CN114645108A - 一种残铁的处理方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种残铁的处理方法,利用残铁渣厚度、重量及残铁罐重量、残铁渣与铁水成分的关系,对残铁中硫含量进行推算及评估,提前确定所炼钢种硫含量是否达到工艺路线要求,按照硫含量合格时走BOF‑氩站‑CC工艺路线,不合格时走BOF‑LF‑CC工艺路线的方式,防止硫含量不合格走氩站而造成S高废品,降低生产成本,提高生产效率。进一步地,在吹炼前以赤泥氧化铁球替代矿石,温降小,吹损小,提高钢铁料收得率,降低了石灰消耗。在吹炼中期,铁渣活跃时期加入钢筋切粒替代矿石,冷却效果好,提高钢铁比,从而避免了残铁渣较多造成的喷溅事故。

Description

一种残铁的处理方法
技术领域
本发明涉及一种铁的冶炼,具体涉及一种残铁的处理方法。
背景技术
残铁是高炉欲休风前的最后1-2罐铁水,残铁带渣量大,铁水渣为低碱度炉渣,碱度为1.1-1.4,其二氧化硅的含量高,约为30%,温度< 1250℃,硫含量在1.0%左右。一罐铁水通常包括30%左右的铁水和70%左右的正常铁水,残铁(待渣)重量在100吨左右,残铁渣在10-20吨不等。残铁入转炉冶炼,在无铁水预处理设备,如扒渣机的情况下,残铁渣无法去除,P、S杂质多,转炉渣量大,易喷溅,且铁损失大,易出设备及人身安全事故,同时,P、S去除困难,不利于吹炼重点控制。残铁主要在 HRB400E钢种上冶炼,走BOF-氩站-CC工艺路线时,常因残铁渣中硫含量高,导致铁水硫含量高而无法提前测算,造成硫含量超标,废品率高。
发明内容
本发明涉及一种残铁的处理方法,解决了现有技术中,在无铁水预处理设备的情况下,残铁渣无法去除,P、S杂质多,转炉渣量大,易喷溅,且铁损失大,有严重的安全隐患等问题。
本发明涉及一种含残铁处理方法,包括以下步骤:
S1:吹炼前处理;
S2:前期吹炼:下枪,加入渣料;
S3:恒压变枪,升温化废钢:
S4:中期吹炼:
S5:根据计算公式计算硫含量;
S6:后期吹炼:根据硫含量选择后期吹炼路线,并吹炼至终点;
步骤S5中,硫含量的测量方法为:
S5-1:取铁水样,测得硫成分S1;
S5-2:测量残铁渣厚度D1及残铁罐重量为G1;
S5-3:倒渣;
S5-4:测量倒渣后残铁渣厚度D2和倒渣后残铁罐重量G2,计算硫含量 S2;
所述计算公式为:
S2=S1×(1+0.0015%)×N=1.000015×S1×[(G5-G4)/1.001×G4]
上式中,N为残铁相比于常规炉次中硫含量升高的倍数,G4为常规炉次铁水罐铁渣重量,G5为残铁罐内剩余残铁渣重量。
优选地,所述残铁罐内剩余残铁渣重量G5=(G1-G2)/(D1-D2)×D2。
优选地,所述残铁相比于常规炉次中硫含量升高的倍数N=[(G1- G2)/(D1-D2)×D2-G4]/[G4×(1+1‰)]。
优选地,步骤S6中,所述工艺路线包括BOF-氩站-CC工艺路线和BOF- LF-CC工艺路线;
当S2≥钢种目标含硫量时,选择BOF-LF-CC工艺路线,当S2<钢种目标含硫量时,选择BOF-氩站-CC工艺路线。
选择BOF-氩站-CC工艺路线时,终点一倒温度控制在1638-1643℃,出钢温度控制在1660℃±15℃;
选择BOF-LF-CC工艺路线时,终点一倒温度控制在1615-1625℃,出钢温度控制在1630℃±15℃。
优选地,在步骤S1中,所述吹炼前处理包括加入200-250kg赤泥氧化铁球;
优选地,所述赤泥氧化铁加入量为1.57-1.97kg/t(钢)。
优选地,在步骤S3中,将渣中氧化铁含量为8%-10%,碱度为1.6-1.8;或/和MgO为7%-12%。
优选地,步骤S4中,当转炉吹炼250-300秒时,或/和烟气一氧化碳在24%~25%时,停止炉内供氧并提起氧枪。
优选地,在步骤S5-3中,倒渣前温度为1360-1400℃。
优选地,在步骤S6中,反应至600-700s时,加入钢筋切粒200-250kg;
优选地,所述钢筋切粒的量为1.57-1.97kg/t(钢)。
本发明与现有技术相比具有以下有益的技术效果:
本发明涉及一种残铁的处理方法,利用残铁渣厚度、重量及残铁罐重量、残铁渣与铁水成分的关系,对残铁中硫含量进行推算及评估,提前确定所炼钢种硫含量是否达到工艺路线要求,按照硫含量合格时走BOF-氩站 -CC工艺路线,不合格时走BOF-LF-CC工艺路线的方式,防止硫含量不合格走氩站而造成S高废品。进一步地,在吹炼前以赤泥氧化铁球替代矿石,温降小,吹损小,提高钢铁料收得率,降低了石灰消耗。在吹炼中期,铁渣活跃时期加入钢筋切粒替代矿石,冷却效果好,提高钢铁比,从而避免了残铁渣较多造成的喷溅事故。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚,下面将结合本发明实施例,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。
需要说明的是,本发明中的“和/或”,如“特征1和/或特征2”,均是指可以单独地为“特征1”、单独地为“特征2”、“特征1”加“特征2”,该三种情况。
另外,在本发明的描述中,除非另有说明,“多个”的含义是指两个及两个以上;“数值a~数值b”的范围包括两端值“a”和“b”,“数值a~数值b+计量单位”中的“计量单位”代表“数值a”和“数值b”二者的“计量单位”。
下面对本发明实施例的残铁处理方法进行具体说明。
一种含残铁处理方法,包括以下步骤:
S1:吹炼前处理;
S2:前期吹炼:下枪,加入渣料;
S3:恒压变枪,升温化废钢:
S4:中期吹炼:
S5:根据计算公式计算硫含量;
S6:后期吹炼:根据硫含量选择后期吹炼路线,并吹炼至终点;
步骤S5中,硫含量的计算方法为:
S5-1:取铁水样,测得硫成分S1;
S5-2:测量残铁渣厚度D1及残铁罐重量为G1;
S5-3:倒渣;
S5-4:测量倒渣后残铁渣厚度D2和倒渣后残铁罐重量G2,计算硫含量 S2;
所述计算公式为:
S2=S1×(1+0.0015%)×N=1.000015×S1×[(G5-G4)/1.001×G4]
上式中,N为残铁相比于常规炉次中硫含量升高的倍数,G4为常规炉次铁水罐铁渣重量,G5为残铁罐内剩余残铁渣重量。
详细地,在没有铁水预处理设备的情况下,残铁的带渣量大,在S5-3 步骤中,使用行车吊起铁水罐的方式对铁水罐进行倒渣,在倒渣之前,须先观察渣面是否结壳,若有结壳,须借助炮机把结壳渣面打碎后再倒渣,倒渣量为60%-70%。
优选地,所述残铁罐内剩余残铁渣重量G5=(G1-G2)/(D1-D2)×D2。
优选地,所述残铁相比于常规炉次中硫含量升高的倍数N=[(G1-G2)/(D1- D2)×D2-G4]/[G4×(1+1‰)]。
S5-1步骤中,使用铁管垂直插入铁水罐水面,测量铁管粘渣长度,得到残铁渣厚度D1,倒渣后,采用同样的方式,测量得倒渣后残铁渣厚度 D2,由倒渣前后测量的残铁渣厚度可知,到处残铁渣厚度△D=D1-D2。
行车电子称量系统在残铁罐入场前,可获取残铁罐重量G1,行车倒渣后,获得残铁渣罐重量G2,由此可知,倒出的残铁渣重量G3=G1-G2。
由以上可知,每单位残铁渣的重量g=G3/△D=(G1-G2)/(D1-D2);
此时,残铁罐内剩余残铁渣重量为G5=g×D2=(G1-G2)/(D1-D2)×D2;
残铁罐内剩余残铁渣重量比常规炉次铁水罐铁渣重量多出的重量为△ G=G5-G4=(G1-G2)/(D1-D2)×D2-G4。
进一步地,所测残铁硫含量S2为铁渣和铁水的总硫量,包括纯铁水中的硫和铁渣中的硫。残铁渣与常规炉次铁水渣成分基本相同,所以,带渣铁水硫含量主要取决于铁水渣量。按照硫平衡计算,铁水渣量每增加1‰,相当于铁水硫含量升高0.0015%。由于残铁罐内剩余残铁渣重量会比常规炉次铁水罐铁渣量多,因此,残铁相比于常规炉次中硫含量升高的倍数N=△G/[G4×(1+1‰)]=(G5-G4)/1.001×G4。
因此,残铁硫含量
S2=S1×(1+0.0015%)×N=1.000015×S1×[(G5-G4)/1.001×G4]。
利用铁渣厚度、重量与硫含量之间的关系,对残铁硫含量进行计算评估,并相较于硫含量与目标钢种含硫量的要求,提前选择最佳工艺路线,避免S高废品的事故,节约生产成本,提高生产效率。
优选地,步骤S6中,所述工艺路线包括BOF-氩站-CC工艺路线和BOF- LF-CC工艺路线;
当S2≥钢种目标含硫量时,选择BOF-LF-CC工艺路线,当S2<钢种目标含硫量时,选择BOF-氩站-CC工艺路线。
在一些实施例中,所炼钢种为HRB400E,其含硫量须小于0.035%,当残铁含硫量S2≥0.035%时,选择BOF-LF-CC工艺路线,并吹炼至终点;当残铁含硫量S2<0.035%时,选择BOF-氩站-CC工艺路线,并吹炼至终点。当硫成分合格时,通过走生产成本较低的BOF-氩站-CC工艺路线,氩站吹氩和微调成分的功能,无需再次脱硫,节约生产成本。当硫成分高于目标钢种的含硫量时,及时调整工艺,选择BOF-LF-CC工艺路线,经过LF有电弧加热,进行脱硫脱氧去夹杂过程,进一步降低硫含量。
通过易测得的物理量及其之间的关系,对含渣量较大的残铁罐中硫含量的推算,来选择合适的工艺路线,在节约生产成本的同时,能避免生产高硫钢,减少废钢。
选择BOF-氩站-CC工艺路线时,终点一倒温度控制在1638-1643℃,出钢温度控制在1660℃±15℃;
选择BOF-LF-CC工艺路线时,终点一倒温度控制在1615-1625℃,出钢温度控制在1630℃±15℃。
详细地,选择BOF-氩站-CC工艺路线时,吹炼时间稍长,由于氩站无升温功能,故需根据生产节奏及工艺卡氩站温度要求来吹炼控制出钢温度,因此温度高于经LF工艺路线。选择BOF-LF-CC工艺路线时,吹炼时间会稍短,由于LF有升温功能,不需要很高温度出钢,且成分温度调节性大,生产节奏快。
优选地,在步骤S1中,所述吹炼前处理包括加入200~250kg赤泥氧化铁球;
优选地,所述赤泥氧化铁加入量为1.57-1.97kg/t(钢)。
由于残铁温度较低,<1250℃,以赤泥氧化铁作为冷却调渣剂,替代常规的矿石,可以增大渣FeO的含量,从而提高渣子的流动性,确保前期石灰的快速成渣,使后续正常吹炼作业更加平稳,避免喷溅。
使用矿石作为冷却调渣剂时,100kg矿石降温3℃、吹损8.9、碱度3.3,采用赤泥氧化铁球作为冷却调渣剂时,100kg赤泥氧化铁降温2.5℃、吹损 8.3、碱度3.7。使用赤泥氧化铁球,操作上平稳,比矿石温降小,在残铁自身温度较低的情况下,温降低,更柔和;吹损小,可提高钢铁料收得率;进一步碱度提高,可以降低石灰消耗。
优选地,在S3步骤中,氧压保持0.85-0.90MPa,枪位控制在1.6-1.7米;
优选地,在S3步骤中,氧压保持0.9MPa,枪位控制在1.6米。
优选地,在步骤S3中,将渣中氧化铁含量为8%~10%,碱度为1.6-1.8;或/和MgO为7%-12%。
优选地,氧压和枪位控制可以促进吹炼前期化渣,保持吹炼过程的稳定,转炉脱磷的正常进行。碱度控制在1.6-1.8的范围内,有利于脱P,若碱度过高,倒渣导致浪费,碱度过低,对炉衬不利,且P难脱。
优选地,步骤S4中,当转炉吹炼250-300秒时,或/和烟气一氧化碳在 24%-25%时,停止炉内供氧并提起氧枪。
详细地,当一氧化碳小于25%时,炉内Si还未氧化完全,硅氧反应升温过快,炉内的一氧化碳不会平稳上升,易发生喷溅;当一氧化碳小于24%时,炉内Si完全氧化,进入冶炼中期,CO反应期,炉渣易发粘,造成返钢,炉渣难倒。
优选地,在步骤S5-3中,倒渣前温度为1360-1400℃。
详细地,1360-1400℃为炉内碳氧转换期,此时倒渣有利于温度平稳上升,避免高温喷溅,有利于终点碳温协调出钢。
进一步地,倒渣过程中,摇炉角度在270-275°时,开始倒渣。
倒完渣继续吹炼作业,氧压0.85-0.90MPa,枪位控制在1.8-1.9米,二次造渣加入石灰500-600kg(4.5-5.0kg/吨钢),轻烧白云石500-600kg (4.5-5.0kg/吨钢),碱度控制在2.8-3.2。
优选地,在步骤S6中,反应至600-700s时,加入钢筋切粒200-250kg;
优选地,所述钢筋切粒的量为1.57-1.97kg/t(钢)。
详细地,反应至600-700s时,此时渣子处于活跃期,温度较高,炉渣流动性好,此时加入钢筋切粒替代矿石降温,在降温的同时,可以降低铁钢比,100kg可降温3℃,冷却效果更佳。
实施例1:
S1:吹炼前处理:加入200kg赤泥氧化铁球;
S2:前期吹炼:下枪,加入渣料:加入石灰3000kg,轻烧白云石500kg;
S3:恒压变枪,升温化废钢:氧压0.9MPa,枪位控制在1.6米,渣中氧化铁含量为9%,碱度为1.7;或/和MgO为10%;
S4:中期吹炼:当转炉吹炼280秒时,或/和烟气一氧化碳在24%时,停止炉内供氧并提起氧枪
S5:根据计算公式计算硫含量;
S6:后期吹炼:根据硫含量选择后期吹炼路线,并吹炼至终点;
步骤S5中,硫含量的计算方法为:
S5-1:取铁水样,测得硫成分S1=0.030%;
S5-2:测量残铁渣厚度D1=30cm及残铁罐重量为G1=149t;
S5-3:倒渣:倒渣前温度控制在1380℃;
S5-4:测量倒渣后残铁渣厚度D2=10cm和倒渣后残铁罐重量G2=136t,计算硫含量S2;
倒出的残铁渣重量G3=G1-G2=13t;
常规炉次铁水罐铁渣重量G4=3.3t;
残铁罐内剩余残铁渣重量G5=g×D2=(G1-G2)/(D1-D2)×D2=6.5t;
残铁罐内硫含量S2=S1×(1+0.0015%)×N=1.000015×S1×[(G5-G4)/1.001×G4]=0.029%;
经计算,S2<0.035%(HRB400E硫含量要求﹤0.035%),选择BOF-氩站-CC 工艺路线并吹炼至终点。
实施例2:
S1:吹炼前处理:加入230kg赤泥氧化铁球;
S2:前期吹炼:下枪,加入渣料:加入石灰3000kg,轻烧白云石500kg;
S3:恒压变枪,升温化废钢:氧压0.85MPa,枪位控制在1.7米,渣中氧化铁含量为10%,碱度为1.8;或/和MgO为12%;
S4:中期吹炼:当转炉吹炼300秒时,或/和烟气一氧化碳在25%时,停止炉内供氧并提起氧枪
S5:根据计算公式计算硫含量;
S6:后期吹炼:根据硫含量选择后期吹炼路线,并吹炼至终点;
步骤S5中,硫含量的计算方法为:
S5-1:取铁水样,测得硫成分S1=0.032%;
S5-2:测量残铁渣厚度D1=35cm及残铁罐重量为G1=155t;
S5-3:倒渣:倒渣前温度控制在1400℃;
S5-4:测量倒渣后残铁渣厚度D2=21cm和倒渣后残铁罐重量G2=142t,计算硫含量S2;
倒出的残铁渣重量G3=G1-G2=13t;
常规炉次铁水罐铁渣重量G4=3.3t;
残铁罐内剩余残铁渣重量G5=g×D2=(G1-G2)/(D1-D2)×D2=19.5t;
残铁罐内硫含量S2=S1(1+0.0015%)×N=1.000015S1×[(G5-G4)/1.001× G4]=0.156%;
经计算,S2>0.035%(HRB400E硫含量要求﹤0.035%),选择BOF-LF-CC工艺路线并吹炼至终点。
本发明涉及一种残铁的处理方法,利用残铁渣厚度、重量及残铁罐重量、残铁渣与铁水成分的关系,对残铁中硫含量进行推算及评估,提前确定所炼钢种硫含量是否达到工艺路线要求,按照硫含量合格时走BOF-氩站 -CC工艺路线,不合格时走BOF-LF-CC工艺路线的方式,防止硫含量不合格走氩站而造成S高废品,同时降低了生产成本,提高生产效率。进一步地,在吹炼前以赤泥氧化铁球替代矿石,温降小,吹损小,提高钢铁料收得率,降低了石灰消耗。在吹炼中期,铁渣活跃时期加入钢筋切粒替代矿石,冷却效果好,提高钢铁比。在上述方案一系列措施下,避免了残铁渣较多造成的喷溅事故。
最后应说明的是:以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案,而非对其限制;尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明,本领域的普通技术人员应当理解:其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改,或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换;而这些修改或者替换,并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围。

Claims (10)

1.一种含残铁处理方法,包括以下步骤:
S1:吹炼前处理;
S2:前期吹炼:下枪,加入渣料;
S3:恒压变枪,升温化废钢:
S4:中期吹炼:
S5:根据计算公式计算硫含量;
S6:后期吹炼:根据硫含量选择后期吹炼路线,并吹炼至终点;
其特征在于:
步骤S5中,硫含量的计算方法为:
S5-1:取铁水样,测得硫成分S1;
S5-2:测量残铁渣厚度D1及残铁罐重量为G1;
S5-3:倒渣;
S5-4:测量倒渣后残铁渣厚度D2和倒渣后残铁罐重量G2,计算硫含量S2;
所述计算公式为:
S2=S1×(1+0.0015%)×N=1.000015×S1×[(G5-G4)/1.001×G4]
上式中,N为残铁相比于常规炉次中硫含量升高的倍数,G4为常规炉次铁水罐铁渣重量,G5为残铁罐内剩余残铁渣重量。
2.根据权利要求1所述的残铁处理方法,其特征在于,所述残铁罐内剩余残铁渣重量G5=(G1-G2)/(D1-D2)×D2。
3.根据权利要求1所述的残铁处理方法,其特征在于,所述残铁相比于常规炉次中硫含量升高的倍数N=[(G1-G2)/(D1-D2)×D2-G4]/[G4×(1+1‰)]。
4.根据权利要求1所述的残铁处理方法,其特征在于,步骤S6中,所述工艺路线包括BOF-氩站-CC工艺路线和BOF-LF-CC工艺路线;
当S2≥钢种目标含硫量时,选择BOF-LF-CC工艺路线,当S2<钢种目标含硫量时,选择BOF-氩站-CC工艺路线。
5.选择BOF-氩站-CC工艺路线时,终点一倒温度控制在1638-1643℃,出钢温度控制在1660℃±15℃;
选择BOF-LF-CC工艺路线时,终点一倒温度控制在1615-1625℃,出钢温度控制在1630℃±15℃。
6.根据权利要求1所述的残铁处理方法,其特征在于,在步骤S1中,所述吹炼前处理包括,加入200-250kg赤泥氧化铁球;
优选地,所述赤泥氧化铁加入量为1.57-1.97kg/t(钢)。
7.根据权利要求1所述的残铁处理方法,其特征在于,在步骤S3中,将渣中氧化铁含量为8%~10%,碱度为1.6~1.8;或/和MgO为7%-12%。
8.根据权利要求1所述的残铁处理方法,其特征在于,步骤S4中,当转炉吹炼250~300秒时,或/和烟气一氧化碳在24%-25%时,停止炉内供氧并提起氧枪。
9.根据权利要求1所述的残铁处理方法,其特征在于,在步骤S5-3中,倒渣前温度为1360-1400℃。
10.根据权利要求1所述的残铁处理方法,其特征在于,在步骤S6中,反应至600~700s时,加入钢筋切粒200~250kg;
优选地,所述钢筋切粒的量为1.57~1.97kg/t(钢)。
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