RU2190667C1 - Blast smelting method - Google Patents

Blast smelting method Download PDF

Info

Publication number
RU2190667C1
RU2190667C1 RU2001117599A RU2001117599A RU2190667C1 RU 2190667 C1 RU2190667 C1 RU 2190667C1 RU 2001117599 A RU2001117599 A RU 2001117599A RU 2001117599 A RU2001117599 A RU 2001117599A RU 2190667 C1 RU2190667 C1 RU 2190667C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
coke
blast
blast furnace
consumption
rate
Prior art date
Application number
RU2001117599A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
В.С. Лисин
В.Н. Скороходов
В.П. Настич
С.В. Челядин
А.Ю. Зарапин
Г.А. Аглямова
И.Н. Анисимов
В.И. Синюц
В.М. Кукарцев
И.С. Яриков
В.Н. Григорьев
В.Л. Емельянов
Г.В. Коршиков
Е.Г. Коршикова
Original Assignee
Открытое акционерное общество "Новолипецкий металлургический комбинат"
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Открытое акционерное общество "Новолипецкий металлургический комбинат" filed Critical Открытое акционерное общество "Новолипецкий металлургический комбинат"
Priority to RU2001117599A priority Critical patent/RU2190667C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2190667C1 publication Critical patent/RU2190667C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: ferrous metallurgy. SUBSTANCE: method involves periodically charging ore material and coke into furnace; providing continuous controlling of composition and amount of ore material and coke; controlling chemical composition of furnace top gas and rate of additional fuel blown through tuyeres into furnace hearth, blast furnace air, process oxygen; controlling blast furnace air temperature and moisture content; setting coke rate by ratio: C= 1/Cc. 1/qc . [qob. Mob-z(qb. Vb+qaf. Vaf)], where C is coke rate kg(dry)/t of cast iron; Mob is rate of ore burden, kg/t of cast iron; Cc is content of carbon in coke, parts; qc is heat equivalent of coke carbon, mJ/kg; qob is heat equivalent of ore burden, mJ/kg; qb is heat equivalent of blast furnace air, mJ/cu. m; qaf is heat equivalent of additional fuel, mJ/cu. m (kg); Vb is rate of blast furnace air, cu.m/t of cast iron; Vaf is rate of additional fuel, cu.m (kg)/t of cast iron; z is coefficient equal to 0.70-1.20. Method may be used for regulating blast furnace heat mode by optimized rate of coke depending on quality of burden materials. EFFECT: increased efficiency of furnace and improved quality of cast iron. 1 tbl, 1 ex

Description

Изобретение относится к черной металлургии, в частности к доменному производству, и может быть использовано для регулирования теплового режима доменной плавки путем оптимизации расхода кокса в зависимости от качества шихтовых материалов. The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to blast furnace production, and can be used to regulate the thermal regime of blast furnace smelting by optimizing the consumption of coke depending on the quality of the charge materials.

Наиболее близким по технической сути и достигаемому результату к заявляемому способу является способ [RU 2017826, С 21 В 5/00, 15.08.94. Бюл. 15] . Сущность способа заключается в том, что при использовании топливных добавок (природный газ, твердое или жидкое топливо) дополнительно учитывают массу углерода, замененного топливной добавкой, определяют фактическое соотношение Fe/C и сравнивают с заданным значением, величина которой принимается равной 1,6-2,3 кг/кг. Если разница между ними ΔZ превышает показатель К, находящийся в пределах |0,005|-|0,015|, производят корректировку массы кокса в подаче, изменение которой определяют из следующего соотношения:

Figure 00000001

где ΔK - величина коррекции массы кокса в подаче, кг;
∑Fe - содержание Fe в шихтовых материалах, кг/подачу;
Z - заданное соотношение ∑Fe/∑C;
∑C - количество углерода, поступающего в печь с коксом и замененного топливной добавкой, кг/подачу;
Ск - содержание углерода в коксе с коррекцией по влаге, доли массы;
mс - масса углерода, замененного топливной добавкой, кг/подачу;
mк - количество кокса в подачу, которое загружается в доменную печь в данный момент, кг.The closest in technical essence and the achieved result to the claimed method is the method [RU 2017826, C 21 V 5/00, 08/15/94. Bull. fifteen] . The essence of the method lies in the fact that when using fuel additives (natural gas, solid or liquid fuel), the mass of carbon replaced by the fuel additive is additionally taken into account, the actual Fe / C ratio is determined and compared with a predetermined value, the value of which is assumed to be 1.6-2 3 kg / kg. If the difference between them ΔZ exceeds the indicator K, which is in the range | 0.005 | - | 0.015 |, the coke mass in the feed is adjusted, the change in which is determined from the following ratio:
Figure 00000001

where ΔK is the correction value of the coke mass in the feed, kg;
∑Fe - Fe content in charge materials, kg / feed;
Z is the given ratio ∑Fe / ∑C;
∑C - the amount of carbon entering the furnace with coke and replaced by a fuel additive, kg / feed;
With to - the carbon content in the coke with moisture correction, mass fraction;
m s - mass of carbon replaced by a fuel additive, kg / feed;
m to - the amount of coke in the feed, which is loaded into the blast furnace at the moment, kg

Недостаток данного способа заключаются в том, что расход кокса (коррекцию массы кокса в подаче) изменяют, не учитывая количество тепла, которое требуется для проплавки шихты с заданной теплопотребностью. Содержание железа в шихте недостаточно полно отражает затраты тепла на производство чугуна. Кроме того, расход кокса и топливной добавки учитываются через массовые величины и не учитываются их теплотворные характеристики. Способ не учитывает количество тепла, поступающее с нагретым дутьем, а также затраты тепла на разложение влаги, содержащейся в дутье. Анализ тепловых балансов работы доменных печей с использованием топливных добавок показывает, что с нагретым дутьем поступает тепла в количестве 1500-2000 мДж/т чугуна, что составляет около 20% от общего количества расходуемого тепла. Вследствие этого данный способ не обеспечивает достижение технического эффекта. The disadvantage of this method is that the consumption of coke (correction of the mass of coke in the feed) is changed, not taking into account the amount of heat that is required to melt the mixture with a given heat demand. The iron content in the mixture does not fully reflect the heat consumption for the production of pig iron. In addition, the consumption of coke and fuel additives are taken into account through mass quantities and their calorific values are not taken into account. The method does not take into account the amount of heat supplied with the heated blast, as well as the cost of heat for decomposition of moisture contained in the blast. Analysis of the thermal balances of the operation of blast furnaces using fuel additives shows that with heated blast heat in the amount of 1500-2000 mJ / t of pig iron is supplied, which is about 20% of the total amount of heat consumed. As a result of this, this method does not achieve a technical effect.

Технический эффект при использовании изобретения заключается в увеличении производительности доменной печи при минимальном удельном расходе кокса и в повышении качества чугуна за счет снижения содержания серы и кремния и повышения стабильности по химическому составу и нагреву. The technical effect when using the invention is to increase the productivity of the blast furnace with a minimum specific consumption of coke and to improve the quality of cast iron by reducing the sulfur and silicon contents and increasing the stability in chemical composition and heating.

Технический результат достигают тем, что способ ведения доменной плавки включает периодическую загрузку в печь шихтовых материалов и кокса, непрерывный контроль состава и количества шихтовых материалов и кокса, контроль химического состава колошникового газа, расходов дополнительного топлива, дутья, технологического кислорода, контроль температуры и влажности дутья. Расход кокса устанавливают по соотношению

Figure 00000002

где К - расход кокса, кг (сухого)/т чугуна;
Мр.ш - расход рудной части шихты, кг/т чугуна;
Ск - содержание углерода в коксе, доли;
qс - тепловой эквивалент углерода кокса, мДж/кг;
qр.ш - тепловой эквивалент рудной части шихты, мДж/кг;
qд - тепловой эквивалент дутья, мДж/м3;
qд.т - тепловой эквивалент дополнительного топлива, мДж/м3 (кг);
Vд - расход дутья, м3/т чугуна;
Vд.т - расход дополнительного топлива, м3 (кг)/т чугуна;
z - коэффициент, равный 0,70-1,20.The technical result is achieved by the fact that the method of blast furnace smelting includes periodic loading of charge materials and coke into the furnace, continuous monitoring of the composition and quantity of charge materials and coke, control of the chemical composition of blast furnace gas, additional fuel consumption, blasting, process oxygen, temperature and humidity control of blasting . Coke consumption is set by the ratio
Figure 00000002

where K is the consumption of coke, kg (dry) / t of pig iron;
M r.sh - the consumption of the ore part of the charge, kg / t of pig iron;
C to - carbon content in coke, fraction;
q s - thermal equivalent of carbon coke, mJ / kg;
q r.sh - thermal equivalent of the ore part of the charge, mJ / kg;
q d is the thermal equivalent of the blast, mJ / m 3 ;
q d.t - thermal equivalent of additional fuel, mJ / m 3 (kg);
V d - blast consumption, m 3 / t of pig iron;
V d.t - additional fuel consumption, m 3 (kg) / t of pig iron;
z is a coefficient equal to 0.70-1.20.

Тепловые эквиваленты рудной части шихты (qр.ш), дутья (qд), дополнительного топлива (qд.т) и углерода кокса (qс) рассчитывают по соотношениям:
qр.ш=32,0•(Mр.ш)2-101,5•(Мр.ш)+86,235, (3)
где (Мр.ш) - расход рудной части шихты, т/т;
32,0; 101,5 и 86,235 - коэффициенты.
The thermal equivalents of the ore part of the charge (q r ), blast (q d ), additional fuel (q d ) and carbon coke (q s ) are calculated by the ratios:
q r.sh = 32.0 • (M r.sh ) 2 -101.5 • (M r.sh ) +86.235, (3)
where (M r.sh ) is the flow rate of the ore part of the charge, t / t;
32.0; 101.5 and 86.235 are coefficients.

qд = 1•cд•tд-10,802φ, (4)
где 1 - количество дутья, м3;
cд - теплоемкость дутья (двухатомных газов), мДж/(м3 град.);
tд - температура дутья, oС;
10,802 - тепловой эффект разложения H2O, мДж/м3;
φ - влажность дутья, м3 Н2О/м3 сухого дутья.
q d = 1 • c d • t d -10.802φ, (4)
where 1 is the amount of blast, m 3 ;
c d - heat capacity of the blast (diatomic gases), mJ / (m 3 deg.);
t d - blast temperature, o С;
10,802 - thermal effect of the decomposition of H 2 O, mJ / m 3 ;
φ is the humidity of the blast, m 3 N 2 O / m 3 dry blast.

qд.т = Qд.т+12,648•γ•ηco+10,802•μ•ηн, (5)
где Qд.т - тепловой эффект горения дополнительного топлива до СО и Н2, мДж/м3 (кг);
12,648 и 10,802 - тепловые эффекты образования СО2 и H2O, мДж/м3;
γ и μ - коэффициенты, отражающие количество соответственно СО и Н2, образующихся в горне печи из 1 м3 (кг) дополнительного топлива, м33;
ηco и ηн - степень использования соответственно СО и H2, доли ед.
q d.t = Q d.t + 12.648 • γ • η co + 10.802 • μ • η n , (5)
where Q d.t - thermal effect of combustion of additional fuel to CO and H 2 , mJ / m 3 (kg);
12,648 and 10,802 - thermal effects of the formation of CO 2 and H 2 O, mJ / m 3 ;
γ and μ are coefficients reflecting the amount of СО and Н 2 , respectively, formed in the furnace hearth from 1 m 3 (kg) of additional fuel, m 3 / m 3 ;
η co and η n - the degree of use, respectively, of CO and H 2 , the share of units.

qc = 1,8667(5,250+12,648•ηco), (6)
где 5,250 - тепловой эффект образования СО, мДж/м3;
1,8667 - количество СО, образующееся при сгорании 1 кг углерода, м3.
q c = 1.8667 (5.250 + 12.648 • η co ), (6)
where 5,250 is the thermal effect of the formation of CO, mJ / m 3 ;
1.8667 - the amount of CO formed during the combustion of 1 kg of carbon, m 3 .

Повышение производительности доменной печи и снижение удельного расхода кокса будет происходить вследствие соответствия теплопотребности доменного процесса, учитываемого с помощью теплового эквивалента рудной части шихты, с поступлением тепла от горения кокса, дополнительного топлива и горячего дутья с учетом затрат тепла на разложение влаги дутья. An increase in the productivity of the blast furnace and a decrease in the specific consumption of coke will occur due to the correspondence of the heat demand of the blast furnace process, taken into account using the heat equivalent of the ore part of the charge, with the heat from the combustion of coke, additional fuel and hot blast, taking into account the heat consumption for decomposition of the moisture of the blast.

Ведение доменной плавки с расходом кокса, рассчитанным по соотношению (3), обеспечивает стабильный и оптимальный тепловой режим, что уменьшит стохастичекие колебания температурного режима как в горне печи, так и по всей высоте. Стабильный тепловой режим благоприятствует ведению доменной плавки с минимально допустимым расходом кокса, обеспечивая вместе с тем достаточно эффективное обессеривание чугуна при минимальном содержании кремния. Оптимальный тепловой режим благоприятствует интенсификации процесса при сохранении на высоком уровне качества чугуна, включая его химический состав, температуру и стабильность по этим параметрам. Conducting blast-furnace smelting with coke consumption calculated according to relation (3) ensures a stable and optimal thermal regime, which will reduce stochastic fluctuations in the temperature regime both in the furnace hearth and over the entire height. A stable thermal regime favors blast furnace smelting with the minimum allowable coke consumption, while at the same time ensuring sufficiently effective desulphurization of cast iron with a minimum silicon content. The optimal thermal regime favors the intensification of the process while maintaining a high level of quality of cast iron, including its chemical composition, temperature and stability according to these parameters.

Ниже приводится пример осуществления изобретения, не исключающий другие варианты в пределах формулы изобретения. The following is an example embodiment of the invention, not excluding other options within the claims.

ПРИМЕР. EXAMPLE.

В процессе ведения доменной плавки в доменную печь периодически загружают шихтовые материалы и кокс, осуществляют непрерывный контроль состава и количества шихтовых материалов и кокса, контроль химического состава колошникового газа, расходы дополнительного топлива, вдуваемого через фурмы в горн печи, дутья, технологического кислорода, контроль температуры и влажности дутья. In the process of blast furnace smelting, charge materials and coke are periodically loaded into the blast furnace, continuous monitoring of the composition and quantity of charge materials and coke, control of the chemical composition of blast furnace gas, consumption of additional fuel injected through the tuyeres in the furnace hearth, blasting, process oxygen, temperature control and humidity of the blast.

Способ ведения доменной плавки осуществляют на доменной печи полезным объемом 3200 м3. В доменной печи выплавляют передельный чугун следующего химического состава, мас.%: Si 0,45-0,62; Mn 0,11-0,20; S 0,013; Р 0,08; Fe 94,63.The method of blast furnace smelting is carried out on a blast furnace with a useful volume of 3200 m 3 . In a blast furnace, pig iron of the following chemical composition is smelted, wt.%: Si 0.45-0.62; Mn 0.11-0.20; S 0.013; P 0.08; Fe 94.63.

Рудная часть шихты состоит из офлюсованного агломерата следующего состава, мас.%: Fe 58,93; FeO 9,32; SiO2 6,21; CaO 6,56; MgO 2,37; Al2O3 1,78. Металлолом не используется.The ore part of the mixture consists of fluxed agglomerate of the following composition, wt.%: Fe 58.93; FeO 9.32; SiO 2 6.21; CaO 6.56; MgO 2.37; Al 2 O 3 1.78. Scrap metal is not used.

Технический анализ кокса, мас.%: Ск 87,50; А 12,21; V 1,10, S 0,48.Technical analysis of coke, wt.%: C to 87.50; A 12.21; V 1.10, S 0.48.

Параметры комбинированного дутья: расход дутья (Vд) 1000 м3/т чугуна; температура дутья (tд) 1170oС; влажность дутья φ 0,015 м33. В качестве дополнительного топлива, вдуваемого через фурмы в горн печи, используют природный газ с характеристиками: Qд.т = 1,958 мДж/м3; выход СО(γ) 1,077 м33 и выход H2(μ) 2,06 м33. Расход дополнительного топлива составляет (Vд.т) 80 м3/т чугуна. Расход технологического кислорода обеспечивает его содержание в дутье равным 28,2%.The parameters of the combined blast: blast consumption (V d ) 1000 m 3 / t of cast iron; blast temperature (t d ) 1170 o C; humidity blast φ 0,015 m 3 / m 3 . As additional fuel injected through the tuyeres into the furnace hearth, natural gas is used with characteristics: Q d.t = 1,958 mJ / m 3 ; the yield of CO (γ) is 1.077 m 3 / m 3 and the output of H 2 (μ) is 2.06 m 3 / m 3 . The consumption of additional fuel is (V dt ) 80 m 3 / t of cast iron. The consumption of process oxygen provides its content in the blast equal to 28.2%.

Степень использования СО и Н2 соответственно составляют: ηco = 0,4; ηн = 0,4.
Расход кокса устанавливают по соотношению

Figure 00000003

где К - расход кокса, кг (сухого)/т чугуна;
Мp.ш - расход рудной части шихты, кг/т чугуна;
Ск - содержание углерода в коксе, доли;
qс - тепловой эквивалент углерода кокса, мДж/кг;
qр.ш - тепловой эквивалент рудной части шихты, мДж/кг;
qд - тепловой эквивалент дутья, мДж/м3;
qд.т - тепловой эквивалент дополнительного топлива, мДж/м3 (кг);
Vд - расход дутья, м3/т чугуна;
Vд.т - расход дополнительного топлива, м3 (кг)/т чугуна;
z - коэффициент, равный 0,70-1,20.The degree of use of CO and H 2 respectively are: η co = 0.4; η n = 0.4.
Coke consumption is set by the ratio
Figure 00000003

where K is the consumption of coke, kg (dry) / t of pig iron;
M p.sh - ore charge charge, kg / t pig iron;
C to - carbon content in coke, fraction;
q s - thermal equivalent of carbon coke, mJ / kg;
q r.sh - thermal equivalent of the ore part of the charge, mJ / kg;
q d is the thermal equivalent of the blast, mJ / m 3 ;
q d.t - thermal equivalent of additional fuel, mJ / m 3 (kg);
V d - blast consumption, m 3 / t of pig iron;
V d.t - additional fuel consumption, m 3 (kg) / t of pig iron;
z is a coefficient equal to 0.70-1.20.

Содержание железа в чугуне Fe 94,63%; коэффициент перехода Fe в шлак ξ = 0,002 (доли). The iron content in iron is 94.63%; the coefficient of transition of Fe to slag ξ = 0.002 (fraction).

Степень использования СО и Н2 соответственно составляют: ηco = 0,4; ηн = 0,4.
Расход офлюсованного агломерата рассчитывают по формуле

Figure 00000004

где [Fe] - содержание Fe в чугуне, мас.%;
ξ - коэффициент, отражающий количество Fe, переходящее в шлак, доли единицы;
Feр.ш - содержание Fe в рудной части шихты, % (масс.);
Fe)м.д - количество Fe, поступающее в шихту в виде металлолома, кг/т чугуна;
1000 - коэффициент пересчета расхода рудной части шихты (офлюсованного агломерата) на тонну чугуна.The degree of use of CO and H 2 respectively are: η co = 0.4; η n = 0.4.
The consumption of fluxed sinter is calculated by the formula
Figure 00000004

where [Fe] is the Fe content in cast iron, wt.%;
ξ is a coefficient reflecting the amount of Fe passing into slag, fractions of a unit;
Fe r.sh - Fe content in the ore part of the charge,% (mass.);
(M Fe ) ppm - the amount of Fe entering the charge in the form of scrap metal, kg / t of pig iron;
1000 - conversion factor of the ore part of the charge (fluxed sinter) per ton of cast iron.

Пример расчета. Calculation example.

Figure 00000005

2) qр.ш = 32,15(1,609)2 - 101,5(1,609) + 86,235 = 6,153 мДж/кг;
3) qс = 1,8667(5,250 + 12,648•0,40) = 19,2442 мДж/кг СK;
4) qд = 1•0,00143•1170 - 10,802•0,015 = 1,511 мДж/м3;
5) qт.д = 1,958 + 12,648•1,077•0,40 + 10,802•2,06•0,40 = 16,3076 мДж/м3.
Figure 00000005

2) q r.s. = 32.15 (1.609) 2 - 101.5 (1.609) + 86.235 = 6.153 mJ / kg;
3) q s = 1.8667 (5.250 + 12.648 • 0.40) = 19.2442 mJ / kg C K ;
4) q d = 1 • 0.00143 • 1170 - 10.802 • 0.015 = 1.511 mJ / m 3 ;
5) q etc = 1.958 + 12.648 • 1.077 • 0.40 + 10.802 • 2.06 • 0.40 = 16.3076 mJ / m 3 .

Для ведения доменной плавки расход кокса устанавливают по соотношению (расчет проиллюстрируем для варианта технологии при z=0,95)

Figure 00000006

В таблице приведены примеры осуществления способа при различных значениях коэффициента z.To conduct blast furnace smelting, the coke consumption is set by the ratio (we will illustrate the calculation for the technology variant at z = 0.95)
Figure 00000006

The table below shows examples of the method for various values of the coefficient z.

В первом примере (z = 0,6) расход кокса при данных параметрах дутья оказывается излишним (К = 487 кг/т) для выплавки передельного чугуна (Si≤1,25%). В результате этого содержание Si в чугуне увеличивается до 0,90%, что не соответствует требованиям конверторного производства стали. Повышенный нагрев, связанный с перерасходом кокса снижает интенсивность плавки и, как следствие, суточное производство чугуна резко уменьшается и составляет 7850 т. In the first example (z = 0.6), coke consumption for these blast parameters is excessive (K = 487 kg / t) for smelting pig iron (Si≤1.25%). As a result of this, the Si content in cast iron increases to 0.90%, which does not meet the requirements of converter steel production. The increased heating associated with the excessive consumption of coke reduces the intensity of smelting and, as a result, the daily production of pig iron decreases sharply and amounts to 7850 tons.

В пятом примере (z = 1,30) тепловой режим доменной плавки оказывается ниже, чем требуется по условиям теплопотребности процесса. Расход кокса (К = 371 кг/т) явно меньше минимально возможной величины - 421 кг/т (пример 4). По этой причине производство чугуна в сутки снизилось на 850 т. Ухудшилось качество чугуна: содержание серы увеличилось с 0,013% (примеры 3 и 4) до 0,030%, возросла колеблемость чугуна по S, Si и температуре. По всем параметрам этот пример технологии не соответствует технико-экономическим требованиям доменного производства. In the fifth example (z = 1.30), the thermal regime of blast furnace smelting is lower than that required by the heat demand of the process. Coke consumption (K = 371 kg / t) is clearly less than the minimum possible value - 421 kg / t (example 4). For this reason, cast iron production per day decreased by 850 tons. Cast iron quality deteriorated: the sulfur content increased from 0.013% (examples 3 and 4) to 0.030%, the variability of cast iron in S, Si and temperature increased. In all respects, this technology example does not meet the technical and economic requirements of blast furnace production.

В оптимальных примерах (z = 0,70-1,20) вследствие установления необходимого расхода кокса обеспечивается оптимальный с точки зрения теплопотребности процесса плавки тепловой режим и благодаря этому достигаются наилучшие показатели по производительности доменной печи - 8300-8350 т/сутки и по качеству чугуна. Содержание S = 0,013%; Si = 0,45-0,62%, tч = 1505-1550oС, при этом достигаются минимальные стохастические колебания химического состава и температуры чугуна.In the optimal examples (z = 0.70-1.20), due to the establishment of the required coke consumption, the thermal regime that is optimal from the point of view of the heat demand of the melting process is ensured and, due to this, the best performance is achieved for the productivity of the blast furnace - 8300-8350 t / day and for the quality of cast iron . Content S = 0.013%; Si = 0.45-0.62%, t h = 1505-1550 o C, while achieving minimal stochastic fluctuations in the chemical composition and temperature of cast iron.

Claims (1)

Способ ведения доменной плавки, включающий периодическую загрузку в доменную печь рудных материалов и кокса, непрерывный контроль состава и количества рудных материалов и кокса, контроль химического состава колошникового газа, расходов дополнительного топлива, вдуваемого через фурмы в горн печи, дутья, технологического кислорода, контроль температуры и влажности дутья, отличающийся тем, что расход кокса устанавливают по соотношению
Figure 00000007

где K - расход кокса, кг (сухого)/т чугуна;
Mр.ш - расход рудной части шихты, кг/т чугуна;
СК - содержание углерода в коксе, доли;
qc - тепловой эквивалент углерода кокса, мДж/кг;
qр.ш - тепловой эквивалент рудной части шихты, мДж/кг;
qд - тепловой эквивалент дутья, мДж/м3;
qд.т - тепловой эквивалент дополнительного топлива, мДж/м3 (кг);
VД - расход дутья, м3/т чугуна;
Vд.т - расход дополнительного топлива, м3 (кг)/т чугуна;
z - коэффициент, равный 0,70-1,20;
при этом тепловой эквивалент рудной части шихты устанавливают по соотношению
qр.ш=32,0•(Мр.ш)2-101,5•(Мр.ш)+86,235,
где 32,0; 101,5 и 86,235 - коэффициенты.
A method for blast furnace smelting, including periodic loading of ore materials and coke into a blast furnace, continuous monitoring of the composition and quantity of ore materials and coke, monitoring of the chemical composition of blast furnace gas, consumption of additional fuel blown through the tuyeres in the furnace, blasting, process oxygen, temperature control and humidity of the blast, characterized in that the coke consumption is set by the ratio
Figure 00000007

where K is the coke consumption, kg (dry) / t of pig iron;
M r.sh - consumption of the ore part of the charge, kg / t of pig iron;
С К - carbon content in coke, shares;
q c - thermal equivalent of carbon coke, mJ / kg;
q r.sh - thermal equivalent of the ore part of the charge, mJ / kg;
q d is the thermal equivalent of the blast, mJ / m 3 ;
q d.t - thermal equivalent of additional fuel, mJ / m 3 (kg);
V D - blast consumption, m 3 / t of pig iron;
V d.t - additional fuel consumption, m 3 (kg) / t of pig iron;
z is a coefficient equal to 0.70-1.20;
wherein the thermal equivalent of the ore part of the charge is established by the ratio
q r.sh = 32.0 • (M r.sh ) 2 -101.5 • (M r.sh ) +86.235,
where 32.0; 101.5 and 86.235 are coefficients.
Мр.ш - расход рудной части шихты на 1 т чугуна, т/т.M r.sh - ore charge charge per 1 ton of pig iron, t / t.
RU2001117599A 2001-06-28 2001-06-28 Blast smelting method RU2190667C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001117599A RU2190667C1 (en) 2001-06-28 2001-06-28 Blast smelting method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001117599A RU2190667C1 (en) 2001-06-28 2001-06-28 Blast smelting method

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2190667C1 true RU2190667C1 (en) 2002-10-10

Family

ID=20251130

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2001117599A RU2190667C1 (en) 2001-06-28 2001-06-28 Blast smelting method

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2190667C1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2709318C1 (en) * 2019-04-24 2019-12-17 Публичное акционерное общество "Северсталь" (ПАО "Северсталь") Blast-furnace smelting method

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ОСТРОУХОВ М.Я. и др. Эксплуатация доменных печей. - М.: Металлургия, 1975, с.125-127. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2709318C1 (en) * 2019-04-24 2019-12-17 Публичное акционерное общество "Северсталь" (ПАО "Северсталь") Blast-furnace smelting method

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU744754B2 (en) Method of making iron and steel
US20230175087A1 (en) Method for producing liquid pig iron from a DRI product
CN106834594B (en) A kind of method that sulfur bearing steel increases sulphur
US4419128A (en) Continuous melting, refining and casting process
RU2190667C1 (en) Blast smelting method
RU2128239C1 (en) Cast iron and a method of smelting thereof in blast furnace
RU2813432C1 (en) Cast iron smelting method
RU2240351C2 (en) Blast smelting method
KR910009962B1 (en) Method for producing chromium containing molten iron with low sulphur concentration
JPH0635604B2 (en) Blast furnace operation method
RU2805114C1 (en) Steel melting method in electric arc furnace
Kurunov et al. Washing the hearth of blast furnaces with briquets made from scale
RU2157413C1 (en) Method of cast iron smelting in blast furnace
JP3793473B2 (en) Operation method of a converter equipped with a hot metal storage furnace
JPH0913109A (en) Operation of blowing large quantity of pulverized fine coal into blast furnace
Stapleton et al. Ferromanganese Production with Oxygen Enrichment
RU2171846C1 (en) Method of running of blast-furnace heat
RU2127316C1 (en) Method of smelting high-silicon pig iron
Ostrowski et al. Blast Furnace Enrichment Investigations
RU2303070C2 (en) Method of washing the blast furnace hearth
US2782119A (en) Process of producing silvery iron
JPH0637646B2 (en) Method for producing low Si concentration hot metal in blast furnace
JPH05239515A (en) Method for operating blast furnace
JPH01215911A (en) Method for decreasing si in molten iron in blast furnace
Podkorytov et al. The use of Kachkanar raw materials in the smelting of conversion pig iron

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20100629