UA127514C2 - Спосіб отримання розплавленої сталі - Google Patents
Спосіб отримання розплавленої сталі Download PDFInfo
- Publication number
- UA127514C2 UA127514C2 UAA202201507A UAA202201507A UA127514C2 UA 127514 C2 UA127514 C2 UA 127514C2 UA A202201507 A UAA202201507 A UA A202201507A UA A202201507 A UAA202201507 A UA A202201507A UA 127514 C2 UA127514 C2 UA 127514C2
- Authority
- UA
- Ukraine
- Prior art keywords
- iron
- furnace
- solid
- phase direct
- direct reduction
- Prior art date
Links
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 88
- 239000010959 steel Substances 0.000 title claims abstract description 88
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title abstract description 16
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 643
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 318
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 114
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 93
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 93
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 239000012768 molten material Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 10
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 7
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 160
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims description 151
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 35
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 14
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 14
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 claims description 12
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 claims description 8
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 7
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 6
- 239000007858 starting material Substances 0.000 claims description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 abstract description 6
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 2
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 abstract 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 abstract 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910001845 yogo sapphire Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 152
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 33
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 13
- 239000000463 material Substances 0.000 description 13
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 13
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N Calcium oxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 description 12
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 11
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 8
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 8
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 6
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 description 6
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 6
- 238000005255 carburizing Methods 0.000 description 6
- 229910000514 dolomite Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010459 dolomite Substances 0.000 description 5
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 5
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 5
- 238000003763 carbonization Methods 0.000 description 4
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 4
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 4
- 230000003628 erosive effect Effects 0.000 description 4
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 4
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 4
- 230000008569 process Effects 0.000 description 4
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000013461 design Methods 0.000 description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 3
- -1 iron ore Chemical compound 0.000 description 3
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 3
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 2
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 2
- 230000008859 change Effects 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 description 2
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 239000011822 basic refractory Substances 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 230000000295 complement effect Effects 0.000 description 1
- 238000005094 computer simulation Methods 0.000 description 1
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- 230000005855 radiation Effects 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 238000012827 research and development Methods 0.000 description 1
- 238000007789 sealing Methods 0.000 description 1
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 1
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
- C21C5/5211—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace
- C21C5/5217—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace equipped with burners or devices for injecting gas, i.e. oxygen, or pulverulent materials into the furnace
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B11/00—Making pig-iron other than in blast furnaces
- C21B11/10—Making pig-iron other than in blast furnaces in electric furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/14—Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
- C21B13/143—Injection of partially reduced ore into a molten bath
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C1/00—Refining of pig-iron; Cast iron
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C1/00—Refining of pig-iron; Cast iron
- C21C1/04—Removing impurities other than carbon, phosphorus or sulfur
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
- C21C5/54—Processes yielding slags of special composition
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
- C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
- C21C7/068—Decarburising
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2300/00—Process aspects
- C21B2300/02—Particular sequence of the process steps
-
- 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]
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
Abstract
У способі отримання розплавленої сталі згідно з одним аспектом цього винаходу, залізо твердофазного прямого відновлення містить 3,0 мас. % або більше SiO2 і Al2O3 в сумі і 1,0 мас. % або більше вуглецю. Відношення металевого заліза до загального вмісту заліза, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 90 мас. % або більше, а вміст надлишкового вуглецю Cx становить 0,2 мас. % або більше відносно вуглецю, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення. Спосіб включає стадію плавлення в першій печі від 40 до 100 мас. % заліза твердофазного прямого відновлення, і розділення розплавленого чавуну, що має вміст вуглецю від 2,0 до 5,0 мас. % і температуру від 1350 до 1550 °С, і шлаку, що має основність від 1,0 до 1,4, і стадію плавлення у другій печі іншого заліза твердофазного прямого відновлення разом із розплавленим чавуном, відділеним у першій печі, і вдування кисню на розплавлений матеріал для зневуглецювання з утворенням розплавленої сталі.
Description
прямого відновлення разом із розплавленим чавуном, відділеним у першій печі, і вдування кисню на розплавлений матеріал для зневуглецювання з утворенням розплавленої сталі.
Цей винахід стосується способу отримання розплавленої сталі.
Передумови створення винаходу
Отримання заліза прямим відновленням проводили способом, в якому джерело оксиду заліза, таке як залізна руда, піддають твердофазному відновленню вуглецевим матеріалом або відновним газом для отримання заліза прямого відновлення. Спосіб отримання розплавленої сталі відновленням залізної руди природним газом і плавленням отриманого заліза прямого відновлення в електричній печі розкритий в непатентній літературі 1.
В останні роки скоротився видобуток так званого високосортної залізної руди з низьким вмістом забруднюючих домішок, таких як пуста порода, так що зросла важливість низькосортної залізної руди.
Однак, залізо прямого відновлення, отримане з низькосортної залізної руди як сировинного матеріалу, містить відносно велику кількість пустої породи, так що, коли пуста порода розплавляється в електричній печі, утворюється велика кількість шлаку разом із розплавленою сталлю.
Оскільки вміст заліза в шлаку, утвореному разом з розплавленою сталлю, є так високим, як близько 25 мас. 95, то що більша кількість шлаку, то більше заліза, яке міститься в шлаку, і вихід розплавленої сталі значно знижується. Тому, хоча низькосортна залізна руда має більш низьку вартість на одиницю ваги, ніж високосортна залізна руда, вага залізної руди, необхідної для отримання розплавленої сталі з розрахунку на одиницю ваги низькосортної залізної руди, стає значно більш високою, порівняно з високосортною залізною рудою, і вартість виробництва розплавленої сталі з розрахунку на одиницю ваги з низькосортної залізної руди не дуже сильно відрізняється від вартості при застосуванні високосортної залізної руди.
Як описано вище, застосування низькосортної залізної руди як сировинного матеріалу для заліза прямого відновлення в цей час обмежене, оскільки немає значної переваги у витратах внаслідок низького виходу.
Цей винахід був створений з урахуванням такої проблеми, і його мета полягає у створенні способу отримання розплавленої сталі, який забезпечує можливість отримання високого виходу, навіть коли як сировинний матеріал для заліза твердофазного прямого відновлення застосовують низькосортну залізну руду.
Зо Джерела інформації: 1: 1: Мазаакі АТ5И5НІ, Ніозпі ОЕМИОНВА, ТаКкаб5пі 5БАКАСИСНІ, "МІОНЕХ (Недівієтед Тгадета!к) Ргосебззез" ("Процеси МІОКЕХ (зареєстрований товарний знакю)»), КО Кобре 5іееєї! Тесппіса! Керогі ("Технічний звіт із досліджень і розробок фірми Коре зіее!"), том 60, Мо 1, квітень 2010 року, стор. 5-11.
Суть винаходу
Внаслідок різних досліджень автори цього винаходу знайшли, що вищезгадана мета може бути досягнута наступними винахідницькими підходами.
Спосіб отримання розплавленої сталі згідно з одним аспектом цього винаходу являє собою спосіб отримання розплавленої сталі з використанням заліза твердофазного прямого відновлення як вихідного матеріалу, в якому залізо твердофазного прямого відновлення містить 3,0 мас. 95 або більше 51іО2 і А2Оз в сумі, і 1,0 мас. 95 або більше вуглецю, відношення металевого заліза до загального вмісту заліза, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 90 мас. 95 або більше, і вміст надлишкового вуглецю Сх, заданий нижченаведеною формулою (1), відносно вуглецю, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 0,2 мас.95 або більше, причому спосіб включає стадію плавлення в першій печі від 40 до 100 мас. 956 заліза твердофазного прямого відновлення, і розділення розплавленого чавуну, що має вміст вуглецю від 2,0 до 5,0 мас. 95 і температуру від 1350 до 1550 "С, і шлаку, що має основність від 1,0 до 1,4, і стадію плавлення у другій печі іншого заліза твердофазного прямого відновлення разом із розплавленим чавуном, відділеним у першій печі, і вдування кисню на розплавлений матеріал для зневуглецювання з утворенням розплавленої сталі.
Сх-ІС1-(геО)х12-(55,85--16)--0,947 (1).
У формулі, Сх: вміст надлишкового вуглецю (мас. 95), ІС): вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення (мас. 95), (БГеОі|. вміст РеО в залізі твердофазного прямого відновлення (мас. 95).
Мета, ознака і перевага цього винаходу будуть роз'яснені в нижченаведеному детальному описі і супровідними кресленнями.
Короткий опис креслень
Фіг. 1 представляє блок-схему способу отримання розплавленої сталі згідно з одним варіантом здійснення цього винаходу, бо Фіг. 2 представляє графік, який показує один приклад взаємозв'язку між кількістю вуглецю,
що міститься в розплавленому чавуні, і загальною кількістю заліза, яка може міститися в шлаку, що знаходиться разом із розплавленим чавуном,
Фіг. З представляє вигляд у вертикальному розрізі електричної печі для виплавлення чавуну згідно з одним варіантом здійснення цього винаходу.
Опис варіанта здійснення винаходу
Далі буде детально описаний спосіб отримання розплавленої сталі згідно з одним варіантом здійснення цього винаходу, але цей винахід ним не обмежується.
ІСпосіб отримання розплавленої сталі)
Спосіб отримання розплавленої сталі згідно з цим варіантом виконання являє собою спосіб отримання розплавленої сталі з використанням заліза твердофазного прямого відновлення як вихідного матеріалу, в якому залізо твердофазного прямого відновлення містить 3,0 мас. 95 або більше 510» і АІ259Оз в сумі, і 1,0 мас. 95 або більше вуглецю, відношення металевого заліза до загального вмісту заліза, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 90 мас. 95 або більше, і вміст надлишкового вуглецю Сх, заданий нижченаведеною формулою (1), відносно вуглецю, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 0,2 мас. 95 або більше.
Сх-ІС1-(геО)х12-(55,85--16)--0,947 (1).
У формулі, Сх: вміст надлишкового вуглецю (мас. 95), ІС): вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення (мас. 95), (БеОі|. вміст РеО в залізі твердофазного прямого відновлення (мас. 95).
Згідно з вищезгаданою конфігурацією, може бути створений спосіб отримання розплавленої сталі з високим виходом, навіть якщо як сировинний матеріал для заліза твердофазного прямого відновлення використовують низькосортну залізну руду.
Крім того, спосіб отримання розплавленої сталі згідно з цим винаходом, як показано в блок- схемі на Фіг. 1, включає стадію плавлення в першій печі від 40 до 100 мас. 95 заліза твердофазного прямого відновлення, і розділення розплавленого чавуну, що має вміст вуглецю від 2,0 до 5,0 мас. 95 і температуру від 1350 до 1550 "С, і шлаку, що має основність від 1,0 до 1,4 (що далі називається "стадією в першій печі"), і стадію плавлення у другій печі іншого заліза твердофазного прямого відновлення разом із розплавленим чавуном, відділеним в першій печі,
Зо і вдування кисню на розплавлений матеріал для зневуглецювання з утворенням розплавленої сталі (що далі називається "стадією у другій печі").
Далі буде описана кожна умова способу отримання розплавленої сталі згідно 3 цим варіантом виконання. (Залізо твердофазного прямого відновлення)
У способі отримання розплавленої сталі згідно з цим варіантом виконання використовують залізо твердофазного прямого відновлення, що має загальний вміст 5іО»5» і АІ2Оз 3,0 мас. 95 або більше. Наприклад, як залізо твердофазного прямого відновлення можуть бути використані джерела оксиду заліза, такі як залізна руда, які відновлені в твердому стані за допомогою вуглецевого матеріалу або відновного газу. Відносно способу отримання заліза твердофазного прямого відновлення немає конкретних обмежень, і можуть бути застосовані способи отримання з використанням відомих установок для отримання заліза прямого відновлення, таких як печі з обертовим подом, відновні печі типу печей з рухомим подом, такі як з прямим подрібненням, вертикальні печі, такі як шахтні печі, і обертові печі, такі як барабанні печі.
Коли сукупний вміст 5іО» і АІ2Оз в залізі твердофазного прямого відновлення становить менше, ніж 3,0 мас.95, сортність джерела оксиду заліза, такого як залізна руда, що використовується для отримання заліза твердофазного прямого відновлення, є високою. Навіть якщо таке залізо твердофазного прямого відновлення безпосередньо розплавляють у другій печі, кількість шлаку, утвореного як побічний продукт, є малою, так що розплавлена сталь може бути отримана з високим виходом. У результаті, коли загальний вміст 5іО» і АІ29Оз в залізі твердофазного прямого відновлення становить менше ніж 3,0 мас. 95, немає необхідності в застосуванні способу отримання розплавленої сталі згідно з цим варіантом виконання, в якому залізо твердофазного прямого відновлення перетворюють у розплавлений чавун у першій печі перед другою піччю. Тому в способі отримання розплавленої сталі згідно з цим варіантом виконання використовують залізо твердофазного прямого відновлення, що має загальний вміст
БІО» і А25Оз 3,0 мас. 95 або більше.
Вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення встановлюється як 1,0 мас. Фо або більше. Коли залізо твердофазного прямого відновлення розплавляють у першій печі, Гео в залізі твердофазного прямого відновлення відновлюється вуглецем, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, внаслідок чого утворюється газоподібний СО. бо Регулюванням вмісту вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення на 1,0 мас. 95 або більше може бути генерована достатня кількість газоподібного СО, і тим самим достатнє спінювання шлаку може бути досягнуте утвореним газоподібним СО. Ефективне нагрівання стає можливим при виконанні дугового нагрівання в цьому спіненому шлаку. З цієї точки зору, вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення переважно становить 1,5 мас. 95 або більше.
З іншого боку, якщо вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення є надлишковим, концентрація вуглецю в розплавленому чавуні може перевищувати концентрацію насичення вуглецем. Коли концентрація вуглецю в розплавленому чавуні перевищує концентрацію насичення вуглецем, вуглець, який не бере участь в реакції відновлення Гео, виводиться назовні з печі разом зі шлаком або відхідним газом, що спрямовується на утилізацію. Тому вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення переважно становить 7,0 мас. 95 або менше, і більш переважно 6,0 мас. 95 або менше.
Відношення металевого заліза до загального вмісту заліза, що знаходиться в залізі твердофазного прямого відновлення (що далі також називається "ступенем металізації заліза твердофазного прямого відновлення" або просто "ступенем металізації"), встановлюють як 90 мас. о або більше. Регулюванням ступеня металізації заліза твердофазного прямого відновлення на 90 мас. 95 або більше розплавлена сталь може бути отримана з високим виходом в умовах способу отримання розплавленої сталі згідно з цим варіантом виконання.
Коли ступінь металізації заліза твердофазного прямого відновлення становить менше ніж 90 мас. до, зростає вміст РеО в залізі твердофазного прямого відновлення. Вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення може бути підвищений в процесі навуглецьовування, що виконується під час отримання заліза твердофазного прямого відновлення. Однак, існує верхня межа вмісту вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення, що здійснюється в промисловому масштабі. Тому, коли вміст Гео в залізі твердофазного прямого відновлення є високим, БеО, який не відновлений вуглецем, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, залишається в першій печі. Невідновлений БеО вимивається в шлак як є, і виводиться з першої печі разом зі шлаком. Як описано вище, коли ступінь металізації заліза твердофазного прямого відновлення становить менше ніж 90 мас. 90, складно отримати розплавлену сталь з високим виходом, навіть якщо виконують стадію у першій печі і стадію у другій печі згідно з цим варіантом виконання. Тому в способі отримання розплавленої сталі згідно з цим варіантом виконання ступінь металізації заліза твердофазного прямого відновлення регулюють на 90 мас.95 або більше. Крім того, коли вміст БеО в залізі твердофазного прямого відновлення є високим, також зростає кількість енергії, необхідна для відновлення Еео в стадії в першій печі і в стадії у другій печі. Тому ступінь металізації заліза твердофазного прямого відновлення більш переважно становить 92 мас. 95 або більше. Що вище ступінь металізації то більш переважним стає ступінь металізації, так що немає конкретної верхньої межі. Однак, оскільки надмірно високий ступінь металізації вельми значно знижує продуктивність отримання заліза твердофазного прямого відновлення в процесі виробництва заліза твердофазного прямого відновлення, ступінь металізації переважно становить 98 мас. 95 або менше, більш переважно 97 мас. 95 або менше.
Що стосується вуглецю, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, вміст надлишкового вуглецю Сх, заданий у вищезгаданій формулі (1), регулюють на 0,2 мас. 95 або більше. Вміст надлишкового вуглецю Сх являє собою кількість вуглецю, що залишається (що далі також називається "надлишковим вуглецем"), коли весь БеО, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, був відновлений вуглецем, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення. Регулюванням вмісту надлишкового вуглецю Сх на 0,2 мас. 96 або більше, коли залізо твердофазного прямого відновлення розплавляють у першій печі, весь БеО, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, відновлюється вуглецем, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення. Тому можна бути запобігти вимиванню в шлак Реос, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення.
Крім того, оскільки вміст вуглецю в розплавленому чавуні може бути підвищений надлишковим вуглецем, можна скоротити частку зовнішнього навуглецьовування, необхідного для отримання розплавленого чавуну із вмістом вуглецю від 2,0 до 5,0 мас. 95. Тут "зовнішнє навуглецьовування" передбачає введення вуглецю в піч разом із залізом твердофазного прямого відновлення. З іншого боку, "внутрішнє навуглецьовування" означає, що залізо твердофазного прямого відновлення отримано таким, що містить вуглець. Таке внутрішнє навуглецьовування виконують, наприклад, при отриманні заліза твердофазного прямого відновлення. Оскільки зовнішнє навуглецьовування є гіршим порівняно із внутрішнім навуглецьовуванням в плані ефективності, ефективність навуглецьовування може бути бо поліпшена загалом регулюванням вмісту надлишкового вуглецю Сх до 0,2 мас. 95 або більше.
Тут "ефективність навуглецьовування" передбачає відношення вуглецю, розчиненого в розплавленому чавуні, до вуглецю, що завантажується в піч в ході зовнішнього навуглецьовування або внутрішнього навуглецьовування.
Вміст надлишкового вуглецю Сх переважно становить 0,2 мас. 95 або більше, і більш переважно 0,5 мас. 95 або більше. Якщо вміст надлишкового вуглецю Сх є надлишковим, концентрація вуглецю в розплавленому чавуні може перевищувати концентрацію насичення вуглецем. Коли концентрація вуглецю в розплавленому чавуні перевищує концентрацію насичення вуглецем, як описано вище, вуглець, який не бере участь в реакції відновлення Гео, виводиться назовні з печі разом зі шлаком або відхідним газом, що спрямовується на утилізацію. Тому вміст надлишкового вуглецю Сх переважно становить 6,0 мас. 95 або менше, і більш переважно 5,0 мас. 95 або менше.
Далі буде описана кожна стадія способу отримання розплавленої сталі згідно 3 цим варіантом виконання. (Стадія у першій печі)
У першій печі розплавляють від 40 до 100 мас. заліза твердофазного прямого відновлення, яке являє собою вихідний матеріал для розплавленої сталі. Частка заліза твердофазного прямого відновлення, що розплавляється в першій печі, може бути визначена залежно, наприклад, від загального вмісту 5іО»г і АІг2Оз, що містяться в залізі твердофазного прямого відновлення, цільової кількості шлаку, що отримується із залишкового заліза твердофазного прямого відновлення у другій печі, і тому подібного. Переважно, що вище сукупний вміст 5іОг і Аі2Оз, то вище частка заліза твердофазного прямого відновлення, яке розплавляється в першій печі. Це зумовлено тим, що вище частка заліза твердофазного прямого відновлення, що розплавляється в першій печі, то менша кількість шлаку утворюється у другій печі, так що може бути підвищений вихід розплавленої сталі. З іншого боку, якщо частка заліза твердофазного прямого відновлення, що розплавляється в першій печі, збільшена вище необхідної, зростає кількість електричної енергії, що використовується на 1 тонну розплавленої сталі, сукупно в стадії в першій печі і стадії у другій печі. Тому частка заліза твердофазного прямого відновлення, що розплавляється в першій печі, переважно становить 45 мас. 95 або більше, і більш переважно 50 мас.95 або більше. Частка заліза твердофазного прямого відновлення, що розплавляється в першій печі, переважно становить 95 мас. 96 або менше, більш переважно 90 мас. 95 або менше.
Як перша піч може бути застосована, наприклад, електрична піч для виплавлення чавуну, що описується далі.
Залізо твердофазного прямого відновлення завантажують у першу піч і нагрівають, і за необхідності додають шлакоутворювальні матеріали, такі як негашене вапно і доломіт, згідно із загальним вмістом 51О» і АІ26Оз в залізі твердофазного прямого відновлення. На доповнення, за необхідності проводять зовнішнє навуглецьовування згідно зі вмістом вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення, з подальшим розплавленням. Внаслідок (цієї дії розділяють розплавлений чавун, що має вміст вуглецю від 2,0 до 5,0 мас. 95 і температуру від 1350 до 1550 "С, і шлак, що має основність від 1,0 до 1,4. Для скорочення кількості енергії, необхідної для нагрівання, залізо твердофазного прямого відновлення, завантажене в першу піч, переважно знаходиться в стані до знижень температури після його отримання.
Фіг. 2 представляє графік, який показує один приклад взаємозв'язку між кількістю вуглецю, що міститься в розплавленому чавуні, і кількістю всього заліза, яка може міститися в шлаку, що знаходиться разом із розплавленим чавуном. Як показано в ФІГ. 2, як правило, що більша кількість вуглецю, що міститься в розплавленому чавуні, то менша кількість загального заліза, яка може міститися в шлаку. Тобто, розплавлений чавун, що має відносно високий вміст вуглецю, міститься в меншій кількості в шлаку, ніж у розплавленій сталі, що має відносний низький вміст вуглецю. У цьому варіанті виконання розплавлений чавун стосується розплавленого чавуну, що має вміст вуглецю 2,0 мас. 95 або більше, і розплавлена сталь стосується розплавленого заліза, що має вміст вуглецю менше ніж 2,0 мас. 95.
У стадії в першій печі згідно з цим варіантом виконання, вміст вуглецю в розплавленому чавуні регулюють на величину від 2,0 до 5,0 мас. 95. У результаті може бути знижена загальна кількість заліза, яка може міститися в шлаку, і кількість заліза, яка переноситься в шлак, може бути скорочена. Тому кількість всього заліза, що виводиться разом зі шлаком, може бути зменшена, і може бути відвернене зниження виходу розплавленого чавуну. Крім того, внаслідок цього можна запобігти зниженню виходу розплавленої сталі, отриманої у другій печі. Вміст вуглецю в розплавленому чавуні переважно становить 3,0 мас. 95 або більше.
У першій печі температуру розплавленого чавуну регулюють на величину від 1350 до 1550 бо об. Внаслідок цього вуглець, що міститься в розплавленому чавуні, може бути розчинений до доведення вмісту вуглецю в розплавленому чавуні до величини від 2,0 до 5,0 мас. 95.
Регулюванням температури розплавленого чавуну на 1350 "Сб або вище знижують в'язкість шлаку, так що розплавлений чавун і шлак можуть бути легко розділені, і кожний з розплавленого чавуну і шлаку може бути легко виведений з першої печі. З іншого боку, регулюванням температури розплавленого чавуну на 1550 "С або нижче можна пригнітити ерозію вогнетривкої футерівки першої печі. Температура розплавленого чавуну переважно становить 1400 "С або вище. На доповнення, температура розплавленого чавуну переважно становить 1530 "С або нижче.
Основність шлаку регулюють на величину від 1,0 до 1,4. Регулюванням основності до 1,4 або менше може бути забезпечена текучість шлаку, і шлак може бути легко випущений із першої печі. Крім того, коли як вогнетривку футерівку першої печіч застосовують основний жаростійкий матеріал, ерозія вогнетривкого матеріалу шлаком може бути відвернена регулюванням основності шлаку на значення 1,0 або більше. Тут основність шлаку означає масове відношення СаО до 5102 (Саб/5іОг) у відношенні Сас і 5іОг, що міститься в шлаку.
Основність шлаку може бути відрегульована коригуванням кількості шлакоутворювального матеріалу, що завантажується в першу піч разом із залізом твердофазного прямого відновлення. (Стадія у другій печі)
У другій печі інше залізо твердофазного прямого відновлення розплавляють разом із розплавленим чавуном, відділеним у першій печі, і вдувають кисень на розплавлений матеріал для зневуглецювання розплавленої сталі. Оскільки в першій печі повинно бути розплавлено від 40 до 100 мас.95 заліза твердофазного прямого відновлення, інше залізо твердофазного прямого відновлення, що розплавляється у другій печі, становить від 0 до 60 мас. 95. Тобто, коли загальну кількість заліза твердофазного прямого відновлення (100 мас. 95) розплавляють у першій печі, то у другій печі не повинна бути розплавлена жодна кількість (0 мас. 95) заліза твердофазного прямого відновлення.
Відносно другої печі, може бути застосована звичайна електродугова піч (ЕАЕ), яка створює плазму дугового розряду для виконання нагрівання. Розплавлений чавун, отриманий в першій печі, заливають у другу піч, завантажують в неї інше залізо твердофазного прямого
Зо відновлення, і потім нагрівають і розплавляють розплавлений чавун і залізо твердофазного прямого відновлення. У цей час, на основі складу заліза твердофазного прямого відновлення і тому подібного, до розплавленого матеріалу, якщо необхідно, належним чином додають шлакоутворювальний матеріал, такий як негашене вапно і доломіт.
Розплавлений матеріал, що знаходиться у другій печі, містить розплавлений чавун, поповнений розплавленням заліза твердофазного прямого відновлення і шлаку, утвореного з
ЗО» і АІ26Оз, і подібного, що містяться в залізі твердофазного прямого відновлення. Кисень вдувають від верхньої поверхні розплавленого матеріалу або від нижньої частини печі для окиснення вуглецю, що міститься в розплавленому чавуні, і видалення вуглецю у вигляді монооксиду вуглецю. Внаслідок цього отримують розплавлену сталь. Крім того, якщо необхідно, склад шлаку регулюють за допомогою шлакоутворювального матеріалу для перенесення домішок, які містяться в розплавленому чавуні, в шлак, так що вміст забруднюючих домішок у розплавленій сталі може бути відрегульований до бажаного значення.
Основність шлаку у другій печі не є конкретно обмеженою, але коли основний вогнетривкий матеріал застосовують у частині другої печі в контакті зі шлаком, основність шлаку переважно є високою, наприклад, 1,8, щоб запобігти ерозії основного вогнетривкого матеріалу.
Крім того, кількість вуглецю, що міститься у розплавленій сталі після зневуглецювання, може бути відрегульована до бажаного значення згідно з варіантом застосування сталі, отриманої при твердненні розплавленої сталі.
Крім того, у другу піч може бути завантажений залізний лом на доповнення до розплавленого чавуну, отриманого в першій печі, і іншого заліза твердофазного прямого відновлення. Більше того: вся кількість розплавленого чавуну, отриманого в першій печі, може бути залита у другу піч як є. Частину отриманого в першій печі розплавленого чавуну охолоджують і відливають з утворенням бабкового чавуну, і бабковий чавун додають до розплавленого чавуну, отриманого в першій печі, й іншого заліза твердофазного прямого відновлення, і потім завантажують у другу піч. Крім того, бабковий чавун може бути проданий з підприємства як вихідний матеріал для сталеплавильної печі.
Відповідно до способу отримання розплавленого чавуну згідно з цим варіантом виконання, як описано вище, може бути відвернуто зниження виходу розплавленого чавуну в першій печі, і розплавлена сталь може бути отримана з розплавленого чавуну у другій печі так, що така 60 розплавлена сталь може бути отримана з високим виходом, навіть якщо як сировинний матеріал для заліза твердофазного прямого відновлення використовують низькосортну залізну рУдУ. (Коли всю кількість заліза твердофазного прямого відновлення розплавляють у першій печі)
Як описано вище, коли всю кількість заліза твердофазного прямого відновлення (100 мас. 95) розплавляють у першій печі, безпосередньо у другій печі не повинна бути розплавлена жодна кількість (0 мас. 95) заліза твердофазного прямого відновлення без надходження через першу піч. Тому у другій печі проводять зневуглецювання тільки розплавленого чавуну, відділеного в першій печі. У цьому випадку, оскільки розплавлений чавун не охолоджується залізом твердофазного прямого відновлення, і нагрівання розплавленого чавуну не потрібно, як друга піч може бути застосований конвертер. Це робить можливим скорочення кількості енергії, необхідної для отримання розплавленої сталі у другій печі. Коли застосовують конвертер, шлакоутворювальний матеріал завантажують у конвертер разом із розплавленим чавуном, якщо необхідно, і кисень вдувають у розплавлений чавун щонайменше з однієї з верхньої і нижньої сторін для зневуглецювання розплавленого чавуну.
ІЕлектрична піч для виплавлення чавуну)
Далі буде описана електрична піч для виплавлення чавуну (ЕпІЕ), яка може бути використана як перша піч в способі отримання розплавленої сталі згідно з цим варіантом виконання.
Фіг. З представляє вигляд у вертикальному розрізі електричної печі для виплавлення чавуну. Електрична піч 10 для виплавлення чавуну являє собою стаціонарну плавильну піч непохилого типу, в якій плавлять залізо твердофазного прямого відновлення дуговим нагріванням, головним чином складеним тепловим випромінюванням. Далі номери позицій, показані в кресленнях, означають - 1: залізо твердофазного прямого відновлення, 2: розплавлений чавун, 3: шлак, і за: електрична дуга.
Електрична піч 10 для виплавлення чавуну має основний корпус 11, який містить в собі залізо 1 твердофазного прямого відновлення, розплавлений чавун 2 і шлак 3; електрод 5, розміщений у верхній частині основного корпусу 11, для нагрівання заліза 1 твердофазного прямого відновлення, розплавленого чавуну 2 і шлаку 3, що знаходяться в основному корпусі 11, за допомогою електричної дуги 5а; завантажувальну частину 6 для завантаження заліза 1 твердофазного прямого відновлення в основний корпус 11; випускну частину 7 для виведення
Зо газу і пилу, утворених при нагріванні заліза 1 твердофазного прямого відновлення, розплавленого чавуну 2 і шлаку 3; кришкову частину 8, яка покриває основний корпус 11 зверху; і охолоджувальну частину 9, яка охолоджує основний корпус 11. Кришкова частина 8 забезпечена крізним отвором, через який проходять електрод 5, завантажувальна частина 6 і випускна частина 7. Крім того, основний корпус 11 забезпечений шлаковипускним отвором 11а для вивантаження шлаку 3, і льоткою 116, розміщеною нижче шлаковипускного отвору 11а для випуску розплавленого чавуну 2 таким чином, щоб відповідно пронизувати стінку.
Шлаковипускний отвір 1Та і льотка 116 можуть бути закриті за допомогою гармати для забивання льотки, і розкриті перфоратором.
Охолоджувальна частина 9 має перший охолоджувальний елемент ба, розміщений таким, що оточує зовнішню периферію основного корпусу 11, і другий охолоджувальний елемент 9р, розміщений над кришковою частиною 8. Кожний з першого охолоджувального елемента 8а і другого охолоджувального елемента 96 має конструкцію водяного охолоджування і охолоджує основний корпус 11 і кришкову частину 8. Перший охолоджувальний елемент За і другий охолоджувальний елемент 95 можуть мати конструкцію повітряного охолоджування. Завдяки наявності охолоджувальної частини 9 основний корпус 11 може бути охолоджений, і може бути відвернена ерозія вогнетривкого матеріалу, що становить основний корпус 11.
Електрична піч 10 для виплавлення чавуну має замкнуту конструкцію, яка може підтримувати внутрішність печі в попередньо заданій атмосфері. Тому частини, які можуть знижувати повітронепроникність в печі, такі як з'єднувальні частини між кришковою частиною 8 і верхнім кінцем основного корпусу 11, і частини, які приходять в контакт з електродом 5 і випускною частиною 7 кришкової частини 8, ущільнені відомим способом, таким як обдування азотом або керамічне герметизуюче кільце. Крім того, між завантажувальною частиною 6 і кришковою частиною 8 передбачена шлюзова камера ба, що об'єднує затвор для матеріалу з бункера і живильник для вивантаження заліза 1 твердофазного прямого відновлення з бункера.
Конструкція шлюзової камери ба цим не обмежена.
Далі буде описаний спосіб отримання розплавленого чавуну 2 з використанням електричної печі 10 для виплавлення чавуну. Залізо 1 твердофазного прямого відновлення і, якщо необхідно, шлакоутворювальний матеріал, такий як негашене вапно і доломіт, завантажують в основний корпус 11 через завантажувальну частину 6. Після цього подають електроенергію на бо електрод 5, і нагрівають залізо 1 твердофазного прямого відновлення електричною дугою 5а,
утвореною з краю електрода 5. Коли температура заліза 1 твердофазного прямого відновлення зростає, оксид заліза (БеоО), що міститься в залізі 1 твердофазного прямого відновлення, спочатку відновлюється вуглецем, що міститься в залізі 1 твердофазного прямого відновлення.
У цей час утворюється монооксид вуглецю, і атмосфера всередині основного корпусу 11 стає відновною атмосферою, що складається головним чином з монооксиду вуглецю. Потім металеве залізо, що міститься в залізі 1 твердофазного прямого відновлення, розплавляється, і вуглець, що міститься в залізі 1 твердофазного прямого відновлення, розчиняється в розплавленому металевому залізі так, що вміст вуглецю в металевому залізі підвищується з утворенням розплавленого чавуну 2. Крім того, БІО і А2Оз, що містяться в залізі 1 твердофазного прямого відновлення, розплавляються з утворенням шлаку З як побічного продукту, який плаває на розплавленому чавуні 2. Після утворення шлаку З край електрода 5 виявляється всередині шлаку З для формування електричної дуги 5а всередині шлаку 3.
У той час, як подають електроенергію на електрод 5, залізо 1 твердофазного прямого відновлення, шлакоутворювальний матеріал і матеріал для зовнішнього навуглецьовування безперервно завантажують в основний корпус 11, і кількості розплавленого чавуну 2 і шлаку З поступово збільшуються з підвищенням рівня рідини. Коли рівень рідини розплавленого чавуну 2 досягає попередньо визначеної висоти нижче шлаковипускного отвору 11а, або коли рівень рідкого шлаку З досягає попередньо визначеної висоти вище шлаковипускного отвору 11а, відкривають шлаковипускний отвір 11а для початку вивантаження шлаку 3, і регулюють висоту рівня рідкого шлаку 3. Рівень рідкого шлаку З підтримують вище верхнього кінця шлаковипускного отвору 11а, щоб зберігати атмосферу всередині основного корпусу 11. Крім того, товщину шлаку З підтримують щонайменше такою, що дорівнює або більша, ніж попередньо визначена товщина, щоб електрична дуга 5а могла утворюватися в шлаку 3. В результаті цього шлак З можна безперервно виводити з основного корпусу 11, тоді як залізо 1 твердофазного прямого відновлення безперервно подають в основний корпус 11.
Коли рівень рідкого шлаку З знижується до верхнього кінця шлаковипускного отвору 11а, або коли товщина шлаку З досягає вищезазначеної попередньо визначеної товщини, шлаковипускний отвір 11а закривають, і коли рівень рідини розплавленого чавуну 2 досягає попередньо визначеної висоти нижче шлаковипускного отвору 11а, або коли рівень рідкого
Зо шлаку З досягає попередньо визначеної висоти вище шлаковипускного отвору 11а, знову відкривають шлаковипускний отвір 1Т7а. Потрібно зазначити, що висоту рівня рідини розплавленого чавуну 2 і товщину шлаку З оцінюють за кількістю заліза 1 твердофазного прямого відновлення, що завантажується в основний корпус 11.
Крім того, коли рівень рідини розплавленого чавуну 2 досягає попередньо визначеної висоти вище льотки 116, починають вивантаження розплавленого чавуну 2, і коригують висоту рівня рідини розплавленого чавуну 2. Рівень рідини розплавленого чавуну 2 підтримують вище льотки 115, щоб не випускати шлак разом із розплавленим чавуном 2. В результаті цього розплавлений чавун 2 можна безперервно виводити з основного корпусу, тоді як залізо 1 твердофазного прямого відновлення безперервно подають в основний корпус 11.
Коли рівень рідини розплавленого чавуну 2 знижується до верхнього кінця льотки 116, льотку 11р закривають, або коли рівень рідкого шлаку З досягає попередньо визначеної висоти вище шлаковипускного отвору 11а, знову відкривають льотку 116.
Як описано вище, з використанням вищезгаданої електричної печі для виплавлення чавуну як першої печі в способі отримання розплавленої сталі згідно з цим варіантом виконання можна безперервно отримувати чавун із заліза твердофазного прямого відновлення, і він може бути ефективно отриманий, так, щоб загалом ефективно отримувати розплавлену сталь.
Цей опис розкриває різні аспекти способів, як описаних вище, і основні способи узагальнені нижче.
Як описано вище, спосіб отримання розплавленої сталі згідно з одним аспектом цього винаходу являє собою спосіб отримання розплавленої сталі з використанням заліза твердофазного прямого відновлення як вихідного матеріалу, в якому залізо твердофазного прямого відновлення містить 3,0 мас. 95 або більше 510» і АІ26Оз в сумі, і 1,0 мас. 95 або більше вуглецю, причому відношення металевого заліза до загального вмісту заліза, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 90 мас. 9о або більше, і вміст надлишкового вуглецю Сх, заданий нижченаведеною формулою (1), відносно вуглецю, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 0,2 мас. 95 або більше, причому спосіб включає стадію плавлення в першій печі від 40 до 100 мас. 95 заліза твердофазного прямого відновлення, і розділення розплавленого чавуну, що має вміст вуглецю від 2,0 до 5,0 мас. 95 і температуру від 1350 до 1550 "С, і шлаку, що має основність від 1,0 до бо 1,4, і стадію плавлення у другій печі іншого заліза твердофазного прямого відновлення разом із розплавленим чавуном, відділеним в першій печі, і вдування кисню на розплавлений матеріал для зневуглецювання з утворенням розплавленої сталі.
Сх-ІС1-(беО|х12-(55,85--16)--0,947 (1)
У формулі, Сх: вміст надлишкового вуглецю (мас. 95), ІС): вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення (мас. 95), (ГедФ)|: вміст РеО в залізі твердофазного прямого відновлення (мас. 95).
Згідно з цією конфігурацією, кількість всього заліза, що може міститися у відділеному шлаку, може бути знижена в першій печі, і може бути скорочена загальна кількість заліза, яка виводиться разом зі шлаком. Тому може бути відвернуто зниження виходу розплавленого чавуну в першій печі, і розплавлена сталь може бути отримана з розплавленого чавуну у другій печі. Таким чином, навіть якщо як сировинний матеріал для заліза твердофазного прямого відновлення застосовують низькосортну залізну руду, розплавлена сталь може бути отримана з високим виходом.
У першій печі, що має вищезгадану конфігурацію, залізо твердофазного прямого відновлення може бути розплавлене за допомогою електричної дуги, і розплавлений чавун і шлак відповідно можуть безперервно вивантажуватися з першої печі.
Внаслідок цього в першій печі може бути ефективно отриманий розплавлений чавун, так що розплавлена сталь може бути ефективно отримана способом отримання загалом.
Далі цей винахід буде описаний більш конкретно з посиланням на Приклади. Нижченаведені приклади не повинні тлумачитися як такі, що обмежують галузь винаходу, і цей винахід може бути здійснений з модифікаціями, які внесені в межах галузі, яка відповідає описаним вище і нижче цілям, і будь-яка з них повина бути включена в межі технічного діапазону цього винаходу.
Приклади (Умови випробувань)
Провели комп'ютерне моделювання відносно отримання розплавленої сталі нижченаведених випробувань з номерами 1-3, з використанням електричної печі для виплавлення чавуну (першої печі), і електродугової печі (другої печі), описаної вище, і з використанням сортів заліза твердофазного прямого відновлення, кожний з яких має склад, показаний в Таблиці 1, як вихідного матеріалу. Залізо АТ твердофазного прямого відновлення
Зо було отримане з низькосортної залізної руди як сировинного матеріалу, і мало загальний вміст
ЗО» і АІ2Оз 7,63 мас. 95. Залізо А? твердофазного прямого відновлення було отримане з високосортної залізної руди як сировинного матеріалу, і мало загальний вміст 5іО» і АІ2Оз 2,47 мас. 95. Ступінь металізації становив 94,0 95 в кожному випадку. Позначення "Резагал.», вказане в Таблиці 1, означає загальний вміст заліза, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення.
Таблиця 1 фазного прямого (мас. Фо АРО (96) відновлення Ной 7
АТ 77777777 1 8853 Щ|7631000|1047 051| 15 763 | 90 г Ф (Тест 1)
Тест 1 являє собою один приклад цього винаходу. У Тесті 1 випробування проводили з використанням заліза АТ твердофазного прямого відновлення. У першій печі 70 мас. 905 заліза твердофазного прямого відновлення перетворювали в розплавлений чавун. У другій печі інше залізо твердофазного прямого відновлення розплавляли разом з чавуном, отриманим у першій печі, і потім проводили зневуглецювання для отримання розплавленої сталі.
У першій печі залізо твердофазного прямого відновлення при 500 "С завантажували в електричну піч для виплавлення чавуну, і вміст вуглецю в розплавленому чавуні був відрегульований на 3,0 мас. 95. У другій печі залізо твердофазного прямого відновлення при 25 об завантажували в електродугову піч, і вміст вуглецю в розплавленій сталі був відрегульований на 0,05 мас. 95.
У обох з першої печі і другої печі негашене вапно і доломіт застосовують як шлакоутворювальний матеріал, і, як показано в Таблицях 2 і 3, основність шлаку була відрегульована на 1,3 в першій печі і 1,8 у другій печі. Температура розплавленого чавуну в першій печі є більш низькою, ніж температура розплавленої сталі у другій печі, і вміст РеО в шлаку також є низьким, так що навантаження на основний вогнетривкий матеріал знижене завдяки можливості знизити основність шлаку в першій печі. (Тест 2 і Тест 3)
Тест 2 і Тест З є порівняльними прикладами. Випробування проводили з використанням заліза АТ твердофазного прямого відновлення в Тесті 2 і заліза А2 твердофазного прямого відновлення в Тесті 3. У обох з Тесту 2 і Тесту З все (100 мас. 95) залізо твердофазного прямого відновлення розплавляли у другій печі і проводили зневуглецювання для отримання розплавленої сталі. Тому в Тесті 2 і Тесті З першу піч не використовували.
У обох з Тесту 2 і Тесту З залізо твердофазного прямого відновлення при 500 "С завантажували в електродугову піч, і вміст вуглецю в розплавленій сталі був відрегульований на 0,05 мас.9ою. На доповнення, негашене вапно і доломіт застосовували як шлакоутворювальний матеріал, і основність шлаку була відрегульована на 1,8, як показано в
Таблиці 3.
Таблиця 2
Кількість використаного заліза прямого відновлення (5002С) (кг/т)
Кількість використаного вуглецю (кг/т) (зовнішнє навуглецювання) (Кількістьвикористаного кисню(норм.май)дГ 77777110
Таблиця З
Кількість використаного розплавленого чавуну паю У та о
Кількість використаного заліза прямого відновлення сет змО | оо
Кількість використаного заліза прямого відновлення (ОР) (іл) ери ов пон ие нн о |в навуглецювання) (Результати випробувань)
Таблиця 2 показала кількість вихідних матеріалів і електроенергії, використаних для отримання розплавленого чавуну, з розрахунку на 1 тонну, кількість отриманого шлаку і вихід розплавленого чавуну. Таблиця З показала кількість вихідних матеріалів і електроенергії,
використаних для отримання розплавленої сталі, з розрахунку на 1 тонну, кількість отриманого шлаку і вихід розплавленої сталі. Таблиця 4 показала кількості вихідних матеріалів і електроенергії, використаних для отримання, з розрахунку на 1 тонну, розплавленої сталі, отриманої об'єднанням стадії в першій печі і стадії у другій печі, і вихід розплавленої сталі. Тут вихід розплавленого чавуну являє собою відношення (мас. 95) вмісту заліза, виділеного як розплавленого чавуну, до вмісту заліза, завантаженого в першу піч, в складі заліза твердофазного прямого відновлення. Відносно виходу розплавленої сталі, відношення (мас. 95) заліза, виділеного у вигляді розплавленої сталі, до заліза, завантаженого у другу піч в складі заліза твердофазного прямого відновлення і розплавленого чавуну, в Тесті 1, і як заліза твердофазного прямого відновлення в Тесті 2 і Тесті 3. Відносно Тесту 1, "вихід всієї розплавленої сталі" в Таблиці 4 був розрахований як процентна частка (мас. 95) вмісту заліза, витягнутого у вигляді розплавленої сталі у другій печі, відносно загального вмісту заліза, завантаженого в першу піч і другу піч в складі заліза твердофазного прямого відновлення. (Тест 1)
У Тесті 1 вміст вуглецю в розплавленому чавуні був таким високим, як 3,0 95 в першій печі, так що вміст РеО в шлаку був так низьким, як 1,0 мас. 95. Внаслідок цього вдалося знизити вміст заліза, виведеного разом зі шлаком, і розплавлений чавун міг бути отриманий з високим виходом 99,8 95. Кількість шлаку, утвореного в першій печі, становила 237 кг/т, яка було кількістю, яка не створювала жодних технологічних проблем.
У другій печі вміст вуглецю в розплавленій сталі був знижений до 0,05 мас. 95, так що вміст
ЕеО в шлаку був так високим, як 25,0 мас. 95. Однак, кількість утвореного шлаку становила 169 кг/т, що було значно менше, ніж кількість 456 кг/т шлаку, утвореного в Тесті 2, в якому всю кількість того ж заліза АТ твердофазного прямого відновлення розплавляли у другій печі, і вдалося знизити кількість заліза, виведеного зі шлаком. На доповнення, кількість шлаку становила кількість, яка не створювала жодних експлуатаційних проблем.
Вихід всієї розплавленої сталі у всьому процесі в першій печі і у другій печі є таким високим, як 96,7 90, і навіть якщо як сировинний матеріал для заліза твердофазного прямого відновлення використовували низькосортну залізну руду, розплавлена сталь могла би бути отримана з високим виходом.
Зо (Тест 2)
У Тесті 2 вміст вуглецю в розплавленій сталі був знижений до 0,05 95 у другій печі, так що вміст ГеО в шлаку був так високим, як 25,0 мас. 95. На доповнення, оскільки першу піч не застосовували, вся кількість шлаку була утворена у другій печі. Внаслідок цього разом зі шлаком було виведено велику кількість заліза, і вихід розплавленої сталі знизився до 91,9 95.
На доповнення, кількість отриманого шлаку була так високою, як 456 кг/т. Шлак, утворений в таким великій кількості, вимагає тривалого часу для розплавлення шлакоутворювального матеріалу, і тривалий час займає вивантаження розплавленого шлаку з другої печі, що значно знижує продуктивність отримання розплавленої сталі. На доповнення, оскільки велика кількість шлаку утримується в печі і розплавляється, необхідно модифікувати обладнання, наприклад, збільшенням кожуха печі. Така велика кількість шлаку ускладнює проведення операції. (Тест 3)
У Тесті З використовували високосортну залізну руду як сировинний матеріал для заліза твердофазного прямого відновлення, так що кількість утвореного шлаку була так малою, як 104 кг/т. Тому вміст заліза, виведеного разом зі шлаком, було малим, і вихід розплавленої сталі становив 98,0 95, який був вищим, ніж вихід в Тесті 1. На доповнення, кількість утвореного шлаку являла собою кількість, яка не створювала жодних технологічних проблем.
Таблиця 4 11111111 |Тесті!(увесьпроцес! Тест2 | Тест3
Кількість всього використаного заліза твердофазного прямого відновлення 1172 1231 1095 (кг/т) (кКВт/год.) пеня Нео (зовнішнє навуглецювання) " кг/г (Резюме)
Як описано вище, відповідно до способу отримання розплавленої сталі згідно 3 цим винаходом підтверджено, що навіть якщо використовують низькосортну залізну руду, розплавлена сталь могла би бути отримана з високим виходом, еквівалентним тому, коли застосовують високосортну залізну руду.
Ця заявка базується на Японській патентній заявці Мо 2019-210829, поданій в Японське патентне відомство 21 листопада 2019 року, зміст якої тим самим включений в цей документ за допомогою посилання.
Для опису цього винаходу винахід був належним чином і в достатній мірі описаний в наведеному вище описі з використанням варіантів здійснення з посиланням на конкретні приклади і тому подібні. Однак, повинно бути зрозуміло, що кваліфікованими фахівцями в цій галузі технології будуть легко зроблені зміни і/або модифікації вищевикладених варіантів здійснення. Тому, якщо тільки зміна або модифікація, зроблені кваліфікованими фахівцями в цій галузі технології, не знаходяться за межами галузі пунктів прикладеної формули винаходу, такі зміна або модифікація повинні охоплюватися галуззю пунктів прикладеної формули винаходу.
Промислова застосовність
Цей винахід має широку промислову застосовність у технічних галузях, які стосуються способу отримання розплавленої сталі.
Claims (2)
1. Спосіб отримання розплавленої сталі з використанням заліза твердофазного прямого відновлення як вихідного матеріалу, в якому залізо твердофазного прямого відновлення містить 3,0 мас. 95 або більше 51О» і АІ26Оз в сумі і 1,0 мас. 95 або більше вуглецю, відношення металевого заліза до загального вмісту заліза, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 90 мас. 95 або більше, і Зо вміст надлишкового вуглецю Сх, заданий нижченаведеною формулою (1), до вуглецю, що міститься в залізі твердофазного прямого відновлення, становить 0,2 мас. 95 або більше, причому спосіб включає: стадію плавлення в першій печі від 40 до 100 мас.9о заліза твердофазного прямого відновлення з відновленням до розплавленого чавуну і розділення розплавленого чавуну, що має вміст вуглецю від 2,0 до 5,0 мас. 9о і температуру від 1350 до 1550 "С, і шлаку, що має основність від 1,0 до 1,4, і стадію плавлення у другій печі іншого заліза твердофазного прямого відновлення разом із розплавленим чавуном, відділеним у першій печі, і вдування кисню на розплавлений матеріал для зневуглецювання з утворенням розплавленої сталі: Сх-ІС1-(геО)х12-(55,85--16)--0,947, (1) де Сх - вміст надлишкового вуглецю (мас. 90), |С| - вміст вуглецю в залізі твердофазного прямого відновлення (мас. 95), (ЕГедОі - вміст Гео в залізі твердофазного прямого відновлення (мас. б).
2. Спосіб отримання розплавленої сталі за п. 1, в якому залізо твердофазного прямого відновлення розплавляють електричною дугою в першій печі, і розплавлений чавун і шлак безперервно виводять відповідно з першої печі. ЗАПІЗО ТВЕРДОФАЗНОГО ПРЯМОГО ВІДНОВЛЕННЯ с ВД ДО ОО МАС. о РЕШТА КІЛЬКОСТІ ренні т о РОЗДІЛЕННЯ НА РОЗПЛАВЛЕНИЙ ЧАВУН. 7-7 1 ШЛАК (В ПЕРШІЙ ПЕЧІ); і РОЗПЛАВЛЕНИЙ | ШЛАК ГУ ВЕЛИКІЙ ч они нвенетеетененненнтнння КкеКОСТИ ВДРУПИ ПЕЧІ РОЗПЛАНЛЕНА ШЛАКУ МАЛІЙ СТАЛЬ КІЛЬКОСТІ
Фіг.
я. ї г : ї ї вату що , т я | чк щ- і шеннннжжфниютнттккжюкжнняттнжнж нини ння МКМ т стосовно У сх б о. їн ГРОЗПЛАВЛЕНА СТАЛЬ (РОЗПЛАВЛЕНИЙ ЧАВУН) ВМІСТ ВУГЛЕЦЮ СТАТ МАС.
Фіг. 2
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2019210829A JP7094259B2 (ja) | 2019-11-21 | 2019-11-21 | 溶鋼の製造方法 |
| PCT/JP2020/042005 WO2021100565A1 (ja) | 2019-11-21 | 2020-11-11 | 溶鋼の製造方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| UA127514C2 true UA127514C2 (uk) | 2023-09-13 |
Family
ID=75964322
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| UAA202201507A UA127514C2 (uk) | 2019-11-21 | 2020-11-11 | Спосіб отримання розплавленої сталі |
Country Status (11)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US20220389527A1 (uk) |
| EP (1) | EP4032990B1 (uk) |
| JP (1) | JP7094259B2 (uk) |
| KR (1) | KR102628195B1 (uk) |
| CN (1) | CN114651074B (uk) |
| AU (1) | AU2020387088C1 (uk) |
| BR (1) | BR112022009352A2 (uk) |
| CA (1) | CA3157144C (uk) |
| MX (1) | MX2022005621A (uk) |
| UA (1) | UA127514C2 (uk) |
| WO (1) | WO2021100565A1 (uk) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPWO2023054345A1 (uk) * | 2021-09-30 | 2023-04-06 |
Family Cites Families (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FR1373766A (fr) * | 1963-08-16 | 1964-10-02 | Yawata Iron & Steel Co | Procédé de fusion d'un fer spongieux |
| US6149709A (en) * | 1997-09-01 | 2000-11-21 | Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho | Method of making iron and steel |
| BR0105934B8 (pt) * | 2000-03-30 | 2013-09-17 | mÉtodo para produzir ferro metÁlico granular. | |
| JP2003041310A (ja) * | 2001-07-27 | 2003-02-13 | Kobe Steel Ltd | 溶融金属の製造方法 |
| JP5166804B2 (ja) * | 2007-09-19 | 2013-03-21 | 株式会社神戸製鋼所 | 溶鉄製造方法 |
| JP2012007225A (ja) * | 2010-06-28 | 2012-01-12 | Kobe Steel Ltd | 粒状金属鉄を用いた溶鋼製造方法 |
| JP6476940B2 (ja) * | 2015-02-04 | 2019-03-06 | 新日鐵住金株式会社 | 溶鋼の製造方法 |
| JP6395684B2 (ja) * | 2015-09-14 | 2018-09-26 | 株式会社神戸製鋼所 | 溶銑の製造方法 |
| JP7170305B2 (ja) | 2018-05-31 | 2022-11-14 | 株式会社石井鐵工所 | 延長排気管 |
-
2019
- 2019-11-21 JP JP2019210829A patent/JP7094259B2/ja active Active
-
2020
- 2020-11-11 EP EP20889204.2A patent/EP4032990B1/en active Active
- 2020-11-11 WO PCT/JP2020/042005 patent/WO2021100565A1/ja unknown
- 2020-11-11 CN CN202080077535.2A patent/CN114651074B/zh active Active
- 2020-11-11 UA UAA202201507A patent/UA127514C2/uk unknown
- 2020-11-11 KR KR1020227019460A patent/KR102628195B1/ko active IP Right Grant
- 2020-11-11 US US17/775,502 patent/US20220389527A1/en active Pending
- 2020-11-11 AU AU2020387088A patent/AU2020387088C1/en active Active
- 2020-11-11 CA CA3157144A patent/CA3157144C/en active Active
- 2020-11-11 BR BR112022009352A patent/BR112022009352A2/pt unknown
- 2020-11-11 MX MX2022005621A patent/MX2022005621A/es unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EP4032990A1 (en) | 2022-07-27 |
| KR20220098213A (ko) | 2022-07-11 |
| CA3157144C (en) | 2024-04-23 |
| AU2020387088B2 (en) | 2023-08-03 |
| US20220389527A1 (en) | 2022-12-08 |
| JP2021080540A (ja) | 2021-05-27 |
| CN114651074A (zh) | 2022-06-21 |
| EP4032990A4 (en) | 2022-11-23 |
| KR102628195B1 (ko) | 2024-01-24 |
| WO2021100565A1 (ja) | 2021-05-27 |
| CN114651074B (zh) | 2023-04-04 |
| MX2022005621A (es) | 2022-06-14 |
| BR112022009352A2 (pt) | 2022-08-09 |
| CA3157144A1 (en) | 2021-05-27 |
| JP7094259B2 (ja) | 2022-07-01 |
| EP4032990B1 (en) | 2024-04-24 |
| AU2020387088C1 (en) | 2023-08-10 |
| AU2020387088A1 (en) | 2022-04-21 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP4060034B2 (ja) | 複式炉における溶融鉄生成方法 | |
| WO2018110174A1 (ja) | 電気炉 | |
| US11473841B2 (en) | Electric furnace | |
| SU645597A3 (ru) | Способ извлечени железа из шлака | |
| UA127514C2 (uk) | Спосіб отримання розплавленої сталі | |
| EP3325672B1 (en) | Method of utilizing furnace off-gas for reduction of iron oxide pellets | |
| KR20030010604A (ko) | 합금철 제품 | |
| JP7364899B2 (ja) | スラグ還元を伴った冷鉄源の溶解方法 | |
| JP2023551367A (ja) | 鉄メルトからの鉄鋼製造 | |
| EA044072B1 (ru) | Способ получения расплавленной стали | |
| RU2639741C2 (ru) | Способ получения продукта на основе расплавленного хрома с высоким содержанием углерода из содержащего хром и углерод материала | |
| US20220396844A1 (en) | Molten steel production method | |
| FI69647C (fi) | Foerfarande foer framstaellning och behandling av ferrokrom | |
| WO2023054345A1 (ja) | 溶銑製造方法 | |
| KR100325107B1 (ko) | 사문암의 용광로 직접 장입 조업방법 | |
| EA044686B1 (ru) | Способ получения расплавленной стали | |
| Dutta et al. | Alternate Ironmaking | |
| GB961408A (en) | Process and apparatus for the production of steel | |
| US790395A (en) | Process of producing low-carbon metals or alloys. | |
| KR20150064957A (ko) | 탈린재 및 이를 이용한 용철 처리 방법 | |
| JP2018141178A (ja) | 脱硫剤添加設備 | |
| Waring et al. | Oxygen desiliconizing provides hot-metal electric steelmaking | |
| KR20160067270A (ko) | 고효율 용선예비처리방법 | |
| UA81867C2 (uk) | Установка для одержання розплаву заліза |