SU865951A1

SU865951A1 - Method of producing silicocalcium

Info

Publication number: SU865951A1
Application number: SU802873641A
Authority: SU
Inventors: Анатолий Сергеевич Дубровин; Ирина Сергеевна Быстрова; Владимир Григорьевич Мизин; Александр Игоревич Баев; Иван Васильевич Рябчиков; Роман Александрович Невский; Геннадий Федорович Игнатенко; Николай Иванович Чернега; Михаил Владимирович Галкин; Герман Павлович Югов
Original assignee: Научно-исследовательский институт металлургии
Priority date: 1980-01-25
Filing date: 1980-01-25
Publication date: 1981-09-23

Description

Изобретение относитс к металлургии и может быть использовано при производстве сплавов с кальцием дл раскислени стали и модифицировани чугуна. Известен -способ силикоте рмического получени сплавов кальци , включающий восстановление окиси кальци кремнием ферросилици в присутствии плавикового шпата. Соотношение извес ти и ферросилици в шахте сос тав ет 0,9 5 1,1 1 . Однако из-за близости удельных весов металла и шлака часть металла тер етс со шлаком в виде корольков и, кроме того, .тепло жидкого шлака не используетс , вследствие чего повышаетс удельный расход электроэнер гии . Известен также способ производств силикокальци , при осуществлении которого , хот и сокращаетс потери металла со ишаком-путем введени в конце плавки осадител (железа), однако присутствие в расплаве значительных количеств железа существенно уменьшает степень восстановлени кальци из-за снижени активности восстановител и повышени активности caльци 2. Наиболее близким к предлагаемому . по технической сущности и дсстигаемому эффекту вл етс способ выплавки силикокальци ,включающий проплавление части шихтовых материалов,загрузку и проплавление второй части шихты с последующим выпуском шлака и металла , регулирование соотношени в шихте окиси кальци к кремнию восстановител в обеих стади х процесса. Соотношение извести и восстановител в первой стадии составл ет 0,2 - 0,8, а во второй - 1,0 -- 3,0 (3. Недостатком этого способа вл етс высокий расход ферросилици , св занный с повышенным угаром кремни из-за проплавлени большей его 1асти, в начале процесса. Этот прием приводит к увеличению содержани siOj в шлаке и снижает степень восстановлени кальци как во втором периоде плавки, так и в плавке в целом,Кроме того, часть металла при его выпуске из печи остаетс в шкале в виде корольков, а тепло жидкого шлака не используетс . Цель изобретени - повыи1ение извлечени кальци и снижение расхода электроэнергии.The invention relates to metallurgy and can be used in the production of alloys with calcium for the deoxidation of steel and the modification of pig iron. A known method for silicate production of calcium alloys, including the reduction of calcium oxide with silicon ferrosilicon in the presence of fluorspar. The ratio of lime and ferrosilicon in the mine is 0.9 5 1.1 1. However, due to the proximity of the specific gravities of the metal and slag, a part of the metal is lost with the slag in the form of beads and, moreover, the heat of the liquid slag is not used, as a result of which the specific power consumption increases. There is also known a method for producing silicocalcium, in which, although metal loss with a donkey is reduced by introducing a precipitator (iron) at the end of smelting, the presence of significant amounts of iron in the melt significantly reduces the degree of calcium reduction due to the reduced activity of the reducing agent. 2. The closest to the proposed. The technical essence and effect achieved is the method of melting silicocalcium, including the melting of part of the charge materials, loading and melting of the second part of the charge, followed by the release of slag and metal, controlling the ratio of calcium to silicon in the reducing agent in both stages of the process. The ratio of lime and reducing agent in the first stage is 0.2–0.8, and in the second it is 1.0–3.0 (3. The disadvantage of this method is the high consumption of ferrosilicon associated with an increased amount of silicon due to melting more of it, at the beginning of the process. This technique leads to an increase in the siOj content in the slag and reduces the degree of calcium reduction both in the second melting period and in the melting as a whole. Moreover, part of the metal when it is released from the furnace remains on the scale the form of korels, and the heat of the liquid slag is not used. Calcium extraction and reduced power consumption.

Цель достигаетс тем, что согласно способу получени силикокальци , включающему проплавление части шихтовых материалов, затем загрузку и проплавление второй части шихты с последующим выпуском шлака и металла , а также регулирование соотношени в шихте количества окиси кальци к кремнию восстановител в обеих ста ри х процесса,после проплавлени первой части шихты выпускают полученный металл, затем на оставшийс в печи шлак загружают и проплавл ют вторую часть шихты, причем в первой стадии соотношение в шихте количества окиси кальци к кремнию восстановител поддерживают в пределах 1,3 - 2,6, а во второй стадии процесса - 0,1-0,95 Во второй стадии процесса содержание окиси магни и глинозема в шлаке поддерживают на уровне 2-10 вес.% каждого путем введени смеси окиси магни и алюминийсодержащего материала ,The goal is achieved in that according to the method of obtaining silicocalctes, including the melting of part of the charge materials, then loading and melting of the second part of the charge followed by the release of slag and metal, as well as controlling the ratio in the charge of calcium oxide to silicon, the reducing agent in both stages of the process after the first part of the charge is melted, the resulting metal is released, then the second part of the charge is smelted to the remaining slag in the furnace, and in the first stage the ratio in the mixture of calcium oxide is to the silicon, the reducing agent is maintained within the range of 1.3-2.6; in the second stage of the process, 0.1-0.95. In the second stage of the process, the content of magnesium oxide and alumina in the slag is maintained at the level of 2-10 wt.% each by introducing mixtures of magnesium oxide and aluminum-containing material,

В первой стадии процесса дл восстановлени кальци из извести целесообразно примен ть ферросилиций, а содержание кремни 65-90%, а во второй стадии - 45-65%,In the first stage of the process, it is advisable to use ferrosilicon for the reduction of calcium from lime, and the silicon content is 65-90%, and in the second stage - 45-65%,

В сплаве, получаемом на второй стадии, содержание кальци ниже, а плотность сплава заметно выше, -чем на первой.In the alloy obtained in the second stage, the calcium content is lower, and the density of the alloy is noticeably higher, than at the first.

Разница особенно велика, когда в первой стадии примен ют ферросилиций с содержанием кремни л90%, а во второй - 45%. Получение более т желого сплава во второй стадии позвол ет осадить часть металла, присутствующего в шлаке в виде корольков, и увеличить выход годного.The difference is especially great when ferrosilicon with a silicon content of 90% is used in the first stage and 45% in the second stage. Obtaining a heavier alloy in the second stage makes it possible to precipitate a part of the metal present in the slag in the form of beads, and to increase the yield.

При соотношении СаО к Si менее 1,3 в первой стадии существенно возрастает расход кремни на единицу восстановленного кальци и его потери , св занные с окислением кремни газовой фазой, при этом содержании кальци в сплаве невелико. При соотношении СаО к Si больше 2,6 увеличиваетс продолжительность плавки. Это вызывает большие потери кальци за счет его испарени , повышает расход электроэнергии и в конечном счете приводит к резкому снижению концентрации кальци в сплаве.When the CaO to Si ratio is less than 1.3, in the first stage the silicon consumption per unit of reduced calcium significantly increases and its losses associated with the oxidation of silicon by the gas phase, while the calcium content in the alloy is small. When the ratio of CaO to Si is greater than 2.6, the duration of melting increases. This causes large calcium losses due to its evaporation, increases energy consumption and ultimately leads to a sharp decrease in calcium concentration in the alloy.

Во второй стадии процесса при соотношении СаО к Si меньше 0,1 извлечение кальци мало из-за наличи в шлаке значительного количества SiO , снижающего полноту восстановлени , в получающемом сплаве содержание кальци низкое. При соотношении СаО к Si больше 0,95 врем проплавлени шихты на оставшемс шлаке увеличиваетс , что приводит к повышению расхода электроэнергий и возрастанию потерь кальци с испарением.In the second stage of the process, when the CaO to Si ratio is less than 0.1, the calcium extraction is low due to the presence in the slag of a significant amount of SiO, which reduces the completeness of the reduction, in the resulting alloy the calcium content is low. When the ratio of CaO to Si is greater than 0.95, the time of melting of the charge on the remaining slag increases, which leads to an increase in energy consumption and an increase in calcium loss with evaporation.

Использование в качестве флюса смеси окиси магни с.алюминийсодержащим KOMnoHetjTOM предпочтительно на второй стадии процесса, так как повышение количества глинозема в шлаке способствует снижению активностиUse as a flux of a mixture of magnesium oxide with an aluminum-containing KOMnoHetjTOM preferably in the second stage of the process, since an increase in the amount of alumina in the slag contributes to a decrease in the activity

5 siO и увеличению полноты восстановлени . Однако в том случае, когда в шлаке количество окиси магни и глинозема меньше вес. 2% каждого в зкость шлака высока, что приводит к плохому осаждению корольков сплава.5 siO and an increase in the completeness of recovery. However, when there is less weight of magnesium oxide and alumina in the slag. 2% of each slag viscosity is high, which results in poor deposition of the alloy cores.

При содержании каждого из них более 10% также возрастает в зкость шлака, потери металла в нем и непроизводительные затраты тепла на его расплавление.When the content of each of them is more than 10%, the viscosity of the slag, the metal loss in it, and the waste of heat on its melting also increase.

Пример 1. (По известному способу).Example 1. (By a known method).

в первой стадии процесса в электропечи проплавл ют 300 кг извести, 600 кг ферросилици (65% кремни ) и 120 кг плавикового шпата, затем проплавл ют 960 кг извести, 630 кг ферросилици и 40 кг плавикового шпата. Получают 1250 кг силикокальци с содержанием кальци 16,7%. Извлечение кальци составл ет 24,4%. Расход электроэнергии на базовую тонну (15% Са) сплава составл ет 1620 кВт.чIn the first stage of the process, 300 kg of lime, 600 kg of ferrosilicon (65% silicon) and 120 kg of fluorspar are melted in an electric furnace, then 960 kg of lime, 630 kg of ferrosilicon and 40 kg of fluorspar are melted. 1250 kg of silicocalcium are obtained with a calcium content of 16.7%. Calcium extraction is 24.4%. Electricity consumption per base ton (15% Ca) of the alloy is 1620 kWh

0 или 10800 кВт,ч на 1 т кальци .0 or 10,800 kWh per 1 ton of calcium.

Пример 2. (По предлагаемому способу).Example 2. (According to the proposed method).

В первой стадии процесса в электропечи проплавл ют шихту, содержащую известь, ферросилиций и плавиковый шпат, затем выпускают из печи полученный металл, а на оставшийс шлак загружают и проплавл ют вторую часть шихты, при этом ввод т дополнительп но смесь магнезита с алюминием. После полного проплавлени шлак и металл выпускают иэ печи. Расход материалов и полученные результаты представлены в таблице.In the first stage of the process, a mixture containing lime, ferrosilicon, and fluorspar is smelted in an electric furnace, the resulting metal is released from the furnace, and the second part of the mixture is loaded and the second part of the mixture is smelted, and an additional mixture of magnesite with aluminum is introduced. After complete melting, the slag and the metal are released from the furnace. The consumption of materials and the results obtained are presented in the table.

ооoo

гg

о о счoh oh

ооoo

о оoh oh

ОО Г-1OO G-1

(М(M

ооoo

Ч VDH vd

CTiCTi

IгЧIcP

I NI n

in оin about

г- соg- so

о смo see

о оoh oh

CN чо о о соCN what about about

и VOand VO

о о о kooh oh ko

го Tigo ti

II

HH

о Ф n P)about f n p)

aeae

смcm

гоgo

и смand see

I ГЧI MS

VDVd

. со. with

гоgo

со CN г- ОО VOwith CN g- OO VO

Р- 1Л 00R-1L 00

inin

го гнh gn

ОО VO о CS «sr о OO VO about CS "sr about

ONON

го гЧ 1-1 гЧ го см г-1 гНgo gh 1-1 hc go cm g-1 gN

о о оLtd

о о о о оoh oh oh oh

о about

о оoh oh

с t - 00 from t - 00

f о г-1 г43 -if about g-1 g43 -i

«(- г 41 00 "(- g 41 00

о юo you

inin

Г1G1

Dr OГ-CMO t- r-Dr OG-CMO t- r-

VOVO

HOCNO-IOCNOHOCNO-IOCNO

смcm

о даOh yeah

оabout

о юo you

VOVO

юYu

о I about i

о чоoh cho

о ч«9оabout h “9o

о г-about g-

оabout

о 1about 1

0000

о гabout g

о о гI Iabout about gI I

I . II. I

оabout

о ,0 оoh 0 o

оо о оoo oh oh

о чkO Т about chko t

о VO about vo

ао in VOAO in VO

VO I о см соVO I about cm with

ОО ОСЭОООООООГPA OSEOOOOOOG

voo vo ovoovoo DOVDг Jvoo vo ovoovoo DOVDg J

Claims

fM NM "r S r44CN The implementation of the proposed method as compared to the known method allows to increase calcium recovery by 7.811.6%, reduce the consumption of ferrosilicon by 37-212.8 kg per 1 base ton of alloy, and also reduce the energy consumption by 240-650 on 1 base t. alloy. At a cost of 1 ton of ferrosilicon 166 p. 70 k. And 1000 kWh of electricity 10p. 75 K. The savings from the implementation of the proposed method will be 7.75 - 42.46 rubles. 1 base t alloy or 51-283 rubles. per 1 ton of cali qi. Claim 1. Method of silicocalctes includes the melting of part of the charge materials, loading and melting of the second part of the charge with the subsequent release of slag and metal, controlling the ratio in the charge of calcium oxide to silicon of the reducing agent in both stages of the process, characterized in that, in order to increase extracting calcium and reducing energy consumption, after the first part of the charge has been melted, the resulting metal is released, then the remaining part of the charge is charged to the remaining slag in the furnace and the second part of the charge is smelted, and stage in the charge amount ratio of calcium oxide to silicon reducing agent is maintained in the range 11.3 - 2.6, and in the second stage of the process - 0,1-0,95. 2. A method according to claim 1, characterized in that in the second stage of the process, the content of magnesium oxide and alumina in the slag is maintained at a level of 2-10% by weight of each. Sources of information taken into account in the examination 1. The author's certificate of the USSR 250196, cl. C 21 S 7/06, 1968.

2. Authors certificate USSR 393347, cl. C 22 C 33/04, 1971.

3. Authors certificate of the USSR 250962, cl. From 21 to 7/00. 1968.