的碳都因与热的铁/渣熔池接触而溶解的同时,未还原的炉料中的铬铁矿将以小的,分散在该渣/金属混合物中的固体颗粒存在。
图3图解了用于将氧喷入熔池的中心通道34,它就是金属管35。用于将氧排放在熔池上方的外通道32包括4个均匀隔开的园的喷咀33,它们以相对于枪18的中心轴大约45°的角β(图2)向外辐射。喷咀33止于枪18的下部20中的减薄的锥形过渡部分21。枪18还包括一对同心导管36和38,它们用于使冷却剂通过此枪。为获得良好的后燃烧,应将通过喷咀33的氧气30和通过管35的氧气28的相互作用减为最小。为此,从喷咀33通过的氧气28应向下偏斜,但以至少约30°的角β偏离该垂直枪的中心轴。另一方面,为减低朝向反应器内壁的氧的速度,β角不应超过约60°。经喷咀33的氧气30的流速最好与流经管35的氧气28的流速不相关地被控制。4个以上的喷咀33或一个管35可根据氧流量的要求或反应器的尺寸被采用是可以理解的。
入炉材料的熔化和溶解,碳使铬铁矿的部分熔炼及因脱碳和后燃烧产生热都是阶段1中的关键过程。根据铬铁矿的预金属化程度,熔炼持续进行到Cr回收率至少为70%,可能高达85%或更高,而熔池温度自其开始温度一直基本保持不变。熔池的开始温度的范围可为约1500℃-约1750℃,更好是1600-1650℃。由于关系到TBRR中过份的耐火材料损耗的成本,所以此温度最好低于1750℃。
本发明的与氧结合的铬金属可以是原铬铁矿矿石,用铬铁矿矿石制得的精矿及含铬的氧化物的钢厂废料。所谓铬铁矿矿石或铬铁矿精矿指的是含25-55%(重量)之间的Cr2O3,余量为FeO、MgO、SiO2、Al2O3和CaO的金属氧化物。Cr/Fe的重量比在0.9-3.5之间为好,更好在1.5-2.0之间。若该铬铁矿未部份金属化,则其平均粒度最好应在50目以下,以便缩短冶炼时间。粒度小于100目的精矿最好应是喷入,以免过份的细粉损失。若欲使铬铁矿预金属化,则在将矿石作成团块之前应将其破碎到-200目的粒度。所谓的含铬的氧化物的钢厂废料指的是炉尘、酸洗渣、轧制铁皮等。
若使用块状的原铬铁矿矿石或粗的精矿,则此铬铁矿可与固体碳质还原和造渣剂混合,然后以散料状加入此反应器中。可供选择的是,铬铁矿矿石可粉碎,作成团块,如烧结块或球或被直接喷入此渣/铁熔池中。若作成团块,则最好是将固体碳质还原剂及造渣剂与粉碎的铬铁矿粒混合,再结合成烧结块或球团。室温(25℃)下的未金属化的烧结块或球团可在,比如回转膛式炉或回转窑,或类似的能用固态碳使铬铁矿固态还原,以便用伴随的碳质还原剂使铬铁矿颗粒预金属化的炉子中预热和部分金属化。若预金属化,该烧结块或球团最好在从还原炉中取出后在仍热时,在送至TBRR后最高为约1200℃的温度下立即装入该反应器中。由于会损坏此还原炉中的耐火材料,所以在该还原炉中的出料温度不应超过约1400℃。最好是,将铬金属化至少10%,铁金属化至少50%,温度至少1000℃的预金属化的,预热过的铬铁矿-碳-造渣剂的混合物加于此反应器中。
所谓碳质还原剂是指占优势的固体的,含碳的材料。这种碳质还原剂可以超过预金属化所需的量与此预金属化的铬铁矿一起,或如在铬铁矿未金属化的场合下,可分别加于此反应器中的铁熔池中。若铁水在此反应器上游端的熔炼炉,如电弧炉(EAF)中被提供,则可将此碳质还原剂部分或全部地加在此EAF中。适宜的含碳材料包括:焦炭、焦炭粉、石油焦、木炭、石墨、纸-中挥发性烟煤和无烟煤。根据用于产生铁熔池的固态铁质原料,开始的铁熔池可含有用于在第一阶段冶炼铬铁矿的充足的溶解的碳,及无需向此反应器的该熔池中添加碳质还原剂是可以理解的。
适用于本发明的造渣剂包括CaO、MgO、Al2O3、SiO2和CaF2。可将一种或多种造渣剂加于该精炼反应器的铁熔池中,在熔化或熔炼炉的上游加入,或在铬铁矿的球团化过程之前加入。造渣剂的使用最好要保持适宜的渣碱度和适宜的MgO/Al2O3渣比,这取决于铬铁矿的来源及作为还原剂的Si或Al的用量。
该铁水熔池可用高炉或任何的能从固体含铁原料包括铁的氧化物提供铁水的其它铁冶炼装置形成。可供选择的是,该铁熔池可在该精炼反应器中或更好是在此反应器前的熔炼炉中,如EAF中通过熔炼固体含铁废料等形成。用于形成铁熔池的适宜的固体含铁废料包括碳素废钢、不锈钢废钢、铁的碳化物、直接还原铁(DRI)或热压块铁(HBI)。在通过于EAF中熔化废钢而产生铁熔池的场合下,可将部分或全部碳质还原剂和造渣剂溶解或熔化在铁熔池中,而在将铁水送往反应器之前它仍在EAF中。根据所用的炉子和含铁原料的类型,初始的铁熔池可含0-15%(重量)Cr和0.5%(重量)至最多为饱和的C。
现将详细地叙述本发明的全部的三个阶段。阶段1
在本发明工艺的阶段1期间,在精炼反应器中提供温度至少1500℃的铁熔池。将铬铁矿矿石粉碎再与过量的固体碳和造渣剂混合。将此混合物造球,再如US流水号08/470311(1995.06.06申请,题为“用氧化焰加热的在转底炉中还原金属氧化物的方法(Method of ReducingMetal Oxide In A Rotary Hearth Furnace Heated ByOxidizing Flame)”,该文件经参考结合于本文中)中所述,在一转底炉中部分金属化。在被预还原至少10%Cr和50%Fe金属化后,以至少1000℃,更好是1200℃的高温将此球团经反应器的喉部加入。氧气经该枪吹入而含氧气体经搅动装置吹入,其总流量在0.5-4NM3/分/MT之间,较好是至少2NM3/分/MT,更好是3NM3/分/MT。经搅动装置流入反应容器的总的气体的百分比在30-60%之间。经搅动装置喷入的气体包括非氧化性气体,其中O2/非氧化性气体之比在2-4之间。若此反应器为CLU转炉,因为在与溶于铁熔池中的C反应时由H2O形成的H2降低了CO的分压并可克分子对克分子地取代Ar,所以含氧气体可以包括水蒸汽。若第一阶段的此反应器是VOD,则其非常类似AOD那样地运行,其中,氧经顶枪和经底部风口伴着惰性气体吹入。可用的非氧化性气体包括惰性气体,如Ar或N2,而Ar是更合适的。氧经此枪通过起着两种作用:为脱碳供氧和为自熔池放出的CO和H2的二次即后燃烧程度供氧。两个燃烧反应都向铁熔池供热,而后燃烧产生的热比消耗每单位氧脱碳产生的热多2倍以上。后燃烧程度(PCD)以离开此反应器的气体确定为
100×(%CO2+%H2O)/(%CO+%CO2+%H2+H2O)。在阶段1中,当后燃烧被用作热源时,PCD小于50%,较好是在20-30%之间。欲输往铁熔池的氧气总量按纯氧计,是以热和质量平衡为基础计算的。该枪的喷头被设计成同时将一部分氧气以一个宽的,专门进行后燃烧的射流导向熔池上方,而其余部分的氧气则以一个紧密的专门用于熔池脱碳的射流被导入熔池中。通过调整喷咀的,主要影响此宽射流的角度和其动量的形状,以及调整喷咀在熔池以上的高度来取得所期望废气的PCD。重要的是,不将该枪的喷咀置于此铁/渣混合物中或穿过它,从而保证经此枪吹过的氧气部分在铁熔池上方燃烧。
以给定的PCD的后燃烧所产生的热的部分,即实际上被熔池吸收或传于其中的热,除去损失于炉衬和放出的气体外,指的是其传热效率(HTE)。本发明的一个重要特点是不将枪埋入熔池,从而保证在熔池上方发生后燃烧。如果将枪埋入的话,只有很少的热被吸收或被传递至熔池。结果本发明的HTE大概是50%或更低。现与在埋枪时所达到的HTE相反,达到80-90%的量级。埋枪需要充裕的固态碳,以防止Cr和Fe自此铬合金熔池大量再氧化到渣中,并防止渣发泡。持续阶段1,即伴随着底吹含氧气体使氧气经此枪通过直至熔池的碳含量降到不超过1.5%(重量),较好是小于1.0%(重量),更好是小于0.7%(重量)而最好是降到0.5%(重量)为止。此时,全部铬的Cr回收率应至少为约70%,而此铬合金熔池应至少含2%(重量)的Cr,而且其温度不大于1750℃。更好是Cr回收率至少应为约70%(重量),而此铬合金熔池应含至少5%(重量)Cr,而最好是Cr回收率应至少为约85%(重量),而铬合金熔池应至少含8%(重量)Cr。
本发明的另一重要特点是控制渣碱度和MgO/Al2O3的比值。渣碱度以(%CaO+%MgO)/%SiO2的重量比确定。渣碱度应至少为1.0,较好为至少1.5,更好为至少2.0而最好为至少2.5。较高的渣碱度已知是降低渣中的Cr的平衡浓度的,因此提高了Cr回收率。但渣碱度不应超过约3.0,这是因为在高的CaO和MgO的浓度下,由于提高了液相温度使渣变得过粘。存在于渣中的Al2O3最好应在15-25%(重量)范围内。同样,MgO应在10-20%(重量)之间,而MgO/Al2O3应在0.3-0.8%之间。
本发明的另一重要特点在于控制比渣量,kg渣/MT金属。若此渣量变得过高,则渣的有效混合就变得非常困难。该渣量,除去在阶段1和2中积累于其中的铬的氧化物外,不应超过400kg/MT金属,较好是不应超过350,而更好是不应超过300。通常,在经底吹风咀喷吹气体的强烈混合作用期间,该渣进入熔池。当渣量增加到远超过300kg/MT金属时,大部分的渣聚成渣层,其中,渣层中缺乏混合就抑制了反应的动力学和后燃烧热的传递。结果,此渣量对于给定的铬铁矿的化学性质而言可限制了铬铁矿矿石的加入量。阶段2
在本发明的工艺的第二阶段期间,将此熔池脱碳至,或接近于正在生产的不锈钢等级所要求的C的规格。这一阶段的开始的标志是中断氧气经该枪通过和开始减少经搅动装置的含氧气体的喷入。在AOD中的脱碳过程要求包括非氧化性气体如惰性气体,如Ar和含氧气体,其中O2/Ar的比率有次序地降低。即,相对于氧流量的惰性气体流量增加。在AOD中的这种过程最好以约4/1的O2/Ar比开始,这将在15-30分钟的期间分段地或连续地降到1/1。对此铬合金熔池取样,然后继续脱碳搅动,若需要,再以1/3的O2/Ar之比再继续大约10分钟。在补偿搅动气体的热损失和显热之后,若需要抵销脱碳所产生的热,可将碳废钢或不锈钢废钢作为冷却剂加入,从而保持大致恒定的熔池温度,最好保持在1600-1650℃的范围内。若反应器是VOD,通过大量降低压力使搅动装置运行。溶解的氧变得过饱和并与残留的碳反应而形成CO,借此使熔池脱碳。这样熔池就由强烈放出的CO所搅动。
本发明的另一重要特点是,在第二阶段期间没有大量的铬被再氧化到渣中去。在由铬铁和不锈钢废钢产生的铬合金熔池的常规脱碳期间,随着碳含量的下降,铬和铁被氧化成渣,如Cr2O3、FeO·Cr2O3、CrO(1)和EeO(1)。这种再氧化是由于尽管降低了CO的分压,但在脱碳期间碳的热力学活度下降,从而由该熔池中的碳-氧平衡所控制的氧分压上升的结果。一般,在此铬合金熔池中至少10%,而多达30%的铬可以这种方式再氧化,结果在这一点上使铬回收率明显下降。现有技术中的一个重要的固有缺点在图4中作了示意性的说明。即,当持续脱碳时,熔池中的Cr含量可由,比如说约10%(重量)降到低达标号42所示的7%(重量)。
对比之下,按本发明,熔池中的铬大量再氧化成渣是被来自阶段1的未被还原的铬铁矿的存在所阻止的。它的存在保持了渣中FeO·Cr2O3、以及Cr2O3和CrO(1)的较高的热力学活度,尽管在脱碳结束时有较高的氧分压,却借此降低了使铬再氧化的驱动力。这在图5即本发明中以标号44示意地说明。这在反应器为VOD时的情况下也是确实的,其中CO的分压因真空而不是因用Ar稀释而下降的。尽管在VOD中以真空使CO分压下降,但由于C的热力学活度下降,所以Cr2O3的活度趋于上升。当在AOD中时,来自阶段1的未还原的FeO·Cr2O3的存在趋于保持Cr2O3的高活度,借此将Cr的另外的氧化减至最小。在本发明阶段1中的脱碳末期可能出现有限量的再氧化。类似地,在本发明阶段2的前期可能会出现有限量的以碳进行的铬铁矿熔炼。结果,铬的回收率大致保持得与阶段1末时的相同,而且大致与在精炼不锈钢的常规实践中的脱碳末期通常遇到的情况相同。阶段3
本发明的工艺中的阶段3也是一还原阶段,但其中准金属Si、Al、Ti、Mg或Ca中的一种或几种是还原剂,而不是碳。还有,将非氧化性气体,如Ar,最好是高纯Ar经搅动装置喷射,以便靠着溶于铬合金熔池中的该还原剂与各种铬和铁的氧化物的接触而进行激烈的混合。这些氧化物被还原成溶解的金属,从而根据铬-铬氧化物平衡或准平衡,一般将铬回收率提高到95%以上。在达到平衡的情况下的高碱度渣与该金属的激烈混合的条件下,完成铬从渣到金属的最大转移。所谓准平衡指的是铁水-渣的界面运动足以导致该铁熔池和含铬的氧化物的渣之间的动态平衡,从而导致非常接近的铁和渣之间的化学和热平衡。
用这些准金属还原剂还原铬铁矿是放热的,从而弥补了搅动气体的热损失和显热的需求。对熔池的热调整可通过添加冷却剂,如废钢或任何所需的,对配平是必要的添加剂来实现。配平添加剂可包括满足最终Cr规格的少量不锈钢废钢或铬铁。本发明的小规模实验
将铁水加入装有工业用多孔塞的,经预热的1/2吨小型反应器中,该塞是用于通过Ar气的。将铁在一550kg容量的空气感应炉中熔化,然后经一漏斗放到此反应器中。铁水尽可能热地放出,一般为1700-1750℃,以克服因铁水量少和炉料的大的显然需求而产生的相当高的热损失。通过在此小型反应器中的D-Cast工作衬和铝矾土保护衬,使经过反应器壁和上部开口的热损失仅为9℃/分。用于本发明该小型实验的反应器的能力限于只有底部搅动装置,因此不选择自顶枪吹氧脱碳和反燃烧的方案。
将冷的,含碳和造渣剂的部分金属化的铬铁矿球团加到此装有铁水的反应器中。表1列出了球团的特征,其中小写字母“t”和“m”指的是“总的”和“金属化的”。
表Ⅰ
%Crt | %Crm | %Crm/%Crt | %Fet | %Fem | %Fem/%Fet | %C |
30.4 | 16.5 | 0.54 | 19.7 | 17.4 | 0.88 | 4.7 |
%Al2O3 | %MgO | %SiO2 | %CaO | %P | %S |
15.9 | 11.4 | 7.6 | 0.3 | 0.004 | 0.15 |
完成加料后,对熔池和渣取样,在实验期间每2-3分钟测一次温。表Ⅱ给出了本发明12炉实验的关键条件和结果。
表Ⅱ
实验 | Ⅰ | Ⅱ | Ⅲ | Ⅳ | Ⅴ | Ⅵ | Ⅶ | Ⅷ | Ⅸ | Ⅹ | Ⅺ | Ⅻ |
矿石类型矿石用量(Kg/MT) | 铬铁矿25 | 铬铁矿40 | 铬铁矿44 | 铬铁矿37 | 铬铁矿89 | 铬铁矿39 | 铬铁矿35 | 铬铁矿130 | 铬铁矿43 | 铬铁矿192 | 铬铁矿64 | 铬铁矿64 |
O2/Ar总的气体流量(NM3/分/MT)平均温度(C)熔炼时间(分)Ar清洗(分) | 00.6143814- | 00.614327.7- | 1.50.61479190 | 0.50.6148013.50 | 1.750.6146221.60 | 0.50.61521160 | 0.50.6148718.250 | 4.50.61482440 | 0.50.6149416.53 | 4.750.61477715 | 4.00.6141520.50 | 4.00.6146224.00 |
起始熔池%C起始熔池%Si起始熔池%Al起始熔池%Cr | 1.580.0200 | 1.941.770.070 | 1.941.820.160 | 1.351.0100 | 1.232.1500 | 1.910.220.830 | 1.721.1700 | 1.462.2300 | 1.941.180.019.94 | 1.745.580.030 | 0.290.480.050 | 1.800.910.110 |
最终熔池%C最终熔池%Si最终熔池%Al最终溶池%Cr | 1.820.020.010.55 | 1.981.480.011.15 | 1.831.110.011.37 | 1.430.0820.011.22 | 1.411.330.012.12 | 2.020.440.011.25 | 1.760.740.011.09 | 1.651.020.052.68 | 1.90.730.0110.83 | 2.192.920.025.6 | 1.990.2401.48 | 3.320.3501.88 |
(CaO+MgO)/SiO2MgO/Al2O3 | 1.60.5 | 1.40.6 | 0.950.5 | 1.80.7 | 1.80.7 | 2.80.3 | 2.60.6 | 2.10.6 | 1.60.3 | 1.60.6 | 1.00.4 | 1.00.4 |
渣量(Kg/MT) | 31 | 44 | 48 | 40 | 97 | 48 | 42 | 199 | 48 | 295 | 40 | 53 |
KgM氧消耗/MT%被C消耗%被Si消耗%被Al消耗 | 0.1210000 | 0.3735569 | 0.85315910 | 0.2929710 | 0.7727730 | 0.5312088 | 0.4126740 | 1.3328657 | 0.5339610 | 2.3317830 | 0.9529674 | 1.4532635 |
渣%Cr2O3平均Cr回收率 | 3.979 | 1.1599 | 0.799 | 3.796 | 5.284 | 2.797 | 0.598 | 6.275 | 2.194 | 1.198 | 2.498 | 3.096 |
实验Ⅰ说明了在14分钟,以至少54%Cr金属化的预还原的铬铁矿球团开始的条件下,用碳作还原剂及不吹氧时,Cr回收率达到约79%。若以Si和C作还原剂,仍不吹氧,在不到8分钟的时间里,如实验Ⅱ所表明,Cr回收率大为改进(达99%)。实验Ⅲ说明,当吹氧时(O2/Ar=1.5),在存在C和Si两者的情况下,仍达到高的Cr回收率(在表Ⅱ中未示出实验Ⅲ,在8分钟时该实验中的Cr回收率约90%。),但时间要超过2倍(19分)。
实验Ⅳ基本上重复实验Ⅲ,但喷射气体中的O2/Ar比率降低,并降低了熔池%Si。以相等的冶炼时间得到大约相同的Cr回收率的结果(96%)(在表Ⅱ中未示的是该实验中在14分钟时为95%的Cr回收率)。
实验Ⅴ证实了较大渣量的负效果。对于与实验Ⅲ大致相同的熔池%Si和%C及喷入气体的O2/Ar比而言,双倍的渣量使Cr回收率从于19分时收于该实验中的99%降到于22分时收于实验Ⅴ的约84%。
实验Ⅵ也重复实验Ⅳ,但用Al而不是Si作共同还原剂。实验Ⅷ重复实验Ⅳ,但渣碱度较高,结果得到适度的Cr回收率。这表明在达到高Cr回收率(98%)方面,Al象Si一样有效。
将实验Ⅷ与实验Ⅲ和Ⅴ对比,结果表明,提高了的渣量和较高的喷入气体的O2/Ar比的效果由于降低了Cr回收率使之降到75%。被注意到的是,既不是实验Ⅴ,也不是实验Ⅷ继之以仅用Ar的清洗。但实验Ⅸ和Ⅹ继之以3-5分钟的Ar清洗,这大大地将Cr回收率分别提高到94%和98%。在实验Ⅸ中,起始熔池Cr含量约为10%,但渣量仅为50kg/MT而O2/Ar比则相当低。在实验Ⅹ中,象除Ⅸ外的其它实验一样,开始时熔池中无Cr,但渣量被提高了6倍至约300kg/MT,而喷入气体中的O2/Ar比为全部实验中的最高水平,即恰好在5以下。在此实验中,不同时地,而是以10分钟的间隔加球团和造渣剂,以便使每一次投料后通过Si和C的燃烧使缺乏热量的此小形反应器重加热。最后一批从实验终止算起的约20分钟时,这包括Ar清洗,加入,结果清楚地表明,尽管搅拌装置的起始O2/Ar比很高,而且渣量大,但在继之以Ar清洗时,达到高的Cr产率(98%)是可能的,后者相当于本发明的阶段3。
最后,实验Ⅺ和Ⅻ表明,若在实验结束时存有一些Si(约0.3%(重量)),则以小渣量,在高的O2/Ar比时达到的Cr回收率在95%以上。但实验Ⅹ表明,尽管有很高的最终Si含量,在高的渣量时,需要短的Ar清洗以便达到高的Cr回收率。在实验Ⅺ和Ⅻ期间,将一些Si(约3kg)加入熔池中,以便通过燃烧产生所需的热,但在该实验近于结束时,此硅已被消耗尽了。
本发明的工业运行实施例
本发明可以一种如图1中所示的反应器被用来生产各种不锈钢,其中金属铬组元的范围可直接来自铬铁矿矿石。其余的铬可来自上道工序熔化的不锈钢废钢和可在还原完成后作为配平添加剂加入的少量铬铁。直接得自铬铁矿的金属铬组元的数量取决于按本发明所选的工艺条件。
现列出10个实施例以说明本发明提出的工业用途。表Ⅲ列出了本发明的阶段1的工艺条件和结果,其中关键参数被改变了。被注意到的是,本发明的用途不限于所选的参数的范围中。比如虽然在表Ⅲ中对于全部给出的实施例而言,铁熔池的起始温度是恒定的,但其可以是个参数。还有,为简便起见,将这些实施例限于生产含10%(重量)Cr、0.05%(重量)C和余量是Fe的基础合金。这种基础合金很适合AISI409不锈钢,而该钢可容易地用此基础合金,通过配平添加而制成。本发明可被用于在熔池中获得较高的铬含量,但也伴有更多的渣量,这将限制得到最大的铬含量。在表Ⅲ中,于阶段1中生产的此合金根据所选的条件改变铬含量。于阶段1中所生产的合金和欲生产的此基础合金间的铬含量差则通过在阶段Ⅲ中加铬铁进行调整。
表Ⅲ
在阶段1中熔炼铬铁矿的实施例
基准:得自阶段1的1MT Fe-Cr-C合金
实施例 | A | B | C | D | E | F | G | H | I | J |
还原剂铁熔池条件加入量(KG/MT)%C%Cr%Fe温度(F)铬铁矿条件COND.加入量(KG/MT)%Cr-金属化的%Fe-金属化的碳温度(F)造渣剂CaO(KG/MT)SiO2(KG/MT)MgO(KG/MT)Al2O3(KG/MT)气体条件%PCD%HTEO2/ArO2 消耗 (NM3/MT)Ar 消耗 (NM3/MT) | C8661.5098.51600332105020.7120010853002550911513 | C8521.5098.51600332105022.8120011053002550913115 | C8531.5098.51600334509017.51200108530025509819 | C8531.5098.51600334509016.51200107530025509768 | C8531.5098.51600333509016.31200107530030509789 | C&Si8531.5098.51600334509012.61200103300025509577 | C&Si8521.5098.5160033450908.91200106170025509425 | C&Si8521.5098.51600336509013.312001280300044612 | C&Si9841.82098.216006850904.32512503336004123 | C&Si9413.89096.11600194000120012901816004287 |
表Ⅲ(续)
实施例最终熔池条件%C%Si%Cr%FeCr产率(%)渣量(KG/MT)%CaO%SiO2%MgO%Al2O3%Cr2O3温度(C)时间脱碳速度(%C/MIN)脱碳时间(MIN)Si的使用Si加入量(KG/MT) | A0.707.591.87327336.024.012.117.59.616000.1255.30 | B0.708.990.48727737.925.312.518.05.216000.1260.80 | C0.708.790.68527337.525.112.718.65.816000.1245.00 | D0.708.790.68527237.525.012.718.05.816000.1533.10 | E0.708.790.68527137.525.012.718.05.816000.1240.60 | F0.708.890.58526537.124.713.114.96.016000.1229.29.6 | G0.708.890.58526937.424.913.013.85.916000.1219.216.3 | H0.708.890.58530939.526.314.214.25.216000.0667.429.7 | I0.701.597.88530042.728.512.914.91.016000.0620.538.1 | J0.705.194.28530041.827.912.614.93.216000.0623.035.0 |
在全部实施例中,为达到合适的铬回收率所需的熔炼时间小于或等于脱碳时间。
被注意到的是,当改变每个实施例的参数时表Ⅲ的热平衡通过调整炉料中的碳的重量百分比或调整金属液中的起始%(重量)C而被保持,上述两种碳参数是决定在该脱碳速度下的脱碳时间及因脱碳而产生的热的。
表Ⅳ给出了全部三阶段的简单的Si和Cr的平衡,从而终于完成了该基础合金的生产。所示的是Si的消耗和每个阶段中得到的熔池%(重量)Cr。取决于预金属化程度的阶段1的Cr回收率被示于表Ⅲ中。假定在阶段2中没有附加的于渣中的铬损失。对于阶段3而言,假定所有的实施例的Cr回收率为97%。任何对于制造该基础合金所需的铬缺额由阶段3中的铬配平弥补。
节约生产成本的推算值也示于表Ⅳ中,该值是按基准生产成本,即指的是常规操作,的百分比算出来的,其中的金属Cr组元是以$1.43/kgCr计价的。在基准操作中,来自不锈钢废钢和铬铁的Cr组元的定价相同。对于本发明的实施例而言,铬铁矿矿石的价格,包括运费,是按$137.50/MT矿石取的。最后,Si价假定为$0.88/kg。生产成本计算中所需的所有的其它成本均以该基准操作的假定价格为基础。
表Ⅳ
阶段1-3的Si和Cr平衡
基准:得自阶段2的1MT合金
实施例A和B
实施例 | A | B | C | D | E | F | G | H | I | J |
阶段1Si加入量(KG/MT)熔池Cr(%)阶段2si加入量(KG/MT)熔池Cr(%)阶段3si加入量(KG/MT)熔池Cr(FROMORE,%)Cr配平(KG/MT)最终熔池Cr(%)总Si(KG/MT)节约生产成本的估算值(%)(%) | 07.507.511.99.92.91011.916.2 | 08.908.95.19.91.3105.117.9 | 08.708.75.010.01.1105.021.4 | 08.708.75.010.01.0105.022.1 | 08.708.75.310.01.1105.021.8 | 9.68.808.85.010.00.81014.621.1 | 16.38.808.85.010.001021.320.9 | 29.78.808.85.010.00.41034.714.3 | 38.11.501.50.91.891.01039.015.3 | 355.105.14.15.846.91039.10.5 |
在这两个使用如图1所示反应器的本发明的实施例中,展示了将在阶段1中的总铬量的铬回收率从73%提高到87%的效果。除预还原的铬铁矿炉料的被固定的碳的%之外,全部其它的参数不变。后燃烧程度和传热效率分别设为25%和50%。此二实施例的铬铁矿加料速度相同,它处于导致阶段3中的基础合金的水平上。
因为对于同样的预金属化程度而言,为达到较高的铬回收率,为熔炼铬铁矿需要更多的碳,所以较高的铬回收率是与提高碳的需求量是一致的。因为碳还原铬铁矿是吸热的,所以额外的碳必需被脱碳以满足热平衡。这导致了多少长一些的脱碳时间。被注意到的是,这两个实施例的脱碳时间,比如是约1小时,与同时进行的冶炼所需的时间,如从小型实验的结果所表明的,比如,约20分钟是过长了。
在阶段1中产生的合金的Cr含量随Cr回收率升高。渣量适度地增加,但在二种情况下却远远低于400kg渣/MT,而且它不是限制性因素。在阶段3中,实施例A比实施例B加入了更多的Si,以便在前一情况下从阶段1回收更大量的未还原的铬铁矿。尽管如此,生产成本的节约效果是适度的,它下降了约2%。实施例A和C
在此二实施例中,改变铬铁矿矿石的预金属化程度以反映预还原的效果。该预还原步骤可用窑或转底炉进行,其中铬铁矿矿石与含碳材料混合,并以固态被部分金属化,除预还原铬铁矿炉料的被固定的碳的%外,其它所有的参数不变。当为了熔炼需要较少的碳作还原剂时,这随着提高金属化程度而减少。结果脱碳时间大为减少。
在实施例A和C中,在阶段1中熔炼的铬铁矿的Cr回收率是相同的(70%)。但,由于在实施例C中所加的铬铁矿的金属化程度比实施例A中的高,所以在阶段1中全部铬的净Cr回收率从73%升高到85%。结果,在阶段1中所产生的合金的Cr含量升高了。还有,在阶段3中,为回收来自阶段1的少量未还原的铬铁矿需要较少的硅。提高了预金属化程度及随之而来的较高的Cr回收率,对于生产成本有很大的影响。实施例C表明生产成本的节约较多,约21%。实施例C和D
将实施例D与C对比,其中脱碳速度从0.12%C/分提高到0.15%C/分。阶段1中的最大效果在于此脱碳时间和热平衡方面,而这是在较短的脱碳时间中的较小的热损失的结果。结果,脱碳从45分减少到33分,而且被铬铁矿固定的碳的%适度地从17.5降到16.5%(重量)。
在阶段3中,此二实施例消耗了大约同样量的硅,但生产成本的节约升到所有情况下的最高点,如22%,这主要是由于减少了耐火材料消耗的结果。实施例C和E
在这两个实施例中,%PCD作为一个参数被改变,其余的全部不变。将PCD从25%提高到30%,同时保持HTE为50%不变,则对于热平衡的碳需求,因而对于脱碳时间有适度的影响。还有,由于在阶段3中的硅消耗量对此二实施例而言是大约相同的,生产成本节约适度提高了约1/2%。实施例C、F和G
实施例F是欲与实施例C对比的,在表Ⅲ中一系列实施例中第一个具有硅作为阶段1中的共同还原剂的实施例,其中所有的其它关键参数是相同的。现在确定用于脱碳热的碳较少,因而随之而来的灰份也较少,最大的影响在热平衡方面。这将脱碳时间由大约45分显著降低至大约29分,降低35%。令人惊讶的是,尽管往渣中增加了SiO2和CaO,但渣量仍适度减少。但,仍有较少的渣是因较低的脱碳速率的渣。
与实施例C相比,实施例F用了多得多的硅,但这对生产成本的节约并无不利影响,而表现出的为大致相同的水平。这是由于减少了脱碳时间,弥补了以假定的硅与铬的相对价格计的较高的硅用量(假定为铬铁中Cr价格的约60%,1kg对1kg)。
在实施例G中,以提高得比实施例F中更多的Si代替碳作还原剂,其中在阶段1中加了16.3kg Si,这相当于9.6kg/MT。结果,被固定的碳%从17.5%(实施例C)降到12.6%(实施例F)再到8.9%(实施例G)。脱碳时间相应地从45分(实施例C)降到29分(实施例F)再降到19分(实施例G)。虽然在实施例G中总的硅消耗量与实施例C相比显著上升,但以Si相对于Cr的假设价格计,生产成本的节约实际上保持未变。实施例C、F和H
虽然在实施例F和H中,Si和碳一起作共同还原剂,后者取PCD为0,相当于没有来自顶枪的脱碳和后燃烧。不象用顶枪的实施例A-G,实施例H相当于没有用于脱碳和后燃烧的情况。脱碳速度降低了50%,达到0.06%C/分,这是因为脱碳是仅用底吹风咀产生的。为弥补热平衡方面的,来自后燃烧的热损失,硅的消耗大量增加,而碳消耗则适度增加。结果,渣量也大大增加到309kg/MT。脱碳时间急剧增加到超过1小时,增加因热损而带来的热负荷。这些变更的全部的综合将生产成本的节约减少到14%。实施例I和J
实施例I和J指的是与前面各实施例相比是明显不同的工艺构成。在实施例I中,铬铁矿被部分金属化,并于冷态送往TBRR,这可能与在熔炼车间不加预还原剂的情况相当。在实施例J中,将未还原的铬铁矿精矿以热态加于TBRR中。这是一种用便宜的窑炉将入炉材料仅预热但不金属化的情况。在实施例I和J中,PCD也为0,这是因为未用顶枪,而脱碳速度也很低的缘故,其中脱碳总体上是借助底部风咀。硅和碳一起是主要的还原剂,而后者在前面的EAF中被溶于铁金属料中。
此二实施例很快达到了高的渣量,这就限制了总的铬铁矿的加入重量。300kg/MT的渣量是作为此二实施例的限度而取的。脱碳时间很短,比如,约20-25分,但可通过减小Si/C还原剂比而延长。假定于该脱碳时间内Cr回收率可达85%,则熔池中的来自该铬铁矿的Cr含量,对此二实施例而言,是明显下降的,如,对实施例I和J而言,分别为1.5%和5.1%。因为在这些实施例中以便宜的铬铁矿提供的,每吨10%(重量)Cr的合金中的Cr组元较少,及高的硅消耗,所以生产成本方面的节省明显下降。生产成本中的这种节省在实施例J中几乎没有,而对实施例I而言则明显是负的。
应理解的是可对本发明作各种变更,而不违背其精神和范围。因此,本发明的限制应以所附的权利要求而定。
Claims (43)
1.通过在一精炼反应器中原地熔炼金属氧化物生产不锈钢的方法,它所包括的步骤为:
在此反应器中提供铁/渣熔池混合物,
该铁熔池含溶解的碳,
该反应器包括底部搅动此铁熔池的装置,
将与氧结合的铬金属加于此铁熔池中,
将含氧气体经此搅动装置喷射,以进行脱碳和激烈搅动此铁溶池、渣和与氧结合的金属,借此形成具有降低到其最终规格的碳的铬合金熔池,
将准金属还原剂加于此反应器中,及
经此搅动装置喷非氧化性气体以清洗此合金熔池,直至保持动态平衡和铬回收率最大时为止。
2.权利要求1的方法,其中该反应器包括顶吹氧装置及使氧气经此吹氧装置通入此反应器的辅助步骤,
部分氧气被排放在该铁熔池上方以进行CO和H2的后燃烧,而其余的氧气被喷入此铁熔池中以进行此铁熔池中的碳的脱碳而成为CO。
3.权利要求2的方法,其中该氧气为基本上纯的氧。
4.权利要求1的方法,其中该含氧气体选自基本上由空气、富氧空气、纯氧、水、水蒸气或其混合物构成的物组。
5.权利要求4的方法,其中该含氧气体还另外包括Ar、N2或其混合物。
6.权利要求2的方法,其中经过此喷吹装置的氧气和经过此搅动装置的含氧气体的总的比流量为至少0.5NM3/分/MT。
7.权利要求2的方法,其中经过此喷吹装置的气体和经过此搅动装置的气体的总的比流量为2-4NM3/分/MT。
8.权利要求2的方法,其中总气体流量的30-60%经此搅动装置流入此反应器。
9.权利要求2的方法,其中经过此喷吹装置的气体是基本上纯的氧,而经此搅动装置喷吹的气体中的氧与非氧化性气体的摩尔比小于4。
10.权利要求2的方法,其中CO和H2的后燃烧程度小于50%。
11.权利要求10的方法,其中CO和H2的后燃烧程度为20-30%。
12.权利要求2的方法,其中在后燃烧期间的该搅动气体中的氧与非氧化性气体的起始摩尔比为4/1。
13.权利要求权利要求12的方法,其中该搅动气体中氧与非氧化性气体的摩尔比,在接近脱碳结束时降为1/1。
14.权利要求13的方法,其中在接近脱碳结束时,该搅动气体中氧和非氧化性气体的摩尔比降到约1/3。
15.权利要求2的方法,其中吹氧前该熔池的温度为1500℃-1750℃。
16.权利要求2的方法,其中该合金熔池含0.5-1.5%(重量)C,至少2.0%(重量)Cr,而全部铬中的铬回收率在后燃烧结束时为至少70%。
17.权利要求1的方法,其中该与氧结合的金属包括至少10%金属化的铬的氧化物和至少50%金属化的铁的氧化物。
18.权利要求1的方法,其中该与氧结合的金属为含25-55%Cr2O3,余量为FeO、MgO、SiO2、Al2O3和CaO的铬铁矿精矿,而且其中Cr和Fe的重量比在0.9-3.5之间。
19.权利要求1的方法,其中该与氧结合的金属被预热到至少1000℃。
20.权利要求1的方法,其中该与氧结合的金属中包含碳质还原剂、准金属还原剂和造渣剂。
21.权利要求20的方法,其中该准金属还原剂是硅。
22.权利要求1的方法,其中该与氧结合的金属含有其量超过使此与氧结合的金属预金属化所需的固体碳。
23.权利要求2的方法,其中固体碳质还原剂和准金属还原剂中的至少一种被加于此初始铁熔池中。
24.权利要求1的方法,其中该初始铁熔池含0-15%(重量)Cr和0.5%(重量)而最多为饱和的碳。
25.权利要求1的方法,其中在该渣中,碱度被保持在1.0-3.0之间。
26.权利要求1的方法,其中该渣中的MgO/Al2O3的重量比被保持在0.3-0.8之间。
27.权利要求1的方法,其中在后燃烧期间,除Cr2O3或FeO外的渣量不超过400kg/MT。
28.权利要求27的方法,其中该渣量不超过300kg/MT。
29.权利要求1的方法,它包括将铬铁加于此合金熔池中以达到最终铬规格的附加步骤。
30.权利要求1的方法,其中最终合金熔池中的总铬的至少20%得自所加原料中的铬铁矿。
31.权利要求1的方法,其中该铁熔池是由来自碳素钢废钢、不锈钢废钢、直接还原铁、热压块铁、铁的碳化物及钢厂废料所组成的物组中的一种或多种固体钢铁材料熔化而成的。
32.权利要求31的方法,它包括为用此固态钢铁材料熔成熔池而提供熔炉的辅助步骤。
33.权利要求1的方法,其中该铁熔池在一铁熔炼炉中用固态铁或含铁的氧化物的材料产生。
34.权利要求1的方法,其中该与氧结合的金属来自由原铬铁矿矿石、铬铁矿精矿、金属化的铬铁矿矿石和含铬的氧化物的钢厂废料构成的物组。
35.权利要求1的方法,其中该反应器是AOD,而该搅动气体中的氧含量随该合金熔池中的碳含量向其最终碳规格趋近而减少。
36.权利要求1的方法,其中该反应器是VOD,而该合金熔池中的碳含量通过降低该熔池中的氧分压而降低。
37.权利要求2的方法,其后燃烧氧的流量不与脱碳氧流量相关地被控制。
38.权利要求2的方法,其中该吹入装置包括一具有一对气体通道的枪,该后燃烧氧流过此通道中的一个,而脱碳氧流经此通道的另一个。
39.权利要求37的方法,其中该后燃烧氧通道包括多个喷咀,而该脱碳氧通道包括一个喷咀。
40.通过在一顶-底吹精炼反应器中原地熔炼金属氧化物生产不锈钢的方法,它包括以下步骤:
阶段1-在该反应器中提供含碳铁/渣熔池混合物,
该反应器包括顶吹氧装置和用于底搅动此铁熔池、加与氧结合的金属、含碳材料和造渣剂于此反应器中的装置,
氧气经此吹气装置通过,
该氧气的一部分排放在该铁熔池的上方,以进行CO和H2的后燃烧,而其余的氧气被喷入此铁熔池以进行此铁熔池中的碳的脱碳而成CO,
经搅动装置喷含氧气体,以进行在该铁熔池中的脱碳,和该铁熔池、渣、和与氧结合的金属的激烈混合,借此形成铬合金熔池,
阶段2-中断使氧通过此吹气装置,借此中断后燃烧和脱碳,并将该合金熔池中的碳含量减少到其最终碳规格,及
阶段3-将准金属还原剂加于此反应器中,然后经此搅动装置喷非氧化性气体以清洗此合金熔池,直至保持动态平衡和铬回收率达到最大时为止。
41.通过在一精炼反应器中原地熔炼金属氧化物生产不锈钢的方法,它包括的步骤为:
在该反应器中提供含至少0.5%(重量)C和温度至少为1500℃的铁/渣熔池混合物,
该反应器包括顶吹氧装置和底部搅动此铁水的装置,
将铬铁矿及含碳材料和造渣剂加入此铁熔池中,
经此顶吹装置通过氧气,
将该氧气的一部分排放在此铁熔池的上方以进行CO和H2的后燃烧,其中该后燃烧程度小于50%,而将其余部分的氧气喷入此熔池以进行此铁熔池中的脱碳而形成CO,
经此搅动装置喷含氧气体以进行此铁熔池中的脱碳及此铁熔池、渣和铬铁矿的使此熔池脱碳的激烈混合,借此在后燃烧结束时形成含不大于1.5%(重量)C、至少2%(重量)Cr和不高于1750℃的温度的铬合金熔池,
中断使此氧气经此吹氧装置通过,借此中断后燃烧及脱碳,然后在合金熔池的碳含量趋近其最终碳规格时减少此搅动气体中的氧含量,及
将准金属还原剂加入此反应器并经此搅动装置喷入非氧化性气体以清洗此合金熔池,直至动态平衡被保持及铬回收率为最大时为止。
42.通过在一精炼反应器中原地熔炼金属氧化物生产不锈钢的方法,它包括的步骤为:
在此反应器中提供含至少0.5%(重量)C而温度至少为1500℃的铁/渣熔池混合物,
此反应器包括顶枪和搅动此铁水的装置,
将用铬铁矿矿石生产的精矿、固体的碳质还原剂和造渣剂加入此铁熔池中,
该精矿含至少25%(重量)Cr2O3和至少7%(重量)FeO,
此精矿中的铬的氧化物至少10%被金属化而此精矿中的铁的氧化物至少50%被金属化,
经此枪使氧气通过,
该枪将部分氧气排放在此熔池上方以进行CO和H2的后燃烧,其中该后燃烧程度小于50%,而且该枪将剩余的氧气喷入此熔池以进行脱碳,
经此搅动装置喷含氧气体以在此铁熔池中进行脱碳和使此熔池脱碳的铁熔池、渣和铬铁矿精矿的激烈混合,借此在后燃烧之后形成含0.5-1.5%(重量)C、至少5%(重量)Cr、温度不超过1750℃的铬合金熔池,
停止使氧气经此枪通过,借此中断经此枪的后燃烧和脱碳,然后当合金熔池的含碳量趋近其最终碳规格时减少此搅动气体中的氧含量,
将准金属还原剂加入此反应器中并经此搅动装置喷非氧化性气体,以清洗此合金熔池,直至动态平衡被保持为止,其中该合金熔池中的铬的至少50%来自此铬铁矿精矿。
43.通过在精炼反应器中原地熔炼金属氧化物生产不锈钢的方法,其包括的步骤为:
在此反应器中提供含至少0.5%(重量)C和温度至少为1500℃的铁/渣熔池混合物,
此反应器包括顶枪及底部搅动此铁熔池的装置,
将与氧结合的金属,碳质还原剂,固体碳质还原剂或准金属还原剂中的至少一种及造渣剂加入此铁熔池中,
使氧气经此枪通过,
此枪有一对气体通道,
此枪将部分氧气经此通道之一排放在此熔池上方,以进行CO和H2的后燃烧,其中此后燃烧程度小于30%,而且此枪将其余部分的氧气经另一通道喷入此熔池以进行脱碳,
经此搅动装置喷射气体以进行脱碳和铁熔池、渣及与氧结合的金属的激烈混合,借此在后燃烧后形成含0.5-1.5%(重量)C、至少8%(重量)Cr和温度不高于1750℃的铬合金熔池,
此搅动气体是氧和非氧化性气体的混合物,
流经此枪的氧气及流经此搅动装置的含氧气体的总的比流量为2-4NM3/分/MT,
中断使氧气经此枪通过,借此中断通过此枪的后燃烧及脱碳,然后在此合金熔池中的碳含量趋近其终点碳规格时减少此搅动气体中的氧含量,
该搅动气体中的氧与非氧化性气体的摩尔比,在后燃烧期间不大于4/1,
将准金属还原剂加入此反应器中,及
经此搅动装置喷射非氧化性气体以清洗此合金熔池,直至动态平衡被保持为止,其中此与氧结合的金属的铬回收率为至少97%,而且此合金熔池中的铬的至少80%是来自此铬铁矿精矿。
Applications Claiming Priority (3)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US573316 | 1995-12-14 | ||
US573,316 | 1995-12-14 | ||
US08/573,316 US5702502A (en) | 1995-12-14 | 1995-12-14 | Method for direct use of chromite ore in the production of stainless steel |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN1167837A CN1167837A (zh) | 1997-12-17 |
CN1046968C true CN1046968C (zh) | 1999-12-01 |
Family
ID=24291481
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN96119757A Expired - Fee Related CN1046968C (zh) | 1995-12-14 | 1996-12-11 | 在不锈钢生产中直接使用铬铁矿矿石的方法 |
Country Status (16)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5702502A (zh) |
EP (1) | EP0779373B1 (zh) |
JP (1) | JP2865639B2 (zh) |
KR (1) | KR970043113A (zh) |
CN (1) | CN1046968C (zh) |
AT (1) | ATE234942T1 (zh) |
AU (1) | AU702699B2 (zh) |
BR (1) | BR9603943A (zh) |
CA (1) | CA2184317A1 (zh) |
DE (1) | DE69626760T2 (zh) |
ES (1) | ES2189850T3 (zh) |
IN (1) | IN190534B (zh) |
MX (1) | MX9605042A (zh) |
TR (1) | TR199601015A2 (zh) |
TW (1) | TW334478B (zh) |
ZA (1) | ZA967598B (zh) |
Families Citing this family (18)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US6245289B1 (en) | 1996-04-24 | 2001-06-12 | J & L Fiber Services, Inc. | Stainless steel alloy for pulp refiner plate |
JPH09310126A (ja) * | 1996-05-16 | 1997-12-02 | Daido Steel Co Ltd | 金属酸化物から金属を得る製造方法 |
JP3721154B2 (ja) * | 2002-10-18 | 2005-11-30 | 新日本製鐵株式会社 | クロム含有溶湯の精錬方法 |
KR100887859B1 (ko) * | 2002-11-07 | 2009-03-09 | 주식회사 포스코 | 크롬 광석의 직접환원을 통한 스테인레스강 제조방법 |
DE10317195B4 (de) * | 2003-04-15 | 2006-03-16 | Karl Brotzmann Consulting Gmbh | Verfahren zur Verbesserung der Energiezufuhr in ein Schrotthaufwerk |
US7648933B2 (en) | 2006-01-13 | 2010-01-19 | Dynamic Abrasives Llc | Composition comprising spinel crystals, glass, and calcium iron silicate |
US7637984B2 (en) * | 2006-09-29 | 2009-12-29 | Uop Llc | Integrated separation and purification process |
US8323558B2 (en) * | 2009-11-30 | 2012-12-04 | L'air Liquide Societe Anonyme Pour L'etude Et L'exploitation Des Procedes Georges Claude | Dynamic control of lance utilizing counterflow fluidic techniques |
US8377372B2 (en) * | 2009-11-30 | 2013-02-19 | L'air Liquide Societe Anonyme Pour L'etude Et L'exploitation Des Procedes Georges Claude | Dynamic lances utilizing fluidic techniques |
CN102485918B (zh) * | 2010-12-04 | 2013-09-25 | 山西太钢不锈钢股份有限公司 | 一种顶底复吹转炉冶炼不锈钢的方法 |
CN105154622A (zh) * | 2015-10-14 | 2015-12-16 | 华北理工大学 | 转炉炼钢吹炼复合氧化剂 |
CN105443873A (zh) * | 2015-12-22 | 2016-03-30 | 唐艺峰 | 一种不锈钢管及其制备方法 |
EP3601625B1 (en) * | 2017-03-21 | 2021-05-19 | Brother Group (Hong Kong) Limited | Process for preparing iron- and chrome-containing particles |
CN108893668A (zh) * | 2018-08-01 | 2018-11-27 | 中冶东方工程技术有限公司 | 铁素体不锈钢的生产方法 |
CN111208259B (zh) * | 2018-11-06 | 2022-03-22 | 宝武特种冶金有限公司 | 一种连铸结晶器保护渣的渣金反应模拟试验装置及其方法 |
CN109735676B (zh) * | 2019-03-19 | 2020-11-24 | 山西太钢不锈钢股份有限公司 | 一种低磷含铬铁水的生产方法 |
EP4212636A4 (en) * | 2020-09-10 | 2024-03-06 | JFE Steel Corporation | METHOD FOR PRODUCING CHROME-CONTAINED MELTED IRON |
EP4056720A1 (de) * | 2021-03-08 | 2022-09-14 | SMS Group GmbH | Verfahren zum herstellen einer ferrolegierung mit niedrigem kohlenstoffgehalt |
Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4565574A (en) * | 1984-11-19 | 1986-01-21 | Nippon Steel Corporation | Process for production of high-chromium alloy by smelting reduction |
JPH1172546A (ja) * | 1997-08-28 | 1999-03-16 | Sumitomo Heavy Ind Ltd | 磁場分布測定装置 |
Family Cites Families (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
NL8104474A (nl) * | 1981-10-01 | 1983-05-02 | Estel Hoogovens Bv | Vloeistofgekoelde lans voor het blazen van zuurstof op een staalbad. |
JPS58117852A (ja) * | 1981-12-29 | 1983-07-13 | Sumitomo Metal Ind Ltd | フエロクロム製造方法及び装置 |
DE3230013C2 (de) * | 1982-08-12 | 1985-07-25 | Krupp Stahl Ag, 4630 Bochum | Verfahren und Vorrichtung zur Erschmelzung von Chrom-Nickel-Stählen |
US4572747A (en) * | 1984-02-02 | 1986-02-25 | Armco Inc. | Method of producing boron alloy |
DE3850381T2 (de) * | 1987-08-13 | 1994-10-20 | Nippon Kokan Kk | Ofen und verfahren zur reduktion eines chromvorproduktes durch schmelzen. |
JPS6455360A (en) * | 1987-08-26 | 1989-03-02 | Sumitomo Metal Ind | Smelting reduction process for chromitite |
JPH01215912A (ja) * | 1988-02-24 | 1989-08-29 | Kawasaki Steel Corp | 含クロム溶鉄の製造方法 |
DK0474703T3 (da) * | 1989-06-02 | 1994-09-05 | Cra Services | Fremgangsmåde til fremstilling af ferrolegeringer i en reaktor med smeltet bad |
US5609669A (en) * | 1993-11-22 | 1997-03-11 | Brunner; Mikael | Method of manufacturing stainless steel |
US5567224A (en) * | 1995-06-06 | 1996-10-22 | Armco Inc. | Method of reducing metal oxide in a rotary hearth furnace heated by an oxidizing flame |
-
1995
- 1995-12-14 US US08/573,316 patent/US5702502A/en not_active Expired - Lifetime
-
1996
- 1996-08-28 CA CA002184317A patent/CA2184317A1/en not_active Abandoned
- 1996-08-29 TW TW085110521A patent/TW334478B/zh active
- 1996-09-09 ZA ZA967598A patent/ZA967598B/xx unknown
- 1996-09-09 IN IN1600CA1996 patent/IN190534B/en unknown
- 1996-09-27 BR BR9603943A patent/BR9603943A/pt not_active IP Right Cessation
- 1996-10-23 MX MX9605042A patent/MX9605042A/es unknown
- 1996-11-11 AT AT96118054T patent/ATE234942T1/de not_active IP Right Cessation
- 1996-11-11 EP EP96118054A patent/EP0779373B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-11-11 DE DE69626760T patent/DE69626760T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1996-11-11 ES ES96118054T patent/ES2189850T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-12-04 AU AU74157/96A patent/AU702699B2/en not_active Ceased
- 1996-12-06 JP JP8327148A patent/JP2865639B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1996-12-11 CN CN96119757A patent/CN1046968C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1996-12-13 TR TR96/01015A patent/TR199601015A2/xx unknown
- 1996-12-13 KR KR1019960065054A patent/KR970043113A/ko not_active Application Discontinuation
Patent Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4565574A (en) * | 1984-11-19 | 1986-01-21 | Nippon Steel Corporation | Process for production of high-chromium alloy by smelting reduction |
JPH1172546A (ja) * | 1997-08-28 | 1999-03-16 | Sumitomo Heavy Ind Ltd | 磁場分布測定装置 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JPH09176723A (ja) | 1997-07-08 |
CN1167837A (zh) | 1997-12-17 |
AU702699B2 (en) | 1999-03-04 |
ZA967598B (en) | 1997-03-26 |
MX9605042A (es) | 1997-06-28 |
IN190534B (zh) | 2003-08-09 |
TW334478B (en) | 1998-06-21 |
KR970043113A (ko) | 1997-07-26 |
AU7415796A (en) | 1997-06-19 |
TR199601015A2 (tr) | 1997-07-21 |
EP0779373B1 (en) | 2003-03-19 |
EP0779373A1 (en) | 1997-06-18 |
TR199601015A3 (zh) | 1997-07-21 |
JP2865639B2 (ja) | 1999-03-08 |
US5702502A (en) | 1997-12-30 |
ATE234942T1 (de) | 2003-04-15 |
CA2184317A1 (en) | 1997-06-15 |
DE69626760D1 (de) | 2003-04-24 |
DE69626760T2 (de) | 2004-02-05 |
ES2189850T3 (es) | 2003-07-16 |
BR9603943A (pt) | 1998-06-09 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN1046968C (zh) | 在不锈钢生产中直接使用铬铁矿矿石的方法 | |
EP1137815B1 (en) | A process and an apparatus for producing metals and metal alloys | |
EP2380995B1 (en) | Smelting vessel, steel making plant and steel production method | |
EP1034311B1 (en) | Direct smelting process for producing metals from metal oxides | |
CN101696460B (zh) | 一种含铁物料转底炉双联连续炼钢工艺方法及装置 | |
CN111235338A (zh) | 一种利用熔融还原炉生产超低微量元素铁水的方法 | |
CN111961785B (zh) | 一种铁浴熔融还原法生产超高纯生铁的方法 | |
CN1146497A (zh) | 转炉用铬矿熔融还原直接冶炼不锈钢方法 | |
US6364929B1 (en) | Method for reprocessing steel slags and ferriferous materials | |
JP3509072B2 (ja) | 製鉄・製鋼法 | |
JP2018003075A (ja) | 酸化鉄含有鉄原料の還元・溶解方法 | |
US4412862A (en) | Method for the production of ferrochromium | |
JPS6036613A (ja) | 含ニツケルステンレス素溶鋼の製造方法 | |
JP3290844B2 (ja) | 屑鉄の溶解方法 | |
JP2983087B2 (ja) | 溶融還元の操業方法 | |
JPS6237340A (ja) | 低窒素、低炭素フエロクロムの製造法 | |
JP2837282B2 (ja) | 含クロム溶銑の製造方法 | |
AU773259B2 (en) | A process and an apparatus for producing metals and metal alloys | |
US20030164062A1 (en) | Method relating to manufacturing of steel | |
JP2755027B2 (ja) | 製鋼方法 | |
JP3294466B2 (ja) | 転炉における高吹止Mn操業方法 | |
JP2007177294A (ja) | 溶銑製造方法及び転炉製鋼方法 | |
JPH01104709A (ja) | 溶融還元法 | |
JPH0637652B2 (ja) | 含クロム溶銑の製造方法 | |
JPH03277710A (ja) | 溶融還元による製鉄法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant | ||
C19 | Lapse of patent right due to non-payment of the annual fee | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |