SU924113A1 - Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 - Google Patents
Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 Download PDFInfo
- Publication number
- SU924113A1 SU924113A1 SU803211521A SU3211521A SU924113A1 SU 924113 A1 SU924113 A1 SU 924113A1 SU 803211521 A SU803211521 A SU 803211521A SU 3211521 A SU3211521 A SU 3211521A SU 924113 A1 SU924113 A1 SU 924113A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- converter
- metal
- oxidative
- mixture
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
- Y02P10/143—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions of methane [CH4]
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P40/00—Technologies relating to the processing of minerals
- Y02P40/40—Production or processing of lime, e.g. limestone regeneration of lime in pulp and sugar mills
Landscapes
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Description
Изобретение относится к металлургии, конкретнее к кислородно-конверторному производству стали и производству ферроникеля в кислородных конверторах.
Известен способ производства стали в конверторе, включающий использование 90 - 95 % конечного шлака предыдущей плавки, присадку извести на шлаке, заливку чугуна и продувку расплава кислородом [1].
Недостаток способа - большое количество шлака, находящееся в конверторе и, как следствие этого, низкий выход жидкого металла из-за потерь его со шлаком, опасность выбросов, обусловленная заливкой чугуна на окисленный шлак, низкая степень десульфурации металла'.
Наиболее близким к предлагаемому по технической сущности и достигаемому результату является способ выплавки стали, включающий заливку железоуглеродистого расплава,-загрузку шлакообразующих раскисление шлака, продувку нейтральным газом, скачивание шлака, окислительную продувку и выпуск металла [2].
Данный способ хотя и позволяет получать сталь с относительно низким
КОНВЕРТОРЕ
2
содержанием серы, однако имеет ряд недостатков.
Так, несмотря на раскисление прот межуточного шлака, в конце плавки приходится удалять конечный шпак, вместе с которым теряется много металла в виде окислов, а также в виде корольков, запутавшихся в шлаке.
Ιθ По этой причине уменьшается выход
годной1 стали. Кроме того, снижается производительность конвертора, поскольку цикл плавки удлиняется. Большая продолжительность цикла плавки обусловлена перерывом в окисли15 тельной продувке (3-5 мин на перемешивание ванны инертным газом через пористое днище конвертора и еще 5 мин на промежуточное скачивание шлака). Промежуточное скачивание шлака вызывает необходимость дополнительной присадки извести при повторной кислородной продувке. По указанным причинам {уменьшение выхода годного и производительности 25 конвертора, увеличение расхода извести, а также недостаточное использование обессеривающей способности восстановленных шлаков) эффективность получения стали известным способом 30 снижается.
3
924113
4
Цель изобретения *· увеличение
производительности и улучшение качества металла за счет глубокой
десульфурации.
Поставленная цель достигается тем, что в способе рафинирования $
железоуглеродистых расплавов в конверторе, включающем заливку железоуглеродистого расплава, загрузку шлакообразующих, раскисление шлака,"”’ продувку нейтральным газом, скачивание шлака, окислительную продувку и выпуск металла, непосредственно перед выпуском металла в конвертор вводят дробленый шлак окислительной плавки, а выпуск металла производят, 15 оставляя весь шлак в конверторе,, с последующим его раскислением путем введения смеси восстановителей и'шлака окислительной плавки и продувкой шлакового расплава нейтральным га- 20 зом снизу, затем, после -заливки расплава, продувают' его нейтральным газом, скачивают шлак и переходят к окислительной продувке, по ходу которой производят рассредоточенную 25 присадку шлакообразующих.
Дробленый шлак окислительной плавки вводят в количестве 1 - 5% от веса металла,
, Восстановители вводят в количест- βθ ве 1-1,25 от стехиометрически необходимого для восстановления окислов железа, марганца и хрома.
Восстановители вводят в виде воестановительсодержащих отходов руднотермических процессов.
Шлак смеси вводят в количестве, при котором отношение расхода балластной составляющей смеси к расходу восстановителя составляет 0,5-3.
Пример 1. При выплавке в 10-тонном конверторе автолистовой стали с содержанием углерода менее 0,03 % в конце продувки (при 1640*0 в конвертор присаживают 100 кг (^1 % от веса металла) дробленного (10 - 100 мм) конверторного шлака (от предыдущих плавок) и после выпуска стали весь шлак оставляют в конверторе. На оставшийся шлак(39,7 % СаО,’ 11,8 % ЗЮг , 23,3 %
РеО, 9,1 % РегО? 6,1 % МпО, 4,6 %
МдО) загружают восстановительно-шлаковую смесь из 350 кг дросса (32,4% силикоалюминия, 10,7 карбида кремния, 40,6% а£2 О3 , и прочие окислы) · электротермического производства силумина и 200 кг дробленого конверторного шлака (предыдущих плавок). Количество элементов-восстановителей (31 + М + С) в смеси составляет 1,25 от стехиометрического. Отношение количества, балластной составляющей смеси (окисная часть дросса и добавка конверторного шлака) к элементам-восстановителям равно 2.Со45
50
55
60
65
держимое конвертора в течение 1,5мин продувают донным нейтрально-газовым дутьем (азот 8,5 м3/мин, природный газ по щели 2,0 м^/мин). После перемешивания шлак содержит, % : СаО 42,7, 310г 14,2,..РеО 1,9, МпО 1,7 МдО 8,5, А26,9. Температура шпака после продувки (восстановления) 1630 . Далее в конвертор с восстановленным шлаком заливают чугуна 9,1 т, С 3,8 %, Зх 0,7%, Мп 0,6%,.
.Р, 5 0,037 %) и в течение .
2 мин продувают донным дутьем (азот 10 м?/мин, природный газ 2,5 м^/мин). По окончании перемешивания содержание серы в металле снизилось до 0,003 %. Обработанный металл содержит, % : С 3,52, 8х 1,12, Мп 1,14,
Р 0,18, Сг 0,17. Из конвертора в шлаковню сливают 900 кг шлака, содержащее, % : СаО 41,4, ЗхО2 14,7,
МдО 8,7, РеО 1,2, А/г03 25,6 и переходят к окислительной продувке (через донные фурмы подают кислород - 15 м3/мин и природный газ 2 м3/мин). По ходу продувки в конвертор загружают 1,0 т извести и в качестве охладителя 300 кг железорудных окатышей. По окончании окислительной продувки металл содержит,%:
С 0,03, Мп 0,08, Р 0ζ009, 5 0,003.
Вес отлитой в слитки стали составля'ет 8,5 т.
' П р и м е р 2. При выплавке в 10тонном конверторе низкоуглеродистой стали в конце продувки(при содержании углерода 0,05% и 1б709С)присаживают 1300 κγ(·«·3,3% от веса металла)дробленного конверторного шлака и после выпуска металла весь шлак оставляют в конверторе.На оставшийся шлак,содержащий, %: (СаО 40,4,31О2 1 2,5, РеО 21,5, Ре2 О3Ю,2, МпО 5,8) загружают восстановительно-шлаковую смесь из 220 кг анодных остатков электролитического рафинирования алюмокремниевого сплава, полученного при восстановительной плавке низкосортных бокситов (анодные остатки содержат а£ 16,5 %, 3ί 62,2 %, Т1 3,7% Ζ,Ре 9,5 %) , и 80, кг дробленого конверторного шлака от предыдущих плавок. Количество элементод-восстановителей (Ά.Ι + 31 + Тх) составляет 1,05 от стехиометрического. Отношение балластной составляющей смеси к элементам-вОсстановителям равно -^0,5. Содержимое конвертора в течение 2 мин продувают донным нейтральногазовым дутьем (пар 10 м5/мин, природный газ по щели 2,5 м3/мин). После перемешивания шлак содержит, % : СаО 50,5, 310 32,9, МдО 10,3, РеО 1,6, МпО 1,4, а£20^5,3, температура шлака 1600°С. Затем в конвертор заливают 9,4 т чугуна
5
924113
6
(С 3,0 %, 5ϊ 0,62 %, МпО 0,54% Ρ
0,09 %, δ 0,041 %) и в течение 2 мин
продувают донным дутьем(пар 12м*/мин,
природный газ 2 м3/мин). По окончании перемешивания металл содержит,%!
С 3,6, .51 0,69, Мп 1,17, Р 0,16, 5
5 0,003. Из конвертора в шлаковню ι сливают 1 т шлака и затем переходят на окислительное дутье. По ходу окислительной продувки в конвертор загружают 0,9 т извести и 350 кг~же- Ю лезорудных окатышей. По окончании плавки получено 8,8 т стали, содержащей , «: С 0,05, Мп 0,12, Р 0,013, 5 0,003.
Пример 3. При рафинировании ферроникеля в 10-тонном конверторе с донным дутьем в него перед выпуском плавки (при 1650^0 дают 270 кг (ζν.3,0 % от веса металла) дробленного конверторного шлака (от предыдущих·конверторных плавок рафинирования ферроникеля). После выпуска рафинированного ферроникеля весь шлак оставляют в конверторе.
В конветор со шлаком(СаО 36,3 %, 510*11,2 %, МдО 5,1 %, РеО 21,6 %, ΓθέΟ510,9 %, СгаОл2,5 %, Р2 О5- 1,7 %,
Νί 0,15 %)загружают восстановительно-шлаковую смесь из 700 кг ферросилиция, выделенного из шлаков тёп-30 ловых электростанций, работающих на (угле,и 100 кг дробленного конверторного шлака от предыдущих плавок рафинирования ферроникеля. Ферросилиций содержит, %: 51 30, С 0,5, 35
’Р 0,6, 3 0,2 остальное железо и
шлаковые примеси. Количество элемента-восстановителя в смеси составляет 1,15 от стехиометрического, отношение количества балластной составляю-40 щей смеси (дробленный конверторный шлак от предыдущих плавок ферроникеля и металлическое железо в ферросилиции) к количеству элементавосстановителя равно еЗ. Шлаковый расплав, оставленный в конверторе с восстановительной смесью, в течение 2,5 мин продувают донным нейтрально-газовым дутьем (азот 9м^/мин, природный газ 1,5 м^/мин). После перемешивания шлак содержит, % :
СаО 47,3, 510 38,7, МдО 9,9, РеО 1,9, Сг*О, 7,5, МпО 0,8 Температура шлака 1590*С. В конвертор с восстановленным шлаком заливают 8,4 т ферроникеля, содержащего, ί : С 0,6, δί 0,5, 5
Сг 0,2, Мп 0,1, Р 0,23, 5 0,16, N1 5,6, Со 0,2 2 Температура ферроникеля (полупродукта) при заливке в в конвертор 1540еС. Ферроникель со шлаком продувают в конверторе донным 60 нейтрально-газовым дутьем (азот 10 м5/мин) природный газ 1,5 м^/мин) в течение 2 мин. По окончании пере— мешивания металл содержит, % :С 0,52,
5ί 0,48, Сг 0,47, Мп 0,36, Р 0,37,
Т? 0,18, N1 5,3, Со 0,2, Перед последующей окислительной продувкой из конвертора в шлаковню сливают 1,2 т восстановленного шлака, затем переходят на окислительное дутье, по ходу которого в конвертор дают 500кг известняка и 750 кг извести.· По окончании продувки в рафинированном ферроникеле получают, %: С 0,05, Сг 0,06, Мп 0,03, Р 0,16, 5 0,016, N1 5,4, Со 0,21 Вес металла 8.8 т.
Пример 4. При рафинировании ферроникеля в 10-тонном конверторе е донным дутьем в него перед выпуском плавки при 1660°С дают 450 кг (5 % от веса металла) дробленного (10-100 мм) шлака от предыдущих плавок рафинирования ферроникеля. После слива металла весь шлак [содержащий, % : (СаО 35,7, 5Ю. 12,3, !РеО 25,6, РевОл11,7, Сг*О52,1, МпО 2,1, N1 0,15) оставляют в конверторе и затем загружают смесь из
50 кг дробленого шлака предыдущих
плавок рафинирования ферроникеля и 650 кг шлака производства ферросилиция (РеО 18,2% ,51 7,4 %, С 5,1% Се1&. Ре 10,6 %, 5Ю*26,5 %, А0* 0^17,8 %, СаО 10,2 %, МдО 1,7). Количество элементов-восстановителей в смеси равно стехиометрическому (необходимому для восстановления окислов железа, хрома, марганца, никеля и кобальта). Отношение количества.балластной составляющей смеси (конверторный шлак и окисная часть шлака от выплавки ферросилиция).и элементоввосстановителей (51 + С) равно 2,5.
Для восстановления шлака содержимое конвертора в течение 2 мин продувают донным нейтральнр-гаэовым дутьем (азот, 10 м^/мин, природный газ
1,2 м3/мин). В результате восстановления в шлаке имеют, % : СаО 42,5, 510* 38,4, РеО 1,4, Сг* 0^0,4, А/* О, 7,3). В конвертор с восстановительным шлаком заливают 8,5 т ферроникеля, раФплавленного в мартеновской печи. Расплав содержит, %: Р 0,5,
51 0,6, Сг 0,3, Мп 0,1, Р 0,21,
5 Ο,Ιβ,ΝΙ 5,5, Со 0,2, т.е. соответствует полупродукту, получаемому после рафинирования черного ферроникеля в кислом конверторе. После нейтрально-газовой продувки (азот 12 м3/мин, природный газ 1,5 м-’/мин) металл содержит,%; С 0,43,51 0,52,
Сг 0,54, Мп 0,35, Р 0,34, 5 0,016,
Ν1 5,1, Со 0,18. После этого в шпаковню сливают -ь- 1,5 т восстановленного шлака и переходят к окислительной продувке, по ходу которой в конвертор дают 750 кг известняка и 500 кг извести. По окончании окисли'тельного рафинирования ферроникель; содержит, %: С 0,04, 51 0,03, Сг 0,0.5, Мп 0,03, Р 0,21, 5 0,018,
7
924113
3
N1 5,6, Со 0,21. Вес металла 8,4 т.
При конверторном переделе чугуна в сталь выход годного увеличивается не менее, чем на 10 %. При выплавке низкоуглеродис . ой стали в 100-тонном конверторе выпуск металла воз- 5 растает с 84 до 94 т.
Кроме того, необходимо учитывать то, что повторное использование отработанного конверторного шлака позволит экономить 10 % извести. ,0
Claims (5)
- Формула изобретения1. Способ рафинирования железоуг- ,5 леродистых расплавов в конверторе, включающий заливку железоуглеродистого расплава, загрузку шла^ообразующих, раскисление шлака, продувку нейтральным газом, скачивание шла^д ка, окислительную продувку и выпуск металла, отличающийся тем, что, с целью увеличения производительности и улучшения качества металла путем глубокой десульфура- 25 ции, непосредственно перед выпуском металла в конвертор вводят дробленый шлак окислительной плавки, а выпуск металла производят, оставляя весь шлак в конверторе, с последующим его раскислением путем введения смеси восстановителей и шлака окислительной плавки и продувкой шлакового расплава нейтральным газом снизу, затем после заливки расплава продувают его нейтральным газом, ска чивают шлак и переходят к окислительной продувке, по ходу которой производят рассредоточенную присадку шлакообразующих.
- 2. Способ поп. 1, отличающий с я тем, что дробленый шлак окислительной плавки вводя в количестве 1 - 5 % от веса металла.
- 3. Способ -по пп. 1 и 2, отличающийся тем, что восстановители вводят в количестве 1 - 1,25 от стехиометрически необходимого для восстановления окислов железа, марганца и хрома.
- 4. Способ попп. 1 - 3, отличают ийс я тем, что восстановители вводят в виде восстановительсодержащих отходов рудно-термических процессов.
- 5. Способ попп. 1-4, отличающийся тем, что шлак смеси вводят в количестве, при котором отношение расхода балластной составляющей смеси к расходу восстановителя составляет 0,5 - 3.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU803211521A SU924113A1 (ru) | 1980-12-04 | 1980-12-04 | Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU803211521A SU924113A1 (ru) | 1980-12-04 | 1980-12-04 | Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU924113A1 true SU924113A1 (ru) | 1982-04-30 |
Family
ID=20929537
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU803211521A SU924113A1 (ru) | 1980-12-04 | 1980-12-04 | Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU924113A1 (ru) |
-
1980
- 1980-12-04 SU SU803211521A patent/SU924113A1/ru active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JP4736466B2 (ja) | 高クロム溶鋼の溶製方法 | |
CN102321783A (zh) | 一种实验用感应炉的炼钢方法 | |
SU924113A1 (ru) | Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 | |
RU2105072C1 (ru) | Способ производства природно-легированной ванадием стали при переделе ванадиевого чугуна в кислородных конвертерах монопроцессом с расходом металлолома до 30% | |
RU2566230C2 (ru) | Способ переработки в кислородном конвертере низкокремнистого ванадийсодержащего металлического расплава | |
RU2118376C1 (ru) | Способ производства ванадиевого шлака и природнолегированной ванадием стали | |
RU2075513C1 (ru) | Способ выплавки стали в кислородных конвертерах | |
RU2201968C2 (ru) | Способ передела ванадиевого чугуна | |
RU2287018C2 (ru) | Способ выплавки стали в конвертере | |
SU1754784A1 (ru) | Металлошихта дл выплавки стали в мартеновских печах и способ ее загрузки в печь | |
RU2254380C1 (ru) | Способ получения рельсовой стали | |
SU881122A1 (ru) | Способ обработки железосодержащих шлаков | |
SU1125256A1 (ru) | Способ выплавки марганецсодержащих сталей | |
SU1092189A1 (ru) | Способ получени нержавеющей стали | |
SU1318614A1 (ru) | Способ производства стали | |
RU1770373C (ru) | Технологическа лини получени стали | |
RU2201970C2 (ru) | Способ выплавки стали в высокомощных дуговых печах | |
SU986933A1 (ru) | Способ получени природно-легированной ванадиевой стали | |
SU1092186A1 (ru) | Способ выплавки стали | |
RU2291203C2 (ru) | Способ выплавки ванадийсодержащей стали | |
SU821503A1 (ru) | Способ выплавки стали | |
SU968077A1 (ru) | Способ выплавки нержавеющей стали | |
SU1127906A1 (ru) | Способ передела ванадиевого чугуна в конвертере | |
US2914396A (en) | Process for treating ore | |
SU819181A1 (ru) | Способ производства стали |