WO2013022372A1 - Способ доменной плавки - Google Patents

Способ доменной плавки Download PDF

Info

Publication number
WO2013022372A1
WO2013022372A1 PCT/RU2011/000960 RU2011000960W WO2013022372A1 WO 2013022372 A1 WO2013022372 A1 WO 2013022372A1 RU 2011000960 W RU2011000960 W RU 2011000960W WO 2013022372 A1 WO2013022372 A1 WO 2013022372A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
iron
cast iron
blast furnace
amount
reagent
Prior art date
Application number
PCT/RU2011/000960
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Владимир Андреевич КОБЕЛЕВ
Александр Юрьевич ЧЕРНАВИН
Даниил Александрович ЧЕРНАВИН
Георгий Александрович НЕЧКИН
Михаил Иванович СТУКОВ
Владимир Семенович ЗАГАЙНОВ
Сергей Александрович КОСОГОРОВ
Максим Викторович ЗОРИН
Юрий Михайлович ПОСОХОВ
Евгений Иосифович АНДРЕЙКОВ
Геннадий Георгиевич ВАЛЯВИНБ
Виктор Павлович ЗАПОРИН
Сергей Витальевич СУХОВ
Игорь Викторович БИДИЛО
Михаил Владимирович МАМАЕВ
Original Assignee
Общество С Ограниченной Ответственностью "Промышленные Инновационные Технологии Национальной Коксохимической Ассоциации" (Ооо "Проминтех Нка")
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 Общество С Ограниченной Ответственностью "Промышленные Инновационные Технологии Национальной Коксохимической Ассоциации" (Ооо "Проминтех Нка") filed Critical Общество С Ограниченной Ответственностью "Промышленные Инновационные Технологии Национальной Коксохимической Ассоциации" (Ооо "Проминтех Нка")
Priority to EP11870736.3A priority Critical patent/EP2743357B1/en
Publication of WO2013022372A1 publication Critical patent/WO2013022372A1/ru

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/02—Making special pig-iron, e.g. by applying additives, e.g. oxides of other metals
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/007—Conditions of the cokes or characterised by the cokes used
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
    • C21B5/04—Making slag of special composition
    • 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
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the invention relates to metallurgy, in particular, to smelting cast iron in a blast furnace.
  • Sulfur is a harmful impurity in cast iron (and also in steel).
  • the raw material sources of sulfur in cast iron smelted in a blast furnace are iron ore and coke. Most of the sulfur is introduced into the blast furnace with coke, a smaller fraction with sinter or ore in the form of sulphurous iron, pyrite, sulfates, etc. In the blast furnace, 10-20% of sulfur is removed in the form of gaseous compounds, the rest of the sulfur goes to cast iron and to slag in the form of sulfides FeS, CaS, etc. Iron sulfide FeS is well soluble in cast iron. In blast furnace conditions, the main method of desulfurization, i.e.
  • CaS calcium sulfide
  • the main components are always loaded with iron ore raw materials, including CaO in the form of lime.
  • the sulfur distribution coefficient between cast iron and slag has an extreme character, increasing to a certain value, and then decreasing due to an increase in the viscosity and melting temperature of the main slag.
  • the maximum sulfur distribution coefficient between slag and cast iron is about 40 units. [Dolinsky et al. Smelting of cast iron with low sulfur content in ZSMK].
  • a known method of blast-furnace smelting on magnesia-alumina slag with A1203 and MgO content from 5 to 20% each comprising loading an iron ore charge containing alumina and magnesia additives into the furnace, injecting high-temperature combined blast, producing cast iron and the final slag, characterized in that the iron ore charge with aluminous and magnesian additives is formed with a silicon module Si02 / A1203 in the range of 2.2-2.5 and with a magnesia value of MgO / (CaO + MgO) in the range of 0.30-0, 35 providing obtaining low-sulfur cast iron and final slag with a basicity of CaO / Si02 in the range of 0.78-0.92. This method is adopted as a prototype.
  • the disadvantage of the method adopted for the prototype is the low efficiency reduction of sulfur in cast iron - up to 0.02% and increased fuel consumption.
  • the technical result achieved by the invention is an effective reduction in the sulfur content in cast iron, reducing fuel consumption.
  • the claimed result is achieved by the fact that in the method of blast furnace smelting of cast iron, comprising loading solid fuel, iron ore materials, fluxes into a blast furnace, according to the invention, coke obtained by coking a charge containing a product obtained by delayed coking at temperatures up to 500 ° C of a mixture of heavy sulphurous refinery residues and a reagent - alkaline earth metal oxide or alkaline earth metal hydroxide, while the amount of reagent in the mixture is yaet from 0.1 to 2% for each percent of the sulfur content of heavy sulfur residues of oil refining, the amount of flux fed into the furnace is determined based on the security module slag basicity equal 0,29-0,77.
  • the heavy sulfur residues of the refinery are pre-melted and the reagent is dispersed.
  • MnO * FeO * SiO in the amount of 10-80 kg / t of pig iron or fayalite 2FeO * Si0 2 in the amount of 10-50 kg / t of pig iron is added to the blast furnace to control the manganese content in cast iron.
  • calcium ferrite nFe203 * CaO is added to the blast furnace in an amount of 20-50 kg / t of pig iron coke ash for its assimilation in slag.
  • the charge for coking may contain only this component alone, as well as combinations of this component with the components of the coal charge. Those. the amount of product obtained by the method delayed coking in the charge, from which coke is obtained, can be from 1% to 100%. The main thing is the presence in the charge for coking of a component obtained by the method of delayed coking of heavy sulfur residues from oil refining.
  • this component is indicated as a product obtained by delayed coking at a temperature of up to 500 ° C of a mixture of heavy sulfur residues from oil refining and an alkaline earth metal oxide reagent, while the amount of reagent in the mixture is from 0.1 to 2% for each percentage of sulfur content in heavy sulphurous refinery residues.
  • a reagent in the form of an alkaline earth metal oxide or alkaline earth metal hydroxide is added to them.
  • the reagent itself is dispersed (after which it becomes finely divided), and the heavy oil refining residues are heated before adding the reagent to them (i.e., soften, melt the residues).
  • the uniform distribution of the reagent over the volume of heavy oil residues provides subsequently increased ability of coke to bind sulfur in the metal.
  • the residues are subjected to delayed coking (semi-coking) at temperatures up to 500 ° C.
  • the coked residues of oil refining are coked on their own or in a mixture with a coal charge to produce coke ready for use as a solid fuel in a blast furnace for the smelting of pig iron.
  • coke obtained by the above method allows not only to prevent the intake of sulfur from fuel into cast iron, but also to reduce the sulfur content in cast iron.
  • a decrease in the sulfur content in cast iron is ensured due to the fact that the desulphurization of cast iron occurs due to the reaction of iron sulfide dissolved in cast iron with lime CaO or MnO when droplets of cast iron pass through a layer of coke.
  • the resulting calcium sulfide CaS or manganese sulfide MnS is insoluble in cast iron and is found in slag.
  • the finely divided reagent is in the volume of coke obtained by coking a charge containing a component obtained in turn when coking heavy residues of oil refining.
  • Such coke has an increased ability to react with sulfur in a metal (cast iron) and provides deep desulfurization when liquid metal (cast iron) passes through a layer of coke.
  • the authors noted the preparation of a stable CaS compound during the heating of coke to temperatures of 1150-1200 ° ⁇ .
  • the stability of the CaS compound guarantees its transition from coke to the slag component of blast furnace products and, thereby, a low mass fraction of sulfur in cast iron. Similar reactions occur when both alkaline earth metal oxide and alkaline earth metal hydroxide are used as a reagent.
  • sulfur from a metal is removed by the interaction of a liquid metal with coke, throughout which the reagent is distributed.
  • the need for desulfurization during the passage of liquid metal through the slag layer is eliminated, because metal flows to the slag layer already desulfurized.
  • the removal of sulfur from the metal was carried out by adding fluxing additives to the blast furnace together with iron ore components.
  • the removal of sulfur from the metal was ensured by the passage of liquid metal through the slag layer.
  • the presence of a reagent in coke allowed us to reduce the number of fluxes supplied to a blast furnace with iron ore raw materials, as the main desulfurization occurs when the liquid metal passes not through the slag layer, but through the upstream coke layer.
  • the sulfur distribution coefficient between slag and cast iron increased to 180 units, while the sulfur distribution coefficient between slag and cast iron during traditional blast furnace smelting (when supplying fluxes with iron ore) is 16.67 units.
  • the proportion of sulfur bound to slag from its total arrival in smelting increased from 0.769 units. up to 0.973 units, i.e. 26.5% rel.
  • the amount of sulfur bound to slag increased from 1.0 g / kg of pig iron to 2.16 g / kg of pig iron.
  • Lowering the required heating temperature of the slag means that it is reduced fuel consumption used in the inventive method compared to existing methods of blast furnace smelting.
  • the inventive method of blast furnace smelting allows maximum removal of sulfur from metal (cast iron) by providing highly efficient interaction of the reagent distributed throughout the coke volume with sulfur contained in the metal when the metal passes through the coke layer.
  • the need for a large number of fluxing additives supplied to the furnace together with iron ore was reduced, since sulfur was not removed when the metal passed through the slag layer (as in the previously known methods), and sulfur was removed from the metal earlier — when the metal passed through the coke layer, located higher than the slag layer.
  • a decrease in the fluxing additives supplied to the furnace made it possible to reduce the slag basicity module, which, in turn, made it possible to reduce the necessary heating temperature of the slags (to ensure their molten state). Lowering the required heating temperature of the slag means that the fuel consumption used in the implementation of blast furnace smelting according to the claimed method is reduced.
  • the mass fraction of silicon, manganese and / or vanadium in the "cold" cast irons is regulated by attraction of the corresponding oxide additives to the melted charge.
  • Manganese iron-siliceous ore in low-base intermediate and final blast-furnace slag is poorly assimilated, is retained on the coke nozzle, which provides a high degree of reduction and transition of manganese to cast iron.
  • Fayalite in the amount of 10-50 kg / is used instead of iron-silicon manganese ore in the composition of the melted charge t of cast iron. Fayalite (2FeOSi0 2 ), due to its low melting point and low reducibility, provides oxidation and removal of manganese from cast iron starting from the primary drop formation horizons (steam blast furnace blast furnace) up to the hearth and separation trough during the release of melting products.
  • Fayalite due to its low melting point and low reducibility, provides the oxidation and removal of vanadium from cast iron starting from the primary drop formation horizons (steam of a blast furnace) up to the hearth and separation trough during the release of melting products.
  • the process of assimilation of coke ash is activated by calcium ferrite (nFe203-CaO) in an amount of 20-50 kg / t of pig iron from the composition of fluxing additives in stoichiometric equality with Al 2 0 3 + Si0 2 .
  • CaO forms with Si0 2 and A1 2 0 3 low-melting compounds in ratios close to 1.0 in molar terms. The latter are actively assimilated by slag with a low modulus of basicity.
  • the amount of reagent introduced into the composition of the coke can be from 0, 1 to 2% for each percentage of sulfur content in heavy residues of oil refining.
  • Table 1 shows the chemical composition of separation smelting products on typical coke (metallurgical) and modified coke. Smelting was carried out in a laboratory furnace to obtain 1 kg of cast iron.
  • Table 1 shows that the sulfur content in cast iron when using modified coke (with a reagent content) is five times less than when using typical metallurgical coke.
  • the CaO / S ratio in typical metallurgical and modified cokes is 1.64 and 2.16, respectively. Those. in a modified coke, the indicated ratio is 24% higher than in a typical metallurgical coke.
  • pig iron smelted using modified coke contains five times less sulfur than smelting cast iron with ordinary metallurgical coke. This means that the natural reagent (CaO) is not critical in desulfurization. The decrease in sulfur content in cast iron was achieved solely due to the modified state of CaO in coke.
  • the minimum value of the reagent content for one percent sulfur content (equal to 0.1%) in heavy oil residues is determined based on the completeness of sulfur binding in heavy oil residues in CaS.
  • the maximum value of the reagent content per percent sulfur content (2.0%) in heavy oil residues is determined on the basis of minimizing the softening effect of CaO on the coke structure.
  • the distribution coefficient of sulfur between the slag and cast iron is 180 units, which allows to reduce the amount of CaO supplied to the furnace together with iron ore (sinter) and fluxing additives from 228.3 kg / t of cast iron to 29-59 kg / t of cast iron.
  • the amount of CaO supplied to the furnace together with the iron ore raw material is selected on the basis of ensuring the minimum melting temperature of the slag, which corresponds to the basicity modulus of the CaO / Si0 slag of the final blast furnace slag in the range 0.29 - 0.77 (see table 2).
  • Table 2 shows the results of the melting process modeled in a Tamman laboratory furnace with a measurement of the melting point of cast iron, as well as the temperature of the slag and cast iron.
  • the minimum melting temperature for each of the iron ore charge is individual and is determined by natural mineralogy in combination with the amount of CaO introduced for fluxing.
  • Low melting points of iron ore components can reduce the heating temperature of slag in the furnace from 1450-1600 ° C to 1300-1440 ° C, which causes a decrease in cast iron heating from 1350-1500 ° C to 1200-1350 ° C.
  • the amount of slag overheating in the furnace above the melting temperature does not change and amounts to the previous value of 100-150 ° C.
  • a decrease in the temperature of pig iron and slag determines a decrease in the heat demand of blast furnace smelting and, as a result, saves coke to 218.7 kg / t of pig iron during sintering of sinter N ° 1-7 (table 2); up to 148.7 kg / t of pig iron during the smelting of pellets of the Kostomuksha GOK N ° 8-14 (table 2); up to 159.2 kg / t of pig iron during the smelting of pellets of the Mikhailovsky GOK N ° 15-21 (table 2).
  • the smelting of the iron ore part of the charge with reduced CaO supply to 29-59 kg / t of pig iron determines the formation of a reduced to 0.29-0.77 units. the basicity modulus of the slag, both final and intermediate.
  • Intermediate slag with a reduced basicity modulus is characterized by poor assimilating ability with respect to coke ash, 50% consisting of Si0 2 , and 25% consisting of A1 2 0 3 .
  • the process of assimilation of coke ash is activated by calcium ferrite nFe203 * CaO from the composition of fluxing additives.
  • calcium ferrite forms, with Si0 2 and A1 2 0 3, low-melting compounds in ratios close to 1.0 in molar terms.
  • the latter are actively assimilated by slag with a low modulus of basicity. From table 2 it is seen that when using modified coke (coke, in the volume of which the reagent is distributed), there is a significant reduction in fuel consumption during the smelting of pig iron.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии, в частности, к выплавке чугуна в доменной печи. Способ доменной плавки чугуна включает загрузку в доменную печь твердого топлива, железорудных материалов, флюсов. В качестве твердого топлива используют кокс, который получают коксованием шихты, содержащей продукт, полученный путем замедленного коксования при температуре до 500° С смеси тяжелых сернистых остатков нефтепереработки и реагента - оксида щелочноземельного металла или гидроокиси щелочноземельного металла. Количество реагента в смеси составляет от 0,1 до 2% на каждый процент содержания серы в тяжелых сернистых остатках нефтепереработки. Количество флюсов определяют исходя из обеспечения модуля основности шлаков, равного 0,29-0,77. Использование изобретения обеспечивает эффективное снижение содержания серы в чугуне, снижение расхода топлива.

Description

СПОСОБ ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ
Область техники.
Изобретение относится к металлургии, в частности, к выплавке чугуна в доменной печи.
Предшествующий уровень техники.
Сера является вредной примесью в чугуне (а также в стали). Сырьевыми источниками серы в чугуне, выплавляемом в доменной печи, являются железорудное сырье и кокс. Основная часть серы вносится в доменную печь с коксом, меньшая доля с агломератом или рудой - в виде сернистого железа, пирита, сульфатов и т. п. В доменной печи 10-20% серы удаляется в виде газообразных соединений, остальная часть серы переходит в чугун и в шлак в виде сульфидов FeS, CaS и др. Сульфид железа FeS хорошо растворяется в чугуне. В условиях доменной плавки основным способом десульфурации, т.е. удаления серы из металла, является образование сульфида кальция CaS, который нерастворим в чугуне и находится в шлаке. С этой целью с железорудным сырьем всегда загружают основные компоненты, в том числе СаО в виде извести. Однако, при увеличении модуля основности шлака по CaO/Si02 коэффициент распределения серы между чугуном и шлаком имеет экстремальный характер, возрастая до определенной величины, а затем уменьшаясь из-за повышения вязкости и температуры плавления основного шлака. Максимальный коэффициент распределения серы между шлаком и чугуном составляет около 40 ед. [Долинский и др. Выплавка чугуна с пониженным содержанием серы в условиях ЗСМК].
Известен способ доменной плавки на магнезиально-глиноземистых шлаках с содержанием А1203 и MgO от 5 до 20% каждого (патент РФ N° 2350658 на изобретение), включающий загрузку в печь железорудной шихты, содержащей глиноземистые и магнезиальные добавки, вдувание высокотемпературного комбинированного дутья, получение чугуна и конечного шлака, отличающийся тем, что железорудную шихту с глиноземистыми и магнезиальными добавками формируют с кремниевым модулем Si02/A1203 в пределах 2,2-2,5 и с магнезиальным показателем MgO/(CaO+MgO) в пределах 0,30-0,35, обеспечивающими получение низкосернистого чугуна и конечного шлака основностью CaO/Si02 в пределах 0,78-0,92. Данный способ принят за прототип.
Недостатком способа, принятого за прототип является невысокая эффективность снижения серы в чугуне - до 0,02% и повышенный расход топлива.
Раскрытие изобретения.
Технический результат, достигаемый предлагаемым изобретением - эффективное снижение содержания серы в чугуне, снижение расхода топлива.
Заявляемый результат достигается тем, что в способе доменной плавки чугуна, включающем загрузку в доменную печь твердого топлива, железорудных материалов, флюсов, согласно изобретению в качестве твердого топлива используют кокс, полученный в результате коксования шихты, содержащей продукт, полученный путем замедленного коксования при температуре до 500°С смеси тяжелых сернистых остатков нефтепереработки и реагента - оксида щелочноземельного металла или гидроокиси щелочноземельного металла, при этом количество реагента в смеси составляет от 0,1 до 2% на каждый процент содержания серы в тяжелых сернистых остатках нефтепереработки, количество флюсов, подаваемых в печь, определяют исходя из обеспечения модуля основности шлаков, равного 0,29-0,77.
Перед смешиванием тяжелых сернистых остатков нефтепереработки и реагента, тяжелые сернистые остатки нефтепереработки предварительно расплавляют, а реагент диспергируют.
Вместе с железорудным сырьем в доменную печь добавляют шунгит или флюс на основе ферритов кальция nFe203*CaO в количестве 30-50 гк/т чугуна в количестве 30-50 гк/т чугуна для регулирования содержания кремния в чугуне.
Вместе с железорудным сырьем в доменную печь добавляют марганцевую железокремнистую руду MnO*FeO*SiO в количестве 10-80 кг/т чугуна или фаялит 2FeO*Si02 в количестве 10-50 кг/т чугуна для регулирования содержания марганца в чугуне.
Вместе с железорудным сырьем в доменную печь добавляют ванадаты кальция
CaO*V203 в количестве 5-40 кг/т чугуна или фаялит 2FeO*Si02 в количестве 10-50 кг/т чугуна для регулирования содержания ванадия в чугуне.
Вместе с железорудным сырьем в доменную печь добавляют феррит кальция nFe203*CaO в количестве 20-50 кг/т чугуна золы кокса для ее ассимиляции в шлаке.
В заявляемом способе используют кокс из углеродсодержащей шихты, как минимум один компонент которой получен методом замедленного коксования тяжелых сернистых остатков нефтепереработки. При этом шихта для коксования может содержать только как один этот компонент, так и сочетания данного компонента с компонентами угольной шихты. Т.е. количество продукта, полученного методом замедленного коксования в шихте, из которой получают кокс, может составлять от 1% до 100%. Главное - наличие в шихте для коксования компонента, полученного методом замедленного коксования тяжелых сернистых остатков нефтепереработки. В формуле изобретения данный компонент указан как продукт, полученный путем замедленного коксования при температуре до 500°С смеси тяжелых сернистых остатков нефтепереработки и реагента - оксида щелочноземельного металла, при этом количество реагента в смеси составляет от 0,1 до 2% на каждый процент содержания серы в тяжелых сернистых остатках нефтепереработки.
Перед процессом замедленного коксования тяжелых остатков нефтепереработки в них добавляют реагент в виде оксида щелочноземельного металла или гидроокиси щелочноземельного металла.
Для равномерного распределения мелкодисперсного реагента по объему тяжелых остатков нефтепереработки, сам реагент диспергируют (после чего он становится мелкодисперсным), а тяжелые остатки нефтепереработки перед добавлением в них реагента нагревают (т.е. обеспечивают размягчение, расплавление остатков).
Равномерное распределение реагента по объему тяжелых нефтяных остатков обеспечивает в последующем повышенную способность кокса связывать серу в металле.
После подготовки тяжелых остатков нефтепереработки с реагентом остатки подвергают замедленному коксованию (полукоксованию) при температуре до 500°С.
Затем прококсованные остатки нефтепереработки самостоятельно или в смеси с угольной шихтой коксуют и получают кокс, готовый для применения в качестве твердого топлива в доменной печи для выплавки чугуна.
Использование кокса, полученного вышеуказанным способом, позволяет не только не допустить поступление серы из топлива в чугун, но и снизить содержание серы в чугуне.
Снижение содержания серы в чугуне обеспечивается за счет того, что обессеривание чугуна происходит за счет реакции сульфида железа, растворенного в чугуне, с известью СаО или МпО при прохождении капель чугуна через слой кокса. Образующийся сульфид кальция CaS или сульфид марганца MnS нерастворим в чугуне и находится в шлаке. В заявляемом изобретении мелкодисперсный реагент находится в объеме кокса, полученного при коксовании шихты, содержащей компонент, полученный в свою очередь при коксовании тяжелых остатков нефтепереработки. Такой кокс обладает повышенной способностью реагировать с серой в металле (чугуне) и обеспечивает глубокое обессеривание при прохождении жидкого металла (чугуна) через слой кокса. При этом авторами отмечено получение устойчивого соединения CaS в процессе прогрева кокса до температур 1150-1200°С. Устойчивость соединения CaS гарантирует переход его из кокса в шлаковую составляющую продуктов доменной плавки и, тем самым, низкую массовую долю серы в чугуне. Аналогичные реакции происходят в случае использования в качестве реагента как оксида щелочноземельного металла, так и гидроокиси щелочноземельного металла.
Таким образом, сера из металла (чугуна) удаляется при взаимодействии жидкого металла с коксом, по всему объему которого распределен реагент. В связи с этим потребность в сероудалении при прохождении жидкого металла через слой шлака исключается, т.к. к слою шлака металл поступает уже обессеренный.
В настоящее время (до внедрения заявляемого изобретения) удаление серы из металла осуществляли путем добавления в доменную печь флюсующих добавок вместе с железорудными компонентами. При этом удаление серы из металла обеспечивалось при прохождении жидкого металла через слой шлака. Наличие реагента в коксе позволило снизить количество флюсов, подаваемых в доменную печь с железорудным сырьем, т.к. основное сероудаление происходит при прохождении жидкого металла не через слой шлака, а через вышерасположенный слой кокса. В заявляемом способе коэффициент распределения серы между шлаком и чугуном возрос до 180 ед., в то время как коэффициент распределения серы между шлаком и чугуном при традиционной доменной плавке (при подаче флюсов с железорудным сырьем) составляет 16,67 ед. Доля серы, связанной в шлак, от общего ее прихода в плавку возросла с 0,769 ед. до 0,973 ед., т.е. на 26,5% отн. Количество серы, связанной в шлак возросло с 1,0 г/кг чугуна до 2,16 г/кг чугуна.
Количество вводимых флюсов ранее (в известных способах) определялось путем поддержания модуля основности доменных шлаков в пределах: CaO/Si02 = (0,8 - 1,2); при этом необходимо было поддерживать прогрев шлаков до температур 1450 - 1600°С (чтобы поддерживать их расплавленное состояние).
В заявляемом способе за счет снижения количества подаваемых в печь с железорудным сырьем флюсующих добавок модуль основности снизился до CaO/Si02 = 0,29 - 0,77; что позволило снизить необходимую температуру нагрева шлаков до 1300-1440°С.
Снижение необходимой температуры нагрева шлаков означает, что сокращается расход топлива, используемого в заявляемом способе по сравнению с существующими способами осуществления доменной плавки.
Таким образом, заявляемый способ доменной плавки позволяет максимально удалить серу из металла (чугуна) за счет обеспечения высокоэффективного взаимодействия реагента, распределенного по всему объему кокса, с серой, содержащейся в металле при прохождении металла через слой кокса. Снизилась необходимость в большом количестве флюсующих добавок, подаваемых в печь вместе с железорудным сырьем, поскольку удаление серы обеспечивается не при прохождении металла через слой шлака (как в ранее известных способах), а удаление серы из металла происходит раньше - при прохождении металла через слой кокса, расположенного выше, чем слой шлака. Снижение подаваемых в печь флюсующих добавок позволило снизить модуль основности шлаков, что, в свою очередь, позволило снизить необходимую температуру нагрева шлаков (для обеспечения их расплавленного состояния). Снижение необходимой температуры нагрева шлаков означает, что сокращается расход топлива, используемого при осуществлении доменной плавки согласно заявляемому способу.
При осуществлении доменной плавки Согласно заявляемому способу обеспечивается формирование «кислых» и «холодных» шлаков, т.е. обеспечивается выплавка «холодного» чугуна.
Экономия кокса составляет до 150 кг с каждой тонны выплавляемого чугуна.
Массовую долю кремния, марганца и/или ванадия в «холодных» чугунах регулируют привлечением в проплавленную шихту соответствующих оксидных добавок.
Массовую долю кремния в чугуне с пониженным физическим нагревом (t=1200- 1300°С) увеличивают путём привлечения в проплавляемую шихту углекремнистого сланца - шунгита, имеющего в своей структуре карбид кремния, легко растворяющийся в чугуне и увеличивающий в последнем массовую долю кремния. При необходимости уменьшения массовой доли кремния в чугуне относительно равновесного для пониженных до 1200-1350°С температур ([Si] ~ 0,2-0,3%) в состав шихты взамен шунгита привлекают флюс на основе ферритов кальция (nFe203-CaO) в количеств 30- 50 кг/т чугуна.
Массовую долю марганца в чугуне с пониженным физическим нагревом (t = 1200-1300°С) увеличивают путём привлечения в проплавляемую шихту марганцевой железокремнистой руды в количестве 10-80 кг/т чугуна. Марганцевая железокремнистая руда в низкоосновных промежуточных и конечных доменных шлаках плохо ассимилируется, задерживается на коксовой насадке, что обеспечивает высокую степень восстановления и перехода марганца в чугун. При необходимости уменьшения массовой доли марганца в чугуне относительно равновесного для пониженных до 1200-1350°С температур ([Mn] ~ 0,2-0,3%) в состав проплавляемой шихты взамен железокремнистой марганцевой руды привлекают фаялит в количестве 10-50 кг/т чугуна. Фаялит (2FeOSi02) ввиду низкой температуры плавления и малой восстановимости обеспечивает окисление и удаление марганца из чугуна начиная с горизонтов первичного каплеобразования (распар доменной печи) вплоть до горна и разделительного желоба при выпуске продуктов плавки.
Массовую долю ванадия в чугуне с пониженным физическим нагревом (t=1200-1350°C) увеличивают путём привлечения в проплавляемую шихту ванадатов кальция (CaO V203) в количестве 5-40 кг/т чугуна. Оксид кальция интенсивно поглощается низко-основными промежуточными и конечным шлаком, активизируя тем самым восстановление и переход ванадия в чугун. При необходимости уменьшения массовой доли ванадия в чугуне относительно равновесного для пониженных до 1200- 1350°С температур ([V] ~ 0,05-0,07%) в состав проплавляемой шихты взамен ванадата кальция привлекают фаялит в количестве 10-50 кг/т чугуна. Фаялит (2FeOSi02) ввиду низкой температуры плавления и малой восстановимости обеспечивает окисление и удаление ванадия из чугуна начиная с горизонтов первичного каплеобразования (распар доменной печи) вплоть до горна и разделительного желоба при выпуске продуктов плавки.
Проплавка железорудной части шихты с уменьшенным (до 29-59 кг/т чуг.) поступлением СаО предопределяет формирование пониженного до 0,29-0,77 ед. по CaO/Si02 модуля основности шлака как конечного, так и промежуточного Промежуточные шлаки с пониженным модулем основности характеризуются плохой ассимилирующей способностью по отношению к золе кокса на 50% состоящей из Si02 и на 25% из А1203. Процесс ассимиляции золы кокса активизируют ферритом кальция (nFe203-CaO) в количестве 20-50 кг/т чугуна из состава флюсующих добавок в стехиометрическом равенстве с Al203+Si02. При этом СаО образует с Si02 и А1203 легкоплавкие соединения в соотношениях близких к 1,0 в мольном исчислении. Последние активно ассимилируются шлаком с низким модулем основности. Количество реагента, введенного в состав кокса может составлять от 0, 1 до 2% на каждый процент содержания серы в тяжелых остатков нефтепереработки.
В таблице 1 приведен химический состав продуктов разделительной плавки на типовом коксе (металлургическом) и модифицированном коксе. Плавка производилась в лабораторной печи на получение 1 кг чугуна.
Таблица 1.
Figure imgf000009_0001
Из таблицы 1 видно, что содержание серы в чугуне при использовании модифицированного кокса (с содержанием реагента) в пять раз меньше, чем при использовании типового металлургического кокса.
При этом надо отметить, что природный СаО содержится также в типовом металлургическом коксе в количестве 0,85%.
Соотношение CaO/S в коксах типовом металлургическом и модифицированном составляют соответственно 1,64 и 2,16. Т.е. в модифицированном коксе указанное соотношение на 24% больше, чем в типовом металлургическом коксе. При этом в чугуне, выплавленном с использованием модифицированного кокса, серы содержится в пять раз меньше, чем при выплавке чугуна с обычным металлургическим коксом. Это означает, что решающее значение в десульфурации природный реагент (СаО) не имеет. Снижение содержания серы в чугуне достигнуто исключительно за счет модифицированного состояния СаО в коксе.
Минимальное значение содержания реагента на один процент содержания серы (равное 0,1%) в тяжелых нефтяных остатках определяется исходя из условия полноты связывания серы в тяжелых нефтяных остатках в CaS.
Максимальное значение содержания реагента на один процент содержания серы (2,0 %) в тяжелых нефтяных остатках определяется исходя из условия минимизации разупрочняющего действия СаО на структуру кокса.
В заявляемом способе коэффициент распределения серы между шлаком и чугуном составляет 180 ед., что позволяет уменьшить количество СаО, подаваемого в печь вместе с железорудным сырьем (агломератом) и флюсующими добавками с 228,3 кг/т чугуна до 29-59 кг/т чугуна. При этом количество СаО, подаваемого в печь вместе с железорудным сырьем выбирается исходя из обеспечения минимальной температуры плавления шлака, что соответствует модулю основности шлака CaO/Si02 конечных доменных шлаков в пределах 0,29 - 0,77 (см. таблицу 2).
Лучший вариант осуществления изобретения и промышленная применимость. В таблице 2 показаны результаты процесса плавления, смоделированного в лабораторной печи Таммана с замером температуры плавления чугуна, а также температуры выпуска шлака и чугуна.
Исследования проводили на базе трех наиболее широко распространенных железорудных шихт. Минимальные температуры плавления для каждой из железорудной шихты является индивидуальным и предопределяется природной минералогией в совокупности с количеством СаО, введенным на офлюсование.
Низкие температуры плавления железорудных компонентов позволяют уменьшить температуру нагрева шлака в горне с 1450-1600°С до 1300-1440°С, что вызывает уменьшение нагрева чугуна с 1350-1500°С до 1200-1350°С. При этом величина перегрева шлака в горне над температурой плавления не изменяется и составляет прежнюю величину 100-150°С.
Уменьшение температуры чугуна и шлака предопределяет снижение теплопотребности доменной плавки и, как результат, экономию кокса до 218,7 кг/т чугуна при проплавке агломерата N° 1-7 (таблица 2); до 148,7 кг/т чугуна при проплавке окатышей Костомукшского ГОКа N° 8-14 (таблица 2); до 159,2 кг/т чугуна при проплавке окатышей Михайловского ГОКа N° 15-21 (таблица 2).
Проплавка железорудной части шихты с уменьшенным до 29-59 кг/т чугуна поступлением СаО предопределяет формирование пониженного до 0,29-0,77 ед. модуля основности шлака как конечного, так и промежуточного.
Промежуточные шлаки с пониженным модулем основности характеризуются плохой ассимилирующей способностью по отношению к золе кокса, на 50% состоящей из Si02, и на 25% состоящей из А1203. Процесс ассимиляции золы кокса активизируют ферритом кальция nFe203*CaO из состава флюсующих добавок. При этом феррит кальция образует с Si02 и А1203 легкоплавкие соединения в соотношениях, близких к 1,0 в мольном исчислении. Последние активно ассимилируются шлаком с низким модулем основности. Из таблицы 2 видно, что при использовании модифицированного кокса (кокса, в объеме которого распределен реагент) происходит значительное сокращение расхода топлива при выплавке чугуна.
Таблица 2
Показатели взаимосвязи температур плавления, модуля основности с количеством СаО на офлюсование железорудных
компонентов с зат атами топлива кокса на выплавк тонны ч г на
Figure imgf000012_0001
П одолжение таблицы 2
Figure imgf000013_0001

Claims

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
1. Способ доменной плавки, включающий загрузку в доменную печь твердого топлива, железорудных материалов, флюсов, отличающийся тем, что в качестве твердого топлива используют кокс, полученный в результате коксования шихты, содержащей продукт, полученный путем замедленного коксования при температуре до 500°С смеси тяжелых сернистых остатков нефтепереработки и реагента - оксида щелочноземельного металла или гидроокиси щелочноземельного металла, при этом количество реагента в смеси составляет от 0,1 до 2% на каждый процент содержания серы в тяжелых сернистых остатках нефтепереработки, количество флюсов, подаваемых в печь, определяют исходя из обеспечения модуля основности шлаков, равного 0,29-0,77.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что перед смешиванием тяжелых сернистых остатков нефтепереработки и реагента, тяжелые сернистые остатки нефтепереработки предварительно расплавляют, а реагент диспергируют.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что вместе с железорудным сырьем в доменную печь добавляют шунгит или флюс на основе ферритов кальция nFe203*CaO в количестве 30-50 гк/т чугуна для регулирования содержания кремния в чугуне.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что вместе с железорудным сырьем в доменную печь добавляют марганцевую железокремнистую руду MnO*FeO*SiO в количестве 10-80 кг/т чугуна или фаялит 2FeO*Si02 в количестве 10-50 кг/т чугуна для регулирования содержания марганца в чугуне .
5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что вместе с железорудным сырьем в доменную печь добавляют ванадаты кальция CaO*V203 в количестве 5-40 кг/т чугуна или фаялит 2FeO*Si02 в количестве 10-50 кг/т чугуна для регулирования содержания ванадия в чугуне.
6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что вместе с железорудным сырьем в доменную печь добавляют феррит кальция nFe203*CaO в количестве 20-50 кг/т чугуна золы кокса для ее ассимиляции в шлаке.
PCT/RU2011/000960 2011-08-10 2011-12-06 Способ доменной плавки WO2013022372A1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
EP11870736.3A EP2743357B1 (en) 2011-08-10 2011-12-06 Blast-furnace smelting method

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011133771 2011-08-10
RU2011133771/02A RU2489491C2 (ru) 2011-08-10 2011-08-10 Способ доменной плавки

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2013022372A1 true WO2013022372A1 (ru) 2013-02-14

Family

ID=47668702

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2011/000960 WO2013022372A1 (ru) 2011-08-10 2011-12-06 Способ доменной плавки

Country Status (3)

Country Link
EP (1) EP2743357B1 (ru)
RU (1) RU2489491C2 (ru)
WO (1) WO2013022372A1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE102013113660A1 (de) 2013-12-06 2015-06-11 Thyssenkrupp Ag Verfahren und Koksgewinnungsanlage zur Behandlung von schwefelhaltigen Prozessrückständen aus der Erdölverarbeitung; Petrolkoks gebildet aus schwefelhaltigen Prozessrückständen

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU596624A1 (ru) * 1976-11-29 1978-03-05 Донецкий Научно-Исследовательский Институ Черной Металлургии Способ выплавки молосернистого чугуна в доменной печи
JPS5665907A (en) * 1979-10-31 1981-06-04 Sumitomo Metal Ind Ltd Coal and tar mixed fuel for blowing into blast furnace
RU2178000C1 (ru) * 2000-06-27 2002-01-10 Вдовин Константин Николаевич Способ доменной плавки
RU2186854C1 (ru) * 2001-04-24 2002-08-10 Открытое акционерное общество "Новолипецкий металлургический комбинат" Способ доменной плавки
RU2350658C2 (ru) 2007-03-22 2009-03-27 Открытое акционерное общество "Нижнетагильский металлургический комбинат" (ОАО "НТМК") Способ доменной плавки на магнезиально-глиноземистых шлаках

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3966456A (en) * 1974-08-01 1976-06-29 Molten Metal Engineering Co. Process of using olivine in a blast furnace
US4963185A (en) * 1974-08-01 1990-10-16 Applied Industrial Materials Corporation Agglomerates containing olivine for use in blast furnace
WO1981002584A1 (en) * 1980-03-11 1981-09-17 R Jordan Carbonaceous fines in an oxygen-blown blast furnace
RU2128239C1 (ru) * 1998-06-02 1999-03-27 Совместное предприятие Акционерная компания "Тулачермет" Чугун и способ его выплавки в доменной печи
RU2330872C1 (ru) * 2007-05-17 2008-08-10 Общество с ограниченной ответственностью "Объединенный центр исследований и разработок" Способ получения низкосернистого нефтяного кокса

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU596624A1 (ru) * 1976-11-29 1978-03-05 Донецкий Научно-Исследовательский Институ Черной Металлургии Способ выплавки молосернистого чугуна в доменной печи
JPS5665907A (en) * 1979-10-31 1981-06-04 Sumitomo Metal Ind Ltd Coal and tar mixed fuel for blowing into blast furnace
RU2178000C1 (ru) * 2000-06-27 2002-01-10 Вдовин Константин Николаевич Способ доменной плавки
RU2186854C1 (ru) * 2001-04-24 2002-08-10 Открытое акционерное общество "Новолипецкий металлургический комбинат" Способ доменной плавки
RU2350658C2 (ru) 2007-03-22 2009-03-27 Открытое акционерное общество "Нижнетагильский металлургический комбинат" (ОАО "НТМК") Способ доменной плавки на магнезиально-глиноземистых шлаках

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
See also references of EP2743357A4 *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE102013113660A1 (de) 2013-12-06 2015-06-11 Thyssenkrupp Ag Verfahren und Koksgewinnungsanlage zur Behandlung von schwefelhaltigen Prozessrückständen aus der Erdölverarbeitung; Petrolkoks gebildet aus schwefelhaltigen Prozessrückständen

Also Published As

Publication number Publication date
EP2743357B1 (en) 2017-03-15
EP2743357A4 (en) 2015-10-07
EP2743357A1 (en) 2014-06-18
RU2489491C2 (ru) 2013-08-10
RU2011133771A (ru) 2013-02-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102912068B (zh) 一种半钢转炉炼钢用造渣剂及其制造方法
JP3033847B2 (ja) スラグから銑鉄または鋼及びセメントクリンカーを製造する方法
RU2016103760A (ru) Флюсующий материал, способ его получения, агломерационная смесь и использование шлака вторичной металлургии
EA024653B1 (ru) Способ переработки латеритных никелевых руд с прямым получением ферроникеля
CN103695632B (zh) 一种使用铁矿尾渣调节熔分还原改性炉造渣碱度的方法
AU2006335814B2 (en) Method for manufacturing metallic iron
RU2489491C2 (ru) Способ доменной плавки
CN112063835A (zh) 一种利用烧结工艺处理含铁固废的方法
RU2010145259A (ru) Способ получения гранулированного металлического железа
CN106148679A (zh) 一种高铝型贫镍铁矿的利用方法
CN111154934A (zh) 一种调整高炉炉渣MgO的炉料结构配比
CN104805249A (zh) 双渣留渣半钢炼钢的造渣方法
CN104451136A (zh) 从镍渣中分离金属铁方法
Jagannath et al. Performance assessment of partially pre-fused synthetic flux in basic oxygen steel making
AU2013328042B2 (en) Method for preparing blast furnace blow-in coal
CN102888482A (zh) 以2CaO_Fe2O3和CaO_Fe2O3为主相的预熔型化渣脱磷剂
RU2310694C2 (ru) Способ получения ферроникеля
RU2240351C2 (ru) Способ ведения доменной плавки
CN204982005U (zh) 处理低钛料的系统
CN104046780A (zh) 一种低硫低锰高铁富锰渣的高炉冶炼工艺
RU2820429C1 (ru) Способ получения железорудных окатышей
RU2796485C1 (ru) Шихта для производства магнезиального железофлюса
RU2791998C1 (ru) Способ прямого получения чугуна из фосфорсодержащей железной руды или концентрата с одновременным удалением фосфора в шлак
RU2299913C2 (ru) Сталеплавильный флюс (варианты)
US20170130284A1 (en) Products and processes for producing steel alloys using an electric arc furnace

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 11870736

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

REEP Request for entry into the european phase

Ref document number: 2011870736

Country of ref document: EP

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2011870736

Country of ref document: EP

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE