EP1029089B1 - Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides - Google Patents

Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides Download PDF

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EP1029089B1
EP1029089B1 EP98956840A EP98956840A EP1029089B1 EP 1029089 B1 EP1029089 B1 EP 1029089B1 EP 98956840 A EP98956840 A EP 98956840A EP 98956840 A EP98956840 A EP 98956840A EP 1029089 B1 EP1029089 B1 EP 1029089B1
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EP
European Patent Office
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slag
zone
products
metallurgical treatment
melting
Prior art date
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EP98956840A
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German (de)
English (en)
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EP1029089A1 (fr
Inventor
Wilhelm Burgmann
Jean Monai
Jean-Luc Roth
Henri Radoux
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Paul Wurth SA
Original Assignee
Paul Wurth SA
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Publication date
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    • 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
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5252—Manufacture of steel in electric furnaces in an electrically heated multi-chamber furnace, a combination of electric furnaces or an electric furnace arranged for associated working with a non electric furnace
    • 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
    • C21C5/56—Manufacture of steel by other methods
    • C21C5/567—Manufacture of steel by other methods operating in a continuous way

Definitions

  • the present invention relates to a continuous product melting process solid metal.
  • the process relates more particularly to the melting of metallic solids, such as than solid iron, solid cast iron, scrap iron or cast iron, pre-reduced, etc., which are used with the possible addition of cast iron liquid, eg for steel production.
  • the process can take place indoors a reactor comprising, for example, an electric furnace, in which the energy necessary for melting is produced by an electric arc and / or a burner furnace gas, oil or coal and / or a plasma torch oven.
  • Continuous melting of solid products is generally done in a reactor which includes two adjacent zones, namely a fusion zone and a zone metallurgical treatment.
  • Solid products are loaded into the fusion of the reactor and then melted under the effect of a considerable energy supply.
  • the molten metal is transferred progressively to the second zone and undergoes metallurgical treatment therein in order to adjust its chemical composition.
  • This metallurgical treatment generally includes a refining of the liquid metal during which refining gases are injected, such as eg oxygen, in the metal bath using blowing lances in order to reduce the carbon and silicon content of the steel produced.
  • refining gases such as eg oxygen
  • the molten metal contains other impurities which have negative effects on the physical and mechanical properties of steel product.
  • impurities mention is made in particular of sulfur, which reduces between others the resilience of steel, its resistance to fatigue, its resistance to corrosion and its weldability.
  • the object of the present invention is therefore to propose a process for the fusion continuous solid metal products which also allows a reduction of the carbon content also a lowering of the sulfur content of molten metal.
  • the solid metal is continuously melted in the melting zone.
  • phosphorus which among other things, reduces the ductility and weldability of the steel, is transferred to the oxidizing slag by an exchange reaction with this slag.
  • the liquid metal is transferred to the second zone in which the actual metallurgical treatment takes place.
  • the metallurgical treatment of the molten metal is done in two phases.
  • the first phase we mainly carry out a reduction of carbon and silicon contents of the metal bath in oxidizing conditions. This refining is done by injecting oxygen into the bath metallic and by adding, for example, CaO to form slag.
  • the contents in carbon and silicon of the metal bath can thus be reduced to predetermined values, which are preferably between 0.05% and 0.1% for carbon.
  • the conditions in the treatment zone are modified to pass from an oxidizing medium to a reducing medium.
  • This transformation conditions is achieved by adding aluminum Al or / and silicon Si and / or carbon C in the slag.
  • the slag is thus calmed and passes from a more oxidizing slag to a more reducing slag.
  • silicon and / or carbon are added so as not to increase their contents in the metal bath, which would reduce the effect of the previous refining, but so as only to reduce the FeO in the slag and to lower the content oxygen in the metal.
  • the bath is preferably stirred metallic by bubbling inert gas, eg argon, to facilitate the exchange between the metal bath and the slag.
  • inert gas eg argon
  • the proposed process thus allows the production of low-grade steel carbon and sulfur in a two-zone reactor and therefore avoids pocket furnace treatment in the production of mass steels such as reinforcing bars, for which a content of 0.020 to 0.030% of sulfur is aimed at final product.
  • the two sources are avoided in the metallurgical treatment zone of main nitrogen pollution such as the electric arc and scrap melting late and reducing the residual nitrogen content by bubbling of a neutral gas, in particular argon in the metallurgical treatment zone.
  • denitriding is facilitated by the low sulfur content of the bath metallic.
  • the reducing slag is evacuated from the metallurgical treatment zone before, during or after step e), i.e. pouring the liquid metal. It is indeed preferable to eliminate the reducing slag rich in sulfur before refining the new metal charge liquid, this in order to avoid that during the refining the sulfur contained in the slag go back into the liquid metal bath.
  • the reverse i.e. the transfer of oxidizing slag from the metallurgical treatment zone to the melting zone during or after the refining of the melted products in the metallurgical treatment zone can be interesting. Indeed, in the metallurgical treatment zone, the slag is foaming and contains a lot of iron oxides and metallic iron drops. During the transit of the slag to through the melting zone, the slag is deoxidized on contact with the liquid metal to higher carbon content and the metal drops are decanted there. We thus achieves a countercurrent mass exchange, which minimizes loss of iron.
  • the foaming slag formed which is transferred to the melting zone has the effect of stabilizing the electric arc and increasing its performance.
  • the gases released during the refining of the products molten are transferred to the melting zone in order to heat the products solids in this area.
  • the refining of the steel bath is accompanied by the formation of abundant amounts of CO (near the half of the CO released by the process is produced during refining).
  • energy contained in this CO gas can be used to heat the solid products in the melting zone as well as the solid products in a product preheater possible solids either in counter-current or in partial co-current. We can thus recover the energy contained in hot gases to increase efficiency energy of the reactor.
  • the fusion zone is loaded with continuous solid products. Loading the melting zone into products solids being continuous, the melting zone permanently contains solid products and the energy efficiency of the melting zone can be maximized.
  • Solid products are advantageously preheated before loading using hot reactor gases.
  • the gases released during the melting and refining can be recovered to increase the temperature solid products before loading them into the oven. Solid products therefore more quickly reach their melting temperature and the fusion is significantly shortened. This leads to an increase in yield overall thermal performance of the reactor, and possibly its productivity.
  • the preheating is carried out for example in a preheater which can be executed in the form of a vertical or inclined hopper extending the melting zone or in the form of an inclined rotating drum.
  • heating and / or melting of the solid products can (can) be carried out either using an electric arc or using gas burners gas, oil or coal either using a combination of these different means.
  • the method of the present invention has other advantages over conventional fusion processes.
  • the time out of power caused by loading and pouring in conventional ovens are eliminated and the drop in usable power in the final period called refining and overheating is no longer necessary.
  • Fig. 1 shows a section through a continuous product fusion reactor 10 solids, such as solid iron, solid cast iron, scrap iron or cast iron, pre-reduced (DRI), etc. which are used eg for production steel.
  • the reactor 10 is produced as an electric furnace, in which the energy required for fusion is produced by an electric arc and by burners 12 mounted in the lower lateral part of the furnace 10.
  • the electric oven 10 comprises a hearth 14 made of a refractory material, surmounted a tank 16 and a vault 18. At least one electrode 20 mounted on a mast (not shown) via an arm (not shown) is introduced into the oven 10 through an opening 22 made in the vault 18. The arm can slide on the mast so that it can go up and down the electrode 20.
  • the electric oven 10 is subdivided into two separate zones.
  • the first area, called melting zone 24, is charged, preferably continuously, with scrap 25 using a vertical hopper 26 fitted above the area in this melting zone 24, the scrap 25 is melted using electrodes 20 passing through the vault 18 of the oven 10.
  • a vertical hopper 26 fitted above the area in this melting zone 24, the scrap 25 is melted using electrodes 20 passing through the vault 18 of the oven 10.
  • an additional supply of energy is made to using the burners 12 in the side wall of the oven 10.
  • the melting zone even when the source main energy is an electric arc, an additional 10 to 20 kg of carbon per tonne of steel produced.
  • This carbon is provided either in the form of coke or anthracite, either in the form of a carbide metal, eg of cast iron.
  • the about half of this carbon is removed by oxygen injection using nozzles or nozzles immersed so that the molten metal transferred in the metallurgical treatment zone has an intermediate carbon content in the range of 0.5 to 1%. Because of the oxygen injection, we are in the presence an oxidizing slag, which allows the elimination of a large part of the phosphorus in the melting zone.
  • liquid metal accumulates in the sole 14 of the melting zone 24 and when this has reached a certain level, it pours over a weir 27 into the second zone of the furnace called metallurgical treatment zone 28.
  • the liquid metal in the treatment zone is subjected to conventional refining operations by gas injection such as oxygen by means of a lance 32 in order to adjust the chemical composition of the liquid metal.
  • gas injection such as oxygen
  • a lance 32 in order to adjust the chemical composition of the liquid metal.
  • the carbon content of the steel can be reduced from about 1% by weight to about 0.1%.
  • the hot gases released during the refining of the molten products are transferred in the melting zone 24 and are then sucked by the hopper 26 supplying the scrap 10 furnace 25.
  • a large part of the energy contained in these gases can be used to heat the scrap 25 in the melting zone 24 as well as the solid products contained in the preheater hopper 26.
  • Lime (CaO) is added in the melting zone and in the treatment zone metallurgical to form a slag.
  • Different additives like e.g. fondants can also be added.
  • the slag is foaming 34 and contains a lot of iron oxides and metallic iron drops during the refining phase.
  • the slag contained in the two zones is separated by a slag dam 36, possibly removable, installed between the two zones at the weir 27. This barrier prevents the passage of slag from the melting zone 24 into the metallurgical treatment zone 28.
  • the desulfurization phase Separating the slag from the two zones is especially important in the second phase of the process, the desulfurization phase.
  • the slag contained in the melting zone 24 and that contained in the metallurgical treatment zone 28 have properties neighboring chemicals, namely that the slags of the two zones are slags oxidants. For this reason, it is not necessary to separate them during this first phase.
  • the barrier 36 can therefore be removed entirely or partially to allow a slag exchange of these two zones.
  • the chemical properties of slag contained in the melting and metallurgical processing zones are different and incompatible.
  • Fig. 3 shows the last phase of the process, the pouring of the liquid metal.
  • the sulfur-rich reducing slag is discharged through the scouring door 40 and the molten metal is poured from the metallurgical treatment zone 28 by a taphole 30 while retaining a background of liquid metal in this area.
  • This bath foot is used to reduce wear of the refractory lining.
  • the tap hole 30 can as well be fitted in the side wall of the treatment area metallurgical 28 than in the bottom of this area.
  • the metallurgical treatment zone 28 operates in discontinuous mode, it should be noted that the fusion zone 24 operates continuously. Downtime caused by loading and pouring procedures in conventional ovens are therefore removed and the drop in usable power in the so-called final period refining and overheating is no longer necessary.
  • Material flows and energy flows from the furnace can be summed up by the as follows: scrap 25 is introduced into the oven through the hopper 26, it crosses the fusion zone 24 and is then drawn off by the metallurgical treatment 28.
  • the gas flow passes through the furnace in the opposite direction. Indeed, the gases are injected or formed in the metallurgical treatment zone 28 and the melting zone 24 to be aspirated by the hopper 26.
  • the slag contained or formed in the metallurgical treatment zone 28 is evacuated by the scouring door 40 located in this area while the slag contained in the melting zone 24 can be evacuated by a scouring 42 located in the melting zone 24.
  • the slag is very oxidizing and contains ⁇ 0.1% by weight of carbon and about 25% by weight of FeO.
  • the partition coefficient for the sulfur i.e. the ratio of sulfur content in the slag / sulfur content of the metal is less than 5 and that for phosphorus is about 50.
  • the conventional oven therefore makes it possible to obtain from of steel scrap with a very reduced phosphorus concentration but with a non-negligible sulfur concentration.
  • a medium oxidizing slag which contains less than 10% by weight of FeO and which has a basicity of about 2.5.
  • the partition coefficient in such conditions is 5 to 10 for sulfur and about 25 for phosphorus.
  • the metal with these reduced sulfur and phosphorus contents is then transferred in the metallurgical treatment area.
  • the slag is made reducing by adding either the aluminum is silicon and / or carbon.
  • the FeO content of the slag is reduced to 0 and the basicity of the resulting slag is approximately 3.
  • the treatment area metallurgy is subjected to strong mixing with argon.
  • the partition coefficient for sulfur is around 500 while it is only around 100 when the slag is deoxidized by silicon.
  • the silicon to deoxidize the slag eliminates between 60% and 70% of the sulfur contained in the steel supplying the metallurgical treatment zone.
  • the overall reduction in sulfur content per 100 kg of slag / t of steel is therefore 86% by weight when using aluminum and 72% in the case of silicon.
  • the overall reduction in phosphorus content is 60% in weight.
  • the present process therefore makes it possible to obtain much sulfur contents. lower than in conventional processes while having performance comparable for phosphorus.
  • the present process makes it possible to use cheaper raw materials or else when the same raw materials are used, it makes it possible to dispense with a second desulfurization step.

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Description

La présente invention concerne un procédé de fusion en continu de produits métalliques solides.
Le procédé concerne plus particulièrement la fusion de solides métalliques, tels que du fer solide, de la fonte solide, de la ferraille de fer ou de fonte, des préréduits, etc., qui sont utilisés avec éventuellement adjonction de fonte liquide p.ex. pour la production d'acier. Le procédé peut se dérouler à l'intérieur d'un réacteur comprenant p.ex. un four électrique, dans lequel l'énergie nécessaire à la fusion est produite par un arc électrique et/ou un four à brûleurs à gaz, à fuel ou à charbon et/ou un four à torche à plasma.
La fusion en continu de produits solides se fait généralement dans un réacteur qui comprend deux zones adjacentes, à savoir une zone de fusion et une zone de traitement métallurgique. Les produits solides sont chargés dans la zone de fusion du réacteur et ensuite fondus sous l'effet d'un apport d'énergie considérable. Le métal ainsi fondu est transféré au fur et à mesure dans la deuxième zone et y subit un traitement métallurgique en vue de l'ajustement de sa composition chimique. Ce traitement métallurgique comprend généralement un affinage du métal liquide durant lequel on injecte des gaz d'affinage, tels que p.ex. l'oxygène, dans le bain métallique à l'aide de lances de soufflage afin de réduire la teneur en carbone et en silicium de l'acier produit. Un tel procédé est décrit par exemple dans la demande de brevet français FR-A-1,482,929.
Or, outre le carbone et le silicium, le métal fondu contient d'autres impuretés qui ont des effets négatifs sur les propriétés physiques et mécaniques de l'acier produit. Parmi ces impuretés, on cite notamment le soufre qui réduit entre autres la résilience de l'acier, sa résistance à la fatigue, sa résistance à la corrosion et sa soudabilité.
Malheureusement, le soufre ne peut être éliminé en même temps que le carbone puisque la désulfuration nécessite des conditions opératoires très différentes de celles de la décarburation.
En effet, lors de la décarburation, on se trouve en présence d'un laitier qui est oxydant en raison de l'insufflation de grandes quantités d'oxygène. Or, la désulfuration est d'autant plus efficace que le laitier est réducteur.
Dans la zone d'affinage des fours tels que décrits dans la demande de brevet français FR-A-1,482,929, les conditions sont telles que l'on arrive à peine à éliminer 30% du soufre contenu initialement dans la charge métallique enfournée. Ceci fait qu'il faut toujours procéder à un traitement métallurgique secondaire dans un récipient placé en aval du réacteur de fusion, p.ex. un four poche.
L'objet de la présente invention est donc de proposer un procédé pour la fusion en continu de produits métalliques solides qui permette outre une réduction de la teneur en carbone également un abaissement de la teneur en soufre du métal fondu.
Conformément à l'invention, cet objectif est atteint par un procédé de fusion en continu de produits métalliques solides pour la production d'acier selon la revendication 1. Il s'agit d'un procédé de fusion en continu de produits métalliques solides dans un réacteur à deux zones distinctes, une zone de fusion et une zone de traitement métallurgique, dans lequel dans la zone de fusion, les produits métalliques solides sont chauffés en continu jusqu'à la fusion des produits solides et les produits fondus ainsi obtenus sont transférés au fur et à mesure dans la zone de traitement métallurgique. Conformément à l'invention, le procédé comprend dans un même récipient de la zone de traitement métallurgique une succession des étapes consistant à
  • a) affiner les produits fondus dans un milieu de laitier oxydant,
  • b) séparer le laitier de la zone de traitement métallurgique du laitier de la zone de fusion,
  • c) transformer le laitier oxydant en un laitier réducteur,
  • d) désulfurer les produits fondus dans un milieu de laitier réducteur,
  • e) couler le métal fondu.
    • Le métal solide est fondu en continu dans la zone de fusion. Dans cette zone, on est en présence d'un laitier oxydant qui permet l'élimination d'une grande partie du phosphore contenu dans le métal liquide. En effet, le phosphore, qui entre autres, diminue la ductilité et la soudabilité de l'acier, est transféré dans le laitier oxydant par une réaction d'échange avec ce laitier. Au fur et à mesure de sa fusion, le métal liquide est transféré dans la deuxième zone dans laquelle le traitement métallurgique proprement dit a lieu.
    Arrivé dans la deuxième zone, le traitement métallurgique du métal fondu se fait en deux phases. Dans la première phase, on réalise principalement une réduction des teneurs en carbone et en silicium du bain métallique dans des conditions oxydantes. Cet affinage se fait par injection d'oxygène dans le bain métallique et par ajout p.ex. de CaO pour former du laitier. Les teneurs en carbone et en silicium du bain métallique peuvent ainsi être réduites à des valeurs prédéterminées, qui se situent de préférence entre 0.05% et 0.1% pour le carbone.
    Après cet affinage oxydant, les conditions dans la zone de traitement sont modifiées pour passer d'un milieu oxydant à un milieu réducteur. Cette transformation des conditions est réalisée par un ajout d'aluminium Al ou/et de silicium Si et/ou de carbone C dans le laitier. Le laitier est ainsi calmé et passe d'un laitier plus oxydant à un laitier plus réducteur. Il est à noter que le silicium et/ou le carbone sont ajoutés de manière à ne pas augmenter à nouveau leurs teneurs dans le bain métallique, ce qui réduirait l'effet de l'affinage antérieur, mais de sorte à seulement réduire le FeO dans le laitier et à abaisser la teneur en oxygène dans le métal.
    Dans les conditions réductrices ainsi crées, on procède ensuite à la deuxième phase du traitement métallurgique, à savoir la désulfuration du bain métallique. Durant cette désulfuration, on procède de préférence à un brassage du bain métallique par un barbotage de gaz inerte, p.ex. argon, afin de faciliter l'échange entre le bain métallique et le laitier. Le laitier étant réducteur, le soufre passe en grande partie dans le laitier.
    Dans ces conditions, une désulfuration de plus de 80% devient possible et on arrive, selon la teneur en soufre des produits solides et en fonction de la quantité de laitier mis en oeuvre, à des teneurs finales de 0.010 % de soufre dans l'acier coulé de la deuxième zone du réacteur.
    Le procédé proposé permet ainsi la production d'acier à basse teneur de carbone et de soufre dans un réacteur à deux zones et permet dès lors d'éviter le traitement au four poche dans la production d'aciers de masse tels que des ronds à béton, pour lesquels une teneur de 0.020 à 0.030 % de soufre est visée sur produit final.
    Pour les nouvelles aciéries électriques prodùisant des aciers haut de gamme avec des substituts de la ferraille qui permettent de réaliser de basses teneurs en cuivre (fonte, préréduits, carbure de fer), les aciers bas soufre (moins de 0.010 % de soufre sur produit final) sont difficiles à réaliser en aciérie électrique: en effet, les conditions oxydantes du four électrique ne permettent pas de désulfurer de plus 30 %, c.-à-d. que l'on élimine au mieux 30 % du soufre enfourné. Or, à l'exception de la fonte désulfurée, les substituts de la ferraille contiennent beaucoup plus de soufre que la ferraille pure qu'ils remplacent: 0.020 % S à 0.100 % S pour les préréduits (DRI) selon l'origine et 0.050 % à 0.100 % S pour la fonte non désulfurée. En utilisant massivement un substitut contenant plus de 0.030 % S, on ne peut pas atteindre l'objectif de moins de 0.020 % S à la coulée du four électrique conventionnel. Le présent procédé qui permet de réaliser une désulfuration plus efficace est donc un atout important pour l'emploi massif de préréduits ou de fonte non désulfurée comme substitut à la ferraille. Ce procédé élargit donc la gamme des matières premières utilisables pour la fabrication au four électrique de produits de haute pureté, p.ex. contenant moins de 0.010% de soufre, qui aujourd'hui exigent de n'utiliser que de la ferraille ou du préréduit très purs, ou de la fonte désulfurée.
    Dans les procédés actuels de haute productivité, l'affinage oxydant et l'affinage réducteur se font à des endroits différents. Le présent procédé permet de faire les deux réactions s'excluant mutuellement au même endroit et successivement.
    Il permet par la même occasion de produire des aciers ayant une teneur en azote bien plus faible que les aciers produits selon les procédés classiques. Effectivement, on évite en zone de traitement métallurgique les deux sources de pollution principales en azote que sont l'arc électrique et les ferrailles fondant tardivement et on diminue la teneur en azote résiduelle par le barbotage d'un gaz neutre notamment l'argon dans la zone de traitement métallurgique. En plus, la dénitruration est facilitée par la basse teneur en soufre du bain métallique.
    Pour une charge à 100% de ferraille par exemple, on produira dans un four électrique classique un acier à 70 à 80 ppm N, tandis qu'avec le présent procédé on parvient à produire des aciers ayant une teneur en azote d'environ 40 ppm ou même moins.
    Selon un premier mode de réalisation préféré, le laitier réducteur est évacué de la zone de traitement métallurgique avant, pendant ou après l'étape e), c.-à-d. la coulée du métal liquide. Il est en effet préférable d'éliminer le laitier réducteur riche en soufre avant de procéder à l'affinage de la nouvelle charge de métal liquide, ceci afin d'éviter que lors de l'affinage le soufre contenu dans le laitier repasse dans le bain de métal liquide.
    Dans certaines conditions, p.ex. lorsqu'il y a trop de laitier dans la zone de fusion ou bien lorsqu'on a besoin d'une quantité plus importante de laitier dans la zone de traitement métallurgique, il peut être avantageux de transférer du laitier oxydant contenu dans la zone de fusion vers la zone de traitement métallurgique avant, pendant ou après l'affinage des produits fondus dans la zone de traitement métallurgique.
    L'inverse, c.-à-d. le transfert de laitier oxydant de la zone de traitement métallurgique vers la zone de fusion pendant ou après l'affinage des produits fondus dans la zone de traitement métallurgique peut être intéressant. En effet, dans la zone de traitement métallurgique, le laitier est moussant et contient beaucoup d'oxydes de fer et de gouttes de fer métallique. Lors du transit du laitier à travers la zone de fusion, le laitier est désoxydé au contact du métal liquide à teneur en carbone plus élevée et les gouttes de métal y sont décantées. On réalise ainsi un échange de masse à contre-courant, ce qui permet de minimiser la perte en fer.
    En outre, dans un four à arc, le laitier moussant formé qui est transféré dans la zone de fusion a pour effet de stabiliser l'arc électrique et d'augmenter son rendement.
    A certains moments du procédé, - p. ex. lors de la coulée du métal et/ou lors de la désulfuration du métal - il peut être avantageux d'interrompre complètement ou de réduire substantiellement le transfert des produits fondus vers la zone de traitement métallurgique.
    En fonction de la composition des matières premières, il peut être avantageux de procéder à un pré-affinage des produits fondus dans la zone de fusion.
    Dans une exécution préférée, les gaz libérés lors de l'affinage des produits fondus sont transférés dans la zone de fusion afin de réchauffer les produits solides se trouvant dans cette zone. En effet, l'affinage du bain d'acier s'accompagne de la formation de quantités abondantes de CO (près de la moitié du CO libéré par le procédé est produite lors de l'affinage). L'énergie contenue dans ce gaz CO peut servir à chauffer les produits solides dans la zone de fusion ainsi que les produits solides dans un préchauffeur de produits solides éventuel soit en contre-courant soit en co-courant partiel. On peut ainsi récupérer l'énergie contenue dans les gaz chauds pour augmenter l'efficacité énergétique du réacteur.
    Dans un autre mode de réalisation préféré, la zone de fusion est chargée en continu de produits solides. Le chargement de la zone de fusion en produits solides se faisant en continu, la zone de fusion contient en permanence des produits solides et l'efficacité énergétique de la zone de fusion peut être maximisée.
    Les produits solides sont avantageusement préchauffés avant leur chargement à l'aide de gaz chauds du réacteur. De cette manière, les gaz libérés lors de la fusion et de l'affinage peuvent être récupérés pour augmenter la température des produits solides avant leur chargement dans le four. Les produits solides atteignent dès lors plus rapidement leur température de fusion et le temps de fusion est sensiblement raccourci. Ceci conduit à une augmentation du rendement thermique global du réacteur, et éventuellement de sa productivité. Le préchauffage se réalise par exemple dans un préchauffeur qui peut être exécuté en forme de trémie verticale ou inclinée prolongeant la zone de fusion ou en forme de tambour rotatif incliné.
    Il est à noter que le chauffage et/ou la fusion des produits solides peut (peuvent) être réalisé(s) soit à l'aide d'un arc électrique soit à l'aide de brûleurs à gaz, à fuel ou à charbon soit à l'aide d'une combinaison de ces différents moyens.
    Outre les avantages décrits ci-dessus, le procédé de la présente invention présente d'autres avantages par rapport aux procédés de fusion classiques. En effet, puisque la zone de fusion peut fonctionner en continu et que la coulée en discontinu est réalisée à partir de la zone de traitement métallurgique, les temps hors puissance occasionnés par les chargements et les coulées dans les fours classiques sont supprimés et la baisse de la puissance utilisable dans la période finale dite d'affinage et de surchauffe n'est plus nécessaire.
    D'autres particularités et caractéristiques de l'invention ressortiront de la description détaillée de quelques modes de réalisation avantageux présentés ci-dessous, à titre d'illustration, en référence aux dessins annexés. Celles ci montrent:
    Fig.1:
    une coupe longitudinale d'un four électrique de fusion en continu de produits solides pendant la phase de fusion / affinage - surchauffe,
    Fig.2:
    une coupe longitudinale d'un four électrique de fusion en continu de produits solides pendant la phase de fusion / réduction du laitier et désulfuration de l'acier,
    Fig.3:
    une coupe longitudinale d'un four électrique de fusion en continu de produits solides pendant la phase de coulée et de décrassage du laitier riche en soufre,
    La Fig. 1 montre une coupe d'un réacteur de fusion 10 en continu de produits solides, tels que du fer solide, de la fonte solide, de la ferraille de fer ou de fonte, des préréduits (DRI), etc., qui sont utilisés p.ex. pour la production d'acier. Le réacteur 10 est réalisé en tant que four électrique, dans lequel l'énergie nécessaire à la fusion est produite par un arc électrique et par des brûleurs 12 montés dans la partie latérale inférieure du four 10.
    Le four électrique 10 comprend une sole 14 en un matériau réfractaire, surmontée d'une cuve 16 et d'un voûte 18. Au moins une électrode 20 montée sur un mât (non représenté) par l'intermédiaire d'un bras (non représenté) est introduite dans le four 10 à travers une ouverture 22 pratiquée dans le voûte 18. Le bras peut coulisser sur le mât de façon à pouvoir monter et descendre l'électrode 20.
    Le four électrique 10 est subdivisé en deux zone distinctes. La première zone, appelée zone de fusion 24, est chargée, de préférence en continu, par de la ferraille 25 à l'aide d'une trémie 26 verticale aménagée au-dessus de la zone de fusion 24. Dans cette zone de fusion 24, la ferraille 25 est fondue à l'aide des électrodes 20 traversant le voute 18 du four 10. Pour augmenter la vitesse de fusion de la ferraille 25, un apport supplémentaire d'énergie est réalisé à l'aide des brûleurs 12 dans la paroi latérale du four 10.
    Dans la zone de fusion on apporte avantageusement, même lorsque la source d'énergie principale est un arc électrique, un complément de 10 à 20 kg de carbone par tonne d'acier produite. Ce carbone est apporté soit sous forme de coke ou d'anthracite, soit sous forme de métal carburé, p.ex. de fonte. La moitié environ de ce carbone est éliminé par injection d'oxygène au moyen de lances ou de tuyères immergées de telle sorte que le métal fondu transféré dans la zone de traitement métallurgique a une teneur en carbone intermédiaire de l'ordre de 0.5 à 1%. Du fait de l'injection d'oxygène, on est en présence d'un laitier oxydant, qui permet l'élimination d'une grande partie du phosphore dans la zone de fusion.
    Au fur et à mesure que la ferraille 25 fond, du métal liquide s'accumule dans la sole 14 de la zone de fusion 24 et lorsque celui-ci a atteint un certain niveau, il se déverse au-dessus d'un déversoir 27 dans la deuxième zone du four appelée zone de traitement métallurgique 28.
    Dans la première phase du procédé, le métal liquide dans la zone de traitement est soumis à des opérations classiques d'affinage par injection de gaz tels que de l'oxygène au moyen d'une lance 32 afin d'ajuster la composition chimique du métal liquide. Lors de tels opérations d'affinage, la teneur en carbone de l'acier peut être réduite d'environ 1% en poids jusqu'à environ 0,1 %.
    Les gaz chauds libérés lors de l'affinage des produits fondus sont transférés dans la zone de fusion 24 et sont ensuite aspirés par la trémie 26 alimentant le four 10 en ferraille 25. Une grande partie de l'énergie contenue dans ces gaz peut servir à chauffer la ferraille 25 dans la zone de fusion 24 ainsi que les produits solides contenus dans la trémie 26 préchauffeuse. On se rapproche ici d'un échangeur thermique à contre-courant qui a une efficacité thermique optimale.
    On ajoute de la chaux (CaO) dans la zone de fusion et dans la zone de traitement métallurgique afin d'y former un laitier. Différents additifs comme p.ex. des fondants peuvent également y être ajoutés.
    Dans la zone de traitement métallurgique 28, le laitier est moussant 34 et contient beaucoup d'oxydes de fer et de gouttes de fer métallique pendant la phase d'affinage.
    Le laitier contenu dans les deux zones est séparé par un barrage 36 à laitier, éventuellement amovible, installé entre les deux zones au niveau du déversoir 27. Ce barrage empêche le passage de laitier de la zone de fusion 24 dans la zone de traitement métallurgique 28.
    Le fait de séparer les laitiers des deux zones est surtout important dans la deuxième phase du procédé, la phase de désulfuration. Pendant la phase d'affinage et de surchauffe, le laitier contenu dans la zone de fusion 24 et celui contenu dans la zone de traitement métallurgique 28 ont des propriétés chimiques voisines à savoir que les laitiers des deux zones sont des laitiers oxydants. Pour cette raison, il n'est pas nécessaire de les séparer pendant cette première phase. Le barrage 36 peut donc être enlevé entièrement ou partiellement pour permettre un échange de laitier de ces deux zones. Par contre, pendant la phase de désulfuration, les propriétés chimiques des laitiers contenues dans les zones de fusion et de traitement métallurgique sont différentes et incompatibles.
    Alors que la composition chimique du laitier de la zone de fusion 24 reste inaffectée, on ajoute de l'aluminium et/ou du silicium et éventuellement du carbone dans la zone de traitement métallurgique 28 afin de transformer le laitier oxydant en laitier réducteur. Bien entendu, la lance d'oxygène 32 est arrêtée pendant cette phase de désulfuration.
    Pour garantir une bonne homogénéisation du bain de métal liquide, on injecte dans le bain d'acier liquide un gaz neutre (de l'argon) à travers un ou plusieurs bloc(s) poreux 38 par le fond de la zone de traitement métallurgique 28. Les remous créés par cette injection de gaz améliorent le contact entre l'acier liquide à traiter et le laitier réducteur de sorte que la désulfuration s'opère dans les meilleures conditions.
    Pendant cette phase de désulfuration, on peut réduire ou même fermer complètement l'arrivée de métal liquide en provenance de la zone de fusion 24 dans le but de limiter la quantité de métal non affinée dans la zone de traitement métallurgique 28 pendant la désulfuration.
    La Fig. 3 montre la dernière phase du procédé, la coulée du métal liquide. Après l'affinage et la désulfuration, le laitier réducteur riche en soufre est évacué par la porte de décrassage 40 et le métal liquide est coulé depuis la zone de traitement métallurgique 28 par un trou de coulée 30 tout en conservant un fond de métal liquide dans cette zone. Ce pied de bain sert à réduire l'usure du revêtement réfractaire. Il est à noter que le trou de coulée 30 peut aussi bien être aménagé dans la paroi latérale de la zone de traitement métallurgique 28 que dans le fond de cette zone.
    Il est avantageux d'enlever la plupart du laitier réducteur à la fin de la phase de désulfuration et en tout cas avant le prochain affinage pour éviter que le soufre contenu dans le laitier réducteur ne repasse dans l'acier liquide au moment de l'affinage de la prochaine charge.
    Bien que dans le réacteur décrit ci-dessus la zone de traitement métallurgique 28 fonctionne en mode discontinu, il est à noter que la zone de fusion 24 fonctionne de manière continue. Les temps hors puissance occasionnés par les procédures de chargement et de coulée dans les fours classiques sont donc supprimés et la baisse de la puissance utilisable dans la période finale dite d'affinage et de surchauffe n'est plus nécessaire.
    Les flux de matières et les flux d'énergie du four peuvent se résumer de la manière suivante: de la ferraille 25 est introduite dans le four par la trémie 26, elle traverse la zone de fusion 24 pour être ensuite soutirée par la zone de traitement métallurgique 28.
    Le flux de gaz traverse le four en sens inverse. En effet, les gaz sont injectés ou formés dans la zone de traitement métallurgique 28 et la zone de fusion 24 pour être aspirés par la trémie 26.
    Le laitier contenu ou formé dans la zone de traitement métallurgique 28 est évacué par la porte de décrassage 40 située dans cette zone tandis que le laitier contenu dans la zone de fusion 24 peut être évacué par une porte de décrassage 42 se trouvant dans la zone de fusion 24.
    L'efficacité du procédé est par la suite illustrée à l'aide de deux exemples.
    Dans le premier exemple, on compare l'efficacité de l'élimination du soufre et du phosphore pour une charge de ferraille ordinaire dans un four électrique classique et dans un four à deux zones mettant en oeuvre le procédé selon la présente invention. Dans les deux cas, on considère une quantité de 100 kg de laitier par tonne d'acier.
    Dans le four classique, le laitier est très oxydant et contient < 0,1% en poids de carbone et environ 25% en poids de FeO. Le coefficient de partage pour le soufre c.-à-d. le rapport teneur en soufre dans le laitier / teneur en soufre du métal est inférieur à 5 et celui pour le phosphore est d'environ 50. On parvient donc à éliminer 70% à 80% du phosphore contenu initialement dans le métal et environ 25% à 30% du soufre. Le four classique permet donc d'obtenir à partir de ferraille des aciers avec une concentration très réduite en phosphore mais avec une concentration non négligeable en soufre.
    Dans le procédé selon la présente invention, dans la zone de fusion, on forme un laitier moyennement oxydant qui contient moins de 10% en poids de FeO et qui a une basicité d'environ 2,5. Le coefficient de partage dans de telles conditions est de 5 à 10 pour le soufre et d'environ 25 pour le phosphore. En admettant qu'on mette 32 kg de CaO en oeuvre pour former 80 kg de laitier / t d'acier dans la zone de fusion, on parvient à éliminer à l'intérieur de la zone de fusion entre 30 % et 40 % du soufre et entre 60 % et 70 % du phosphore.
    Le métal avec ces teneurs réduites en soufre et phosphore est ensuite transféré dans la zone de traitement métallurgique. Dans cette zone, on forme 20 kg de laitier par t d'acier en ajoutant 12 kg de CaO par tonne d'acier et éventuellement des fondants.
    Après l'affinage oxydant, le laitier est rendu réducteur en ajoutant soit de l'aluminium soit du silicium et/ou du carbone. La teneur en FeO du laitier est réduite à 0 et la basicité du laitier résultant est d'environ 3. La zone de traitement métallurgique est soumise à un fort brassage par de l'argon. Lorsqu'on utilise de l'aluminium, le coefficient de partage pour le soufre est de l'ordre de 500 tandis qu'il est d'environ 100 seulement lorsque le laitier est désoxydé par le silicium. Dans les conditions précitées et en utilisant de l'aluminium pour calmer le laitier, on parvient à éliminer entre 80 et 90 % du soufre contenu dans l'acier alimentant la zone de traitement métallurgique. Lorsqu'on utilise le silicium pour désoxyder le laitier, on élimine entre 60% et 70% du soufre contenu dans l'acier alimentant la zone de traitement métallurgique.
    La réduction globale de la teneur en soufre pour 100 kg de laitier / t d'acier est donc de 86 % en poids lorsqu'on met en oeuvre de l'aluminium et de 72% dans le cas du silicium. La réduction globale de la teneur en phosphore est de 60 % en poids.
    Le présent procédé permet donc d'obtenir des teneurs de soufre beaucoup plus basses que dans le procédés classiques tout en ayant des performances comparables pour ce qui est du phosphore.
    On peut faire la même analyse pour un enfournement métallique comportant une proportion importante de préréduits ou de fonte non désulfurée; un tel enfournement est utilisé pour réaliser des produits finals de qualité nécessitant de basses teneurs en cuivre et en soufre.
    Le tableau ci-dessous récapitule les performances métallurgiques d'un procédé de fusion classique à celles d'un procédé de fusion selon la présente invention.
    Dans la cas de la production de ronds à béton à partir de ferraille, on voit que le procédé selon la présente invention permet d'éviter une étape supplémentaire de désulfuration en poche.
    Lorsque l'on produit du fil pour tréfilage, le présent procédé permet d'utiliser des matières premières moins chères ou bien lorsque l'on utilise les mêmes matières premières, il permet de se passer d'une deuxième étape de désulfuration.
    Figure 00140001

    Claims (12)

    1. Procédé de fusion en continu de produits métalliques solides pour la production d'acier dans un réacteur à deux zones distinctes, le réacteur comportant une zone de fusion et une zone de traitement métallurgique, dans lequel dans la zone de fusion, les produits métalliques solides sont chauffés en continu jusqu'à la fusion des produits solides et les produits fondus ainsi obtenus sont transférés au fur et à mesure dans la zone de traitement métallurgique, ledit procédé comprenant dans un même récipient de la zone de traitement métallurgique une succession d'étapes consistant à
      a) affiner les produits fondus dans un milieu de laitier oxydant,
      b) séparer le laitier de la zone de traitement métallurgique du laitier de la zone de fusion,
      c) transformer ledit laitier oxydant en un laitier réducteur,
      d) désulfurer les produits fondus dans un milieu de laitier réducteur,
      e) couler le métal fondu.
    2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé par l'évacuation du laitier réducteur de la zone de traitement métallurgique avant, pendant ou après l'étape e).
    3. Procédé selon l'une des revendications 1 ou 2, caractérisé par le transfert de laitier oxydant de la zone de fusion vers la zone de traitement métallurgique avant, pendant ou après l'étape a).
    4. Procédé selon l'une des revendications 1 ou 2, caractérisé par le transfert de laitier oxydant de la zone de traitement métallurgique vers la zone de fusion avant, pendant ou après l'étape a).
    5. Procédé selon l'une des revendications 1 à 4, caractérisé par l'interruption du transfert des produits fondus vers la zone de traitement métallurgique pendant l'étape d).
    6. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé par un pré-affinage des produits fondus dans la zone de fusion.
    7. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé en ce que les gaz libérés dans la zone de traitement métallurgique lors de l'affinage des produits fondus sont transférés dans la zone de fusion afin de réchauffer les produits solides se trouvant dans cette zone.
    8. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé en ce que la zone de fusion est chargée en continu de produits solides.
    9. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé par un enfournement de fonte liquide dans le réacteur.
    10. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé en ce qu'avant leur chargement, les produits solides sont préchauffés à l'aide de gaz chauds du réacteur.
    11. Procédé selon l'une des revendications 1 à 10, caractérisé en ce que le chauffage des produits solides est réalisé à l'aide d'un arc électrique et/ou de brûleurs et/ou de torches à plasma.
    12. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé par un apport d'énergie dans la zone de traitement métallurgique durant la phase initiale du procédé.
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