SU924113A1 - Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 - Google Patents

Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 Download PDF

Info

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
Application number
SU803211521A
Other languages
English (en)
Inventor
Anatolij I Manokhin
Stanislav S Volkov
Nikolaj G Gladyshev
Vladimir A Nasekin
Aleksej G Zubarev
Gennadij S Kolganov
Yurij A Rudnev
Evgeniya N Ivashina
Aleksandr M Pozhivanov
Aleksandr E Burochkin
Sergej D Mittsev
Vladislav A Tokarev
Original Assignee
N Proizv Ob Tulatschermet
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 N Proizv Ob Tulatschermet filed Critical N Proizv Ob Tulatschermet
Priority to SU803211521A priority Critical patent/SU924113A1/ru
Application granted granted Critical
Publication of SU924113A1 publication Critical patent/SU924113A1/ru

Links

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/143Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions of methane [CH4]
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P40/00Technologies relating to the processing of minerals
    • Y02P40/40Production 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)

  1. Формула изобретения
    1. 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. 2. Способ поп. 1, отличающий с я тем, что дробленый шлак окислительной плавки вводя в количестве 1 - 5 % от веса металла.
  3. 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. 4. Способ попп. 1 - 3, отличают ийс я тем, что восстановители вводят в виде восстановительсодержащих отходов рудно-термических процессов.
  5. 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.
SU803211521A 1980-12-04 1980-12-04 Способ рафинирования железоуглеродистых расплавов 3 1 SU924113A1 (ru)

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)

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