RU2345147C2 - Способ дефосфорации сплавов - Google Patents

Способ дефосфорации сплавов Download PDF

Info

Publication number
RU2345147C2
RU2345147C2 RU2006143502/02A RU2006143502A RU2345147C2 RU 2345147 C2 RU2345147 C2 RU 2345147C2 RU 2006143502/02 A RU2006143502/02 A RU 2006143502/02A RU 2006143502 A RU2006143502 A RU 2006143502A RU 2345147 C2 RU2345147 C2 RU 2345147C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
furnace
melting
shaft
gases
plasma
Prior art date
Application number
RU2006143502/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2006143502A (ru
Inventor
В чеслав Владимирович Павлов (RU)
Вячеслав Владимирович Павлов
Николай Анатольевич Козырев (RU)
Николай Анатольевич Козырев
Олег Борисович Моисеев (RU)
Олег Борисович Моисеев
Валерий Яковлевич Келлер (RU)
Валерий Яковлевич Келлер
Original Assignee
ООО "Регионстрой"
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 ООО "Регионстрой" filed Critical ООО "Регионстрой"
Priority to RU2006143502/02A priority Critical patent/RU2345147C2/ru
Publication of RU2006143502A publication Critical patent/RU2006143502A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2345147C2 publication Critical patent/RU2345147C2/ru

Links

Abstract

Изобретение относится к области металлургии, в частности к способам рафинирования металлов и сплавов от фосфора. Способ включает плавление шихты, состоящей из рудного и углеродсодержащего материалов, в плазменной печи. В качестве плазмообразующего газа используют водород. Плавку проводят в шахтной печи, причем в горне печи размещают по радиусу через 120° три плазмотрона под углом 40-50° к оси печи. Использование изобретения позволяет увеличить степень дефосфорации сплавов, увеличить производительность, снизить затраты на производство. 1 ил.

Description

Изобретение относится к области металлургии, в частности к способам рафинирования металлов и сплавов от фосфора.
Известен ряд способов удаления фосфора из сплавов как при подготовке шихтовых материалов к плавке, которые подразделяются на химические, гидрометаллургические, биохимические методы дефосфорации, так и в ходе плавки электрометаллургические и металлотермические методы. Известные способы отличаются низкой степенью дефосфорации и высокими материальными затратами, при этом в ряде случаев не удается снизить концентрацию фосфора до требуемого низкого уровня [1, 2].
Известна также шахтная печь для плавки металлов, включающая шахту, передний горн с наклонно выполненными к подине стенками копильника горна и укрепленными в передней стенке горелками, причем на подине шахты выполнены каналы, соединяющие шахту с копильником, оси горелок направлены на наклонную стенку, а в шахте печи установлены перфорированные решетки [3].
Существенными недостатками данной шахтной печи являются:
- низкая эффективность использования тепла отходящих газов и неиспользование тепла от дожигания СО до CO2 для подогрева переплавляемой шихты;
- нерациональная форма шахты печи, не позволяющая организовать хорошее газораспределение отходящих газов в шахте печи;
- расположение копильника горна сбоку от шахты печи создает дополнительные трудности с поступлением проплавленной шихты через канал из шахты в копильник;
- нерациональное месторасположение горелочных устройств и их низкая энергетическая эффективность.
Известна также шахтная печь для плавки материалов, преимущественно сульфата натрия в смеси с коксом, имеющая газоотвод, фурмы и горн с летками, в которой горн снабжен обогреваемой камерой, соединенной фурмами [4].
Существенным недостатком данной шахтной печи является низкая производительность печи из-за низкой энергетической мощности источников нагрева, а также из-за отсутствия использования тепла отходящих газов;
Известны также способы плавки стали и сплавов с использованием плазменного нагрева. В качестве плазмообразующего газа обычно используют азот, кислород или водород [5].
Однако известные способы плавки стали и сплавов с использованием плазменного нагрева связаны с высокими затратами на производство сплава, при этом степень дефосфорации зависит как от условий плавления (в частности шлакового режима и концентрации фосфора в шихтовом материале), так и от возможности образования летучих соединений между газом-носителем и удаляемым элементом (в нашем случае фосфором).
Известен выбранный в качестве прототипа способ дефосфорации металла, включающий обработку металла газами, отличающийся тем, что обработку расплава проводят активным азотом, парами углерода или смесью активного азота и паров углерода при массовом соотношении П:С=1:1 [6].
Существенными недостатками данного способа являются:
- невозможность получения низких концентраций азота в сплаве из-за использования в качестве плазмообразующего вещества азота;
- низкая производительность плавильного агрегата из-за неэффективного использования тепла отходящих газов;
- недостаточная эффективность плазмообразующего газа при дефосфорации в связи с более низкой активностью азота к фосфору по сравнению с активностью водорода к фосфору.
Желаемыми техническими результатами изобретения являются:
- увеличение степени дефосфорации;
- увеличение производительности;
- снижение затрат на производство.
Для этого предлагается способ дефосфорации сплавов в шахтной печи, включающий плавление шихты, состоящей из рудного и углеродсодержащего материалов, отличающийся тем, что плавку проводят в плазменной печи, в горне которой размещают по радиусу через 120° три плазмотрона под углом 40-50° к оси печи, при этом в качестве плазмообразующего газа используют водород.
Заявляемые пределы выбраны исходя из следующих предпосылок.
Размещение плазмотронов по радиусу через 120° выбрано исходя из обеспечения качественного нагрева материала и его плавления, причем успешное плавление материала обеспечивается углом наклона плазмотронов 40-50° к оси печи. При изменении угла более 50° возможно разрушение футеровки, перегрев шихты и большой локальный перегрев шихты на периферии печи, в связи с чем процесс дефосфорации протекает неэффективно в части использования углеродсодержащих материалов, а при снижении угла менее 40° происходит образование «холодных зон» в печи, «обвалов» шихты, расстройство хода печи, снижение производительности и уменьшение степени дефосфорации.
Заявляемый способ плавки был опробован на экспериментальной шахтной печи по следующей схеме. Схема заявляемой шахтной печи приведена на фиг.1.
Шахта выполнена в виде двух усеченных конусов, сопряженных с помощью цилиндра большими основаниями Устройство для загрузки шихтовых материалов, выполненное в виде двух загрузочных усеченных конусов, позволяет исключить выброс отходящих газов из шахты печи.
Размещение плазмотронов по радиусу через 120° выбрано исходя из обеспечения качественного нагрева материала и его плавления, причем успешное плавление материала обеспечивается углом наклона плазмотронов 40-50° к оси печи. При изменении угла более 50° возможно разрушение футеровки, а при снижении угла менее 40° образование «холодных зон в печи».
Горн выполняется выкатным для удобства ремонта, причем для исключения просыпи шихтовых материалов из нижней части шахты имеется отсечное устройство.
Для хорошей эвакуации газов предусмотрены три отверстия, расположенные через 120° по радиусу. Очистка газа, состоящая из узла дожигания, огнеупорного газохода, камеры осаждения крупных частиц, куллера, бустера, блока рукавных фильтров, дымососа и трубы, позволяет снизить концентрацию вредных выбросов.
В верхней части подины расположены через 120° по радиусу три отверстия для отбора горячего газа из печи и вдувания отходящих из верхней части шахты печных газов, что позволяет проводить некоторые технологические операции по возгонке.
Система выпуска плавки, оборудованная шиберным затвором, обеспечивает качественную отсечку как металла, так и шлака.
Заявляемый способ дефосфорации в шахтной печи реализован следующим образом.
Загрузка печи шихтовыми материалами проводится через устройство для загрузки шихтовых материалов в печь (1) и представляет собой два конуса - верхний и нижний. Шихта подается на верхний конус, далее конус опускается и шихта ссыпается на нижний конус, верхний конус поднимается, далее опускается нижний конус и шихта попадает в шахту печи (4). Печные газы в результате такой загрузки не «выбиваются» из печи. Эвакуация печных газов осуществляется через три отверстия в верхней части печи по трубопроводу для отвода печных газов (2). В случае необходимости отходящие печные газы с высоким содержанием СО могут с помощью перекидного клапана (3) подаваться в горн печи. Кроме того, возможен отбор газов при высокой температуре (более 650-700°С) из горна печи для операции отбора возгоняемых оксидов (например, цинка, марганца). Шихта состоит из оксидных материалов (руд, отсевов, шлаков, шламов и прочее), флюсов (при необходимости) и восстановителя - коксика (или угольных брикетов). При прохождении через шахту печи (4) шихта нагревается. В печи выделяются три зоны восстановления.
Зона твердофазного восстановления при t=600-1100°C (в зависимости от химического состава материала)
МеО(ТВ)+{СО}→МеО(ТВ)+{СО2}
2О}+С(ТВ)→{Н2}+{СО}
МеО(ТВ)+{Н2}→Ме(ТВ)+{H2O}
Зона твердофазного восстановления при t=1100-1300°C
2O}+С(ТВ)→{Н2}+{СО}
МеО(ТВ)+{СО}→Me(TB)+{CO2}
МеО(ТВ)+{Н2}→Ме(ТВ)+{Н2O}
{CO2}+C(TB)→2{СО}
Зона твердофазного восстановления при t>1300°С
(МеО)+C(TB)→[Me]+{СО}
[МеС]+(МеО)→[Me]+{СО}
Подогретая шихта из шахты поступает в горн печи (6), где осуществляется процесс плавления.
При использовании водорода в качестве газа-носителя атомы водорода реагируют с фосфором, образуя летучие гидриды фосфора и фосфиды водорода типа РН3, P2H4, P2Н, P5H2, P9H2, P12H6 [7]. Образующиеся газообразные соединения имеют низкую температуру возгонки и легко удаляются из реакционной зоны.
Горн конструктивно состоит из огнеупорных свода (7) и подины (8). В своде (7) через три отверстия, расположенных по радиусу через 120°, вводятся три плазмотрона (5). Для удобства плавления угол ввода плазмотронов может изменяться от 40 до 50° к оси печи. Для удобства ремонтов шахта печи (4) может быть разъединена от горна печи отсечным устройством (10), в результате чего свод печи (7) и подина (8) могут быть подвергнуты торкретированию или ремонту. Во время ремонта под шахту печи может устанавливаться новый горн. Леточный узел (11) оборудован шибером (9) для успешного закрытия. Для исключения выпуска металла из горна печи полностью легочный узел (11) располагается выше нижней точки расплавленного металла, т.е. печь всегда работает на расплавленной металлической подложке. Выпуск плавки осуществляется периодически, причем металл выпускается в ковш со шлаком, а отделение металла от шлака проводится в ковше.
Шахтная печь оборудована газоочисткой. Сразу после отводящего кольца (12) газы поступают в узел дожигания (13), представляющий собой установку типа труба в трубе, где за счет подсоса воздуха в камере происходит дожигание СО до СО2. Соединения водорода с фосфором при этом распадаются на безвредные атомарный водород (или вступает в соединение с СО с образованием молекулы воды) и оксиды фосфора. Далее газы поступают в огнеупорный газоход (14) и попадают в камеру осаждения крупных частиц (15). После чего газы поступают в куллер (16), представляющий собой трубопровод с высокой поверхностью контакта, где газы остужают до 150°С. Если температура на выходе из куллера более 150°С, то включается дополнительный насос - бустер (17), который «разбавляет» печные газы атмосферным воздухом, в результате чего температура смеси понижается до 150°С. Очистка газов осуществляется в блоке рукавных фильтров (18). Для создания требуемого разрежения используется дымосос (19). Очищенные газы с запыленностью менее 5 мг/м3 выбрасываются через трубу (20) в атмосферу.
Следует отметить, что способ позволяет успешно удалять летучие гидриды фосфора и фосфиды водорода и создает необходимые условия, препятствующие их разложению или осаждению на частицах шихты и для дальнейшего их рециклинга (обратного перехода в сплав).
Заявляемый способ был реализован при плавке железоуглеродистых сплавов, ферромарганца, силикомарганца, феррованадия и ферротитана. Плавка проводилась в вышеописанной печи с использованием соответствующей руды (марганцевой, титансодержащей или ванадийсодержащей в зависимости от выплавляемого ферросплава или лигатуры), углеродсодержащего восстановителя (угля и коксового орешка), флюса (известняка). Восстановление проводили карботермическим способом. При этом, например, для выплавки силикомарганца использовали 430 кг марганцевой руды с содержанием марганца 36%, 430 кг марганцевого концентрата с содержанием марганца 48%, 120 кг кварцита и 180 кг коксика орешка и 80 кг угля. Степень дефосфорации сплава при этом составляла от 44 до 80% (при плавке в руднотермических печах не более 20%). При плавке ферромарганца степень дефосфорации достигала 84%. При плавке титанистых лигатур и сплавов с ванадием степень дефосфорации составляла 60-87%,
Расчетная производительность печи по сравнению с руднотермической печью повысилась в 1,1-1,4 раза, заявляемый способ позволяет производить сплавы с содержанием фосфора менее 0,05%, затраты на производство в среднем снижены на 4,9% на тонну сплава.
Источники информации
1. М.А.Рысс. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1985. - 344 с.
2 М.И.Гасик, Н.П.Лякишев. Теория и технология электрометаллургии ферросплавов. - М.: СПИнтермет Инжиниринг, 1999. - 764 с.
3. А.с. СССР №389375, кл. F27B 1/00.
4. А.с. СССР №381853, кл. F27B 1/00.
5. В.Дембовский. Плазменная металлургия. - М.: Металлургия, 1981. - 280 с.
6. Патент РФ №2001123, кл. С21С 7/064.
7. Химическая энциклопедия: в 5 т: т.5. - М.: Большая Российская энциклопедия, 1998. - 783 с.

Claims (1)

  1. Способ дефосфорации сплавов в шахтной печи, включающий плавление шихты, состоящей из рудного и углеродсодержащего материалов, отличающийся тем, что плавку проводят в плазменной печи, в горне которой размещают по радиусу через 120° три плазматрона под углом 40-50° к оси печи, при этом в качестве плазмообразующего газа используют водород.
RU2006143502/02A 2006-12-07 2006-12-07 Способ дефосфорации сплавов RU2345147C2 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2006143502/02A RU2345147C2 (ru) 2006-12-07 2006-12-07 Способ дефосфорации сплавов

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2006143502/02A RU2345147C2 (ru) 2006-12-07 2006-12-07 Способ дефосфорации сплавов

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2006143502A RU2006143502A (ru) 2008-06-20
RU2345147C2 true RU2345147C2 (ru) 2009-01-27

Family

ID=40544435

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2006143502/02A RU2345147C2 (ru) 2006-12-07 2006-12-07 Способ дефосфорации сплавов

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2345147C2 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2613833C1 (ru) * 2015-09-22 2017-03-21 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Способ дефосфорации железных руд и концентратов

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2613833C1 (ru) * 2015-09-22 2017-03-21 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Способ дефосфорации железных руд и концентратов

Also Published As

Publication number Publication date
RU2006143502A (ru) 2008-06-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2260059C2 (ru) Способ прямой плавки
RU2205878C2 (ru) Установка и способ (варианты) получения расплавов металла
RU2271396C2 (ru) Подовая плавильная печь и способ ее применения для производства железа или стали
US7513929B2 (en) Operation of iron oxide recovery furnace for energy savings, volatile metal removal and slag control
JP3058039B2 (ja) 転炉製鉄法
US6270553B1 (en) Direct reduction of metal oxide agglomerates
WO2014112432A1 (ja) 転炉製鋼法
WO2000012766A1 (en) A process and an apparatus for producing metals and metal alloys
JP2010265485A (ja) アーク炉の操業方法
WO2013070121A1 (ru) Способ пирометаллугрической переработки красных шламов
US5889810A (en) Apparatus for preheating and melting of scrap and process for the same
WO2003062474A1 (en) Process for producing molten iron
ES2286827T3 (es) Procedimiento para el tratamiento de polvos en los conductos de acerias electricas.
RU2345147C2 (ru) Способ дефосфорации сплавов
RU2346057C2 (ru) Усовершенствованный способ плавки для получения железа
RU2295574C2 (ru) Способ получения металла и установка для его осуществления
EP1373581B1 (en) Reduction smelting method in a shaft furnace with recovery of volatile secondary metals
JP2002522642A (ja) 重金属及び鉄酸化物を含有する残滓物質の熱処理方法
JP4762420B2 (ja) ロータリーキルンを用いた酸化鉄の溶融還元方法
RU2380633C1 (ru) Дуплекс-печь для выплавки марганцевых сплавов из железомарганцевых бедных руд и концентратов и техногенных отходов металлургии
RU2639396C1 (ru) Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды
JPS61104013A (ja) 溶融鋼からみ中に含有されている鉄の回収方法
RU2334925C1 (ru) Шахтная плавильная печь
JPH0688115A (ja) 傾斜炉による直接製鋼法
RU2760199C9 (ru) Агрегат непрерывного получения стали

Legal Events

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

Effective date: 20101208