SU881122A1 - Method of treatment of iron-containing slags - Google Patents
Method of treatment of iron-containing slags Download PDFInfo
- Publication number
- SU881122A1 SU881122A1 SU782654132A SU2654132A SU881122A1 SU 881122 A1 SU881122 A1 SU 881122A1 SU 782654132 A SU782654132 A SU 782654132A SU 2654132 A SU2654132 A SU 2654132A SU 881122 A1 SU881122 A1 SU 881122A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- iron
- metal
- reduction
- oxides
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
(54) СПОСОБ ОБРАБОТКИ ЖЕЛЕЗОСОДЕРЖАЩИХ ШЛАКОВ(54) METHOD FOR PROCESSING IRON-CONTAINING SLAGS
II
Изобретение относитс к черНой и цветной металлургии, а именно к комплексной переработке шлаков, получаемых на заводах этих отраслей.The invention relates to ferrous and non-ferrous metallurgy, in particular to the integrated processing of slags produced at the plants of these industries.
Известен способ металлотермического восстановлени железа из шлака в дуговой электропечи с использо.. ванием в качестве восстановител кремни .The known method of metallothermal reduction of iron from slag in an electric arc furnace using silicon as a reducing agent.
Недостатком такого способа вл етс то, что полученный металл имеет высокое содержание марганца и особенно фосфора (до 2%) и, естественно, без дополнительного рафинировани не может быть использован.The disadvantage of this method is that the resulting metal has a high content of manganese and especially phosphorus (up to 2%) and, of course, cannot be used without additional refining.
Известен также способ обработки железосодержащих шлаков , осуществл емый в элекропечи с использованием в качестве восстановител твердого углерода L2J.There is also known a method of treating iron-containing slags, carried out in electric furnaces using solid carbon L2J as a reducing agent.
Недостатком этого способа вл етс то. что металл получают с содержанием углерода до 3% и хрома 3-3,5%. Кроме того, процесс протекаёт со значительным расходом электроэнергии . Полученный таким способом металл требует дальнейшей переработки дл снижени содержани углерода и хрома.The disadvantage of this method is that. that metal is obtained with a carbon content of up to 3% and chromium 3-3.5%. In addition, the process proceeds with significant power consumption. The metal obtained in this way requires further processing to reduce the content of carbon and chromium.
Наиболее близким к предлаганмому по техническому решению и достигаемому .результату вл етс способ обработки сталеплавильных шлаков, осуществл емый в металлургическом агрега10 те или в ковше путем продувки шлакового расплава смесью технического кислорода и природного газа в соотношении 1:1, при котором восстановление металла из окислов протекает за The closest to the proposed technical solution and the achieved result is a method of treating steelmaking slags, carried out in a metallurgical aggregate 10 either in a ladle by blowing slag melt with a mixture of technical oxygen and natural gas in a 1: 1 ratio, in which the metal is reduced from oxides behind
IS счет их взаимодействи с восстановит тельными газами СО и Н2 - продуктами разложени природного газа| 3у .IS account of their interaction with reducing gases CO and H2 - products of natural gas decomposition | 3y.
Однако данный способ .требует тельного времени протекани процесса However, this method requires the required process time.
20 восстановлени , высокой температуры расплава, а также большого расхода природного газа и кислорода. Длитель-ность протекани восстановлени в3 л етс основной причиной невозможности реализации этого способа в проммшленной практике. Цель изобретени - увеличение проп изводительности процесса и повьппение качества получаемого металла. Поставленна цель достигаетс тем что восстановление окислов производ т металлическими восстановител ми из расчета, сохранени в шлаке 5-10% железа в виде окислов, а продувку ведут инертным газом, подаваемым снизу. В случае использовани холодного шлака его предварительно расплавл ют газокислородным дутьем, а с целью поглощени избытка тепла металлотерми ческих реакций, при работе на жидком шлаке в расплав в процессе восстановлени ввод т холодный шлак. Сохранение окислов железа (5-10% eeui в восстановленном -шлаке обес печивает его высокую окислительную и рафинирующую способность (следует учесть, что перерабатываемые шлаки как правило содержат СаО и характеризуютс высокой основностью) . По этой причине восстановленный металл полу чаетс нетолько низкоуглеродистым, но и чистым по фосфору, сере. Ввиду неполного восстановлени окислов жел за, не получает развити также воестановление хрома и марганца и металл получаетс чистым по содержанию этих элементов. При необходимости же полученный данным способом восстановле ный шлак после отделени низкоуглеродистого металла можно подвергнуть дальнейшему восстановлению с получением высокохромистого или высокомарганцовистого металла (полупродукта). При наличиии исходного шлака с высокой температурой в процессе металлотермического восстановлени выдел етс большое количество тепла, что неблагопри тно дл футеровки конвертера . Дл поглощени избытка тепла в процессе воостановлени в расплав необходимо вводить холодн шлак, что помимо охлаждаклцего эффекта позв л ет увеличить количество шлака, пер рабатываемого в конвертере. По сравнению с известным предлагаемый способ обеспечивает высокую производительность , так как металлотермическо восстановление с интенсивным йвремешиванием расплава нейтральными газами завершаетс в течение 5-10 мин , тогда как углетермическое требует 2 4 нескольких часов. Процесс идет практически без затрат электроэнергии. П.р и м е р 1 .По окончании окислительного рафинировани в iO-тонНом конвертере с донными фурмами (10|2 т ферроникел ) полученный рафинированный Ферроникель сольют через летку в ковш, в конвертере остав т железистый рафинированный шлак 5 т. Шлак содержит, %: СаО 23,10; SiOi10 ,34; Fe 39,65; Cr,0-5,20; AliOj 2,12; MqO,80; N1 0,08; S 0,08, Количество окислав железа (пересчет F %ц на ) - 50,98. Посредством отмагничивани определ ют , что в шлаке 15% металловключений (корольки), по составу представл ющих собой рафинированный ферроникель . После выпуска плавки приступают к обработке шлака, дл чего ч.ерез донные фурмз подают парогазовое дутье. При этом расход пара по центральному каналу составл ет 15 , расход газа (по периферийной щели) - 3,5 . При вертикальном положении конвертера в него загружают 800 кг 43%-ного ферросилици крупностью до 50 мм и дают 1 т дробленого Мартеновского шлака дл охлаждени плавки. Состав Мартеновского шлака,%:,СаО 48,2; 18,4 ; МпО 5,2; ,7. По истечении 7 мин продувки производ т повалку конвертера . Температура расплава после повалки составл ет 1685 С. Содержимое конвертера через горловину сливают в разливочный ковш и полученный металл посредством стопора о.тливают в изложницы. В результате метаплотермического взаимодействи содержа ние окислов железа в шлаке уменьшаетс . Конечный шлак имеет в своем составе , %: Feo,,42; или РеОовщ 12,12; СаО 30,72; SiOa 35,40; , 6,91; AljtOi 2,82; S 0,11: Р205 0,28. Состав металла, отлитого в изложницы,%: С 0,05; SI 0,03; Мп 0,02; , Сг 0,07;, 50,021; Р 0,008; N1 0,92. Вес металла - .2,5 т . Пример 2 . В 10-тонном конвертере посредством донного кислородно тошшвного лить расплавл ют 6т шлака, доставленного с Побужског го никелевого завода (при установке на ПНЗ конвертеров с донным дутьем в них перерабатываютс огненножидкие шлаки непосредственно после рафинировани ферроникел ). Температура шлакового расплава перед вое520 recovery, high melt temperature, and high consumption of natural gas and oxygen. The duration of the course of recovery is the main reason for the impossibility of implementing this method in industrial practice. The purpose of the invention is to increase the proprocy of the process and increase the quality of the metal produced. This goal is achieved by reducing the oxides by metal reducing agents at the rate of keeping 5-10% of iron in the slag in the form of oxides in the slag and blowing through with an inert gas supplied from below. When cold slag is used, it is pre-melted by gas-oxygen blast, and in order to absorb the excess heat of metal-thermal reactions, when working on liquid slag, cold slag is introduced into the melt during the reduction process. Preservation of iron oxides (5-10% eeui in reduced slag ensures its high oxidizing and refining ability (it should be taken into account that processed slags usually contain CaO and are characterized by high basicity). For this reason, the reduced metal is not only low-carbon, but pure phosphorus, sulfur. Due to incomplete reduction of oxides of the gel for, the recovery of chromium and manganese also does not develop, and the metal is pure in terms of the content of these elements. With this method, the reduced slag can be subjected to further reduction after separation of the low-carbon metal to produce a high-chromium or high-manganese metal (intermediate product). In the presence of the original high-temperature slag, a large amount of heat is generated during the metallothermal reduction process, which is unpleasant for the converter lining. heat during the melting process, it is necessary to introduce cold slag, which, in addition to the cooling effect, allows chit amount of slag per ops in the converter. Compared with the known method, the proposed method provides high performance, since the metallothermal reduction with intensive melt mixing of neutral gases is completed within 5–10 min, while the carbon thermal process requires 2–4 several hours. The process goes almost without energy costs. Part 1. At the end of the oxidative refining in an iO-ton converter with bottom tuyeres (10 | 2 ton ferronickel), the resulting refined ferronickel is salted through a notch into the ladle, in the converter there is left ferrous refined slag 5 ton. Slag contains, %: CaO 23.10; SiOi10, 34; Fe 39.65; Cr, 0-5.20; AliOj 2.12; MqO, 80; N1 0.08; S 0.08, the Amount of iron oxide (recalculated F% c on) - 50.98. By means of magnetization, it is determined that in the slag there are 15% of metal inclusions (beads), which in composition are refined ferronickel. After the release of smelting, the treatment of slag is started, for which a vapor-gas blast is supplied through the bottom tufts. In this case, the steam consumption in the central channel is 15, the gas consumption (in the peripheral gap) is 3.5. With the converter in a vertical position, 800 kg of 43% ferrosilicon with a grain size of up to 50 mm is loaded into it and give 1 ton of crushed open-hearth slag to cool the melt. The composition of the open-hearth slag,% :, CaO 48.2; 18.4; MpO 5.2; , 7. After 7 minutes of purging, the converter is poured. The temperature of the melt after casting is 1685 C. The contents of the converter are poured into the casting bucket through the throat and the resulting metal is poured into the molds by means of a stopper. As a result of the metaplothermic interaction, the content of iron oxides in the slag decreases. The final slag has in its composition,%: Feo ,, 42; or PeOowsch 12,12; CaO 30.72; SiOa 35.40; , 6.91; AljtOi 2.82; S 0.11: P205 0.28. The composition of the metal cast into molds,%: C 0.05; SI 0.03; Mp 0.02; , Cr 0.07 ;, 50.021; P 0.008; N1 0.92. Metal weight - 2.5 tons Example 2 In a 10-ton converter, 6t of slag was smelted by bottom-up oxygen-nauseous sludge delivered from a nickel-made nickel plant (when installed on a PNC, bottom-blown converters in them are processed into liquid-liquid slags immediately after refining ferronickel). Slag melt temperature before heat5
становлением . Состав шлака СаО 18,53; ,34; AliOj 8,65; РеОь«щ56,40; S 0,11; 0,18; ИдО 6,9. При продувке расплава донным парогазовым дутьем (пар- 15 мум н природный газ - 4,0 ) в конвертер в течение 3 мин загружают 1300 кг 45%-ного ферросилици и еще продувают 5 мин. Температура расплава после повалки конвертера составл ет . В результате обработки получают 3,6 т м гкого железа, содержащего , %: С 0,04; Si 0,01; Мп 0,02; Сг 0,05; S 0,015; Р 0,007; Ni 1,06. В составе шлака имеем,%: СаО 26,5; ,3; ,2 (РеОовш, 6,69); ,38; 50,16; Pi050,26.becoming. The composition of the slag CaO 18,53; , 34; AliOj 8.65; DOWS “RH56,40; S 0.11; 0.18; IDO 6.9. When the melt is blown with bottom vapor-gas blast (vapor-15 mum of natural gas — 4.0), 1300 kg of 45% ferrosilicon are loaded into the converter for 3 minutes and blown for another 5 minutes. The temperature of the melt after pumping the converter is. As a result of the treatment, 3.6 tons of soft iron are obtained, containing,%: C 0.04; Si 0.01; Mp 0.02; Cr 0.05; S 0.015; P 0.007; Ni 1.06. In the composition of the slag we have,%: CaO 26.5; , 3; , 2 (ReOowsh, 6,69); , 38; 50.16; Pi050,26.
ПримерЗ . В 10-тонном конвертере посредством донного кислороднотопливного лить расплавл ют 7 т шлака , образующегос при кислородно-конвертерной плавке. Температура шлакового расплава перед восстановлением 1510с. Шлак имеет состав,%: СаО 45,4; 15,6; ,7; 0,7; MnO 4,8; М gO 1 ,9; S 0,12; 0,37, Дл восстановлени в конвертер загружают 700 кг 45%-ного фесросилици и перемешивание производ т аргоном, подаваемым через донные фурмы (аргон поступает по центральному и перефирийному каналам фурм, общий расход аргона - 10 м /мин). По истечении 6 мин перемешивани конвертер повал т. Температура при повалке составл ет 1650°С. Конечный шлак имеет состав, %: СаО 50,6; Si 02 28,4; ,2 ( feOoB, СгаОз 0,8; MnO 5,3; MqO 7,5; S 0,07; PjOs 0,39. В результате обработки получают 2,3 т металла, содержащего, %: С 0,015; S 0,01; Мп 0,03; Сг 0.02; Си 0,01; S 0,012; Р 0,005.Example In a 10-ton converter, 7 tons of slag formed by oxygen-converter smelting are melted by means of bottom oxygen-fuel casting. The temperature of the slag melt before recovery is 1510s. Slag has the composition,%: Cao 45.4; 15.6; , 7; 0.7; MnO 4.8; M gO 1, 9; S 0.12; 0.37, For the reduction, 700 kg of 45% ps of silosilicon are loaded into the converter and agitation is carried out with argon supplied through bottom tuyeres (argon is supplied through the central and peripheral channels of tuyeres, the total flow rate of argon is 10 m / min). After 6 minutes of stirring, the converter tumbled. The temperature during the roll was 1650 ° C. The final slag has the composition,%: CaO 50,6; Si 02 28.4; , 2 (feOoB, CgaOz 0.8; MnO 5.3; MqO 7.5; S 0.07; PjOs 0.39. As a result of processing, 2.3 tons of metal are obtained, containing,%: С 0.015; S 0, 01; Mp 0.03; Cr 0.02; Cu 0.01; S 0.012; P 0.005.
Из приведенных примеров видно что предлагаемый способ позвол ет извлекать из железистых шлаков до 85-90 % содержащегос в них железа, благодар чему обеспечиваетс комплексное использование сырь . При этом получаетс высококачественный низкоуглеродистый металл, чистый по вредным примес м . По содержанию их восстановленный металл сравним с высокочистым железом Армкс и пригоден дл выплавки высококачественных сталей, в т.ч. прецезионных сплавов. При использовании шлаков ферроникелевого производства железо получаетс с повьшенным содержанием никел (1%).Поступ26From the above examples, it can be seen that the proposed method allows extraction of iron contained in ferrous slags, up to 85-90% of iron contained in them, due to which the complex use of raw materials is ensured. This produces a high-grade, low-carbon metal, clean of harmful impurities. By content, their reduced metal is comparable to Armx high-purity iron and is suitable for smelting high-quality steels, including precision alloys. When using ferronickel production slags, iron is obtained with an increased nickel content (1%).
ление никел обусловлено коллективи рованием в металлическом расплаве корольков ферроникел , а также довосстановлением никел из ишака . Таким образом, нар ду с восстановлением железа обеспечиваетс уменьшение потерь никел в процессе производства . Ввиду повышенного содержани никел такой металл целесообразно использовать дл вьшлавкн никелевых и хромоникелевых сталей или в тех случа х, когде не ограничиваетс верг. хний предел по содержанию никел . Использование полученного металла в качестве шихтовой заготовки при выплавке никельсодержащих сталей обеспечивает значительную экономию никел (электролитического или огневого) Металл, восстановленный из сталеплавильных шлаков, представл ет собой особо чистое железо (в т.ч. и его содержание газовых примесей). Дл обеспечени чистоты металла по примес м и газам продувку расплава в ходе восстановлени производ т аргоном . Слиток металла имеет плотную структуру.Исключение же продувки при-родным газом, позвол ет также снизить содержание углерода в металле.Указанным способом могут перерабатыватьс также шлаки медеплавильных, цинковых и олововыплавл юшзих заводов.Nickel formation is caused by the collec tion of ferronickel cores in the metal melt, as well as by the reduction of nickel from the donkey. Thus, along with the reduction of iron, nickel losses during the production process are reduced. In view of the increased nickel content, such a metal is advisable to use for nickel and nickel chromium steels or in cases where it is not limited to verg. hny limit on nickel content. The use of the obtained metal as a charge billet in the smelting of nickel-containing steels provides significant savings in nickel (electrolytic or flame). The metal recovered from steelmaking slags is highly pure iron (including its content of gaseous impurities). In order to ensure the purity of the metal, impurities and gases cause the melt to be purged with argon during the reduction. The metal ingot has a dense structure. The exception of blowing with natural gas also makes it possible to reduce the carbon content in the metal. The slag of copper-smelting, zinc and tin metals can also be processed in this way.
Экономическа эффективность предлагаемого способа определ етс более высоким извлечением рудного железа в товарную продукцию, стоимость 1 т чистого железа, полученного этим способом, в 6-8 раз ниже стоимости тонны такого железа, получаемого в дуговых электропечах.The economic efficiency of the proposed method is determined by the higher extraction of ore iron into marketable products, the cost of 1 ton of pure iron obtained by this method is 6-8 times lower than the cost of a ton of such iron produced in electric arc furnaces.
Claims (3)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU782654132A SU881122A1 (en) | 1978-07-31 | 1978-07-31 | Method of treatment of iron-containing slags |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU782654132A SU881122A1 (en) | 1978-07-31 | 1978-07-31 | Method of treatment of iron-containing slags |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU881122A1 true SU881122A1 (en) | 1981-11-15 |
Family
ID=20781091
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU782654132A SU881122A1 (en) | 1978-07-31 | 1978-07-31 | Method of treatment of iron-containing slags |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU881122A1 (en) |
-
1978
- 1978-07-31 SU SU782654132A patent/SU881122A1/en active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5882375A (en) | Process for the production of hydraulic binders and/or alloys, such as for examples, ferrochromium or ferrovanadium | |
US3579328A (en) | Process for the production of ferro-vanadium directly from slag obtained from vanadium-containing pig iron | |
JP4195106B2 (en) | Alloy steel manufacturing method and alloy steel manufacturing plant | |
AU3945100A (en) | Method for processing steel slags | |
AU712106B2 (en) | Process for separating titanium and/or vanadium from pig iron | |
CN115369211A (en) | Method for enriching nickel by using AOD furnace | |
US5575829A (en) | Direct use of sulfur-bearing nickel concentrate in making Ni alloyed stainless steel | |
CN111235349A (en) | Method for producing silicon-vanadium alloy by smelting vanadium-rich slag and silicon-vanadium alloy | |
US3022157A (en) | Method for continuous hearth refining of steel and beneficiation of ores of ferro alloys | |
SU881122A1 (en) | Method of treatment of iron-containing slags | |
Steenkamp et al. | Introduction to the production of clean steel | |
WO2001086006A2 (en) | Improved process for the production of stainless steels and high chromium steels and stainless steelproduced thereby | |
JPS6250545B2 (en) | ||
US5425797A (en) | Blended charge for steel production | |
RU2566230C2 (en) | Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal | |
RU2398907C2 (en) | Procedure for production of high grade ferrotitanium | |
RU2201968C2 (en) | Method of conversion of vanadium iron | |
JP3063537B2 (en) | Stainless steel manufacturing method | |
SU652234A1 (en) | Method of obtaining vanadiun alloys | |
SU881142A2 (en) | Method of producing vanadium alloys | |
SU924113A1 (en) | Method for refining ferrocarbon melts in converter | |
Dishwar | Preparation and Characterization of weather resistant fluxed dri for steel making | |
RU2255983C1 (en) | Method of making high-alloy steel | |
RU2192482C2 (en) | Method of steelmaking | |
RU2105818C1 (en) | Method of pyrometallurgical processing of vanadium-containing and iron-ore materials |