WO2014035276A1 - Способ и устройство получения металла из содержащих оксиды железа материалов - Google Patents

Способ и устройство получения металла из содержащих оксиды железа материалов Download PDF

Info

Publication number
WO2014035276A1
WO2014035276A1 PCT/RU2012/000704 RU2012000704W WO2014035276A1 WO 2014035276 A1 WO2014035276 A1 WO 2014035276A1 RU 2012000704 W RU2012000704 W RU 2012000704W WO 2014035276 A1 WO2014035276 A1 WO 2014035276A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
metal
chamber
melting chamber
iron
slag
Prior art date
Application number
PCT/RU2012/000704
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Анатолий Анатольевич ГОЛУБЕВ
Юрий Александрович ГУДИМ
Original Assignee
Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов"
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 Промышленная Компания "Технология Металлов" filed Critical Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов"
Priority to PCT/RU2012/000704 priority Critical patent/WO2014035276A1/ru
Priority to RU2013133211/02A priority patent/RU2548871C2/ru
Publication of WO2014035276A1 publication Critical patent/WO2014035276A1/ru

Links

Classifications

    • 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
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0006—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
    • C21B13/0013—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state introduction of iron oxide into a bath of molten iron containing a carbon reductant
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces

Definitions

  • the invention relates to ferrous metallurgy and can be used to produce cast iron or steel from iron ores, dump steelmaking slag, dust and sludge from metallurgical production and other materials containing iron oxides.
  • the Romelt process has a number of disadvantages, the most serious of which are:
  • bubbling of the slag layer is carried out by products formed by burning natural gas and / or liquid carbohydrates, an inert gas or a gas with an oxygen content of less than 35%.
  • the proposed variants of the method for the direct production of metal (cast iron or steel) from materials containing iron oxides solve the problem of improving the technical and economic indicators of the process of liquid-phase reduction of iron from materials containing iron oxides, and provides the ability to obtain standard in composition and properties of cast iron or steel in one melting unit.
  • Known Vanyukov’s furnace for continuous melting of materials containing non-ferrous and ferrous metals (patent RU 2242687 [5]), selected by the applicant as the closest analogue of the device for the direct production of cast iron or steel from materials containing iron oxides.
  • a known furnace including a coffered shaft, divided by transverse baffles into an oxidizing melting chamber and into a slag oxide reduction chamber equipped with tuyeres, a stepped hearth, a siphon with holes for discharging slag and a metal-containing phase
  • the coffered shaft is rectangular at the bottom and expands at the top
  • the bottom the edge of the septum located on the side of the oxidation melting chamber is set at 5-15 diameters of the tuyere of the oxidation melting chamber below the axis of these tuyeres
  • the upper Romka this baffle is located above the axis of the lances slag recovery chamber oxides 2.5-4.5 distances from recovery chamber axis lances slag oxides to threshold holes for discharging slag.
  • the famous Vanyukov furnace for continuous melting of materials containing non-ferrous and ferrous metals has the following main disadvantages:
  • the metal is in contact with the same slag as in the oxidative melting chamber, this eliminates the possibility of metal refining from sulfur and phosphorus;
  • the proposed device for the direct production of pig iron or steel from materials containing iron oxides solves the problem of improving the design of the device and organizing the process of direct production of pig iron or steel from iron-containing materials by liquid-phase reduction of iron, increasing its productivity and improving the technical and economic parameters of the process.
  • the technical result of the proposed device for the direct production of metal (cast iron or steel) from materials containing iron oxides is to eliminate the disadvantages of the closest analogue, namely:
  • the technical result is achieved in that in a method for the direct production of metal from materials containing iron oxides, including heating the charge materials, loading them into a melting unit, melting the charge in a liquid slag metal bath, reducing iron oxides with carbon, adjusting the iron-containing melt to the required composition, production and casting metal and slag, according to the first invention and the first variant of the method, conduct the process of producing cast iron in a series of interconnected fuel and oxygen skull melting chambers, in one of which continuously pre-heated in a preheater mixture consisting of materials containing iron oxides, fluxes and a carbon reducing agent is continuously melted by combined fuel-oxygen burner-tuyeres, iron is reduced at an ore-slag melt temperature of 1550-1650 ° C, and the metal is obtained excess spent slag with an iron oxide content of 2.5-7% from the melting chamber through the slag notch, and the accumulated metal intermediate is periodically it is poured into the second melting chamber of a smaller volume through the chute, continuously heated by the heat
  • the cast iron obtained in the second melting chamber is poured from the metal notch into the casting ladle.
  • a portion of the intermediate from the first melting chamber is poured onto the slag remaining after the release of pig iron in the second melting chamber in an amount of 2-5% by weight of the refined intermediate.
  • Exhaust gases from the first melting chamber with a temperature of 1750-1850 ° C are continuously transferred to the second chamber through a sealed lined gas duct for heating the chamber and the melt.
  • the exhaust gases leaving the first melting chamber with a temperature of 1750-1850 ° C are continuously transferred to the second chamber through a cooled gas duct to heat the chamber and the melt.
  • Exhaust gases leaving the first melting chamber are passed through the free space of the second melting chamber above the melt, burned with tuyeres by oxygen, and transferred to a charge material heater at a temperature of 1500-1700 C.
  • Phosphorus is removed from the metal intermediate obtained in the first chamber.
  • the metal intermediate accumulated in the first melting chamber is periodically poured into the second melting chamber of a smaller volume along a heated chute equipped with slide gates. Desulfurization, deoxidation and refinement of the metal to the desired composition in the second melting chamber are carried out periodically.
  • Desulfurization, deoxidation and refinement of the metal to the required composition in the second melting chamber are carried out in a time not exceeding the time of accumulation of the metal intermediate in the first chamber.
  • the carbon content in the metal intermediate obtained in the first melting chamber is maintained within the range of 3.7-3.9% by the addition of carburizing materials.
  • argon is used in an amount of 0, 15-0.30 nm 3 per tonne of metal in the chamber.
  • nitrogen is used in an amount of 0.20-0.35 nm 3 per tonne of metal in the chamber.
  • the dusts captured in the general gas treatment are injected with injectors.
  • Titanomagnetite ore is used as the material containing iron oxides, and vanadium alloyed iron and titanic slag are produced as smelting products for subsequent conversion to ferrotitanium or high titanium slag.
  • Solid carbon-containing materials are used as fuel, which are loaded onto the melt surface or injected into the melt by injectors and burned with oxygen injected by combined fuel-oxygen burner tuyeres.
  • Ore-briquette is used as the material containing iron oxides, they are loaded into the charge heater and partially metallize iron ore when passing briquettes through the charge heater.
  • the technical result is achieved in that in a method for the direct production of metal from materials containing iron oxides, including heating the charge materials, loading them into a melting unit, melting the charge in a liquid slag metal bath, reducing iron oxides with carbon, adjusting the iron-containing melt to the required composition, production and casting metal and slag, according to the second invention and the second variant of the method, are the process of producing steel in series in interconnected fuel and oxygen skull smelting chambers, in one of which continuously pre-heated in a preheater mixture consisting of materials containing iron oxides, fluxes and a carbon reducing agent is continuously melted with combined fuel-oxygen burner-tuyeres, iron is reduced at an ore-slag melt temperature of 1550-1650 ° ⁇ , and the metal is obtained as an intermediate, excess spent slag with an iron
  • the steel obtained in the second melting chamber is poured from the metal notch into the casting ladle.
  • a portion of the intermediate from the first melting chamber is poured onto the slag remaining after the steel is released in the second melting chamber in an amount of 2-5% by weight of the refined intermediate.
  • Exhaust gases from the first melting chamber with a temperature of 1750-1850 ° C are continuously transferred to the second chamber through a sealed lined gas duct for heating the chamber and the melt.
  • the exhaust gases leaving the first melting chamber with a temperature of 1750-1850 ° C are continuously transferred to the second chamber through a cooled gas duct to heat the chamber and the melt.
  • Exhaust gases leaving the first melting chamber are passed through the free space of the second melting chamber above the melt, burned with tuyeres with oxygen, and transferred to a charge material heater at a temperature of 1500-1700 C and then to a recovery boiler and gas purification.
  • Phosphorus is removed from the metal intermediate obtained in the first chamber.
  • the metal intermediate accumulated in the first melting chamber is periodically poured into the second melting chamber of a smaller volume along a heated chute equipped with slide gates. Desulfurization, deoxidation and refinement of the metal to the desired composition in the second melting chamber are carried out periodically.
  • Desulfurization, deoxidation and refinement of the metal to the required composition in the second melting chamber are carried out in a time not exceeding the time of accumulation of the metal intermediate in the first chamber.
  • argon is used in an amount of 0, 15-0.30 nm per tonne of metal in the chamber.
  • nitrogen is used in an amount of 0.20-0.35 nm 3 per tonne of metal in the chamber.
  • the dust trapped in the general gas treatment is injected into the slag ore melt in the first melting chamber by injectors.
  • Solid carbon-containing materials are used completely or partially as fuel, loading them onto the surface of the melt, or injecting them into the melt with injectors, burning them with oxygen injected with combined fuel-oxygen burner-tuyeres.
  • Ore coal briquettes are used as the material containing iron oxides, they are loaded into the charge heater and the iron ore is partially metallized as briquettes pass through the charge heater.
  • the technical result is achieved in that in a device for the direct production of cast iron or steel from materials containing iron oxides, including devices for heating and loading the charge, melting chambers with primary cooling of the body by liquid metal coolant and secondary cooling with air or nitrogen, devices for draining metal and slag, according to the third invention, there are two separate adjacent installed connected to each other melting chambers, the first of which is equipped with combined and fuel-oxygen burner lances for melting the charge and providing heat with liquid-phase reduction of iron, and has an opening for dosed loading of the mixture in the upper part of the housing, an opening connected by a pipe to an opening in the housing of the second melting chamber for transferring exhaust gases into it, the first melting chamber has openings for the release of metal intermediate of which is connected to a second melting chamber installed at an angle of 10-12 ° to the horizontal by a closed heated lined trough, equipped with two slide gates, the other from A hole with a drain chute serves to quickly drain the melt, bypassing the second melting chamber, the first melting chamber has a slag groove with
  • a hole for transmitting exhaust gases to the second chamber is made in the upper part of the first melting chamber of the housing with a diameter of 0.8-1.0 m.
  • An opening for transferring exhaust gases to the second chamber in the upper part of the housing of the first melting chamber is connected by a lined pipe to an opening in the housing of the second melting chamber and is equipped with gates.
  • An opening for transferring exhaust gases to the second chamber in the upper part of the housing of the first melting chamber is connected by a cooled pipe to an opening in the housing of the second melting chamber and is equipped with gates.
  • the charge heating device is connected by a lined gas duct to the mixing chamber, which serves to cool the exhaust gases from the heater with air or nitrogen from the secondary cooling system of the melting chambers to 650 ° C and connected with the recovery boiler.
  • a sealed charge metering charge device is installed, which cuts off the working space of the melting chamber from the charge heating device, with the possibility of opening the next portion of the charge at the time of loading.
  • the volume of the second melting chamber is less than the volume of the first melting chamber.
  • the level of the refractory hearth of the second melting chamber is 0.30-0.45 m below the level of the refractory hearth of the first melting chamber.
  • the hole for the metered loading of charge materials in the second chamber is made with a size of 0.7x0.8 m.
  • the hole in the upper part of the housing of the second melting chamber for transmitting gases passing through it and formed in it is made with a diameter of 0.8-1.0 m.
  • the hole in the upper part of the housing of the second melting chamber for transmitting the gases passing through it and generated in it is connected by a sealed cooled pipe to the charge heating device for the first melting chamber.
  • the hole in the upper part of the housing of the second melting chamber for the transmission of gases passing through it and generated in it is connected sealed lined pipe with a charge heating device for the first melting chamber.
  • the process of direct production of metal (cast iron or steel) from materials containing iron oxides sequentially in two fuel-oxygen skull rooms connected to each other by the melting chambers according to the first and second embodiments allows continuous melting of the charge, liquid-phase reduction of iron, production and dephosphorization of the metal intermediate, and in the second melting chamber, bring the metal to the required properties and composition.
  • the melting of a mixture of fuel-oxygen burners-lances, consisting of materials containing iron oxides, fluxes and a carbon reducing agent, preheated in the batch heater by the exhaust gases leaving the smelting chamber, allows the process to be carried out with minimal energy consumption, respectively, with a minimum fuel and oxygen consumption and minimum operating costs.
  • the process of reducing iron at an ore-slag melt temperature of 1550-1650 ° C provides a high process speed. When the temperature of the ore-slag melt is less than 1550 ° C, the rate of reduction of iron is noticeably reduced.
  • the process of reducing iron at temperatures above 1650 ° C causes a significant increase in fuel and oxygen consumption and affects the technical and economic performance of the process.
  • the discharge of the accumulated excess slag with an iron oxide content of 2.5-7.0% allows you to create optimal conditions for the implementation of the process of obtaining a metal intermediate of the required quality.
  • the content of iron oxides in the spent slag is less than 2.5%, it is impossible to carry out dephosphorization metal intermediate, when the content of iron oxides in the spent slag is more than 7%, there are large losses of iron with slag, which leads to a deterioration in the technical and economic indicators of the process of producing cast iron or steel.
  • a smaller volume of the second melting chamber is associated with a significantly smaller amount of refining slag (3-10%) when refining and finishing metal than in the ore reduction process (30-50%), carried out in a large first melting chamber.
  • the work of the second melting chamber in a batch process with a cycle duration not exceeding the accumulation time of the metal intermediate in the first chamber is caused by the need for periodic timely emptying of the working space to receive the next portion of the metal intermediate.
  • Carrying out desulfurization, deoxidation and finishing of the metal to the required composition in the second melting chamber is advisable in connection with the possibility of inducing refining slag in the chamber, mixing the metal and slag with inert gas and maintaining a low oxidation potential of the gas phase in the second melting chamber.
  • Leaving a finished cycle in the amount of 2-5% of the mass of the refined intermediate product in the second melting chamber after the finished metal of the refining slag is finished and the next portion is drained metal intermediate from the first melting chamber can significantly reduce the time of refining of metal and accelerate its refinement to the required temperature.
  • the discharge of the metal intermediate from the first melting chamber to the slag remaining in the second melting chamber from the previous cycle and lowering the carbon content and, if necessary, phosphorus in the metal to the required limits by supplying oxygen to the metal with combined fuel-oxygen tuyeres, operating in the oxygen tuyere mode, while mixing the melt with an inert gas, blown through porous refractory plugs in the chamber bottom, they allow quick and effectively reduce the content of carbon and phosphorus in the metal under the finished slag.
  • Heated second melting chamber with heat (physical and chemical) of exhaust gases leaving the first melting chamber which are continuously transferred to the second chamber at a temperature of 1750-1850 ° C through a sealed lined or cooled duct, passed through the free space of the second melting chamber above the melt and burned out at this part of the CO gases with oxygen supplied by the combined burner-tuyeres, allows to increase the degree of afterburning of CO gases, transfer heat of the gases to the melt, heat and melt the necessary allowances, reduce the total fuel consumption and improve the technical and economic indicators of the process.
  • the transfer of gases at a temperature of 1500-1700 ° C from the second melting chamber to the charge material heater serving the first melting chamber and then to the recovery boiler makes it possible to more fully utilize the heat of the exhaust gases, improve the process conditions in the first melting chamber and increase the technical and economic process indicators.
  • the carbon content in the metal intermediate obtained in the first melting chamber within the range of 3.7-3.9%, greatly facilitates and accelerates the production of standard cast iron in the second melting chamber in composition and properties.
  • the carbon content in the metal intermediate obtained in the first melting chamber in the range of 2.6-2.9% facilitates and accelerates the production of steel standard in composition and properties in the second melting chamber.
  • argon in the amount of 0.15-0.30 nm3 per tonne of metal in the second melting chamber in the second melting chamber accelerates the metal refining and refinement processes, and improves the quality of the metal.
  • the argon flow rate is less than 0.15 nm3 per ton of metal, the resulting positive effect is insufficient.
  • An argon consumption of more than 0.30 nm3 per ton of metal does not give a noticeable increase in the positive effect and leads to a deterioration of the technical and economic indicators of the process due to an increase in argon costs.
  • the injectors injecting dust trapped in the gas purification into the slag ore melt located in the first melting chamber allows to organize waste-free production of cast iron and steel, as well as to increase the degree of extraction of iron from charge materials.
  • titanomagnetite ore material as iron oxides and the production of vanadium alloyed cast iron and titanium slag as melting products for subsequent conversion into ferrotitanium or high-titanium slag allows expanding the range of processed iron ores and organizing the process of efficient processing of titanomagnetite ores.
  • the presence of two separate melting chambers installed and interconnected allows to separate the processes of liquid-phase reduction of iron from iron ore materials and its dephosphorization with the formation of a large amount of low basicity slag and refining and finishing of the metal intermediate, in which a small amount of main slag is used. This ensures the possibility of obtaining standard in composition and properties of cast iron or steel.
  • Combined fuel and oxygen lance burners in the walls of the body of the first melting chamber are needed to melt the charge being loaded, heat the melt, and compensate for the energy costs of the endothermic reactions of iron reduction and heat loss.
  • the hole for dosed loading of the charge from the charge heater in the upper part of the first melting chamber provides the necessary speed of loading the charge and the desired performance of the process.
  • a hole in the upper part of the casing of the first melting chamber with a diameter of 0.8-1.0 m connected by a cooled or lined pipe of the same diameter, equipped with gates, with an opening in the casing of the second melting chamber transfers hot exhaust gases containing a large amount of CO to the second chamber to heat it at the right speed.
  • a hole diameter of 0.8 m is recommended for relatively small devices. performance and small size.
  • a hole diameter of less than 0.8 m dramatically increases the gas velocity.
  • the hole diameter of 1.0 m is convenient for large devices and large capacity.
  • the hole diameter of more than 1.0 m weakens the design of the camera body.
  • the pipe Since the temperature of the transmitted gases is high (1700 ° C or more), the pipe must be lined with refractory materials or it is cooled outside.
  • the gates in the pipe allow you to disconnect one melting chamber from another when replacing the pipe in case of repair, as well as in the event of an emergency.
  • the hole in the first melting chamber connected by a closed heated lined chute, installed at an angle of 10-12 ° to the horizontal, equipped with two slide gates, with a second melting chamber serves to overfill the metal intermediate without slag into the second melting chamber, eliminating heat loss by the intermediate.
  • the tilt of the gutter at an angle of 10-12 ° to the horizontal allows you to quickly transfer the desired amount of metal intermediate into the second chamber.
  • An inclination angle of 10 ° is convenient for small melting chambers, an inclination angle of 12 ° is convenient for large melting chambers.
  • Two slide gates on the gutter are needed to prevent slag from draining into the second chamber, to disconnect the melting chambers in case of repair of the chute, or to allow separate operation of the melting chambers if necessary.
  • the second hole with a drain trough in the first melting chamber allows you to quickly drain the melt, bypassing the second melting chamber in case of an emergency, and also provides, if necessary, the first melting work independently without a second chamber.
  • the slag taphole of the first melting chamber serves to discharge the excess amount of reduced slag with a low content of iron oxides and ensures the continuous operation of the first melting chamber.
  • the smaller dimensions of the second melting chamber are caused by significantly less slag compared to the amount of slag in the first melting chamber.
  • Combined fuel and oxygen burners of the second melting chamber serve to introduce additional heat into it, if the process does not have enough heat of the exhaust gases passing through it from the first melting chamber, and also to supply oxygen to the melt for decarburization during steel production.
  • the level of the refractory hearth of the second melting chamber is 0.30-0.45 m lower than the level of the refractory hearth of the first melting chamber allows you to pour the desired amount of metal intermediate from the first chamber into the second melting chamber and it is better to mix the metal and slag in the second melting chamber when draining. Below 0.30 m, the level of the refractory hearth of the second melting chamber is offered for larger melting chambers, the level of the hearth of the second chamber is 0.45 m lower lower for melting chambers.
  • Porous refractory plugs in the refractory hearth of the second melting chamber for injection into the inert gas melt serve to mix the metal and slag during refining and finishing of the metal and accelerate this process.
  • a loading hole in the side wall of the second melting chamber body 0.7x0.8 m in size provides the necessary speed for the metered loading of charge materials (fluxes, alloys and deoxidizers) into the second chamber and the required speed of metal refining and finishing processes.
  • the hole diameter of 0.8 m is recommended for small-sized melting chambers, with a smaller hole size, the speed of the gases entering the charge heating device substantially increases and the conditions of charge heating are worsened.
  • a hole diameter of 1.0 m is recommended for large melting chambers. The diameter of the hole greater than 1.0 m sharply weakens the design of the body of the melting chamber.
  • Outlets for draining the finished metal and spent slag ensure the normal high-performance operation of the second melting chamber.
  • connection of the charge heating device with a lined gas duct to the mixing chamber for transferring exhaust gases to the mixing chamber, cooling the exhaust gases with air or nitrogen from the secondary cooling system of the melting chambers to 650 ° and the subsequent gas transfer to the waste heat boiler allow the heat of the exhaust gases to be utilized from the charge heater, heat of air or nitrogen from the secondary cooling system of the melting chambers, as well as eliminate the buildup of dust on the walls of the recovery boiler.
  • a hermetic charge charge metering device that cuts off the working space of the first melting chamber from the charge heating device and opens only at the time of loading the next portion of the charge into the melting chamber or when the second melting chamber stops, provides exhaust gas removal from the first melting through the second melting chamber, and the melt is heated in the second chamber the heat of these gases leads to a decrease in fuel consumption and increase the technical and economic indicators of the process.
  • FIG. 1 shows a top view of a device for the direct production of cast iron or steel from materials containing iron oxides.
  • FIG. 2 shows a side view of the device.
  • a method for the direct production of metal (cast iron or steel) from materials containing iron oxides is as follows.
  • charge materials iron-containing materials, fluxes
  • fuel-oxygen burners 4 of the first melting chamber 2 and the second melting chamber 3 for heating the chambers are turned on.
  • the heated mixture enters it through the metered charge device 12 and the carbonaceous reducing agent is simultaneously charged, the carbonaceous reducing agent is blown through the opening 9 in the chamber 2 body or injectors (not shown conventionally in Fig. 1).
  • the carbonaceous reducing agent is blown through the opening 9 in the chamber 2 body or injectors (not shown conventionally in Fig. 1).
  • the accumulated metal intermediate is poured into the melting chamber 3 through the heated lined chute 5, opening the slides 6. Excessive amount of reduced slag with a low content of iron oxides is drained from the melting chamber 2, opening the slag notch, into the slag ladle by chute 10 (in Fig. 2 shown), continuing to supply the charge and the carbon reducing agent to the melting chamber 2.
  • the shutters 6 are closed, slag-forming materials are loaded into the melting chamber 3 through verst 13 and produce refining and finishing of cast iron to standard composition and properties.
  • the refining slag is updated by draining part of the first slag from the chamber 3, opening the slag notch along the chute 16 into the slag ladle (not shown conditionally in FIGS. 1 and 2).
  • the cast iron is poured from the chamber 2 into the casting ladle (not shown in fig. 2), opening a metal notch on the chute 17.
  • the final refining slag is left in the melting chamber 3 in order to accelerate the refining and lapping of the next portion of the metal intermediate being drained from the melting chamber 2.
  • the melting chamber 3 is heated predominantly by the exhaust gases coming from the melting chamber 2, the fuel-oxygen burners 4 of the melting chamber 3 while ayut at reduced power or turned off completely.
  • An inert gas for mixing the melt is continuously supplied to the melting chamber 3.
  • the necessary amount of slag (4-4.5% by weight of the intermediate) is induced in it by additives of slag-forming materials through the hole 13.
  • decarburization of the melt is carried out, supplying oxygen to the melt with combined fuel-oxygen burners 4 operating in the oxygen tuyere mode, and mixing the melt with an inert gas.
  • the necessary metal dephosphorization is carried out with basic oxidized slag. Having finished the decarburization process of the melt, the fuel-oxygen burner-lances are turned off, and the oxidizing slag is drained from the melting chamber 3 through a slag notch along the trench 16 into a slag ladle.
  • refining slag is induced by additives of slag-forming and deoxidizing agents through hole 13. Under the refining slag, deoxidation, desulfurization and refinement of the steel to the required composition are carried out, mixing the melt with an inert gas. Then, the finished metal is poured from the melting chamber 3 into the steel pouring ladle along the chute 17, leaving the refining slag in the chamber to accelerate the process of converting the next portion of the metal intermediate into steel. Next, the cycle repeats.
  • the melting chamber 2 is emptied when opening the second metal notch. In this case, the metal and slag are quickly drained through the channel 1 1 into the backup casting ladles.
  • Patent RU 2242687 "Vanyukov furnace for continuous melting of materials containing non-ferrous and ferrous metals.” Authors: Bystrov

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)

Abstract

Изобретение относится к прямому получению чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов. Шихтовые материалы подогревают, загружают их в плавильный агрегат, имеющем две отдельные последовательно установленные и соединенные между собой плавильные камеры. Осуществляют плавление шихты в первой камере с получением металлического полупродукта, который периодически переливают во вторую камеру, непрерывно обогреваемую теплом отходящих из первой камеры отработавших газов. Во второй камере осуществляют доводку железосодержащего расплава до требуемого состава. Первая плавильная камера имеет отверстия для выпуска металлического полупродукта, одно из них соединено с второй плавильной камерой установленным под углом 10-12° к горизонтали закрытым обогреваемым футерованным желобом, снабженным двумя шиберными затворами, другое отверстие служит для быстрого слива расплава, минуя вторую плавильную камеру. Изобретение обеспечивает уменьшение величины недожога СО, уменьшение расхода топлива, кислорода и углеродистого восстановителя и улучшение технико-экономических показателей процесса прямого получения металла с получением стандартных по составу и свойствам чугуна или стали в одном плавильном агрегате.

Description

СПОСОБ И УСТРОЙСТВО ПОЛУЧЕНИЯ МЕТАЛЛА ИЗ СОДЕРЖАЩИХ
ОКСИДЫ ЖЕЛЕЗА МАТЕРИАЛОВ
Изобретения относятся к черной металлургии и могут быть использованы для получения чугуна или стали из железных руд, отвальных сталеплавильных шлаков, пылей и шламов металлургического производства и других материалов, содержащих оксиды железа.
В связи с тем, что капитальные затраты на создание доменного производства велики, запасы коксующегося угля истощаются, и в доменной печи трудно перерабатывать железные руды с тугоплавкой пустой породой, у металлургов растет интерес к процессам прямого (внедоменного) получения чугуна из железосодержащих материалов с последующим переделом чугуна в сталь. К настоящему времени наибольшее распространение получили способы твердофазного восстановления железа из руд [1] с последующей переработкой металлизованного железа в сталь в дуговых или индукционных электрических печах. Такие способы имеют существенный недостаток: требуют глубокого обогащения железных руд, иначе металлизованный продукт содержит большое количество пустой породы, затрудняющей передел его в сталь и увеличивающей затраты энергии как на металлизацию железа, так и на передел его в сталь.
Более перспективны процессы жидкофазного восстановления железа, осуществляемые в специально для них созданных плавильных агрегатах. Процессы жидкофазного восстановления позволяют перерабатывать железосодержащие материалы практически любого химического и гранулометрического состава, без специальной подготовки шихты к плавке, используя дешевый восстановитель - уголь и дешевое топливо. Хорошо проверены в полупромышленных условиях отечественный процесс Ромелт и австралийский Hismelt. Более простой и технологичный процесс Ромелт разработан Московским институтом стали и сплавов и отрабатывался длительное время в условиях Новолипецкого металлургического комбината [2, 3]. Опробование процесса Ромелт подтвердило достоинства способа жидкофазного восстановления железа из неудобных для доменного процесса железных руд.
В то же время процесс Ромелт имеет и ряд недостатков, наиболее серьезными из которых являются:
- невозможность полного дожигания СО в рабочем пространстве плавильной камеры и вследствие этого низкий тепловой КПД плавильной камеры, повышенный расход топлива и кислорода при переработке железосодержащих материалов;
- трудности регулирования химического состава и получения высокого качества производимого чугуна, вследствие этого необходимость иметь второй плавильный агрегат для производства товарной продукции: стандартных чугуна и стали.
Известен способ плавки окисленного сырья черных металлов в печи с жидкой ванной (авторское свидетельство SU 1706210), имеющий целью уменьшить до минимума недостаток, связанный с невозможностью полного дожигания СО в рабочем пространстве плавильной камеры агрегата Ромелт, выбранный заявителем в качестве ближайшего аналога заявленного способа [4].
В известном способе плавки окисленного сырья черных металлов, предусматривающем подачу в шлаковый расплав кислородосодержащего газа для образования барботируемого слоя, одновременную загрузку в барботируемый слой углеродистого восстановителя и железной руды, раздельный выпуск шлака и металла, для повышения производительности агрегата и уменьшения расхода углеродистого восстановителя перед одновременной загрузкой восстановителя и руды барботируемый слой насыщают углеродистым восстановителем до объемного содержания в нем углерода 5-50%, который удерживают при плавке в тех же пределах. Для уменьшения потерь углерода при загрузке в шлаковый расплав только углеродистого восстановителя, барботирование шлакового слоя осуществляется продуктами, образованными сжиганием природного газа и/или жидких углеводов, инертным газом или газом с содержанием кислорода менее 35%.
Известный способ плавки окисленного сырья черных металлов в печи с жидкой ванной имеет следующие недостатки:
- интенсивное перемешивание (барботирование) шлакового расплава холодным кислородсодержащим газом приводит к повышенному расходу топлива, углеродистого восстановителя и ухудшению технико- экономических показателей процесса;
- предварительное насыщение шлакового расплава углеродом до 5-50% объемных при барботировании шлакового расплава продуктами сжигания природного газа или жидких углеводородов приводит к снижению температуры шлакового расплава вследствие протекания эндотермических реакций восстановления продуктов сжигания углеродом СО + С ® 2СО + Н20 и Н20 + С ® Н2 + СО, и присадок большого количества угля; соответственно увеличивается вязкость шлакового расплава, снижается скорость протекания суммарного процесса жидкофазного восстановления железа, вообще трудно осуществимого при содержании углерода до 50%;
- не обеспечивается существенное уменьшение недожога СО, в результате расход топлива и углеродистого восстановителя остается большим;
- не обеспечивается возможность получения стандартных по составу и свойствам чугуна или стали в одном плавильном агрегате.
Предлагаемые варианты способа прямого получения металла (чугуна или стали) из содержащих оксиды железа материалов решают задачу улучшения технико-экономических показателей процесса жидкофазного восстановления железа из материалов, содержащих оксиды железа, и обеспечивает возможность получения стандартных по составу и свойствам чугуна или стали в одном плавильном агрегате.
Техническим результатом предлагаемых вариантов способа прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов является устранение недостатков ближайшего аналога, а именно:
- уменьшение величины недожога СО в пределах плавильного агрегата;
- уменьшение расхода топлива, кислорода и углеродистого восстановителя и улучшение технико-экономических показателей процесса прямого получения чугуна или стали;
- увеличение скорости процесса жидкофазного восстановления железа;
- получение стандартных по составу и свойствам чугуна или стали в одном плавильном агрегате.
Известна печь Ванюкова для непрерывной плавки материалов, содержащих цветные и черные металлы (патент RU 2242687 [5]), выбранная заявителем в качестве ближайшего аналога устройства для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов.
В известной печи, включающей кессонированную шахту, разделенную поперечными перегородками на камеру окислительного плавления и на камеру восстановления оксидов шлака, снабженные фурмами, ступенчатую подину, сифон с отверстиями для выпуска шлака и металлосодержащей фазы, кессонированная шахта выполнена прямоугольной внизу и расширяющейся в верхней части, нижняя кромка перегородки, расположенной со стороны камеры окислительного плавления, установлена на 5-15 диаметров фурмы камеры окислительного плавления ниже оси этих фурм, а верхняя кромка этой перегородки расположена выше оси фурм камеры восстановления оксидов шлака на 2,5-4,5 расстояний от оси фурм камеры восстановления оксидов шлака до порога отверстия для выпуска шлака. Известная печь Ванюкова для непрерывной плавки материалов, содержащих цветные и черные металлы, имеет следующие основные недостатки:
- газообразные продукты плавки, образующиеся в камере окислительного плавления, содержащие значительное количество недоокисленного СО, отводятся непосредственно из камеры на очистку от пыли и утилизацию тепла вне печи, что приводит к снижению теплового КПД печи, увеличению расхода топлива и ухудшению технико-экономических показателей процесса;
- в камере восстановления оксидов шлака металл контактирует с тем же шлаком, что и в камере окислительного плавления, это исключает возможность рафинирования металла от серы и фосфора;
- в печи нельзя получать чугун или сталь стандартных состава и свойств, так же как нельзя получать товарные сплавы цветных металлов с низким содержанием вредных примесей.
Предлагаемое устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов решает задачу улучшения конструкции устройства и организации процесса прямого получения чугуна или стали из железосодержащих материалов методом жидкофазного восстановления железа, повышения его производительности и улучшения технико-экономических показателей процесса.
Техническим результатом предлагаемого устройства для прямого получения металла (чугуна или стали) из содержащих оксиды железа материалов является устранение недостатков ближайшего аналога, а именно:
- уменьшение расхода топлива за счет более полного дожигания СО в плавильных камерах, соответственно увеличение теплового КПД устройства и улучшение технико-экономических показателей процесса;
- возможность рафинирования металла от серы и фосфора; - возможность получения чугуна или стали стандартных состава и свойств путем доводки и рафинирования металла.
Технический результат достигается следующими решениями, объединенными общим изобретательским замыслом.
Технический результат достигается тем, что в способе прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов, включающем подогрев шихтовых материалов, загрузку их в плавильный агрегат, плавление шихты в жидкой шлакометаллической ванне, восстановление оксидов железа углеродом, доводку железосодержащего расплава до требуемого состава, выпуск и разливку металла и шлака, согласно первому изобретению и первому варианту способа, ведут процесс получения чугуна в последовательно соединенных между собой топливокислородных гарнисажных плавильных камерах, в одной из которых непрерывно проплавляют комбинированными топливокислородными горелками-фурмами предварительно подогретую в подогревателе шихту, состоящую из содержащих оксиды железа материалов, флюсов и углеродистого восстановителя, восстанавливают железо при температуре рудношлакового расплава 1550-1650°С, получая металлический полупродукт, сливают избыточный отработавший шлак с содержанием оксидов железа 2,5-7% из плавильной камеры через шлаковую летку, а накопившийся металлический полупродукт периодически переливают по желобу во вторую плавильную камеру меньшего объёма, непрерывно обогреваемую теплом отходящих из первой камеры отработавших газов, подаваемых в неё по газоходу, дожигают часть СО над расплавом кислородом горелок-фурм, а отработавшие газы передают в подогреватель шихтовых материалов, во второй плавильной камере ведут десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава, готовый чугун сливают из камеры, оставляя в камере рафинировочный шлак в количестве 2-5% от массы рафинируемого полупродукта, на этот шлак из первой плавильной камеры переливают последующую порцию полупродукта, перемешивают металл и шлак инертным газом, вдуваемым через пористые огнеупорные пробки в огнеупорном поде камеры, затем сливают из второй плавильной камеры отработавший шлак и наводят новый шлак, под ним заканчивают рафинирование и доводку металла, затем металл сливают из камеры и цикл повторяют.
Чугун, полученный во второй плавильной камере, сливают из металлической летки в разливочный ковш.
На шлак, оставшийся после выпуска чугуна во второй плавильной камере в количестве 2-5 % от массы рафинируемого полупродукта, переливают порцию полупродукта из первой плавильной камеры.
Отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы с температурой 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по герметичному футерованному газоходу на обогрев камеры и расплава.
Отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы с температурой 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по охлаждаемому газоходу на обогрев камеры и расплава.
Отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы пропускают через свободное пространство второй плавильной камеры над расплавом, дожигают кислородом горелок-фурм и при температуре 1500- 1700 С передают в подогреватель шихтовых материалов.
Из металлического полупродукта, полученного в первой камере, удаляют фосфор.
Накопившийся в первой плавильной камере металлический полупродукт периодически переливают во вторую плавильную камеру меньшего объема по обогреваемому желобу, оборудованному шиберными затворами. Десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава во второй плавильной камере ведут периодически.
Десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава во второй плавильной камере ведут за время, не превышающее время накопления металлического полупродукта в первой камере.
Содержание углерода в металлическом полупродукте, получаемом в первой плавильной камере, поддерживают в пределах 3,7-3,9% добавками науглероживающих материалов.
Для перемешивания металла во второй плавильной камере используют аргон в количестве 0, 15-0,30 нм3 на тонну находящегося в камере металла.
Для перемешивания металла во второй плавильной камере используют азот в количестве 0,20-0,35 нм3 на тонну находящегося в камере металла.
В шлакорудный расплав, находящийся в первой плавильной камере, инжекторами вдувают пыль, уловленную в общей газоочистке.
В качестве содержащего оксиды железа материала используют титаномагнетитовую руду, а в качестве продуктов плавки производят чугун, легированный ванадием, и титанистый шлак для последующего передела в ферротитан или высокотитанистый шлак.
В качестве топлива используют твердые углеродсодержащие материалы, которые загружают на поверхность расплава или вдувают в расплав инжекторами и сжигают их кислородом, вдуваемым комбинированными топливокислородными горелками-фурмами.
В качестве твердых углеродсодержащих материалов используют уголь, отходы графита и др.
В качестве содержащего оксиды железа материала используют рудноугольные брикеты, загружают их в подогреватель шихты и частично металлизуют железо руды при прохождении брикетов через подогреватель шихты. Технический результат достигается тем, что в способе прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов, включающем подогрев шихтовых материалов, загрузку их в плавильный агрегат, плавление шихты в жидкой шлакометаллической ванне, восстановление оксидов железа углеродом, доводку железосодержащего расплава до требуемого состава, выпуск и разливку металла и шлака, согласно второму изобретению и второму варианту способа, ведут процесс получения стали последовательно в соединенных между собой топливокислородных гарнисажных плавильных камерах, в одной из которых непрерывно проплавляют комбинированными топливокислородными горелками-фурмами предварительно подогретую в подогревателе шихту, состоящую из содержащих оксиды железа материалов, флюсов и углеродистого восстановителя, восстанавливают железо при температуре рудношлакового расплава 1550-1650°С, получая металлический полупродукт, сливают избыточный отработавший шлак с содержанием оксидов железа 2,5-7% из плавильной камеры через шлаковую летку, а накопившийся металлический полупродукт периодически переливают по желобу во вторую плавильную камеру меньшего объёма, непрерывно обогреваемую теплом отходящих из первой камеры отработавших газов, подаваемых в неё по газоходу, дожигают часть СО над расплавом кислородом горелок-фурм, а отработавшие газы передают в подогреватель шихтовых материалов, металлический полупродукт переливают на оставшийся во второй плавильной камере после выпуска стали шлак, под этим шлаком понижают содержание углерода и при необходимости фосфора в металле до требуемых пределов, подавая в металл кислород комбинированными топливокислородными горелками-фурмами, работающими в режиме кислородных фурм, и перемешивая расплав инертным газом, вдуваемым через пористые огнеупорные пробки в поде камеры, закончив обезуглероживание металла сливают из второй камеры окислительный шлак, наводят новый восстановительный шлак, под которым проводят раскисление, десульфурацию и доводку металла по составу, продолжая перемешивать расплав инертным газом, затем готовую сталь сливают из камеры и цикл повторяют.
Сталь, полученную во второй плавильной камере, сливают из металлической летки в разливочный ковш.
На шлак, оставшийся после выпуска стали во второй плавильной камере в количестве 2-5 % от массы рафинируемого полупродукта, переливают порцию полупродукта из первой плавильной камеры.
Отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы с температурой 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по герметичному футерованному газоходу на обогрев камеры и расплава.
Отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы с температурой 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по охлаждаемому газоходу на обогрев камеры и расплава.
Отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы пропускают через свободное пространство второй плавильной камеры над расплавом, дожигают кислородом горелок-фурм и при температуре 1500-1700 С передают в подогреватель шихтовых материалов и далее в котел-утилизатор и газоочистку.
Из металлического полупродукта, полученного в первой камере, удаляют фосфор.
Накопившийся в первой плавильной камере металлический полупродукт периодически переливают во вторую плавильную камеру меньшего объема по обогреваемому желобу, оборудованному шиберными затворами. Десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава во второй плавильной камере ведут периодически.
Десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава во второй плавильной камере ведут за время, не превышающее время накопления металлического полупродукта в первой камере.
Для перемешивания металла во второй плавильной камере используют аргон в количестве 0, 15-0,30 нм на тонну находящегося в камере металла.
Для перемешивания металла во второй плавильной камере используют азот в количестве 0,20-0,35 нм3 на тонну находящегося в камере металла.
Пыль, уловленную в общей газоочистке, вдувают инжекторами в шлакорудный расплав, находящийся в первой плавильной камере.
В качестве топлива полностью или частично используют твердые углеродсодержащие материалы (уголь, отходы графита и др.), загружая их на поверхность расплава, или вдувая в расплав инжекторами, сжигая их кислородом, вдуваемым комбинированными топливокислородными горелками-фурмами.
В качестве содержащего оксиды железа материала используют рудноугольные брикеты, загружают их в подогреватель шихты и частично металлизуют железо руды при прохождении брикетов через подогреватель шихты.
Технический результат достигается тем, что в устройстве для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов, включающем устройства нагрева и загрузки шихты, плавильные камеры с первичным охлаждением корпуса жидкометаллическим теплоносителем и вторичным охлаждением воздухом или азотом, устройства для слива металла и шлака, согласно третьему изобретению, имеются две отдельные рядом установленные соединенные между собой плавильные камеры, первая из них снабжена расположенными в стенах корпуса комбинированными топливокислородными горелками-фурмами для расплавления шихты и обеспечения теплом жидкофазного восстановления железа, и имеет отверстие для дозированной загрузки шихты в верхней части корпуса, отверстие, соединенное патрубком с отверстием в корпусе второй плавильной камеры для передачи в нее отработавших газов, первая плавильная камера имеет отверстия для выпуска металлического полупродукта, одно из них соединено с второй плавильной камерой установленным под углом 10-12° к горизонтали закрытым обогреваемым футерованным желобом, снабженным двумя шиберными затворами, другое отверстие с сливным желобом служит для быстрого слива расплава, минуя вторую плавильную камеру, первая плавильная камера имеет шлаковую летку с желобом для слива избыточного количества восстановленного шлакового расплава, вторая плавильная камера снабжена комбинированными топливокислородными горелками-фурмами, уровень ее огнеупорного пода ниже уровня огнеупорного пода первой плавильной камеры, в огнеупорном поде второй камеры установлены пористые огнеупорные пробки для вдувания в расплав инертного газа, в боковой стенке корпуса вторая камера имеет отверстие для дозированной загрузки шихтовых материалов, а в верхней части корпуса имеется отверстие для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов, соединенное патрубком с устройством подогрева шихты для первой плавильной камеры, вторая камера имеет выпускные отверстия с желобами для слива готового металла и отработавшего шлака.
Отверстие для передачи отработавших газов во вторую камеру выполнено в верхней части первой плавильной камеры корпуса диаметром 0,8-1 ,0 м.
Отверстие для передачи отработавших газов во вторую камеру в верхней части корпуса первой плавильной камеры соединено футерованным патрубком с отверстием в корпусе второй плавильной камерой и снабжено шиберами. Отверстие для передачи отработавших газов во вторую камеру в верхней части корпуса первой плавильной камеры соединено охлаждаемым патрубком с отверстием в корпусе второй плавильной камеры и снабжено шиберами.
Устройство подогрева шихты соединено футерованным газоходом с камерой смешения, служащей для охлаждения отработавших газов из подогревателя воздухом или азотом из системы вторичного охлаждения плавильных камер до 650°С и связанной с котлом-утилизатором.
Между первой плавильной камерой и устройством подогрева шихты установлено герметичное устройство дозированной загрузки шихты, отсекающее рабочее пространство плавильной камеры от устройства подогрева шихты, выполненное с возможностью открытия на время загрузки очередной порции шихты.
Объем второй плавильной камеры меньше объема первой плавильной камеры.
Уровень огнеупорного пода второй плавильной камеры ниже уровня огнеупорного пода первой плавильной камеры на 0,30-0,45 м.
Отверстие для дозированной загрузки шихтовых материалов во второй камере выполнено размером 0,7x0,8 м.
Отверстие в верхней части корпуса второй плавильной камеры для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов выполнено диаметром 0,8-1 ,0 м.
Отверстие в верхней части корпуса второй плавильной камеры для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов соединено герметичным охлаждаемым патрубком с устройством подогрева шихты для первой плавильной камеры.
Отверстие в верхней части корпуса второй плавильной камеры для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов соединено герметичным футерованным патрубком с устройством подогрева шихты для первой плавильной камеры.
Ведение процесса прямого получения металла (чугуна или стали) из содержащих оксиды железа материалов последовательно в двух топливокислородных гарнисажных соединенных между собой плавильных камерах по первому и второму вариантам выполнения позволяет непрерывно экономично без затруднений в первой плавильной камере производить плавление шихты, жидкофазное восстановление железа, получение и дефосфорацию металлического полупродукта, а во второй плавильной камере доводить металл до требуемых свойств и состава.
Проплавление комбинированными топливокислородными горелками- фурмами шихты, состоящей из содержащих оксиды железа материалов, флюсов и углеродистого восстановителя, предварительно подогретой в подогревателе шихты отходящими из плавильной камеры отработавшими газами, позволяет осуществить процесс с минимальными затратами энергии, соответственно с минимальным расходом топлива и кислорода и минимальными эксплуатационными затратами.
Ведение процесса восстановления железа при температуре рудношлакового расплава 1550-1650°С обеспечивает высокую скорость процесса. При температуре рудношлакового расплава менее 1550°С скорость восстановления железа заметно снижается. Ведение процесса восстановления железа при температуре выше 1650°С вызывает значительное повышение расхода топлива и кислорода и ухудшает технико-экономические показатели процесса.
Слив накопившегося избыточного количества шлака с содержанием оксидов железа 2,5-7,0% позволяет создать оптимальные условия для осуществления процесса получения металлического полупродукта необходимого качества. При содержании оксидов железа в отработавшем шлаке менее 2,5% невозможно осуществить дефосфорацию металлического полупродукта, при содержании оксидов железа в отработавшем шлаке более 7% велики потери железа со шлаком, что приводит к ухудшению технико-экономических показателей процесса получения чугуна или стали.
Периодический перелив без шлака накопившегося в первой плавильной камере металлического полупродукта во вторую плавильную камеру, имеющую меньший объем, по обогреваемому закрытому футерованному желобу, оборудованному шиберными затворами, позволяет быстро без снижения температуры металла передать металлический полупродукт во вторую плавильную камеру и сразу же начать доводку и рафинирование металла с целью получения товарного чугуна или стали стандартного состава.
Меньший объем второй плавильной камеры связан со значительно меньшим, чем в рудовосстановительном процессе (30-50%), осуществляемом в большой первой плавильной камере, количеством рафинировочного шлака (3-10%) при рафинировании и доводке металла.
Работа второй плавильной камеры периодическим процессом с длительностью цикла, не превышающей время накопления металлического полупродукта в первой камере, вызвана необходимостью периодического своевременного опорожнения рабочего пространства для приема следующей порции металлического полупродукта.
Проведение десульфурации, раскисления и доводки металла до требуемого состава во второй плавильной камере целесообразно в связи с возможностью наведения в камере рафинировочного шлака, перемешивания металла и шлака инертным газом и поддержания низкого окислительного потенциала газовой фазы во второй плавильной камере.
Оставление во второй плавильной камере после слива готового металла рафинировочного шлака закончившегося цикла в количестве 2-5% от массы рафинируемого полупродукта и слив на него следующей порции металлического полупродукта из первой плавильной камеры позволяют значительно сократить время рафинирования металла и ускорить его доводку до требуемой температуры.
Перемешивание металла и шлака инертным газом, вдуваемым через пористые огнеупорные пробки в огнеупорном поде второй камеры позволяет увеличить поверхности контакта металл-шлак и шлак-атмосфера рабочего пространства, соответственно, ускорить рафинирование, нагрев и доводку металла до нужного состава и улучшить суммарные технико- экономические показатели процесса.
Согласно первому варианту способа при производстве стандартного чугуна слив из второй камеры отработавшего рафинировочного шлака и наведение нового, для окончания рафинирования и доводки металла необходимы для получения требуемых низких концентраций вредных примесей (серы, неметаллических включений).
Согласно второму варианту способа при производстве стали слив металлического полупродукта из первой плавильной камеры на оставшийся во второй плавильной камере от предыдущего цикла шлак и понижение под этим шлаком содержания углерода и при необходимости фосфора в металле до требуемых пределов подачей кислорода в металл комбинированными топливокислородными горелками-фурмами, работающими в режиме кислородных фурм, при перемешивании расплава инертным газом, вдуваемым через пористые огнеупорные пробки в поде камеры, позволяют быстро и эффективно понизить содержание углерода и фосфора в металле под уже готовым шлаком.
Слив окислительного шлака из второй камеры после окончания обезуглероживания металла и наведение нового восстановительного шлака при перемешивании металла позволяют быстро и эффективно провести раскисление, десульфурацию и доводку стали по составу. Обогрев второй плавильной камеры теплом (физическим и химическим) отходящих из первой плавильной камеры отработавших газов, которые при температуре 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по герметичному футерованному или охлаждаемому газоходу, пропускают через свободное пространство второй плавильной камеры над расплавом и дожигают при этом часть СО газов кислородом, подаваемым комбинированными горелками-фурмами, позволяет увеличить степень дожигания СО газов, передать тепло газов расплаву, нагреть и расплавить необходимые добавки, уменьшить суммарный расход топлива и улучшить технико-экономические показатели процесса.
Передача газов при температуре 1500-1700°С из второй плавильной камеры в подогреватель шихтовых материалов, обслуживающий первую плавильную камеру и далее в котел-утилизатор дает возможность более полно утилизировать тепло отходящих газов, улучшить условия ведения процесса в первой плавильной камере и повысить технико-экономические показатели процесса.
Содержание углерода в металлическом полупродукте, получаемом в первой плавильной камере, в пределах 3,7-3,9% значительно облегчает и ускоряет получение стандартного по составу и свойствам чугуна во второй плавильной камере.
Содержание углерода в металлическом полупродукте, получаемом в первой плавильной камере, в пределах 2,6-2,9% облегчает и ускоряет получение стандартной по составу и свойствам стали во второй плавильной камере.
Использование для перемешивания металла во второй плавильной камере аргона в количестве 0,15-0,30 нмЗ на тонну находящегося в камере металла ускоряет процессы рафинирования и доводки металла, способствует повышению качества металла. При расходе аргона менее 0,15 нмЗ на тонну металла получаемый положительный эффект недостаточен. Расход аргона более 0,30 нмЗ на тонну металла не дает заметного увеличения положительного эффекта и приводит к ухудшению технико- экономические показатели процесса за счет увеличения затрат на аргон.
Использование для перемешивания металла во второй плавильной камере азота в количестве 0,20-0,35 нмЗ на тонну металла, находящегося в камере, также ускоряет процессы рафинирования и доводки металла, но при меньших затратах на перемешивающий газ.
При расходе азота менее 0,20 нмЗ на тонну получаемый от перемешивания положительный эффект недостаточен. Расход азота на перемешивание более 0,35 нмЗ на тонну металла не дает заметного улучшения положительного эффекта.
Вдувание инжекторами пыли, уловленной в газоочистке, в шлакорудный расплав, находящийся в первой плавильной камере, позволяет организовать безотходное производство чугуна и стали, а также увеличить степень извлечения железа из шихтовых материалов.
Использование в качестве содержащего оксиды железа материала титаномагнетитовой руды и получение в качестве продуктов плавки чугуна, легированного ванадием, и титанистого шлака для последующего передела в ферротитан или высокотитанистый шлак позволяет расширить номенклатуру перерабатываемых железосодержащих руд и организовать процесс эффективной переработки титаномагнетитовых руд.
Использование в качестве топлива полностью или частично твердых углеродсодержащих материалов (уголь, отходы графита и др.), загружаемых на поверхность расплава или вдуваемых в расплав инжекторами, сжигаемых кислородом, вдуваемым комбинированными горелками-фурмами, позволяет организовать прямое получение чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов при дефиците или полном отсутствии газообразного топлива в районе сооружения предприятия. Использование в качестве содержащего оксиды железа материала рудноугольных брикетов, загружаемых в подогреватель шихты и частично металлизованных в процессе высокотемпературного нагрева при прохождении через подогреватель шихты, позволяет значительно увеличить производительность устройства для прямого получения железа и стали и улучшить показатели процесса.
Согласно предложенному устройству, наличие двух отдельных рядом установленных и соединенных между собой плавильных камер позволяет разделить процессы жидкофазного восстановления железа из железорудных материалов и его дефосфорации с образованием большого количества шлака низкой основности и процессы рафинирования и доводки металлического полупродукта, в которых используется небольшое количество основного шлака. Благодаря этому обеспечивается возможность получения стандартных по составу и свойствам чугуна или стали.
Комбинированные топливокислородные горелки-фурмы в стенах корпуса первой плавильной камеры нужны для расплавления загружаемой шихты, нагрева расплава, компенсации затрат энергии на эндотермические реакции восстановления железа и тепловых потерь.
Отверстие для дозированной загрузки шихты из подогревателя шихты в верхней части первой плавильной камеры обеспечивает необходимую скорость загрузки шихты и нужную производительность процесса.
Отверстие в верхней части корпуса первой плавильной камеры диаметром 0,8-1 ,0 м соединенное охлаждаемым или футерованным патрубком такого же диаметра, снабженным шиберами, с отверстием в корпусе второй плавильной камеры обеспечивает передачу горячих отработавших газов, содержащих большое количество СО, во вторую камеру для ее отопления с нужной скоростью. Диаметр отверстия 0,8 м рекомендуется для устройств сравнительно небольшой производительности и небольших размеров. Диаметр отверстия менее 0,8 м резко увеличивает скорость газов. Диаметр отверстия 1,0 м удобен для устройств больших размеров и большой производительности. Диаметр отверстия более 1 ,0 м ослабляет конструкцию корпуса камеры.
Так как температура передаваемых газов высока (1700°С и более) патрубок необходимо футеровать огнеупорными материалами или его охлаждают снаружи.
Шиберы в патрубке позволяют отсоединять одну плавильную камеру от другой при замене патрубка в случае его ремонта, а также при возникновении аварийной ситуации.
Отверстие в первой плавильной камере, соединенное установленным под углом 10-12° к горизонтали закрытым обогреваемым футерованным желобом, снабженным двумя шиберными затворами, с второй плавильной камерой, служит для перелива без шлака металлического полупродукта во вторую плавильную камеру, исключающего потерю тепла полупродуктом.
Наклон желоба на угол 10-12° к горизонтали позволяет быстро перелить нужное количество металлического полупродукта во вторую камеру. Угол наклона 10° удобен для небольших плавильных камер, угол наклона 12° удобен для плавильных камер большого размера.
Два шиберных затвора на желобе нужны для предотвращения слива шлака во вторую камеру, разъединения плавильных камер в случае ремонта желоба или обеспечения возможности раздельной работы плавильных камер в случае необходимости.
Второе отверстие со сливным желобом в первой плавильной камере позволяет быстро сливать расплав, минуя вторую плавильную камеру в случае возникновения аварийной ситуации, а также обеспечивает при необходимости работу первой плавильной самостоятельно без второй камеры. Шлаковая летка первой плавильной камеры служит для слива избыточного количества восстановленного шлака с низким содержанием оксидов железа и обеспечивает непрерывную работу первой плавильной камеры.
Меньшие размеры второй плавильной камеры вызваны значительно меньшим количеством шлака по сравнению с количеством шлака в первой плавильной камере.
Комбинированные топливокислородные горелки второй плавильной камеры служат для введения в нее дополнительного количества тепла, в случае если для ведения процесса не хватит тепла проходящих через нее отработавших газов из первой плавильной камеры, а также для подачи кислорода в расплав для его обезуглероживания при производстве стали.
Уровень огнеупорного пода второй плавильной камеры на 0,30-0,45 м ниже уровня огнеупорного пода первой плавильной камеры позволяет сливать во вторую плавильную камеру нужное количество металлического полупродукта из первой камеры и лучше перемешать при сливе металл и шлак во второй плавильной камере. Ниже на 0,30 м уровень огнеупорного пода второй плавильной камеры предлагается для более крупных плавильных камер, уровень пода второй камеры ниже на 0,45 м предлагается для плавильных камер меньших размеров.
Пористые огнеупорные пробки в огнеупорном поде второй плавильной камеры для вдувания в расплав инертного газа служат для перемешивания металла и шлака в процессе рафинирования и доводки металла и ускорения этого процесса.
Загрузочное отверстие в боковой стенке корпуса второй плавильной камеры размером 0,7x0,8 м обеспечивает необходимую скорость дозированной загрузки шихтовых материалов (флюсов, легирующих и раскислителей) во вторую камеру и нужную скорость процессов рафинирования и доводки металла. Отверстие диаметром 0,8-1 ,0 м в верхней части второй плавильной камеры, соединенное герметичным охлаждаемым или футерованным патрубком с устройством подогрева шихты для первой плавильной камеры, служит для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов в устройство подогрева шихты с оптимальной скоростью.
Диаметр отверстия 0,8 м рекомендуется для плавильных камер небольших размеров, при меньшем размере отверстия существенно увеличивается скорость газов поступающих в устройство нагрева шихты и ухудшаются условия нагрева шихты. Диаметр отверстия 1 ,0 м рекомендуется для плавильных камер больших размеров. Диаметр отверстия больше 1 ,0 м резко ослабляет конструкцию корпуса плавильной камеры.
Выпускные отверстия для слива готового металла и отработавшего шлака обеспечивают нормальную высокопроизводительную работу второй плавильной камеры.
Соединение устройства подогрева шихты футерованным газоходом с камерой смешения для передачи отработавших газов в камеру смешения, охлаждение отработавших газов воздухом или азотом из системы вторичного охлаждения плавильных камер до 650° и последующая передача газа в котел-утилизатор, позволяют утилизовать тепло отработавших газов из подогревателя шихты, тепло воздуха или азота из системы вторичного охлаждения плавильных камер, а также устранить налипание пыли на стенки котла-утилизатора.
Герметичное устройство дозированной загрузки шихты, отсекающее рабочее пространство первой плавильной камеры от устройства подогрева шихты и открывающееся только на время загрузки очередной порции шихты в плавильную камеру или при остановке второй плавильной камеры, обеспечивает удаление отработавших газов из первой плавильной через вторую плавильную камеру, а нагрев расплава во второй камере теплом этих газов, приводит к уменьшению расхода топлива и повышению технико-экономических показателей процесса.
Сущность заявленных вариантов способа и устройства для их осуществления поясняются рисунками.
На фиг. 1 показан вид сверху на устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов.
На фиг. 2 показан вид сбоку на устройство.
Способ прямого получения металла (чугуна или стали) из содержащих оксиды железа материалов осуществляется следующим образом.
В подогреватель шихты 1 загружают шихтовые материалы (железосодержащие материалы, флюсы). Одновременно включают топливокислородные горелки 4 первой плавильной камеры 2 и второй плавильной камеры 3 для разогрева камер. Горячие отработавшие газы из первой плавильной камеры 2 по охлаждаемому футерованному патрубку 7 поступают в плавильную камеру 3, проходят через ее рабочее пространство и через отверстие 14 по охлаждаемому футерованному патрубку 15 поступают в подогреватель шихты 1 , проходят через него, нагревая шихту, поступают по футерованному патрубку 18 в камеру смешения 19, где охлаждаются воздухом или азотом из систем вторичного охлаждения плавильных камер до 650°С, затем поступают в энергетический котел-утилизатор 20, где вырабатывают пар энергетических параметров, и передаются в газоочистку 21.
По мере разогрева плавильной камеры 2 в нее поступает нагретая шихта через устройство дозированной загрузки 12 и одновременно загружают углеродистый восстановитель, через отверстие 9 в корпусе камеры 2 или инжекторами вдувают углеродистый восстановитель (на фиг. 1 условно не показаны). Идет процесс жидкофазного восстановления железа из шлакорудного расплава. Капельки восстановленного железа науглероживаются и оседают в футерованную металлическую ванну плавильной камеры 2, в которой накапливается металлический полупродукт.
Накопившийся металлический полупродукт сливают в плавильную камеру 3 через обогреваемый футерованный желоб 5, открыв шиберы 6. Излишнее количество восстановленного шлака с низким содержанием оксидов железа сливают из плавильной камеры 2, открыв шлаковую летку, по желобу 10 в шлаковый ковш (на фиг. 2 условно не показан), продолжая подачу шихты и углеродистого восстановителя в плавильную камеру 2. После слива металлического полупродукта в плавильную камеру 3, закрывают шиберы 6, загружают в плавильную камеру 3 шлакообразующие материалы через отверстие 13 и производят рафинирование и доводку чугуна до стандартных состава и свойств. При необходимости рафинировочный шлак обновляют, сливая часть первого шлака из камеры 3, открыв шлаковую летку по желобу 16 в шлаковый ковш (на фиг. 1 и 2 условно не показан). Закончив рафинирование и доводку, чугун сливают из камеры 2 в разливочный ковш (условно не показан на фиг. 2), открыв металлическую летку по желобу 17. Конечный рафинировочный шлак оставляют в плавильной камере 3, чтобы ускорить рафинирование и доводку очередной порции металлического полупродукта, сливаемого из плавильной камеры 2. В процессе рафинирования и доводки чугуна плавильная камера 3 обогревается преимущественно отработавшими газами, поступающими из плавильной камеры 2, топливокислородные горелки 4 плавильной камеры 3 при этом работают на пониженной мощности или совсем отключаются. Инертный газ для перемешивания расплава подается в плавильную камеру 3 постоянно.
При производстве стали после слива металлического полупродукта в плавильную камеру 3 в ней наводят необходимое количество шлака (4- 4,5% от массы полупродукта) присадками шлакообразующих материалов через отверстие 13. Затем производят обезуглероживание расплава, подавая кислород в расплав комбинированными топливокислородными горелками 4, работающими в режиме кислородных фурм, и перемешивая расплав инертным газом. Одновременно производят и необходимую дефосфорацию металла основным окисленным шлаком. Закончив процесс обезуглероживания расплава, отключают топливокислородные горелки- фурмы, и окислительный шлак сливают из плавильной камеры 3 через шлаковую летку по желобу 16 в шлаковый ковш. Далее наводят рафинировочный шлак присадками шлакообразующих и раскислителей через отверстие 13. Под рафинировочным шлаком производят раскисление, десульфурацию и доводку стали до требуемого состава, перемешивая расплав инертным газом. Затем готовый металл сливают из плавильной камеры 3 в сталеразливочный ковш по желобу 17, оставляя в камере рафинировочный шлак для ускорения процесса передела в сталь следующей порции металлического полупродукта. Далее цикл повторяется.
В случае возникновения аварийной ситуации загрузку шихты в подогреватель 1 и камеру 2 прекращают, плавильную камеру 2 опоражнивают при открывании второй металлической летки. При этом металл и шлак быстро сливают по желобу 1 1 в резервные разливочные ковши.
Примеры конкретного осуществления, подтверждающие возможность внедрения в производстве предложенного способа.
1. Возможность эффективного непрерывного жидкофазного восстановления железа из содержащих оксиды железа материалов углеродом с получением жидкого металлического полупродукта, близкого по составу к чугуну, подтверждена сотрудниками МИСИС в процессе промышленного опробования и освоения процесса Ромелт на Новолипецком металлургическом комбинате [2, 3]. 2. Возможность работы плавильных агрегатов типа тандем, в которых шихта, загруженная во вторую плавильную камеру, нагревается теплом отходящих из первой плавильной камеры образовавшихся при использовании топливокислородных горелок горячих отработавших газов, подтверждена многолетним опытом работы двухванных сталеплавильных печей в нашей стране и за рубежом [1 , 6].
3. Возможность рафинирования жидкого металлического полупродукта вдуваемым окислительным газом (воздухом или кислородом) подтверждена опытом работы подовых печей, рафинирующих черновую медь [7], и кислородных конвертеров в сталеплавильном производстве [1 , 6].
4. Эффективность перемешивания вдуваемым инертным газом расплава при его рафинировании подтверждена многолетним опытом работы установок печь-ковш в черной металлургии [1, 8].
5. Эффективность предварительного подогрева шихты теплом отходящих из плавильного агрегата газов подтверждена работой шахтных и конвейерных подогревателей шихты в электросталеплавильном производстве [8].
Литература
1. В.А. Кудрин. Теория и технология производства стали. М. «Мир». 2003. - 528 с.
2. Процесс РОМЕЛТ. Под редакцией В.А. Роменца. М. «МИСИС». Издательский дом «Руда и металлы» 2005. - 400 с.
3. В.А. Роменец и др. «Российская плавка» подтверждает конкурентные преимущества. Металлы Евразии. 2006, N°6, с. 70-75.
4. Авторское свидетельство SU 1706210 «Способ плавки окисленного сырья черных металлов в печи с жидкой ванной». Заявитель: Московский институт стали и сплавов. Авторы: Роменец В. А., Ванюков А.В., Усачев A. Б., Учаров A.A., Быстров В.П., Валавин B.C., Гребенщиков В.Р., Гловацкий А.Б.
5. Патент RU 2242687 «Печь Ванюкова для непрерывной плавки материалов, содержащих цветные и черные металлы». Авторы: Быстров
B. П., Салихов З.Г., Щетинин А.П., Неминущий В.Н., Комков А.А., Федоров А.Н., Быстров СВ., Салихов М.З., Вереин В.Г. Патентообладатель: ООО «Научно-экологическое предприятие Экоси» (RU).
6. Металлургия стали. Явойский В.И. и др. М. «Металлургия». 1973. 816 с.
7. Уткин Н.И. Производство цветных металлов. М. Интермет Инжиниринг, 2004 - 442 с.
8. Гудим Ю.А. и др. Производство стали в дуговых печах. Конструкция, технология, материалы. /Новосибирск: Изд-во НГТУ, 2010 - 547 с.

Claims

Формула
1. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов, включающий подогрев шихтовых материалов, загрузку их в плавильный агрегат, плавление шихты в жидкой шлакометаллической ванне, восстановление оксидов железа углеродом, доводку железосодержащего расплава до требуемого состава, выпуск и разливку металла и шлака, отличающийся тем, что ведут процесс получения чугуна в последовательно соединенных между собой топливокислородных гарнисажных плавильных камерах, в одной из которых непрерывно проплавляют комбинированными топливокислородными горелками-фурмами предварительно подогретую в подогревателе шихту, состоящую из содержащих оксиды железа материалов, флюсов и углеродистого восстановителя, восстанавливают железо при температуре рудношлакового расплава 1550-1650°С, получая металлический полупродукт, сливают избыточный отработавший шлак с содержанием оксидов железа 2,5-7% из плавильной камеры через шлаковую летку, а накопившийся металлический полупродукт периодически переливают по желобу во вторую плавильную камеру меньшего объёма, непрерывно обогреваемую теплом отходящих из первой камеры отработавших газов, подаваемых в неё по газоходу, дожигают часть СО над расплавом кислородом горелок-фурм, а отработавшие газы передают в подогреватель шихтовых материалов, во второй плавильной камере ведут десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава, готовый чугун сливают из камеры, оставляя в камере рафинировочный шлак в количестве 2-5% от массы рафинируемого полупродукта, на этот шлак из первой плавильной камеры переливают последующую порцию полупродукта, перемешивают металл и шлак инертным газом, вдуваемым через пористые огнеупорные пробки в огнеупорном поде камеры, затем сливают из второй плавильной камеры отработавший шлак и наводят новый шлак, под ним заканчивают рафинирование и доводку металла, затем металл сливают из камеры и цикл повторяют.
2. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что полученный во второй плавильной камере чугун сливают из металлической летки в разливочный ковш.
3. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что на шлак, оставшийся после выпуска чугуна во второй плавильной камере в количестве 2-5 % от массы рафинируемого полупродукта, переливают порцию полупродукта из первой плавильной камеры.
4. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1, отличающийся тем, что отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы с температурой 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по герметичному футерованному газоходу на обогрев камеры и расплава.
5. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1, отличающийся тем, что отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы с температурой 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по охлаждаемому газоходу на обогрев камеры и расплава.
6. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы пропускают через свободное пространство второй плавильной камеры над расплавом, дожигают кислородом горелок-фурм и при температуре 1500-1700°С передают в подогреватель шихтовых материалов.
7. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что из металлического полупродукта, полученного в первой камере, удаляют фосфор.
8. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1, отличающийся тем, что накопившийся в первой плавильной камере металлический полупродукт периодически переливают во вторую плавильную камеру меньшего объема по обогреваемому желобу, оборудованному шиберными затворами.
9. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава во второй плавильной камере ведут периодически.
10. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава во второй плавильной камере ведут за время, не превышающее время накопления металлического полупродукта в первой камере.
1 1. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что содержание углерода в металлическом полупродукте, получаемом в первой плавильной камере, поддерживают в пределах 3,7-3,9% добавками науглероживающих материалов.
12. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что для перемешивания металла во второй плавильной камере используют аргон в количестве 0,15-0,30 нмЗ на тонну находящегося в камере металла.
13. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что для перемешивания металла во второй плавильной камере используют азот в количестве 0,20-0,35 нмЗ на тонну находящегося в камере металла.
14. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что в шлакорудный расплав, находящийся в первой плавильной камере, инжекторами вдувают пыль, уловленную в общей газоочистке.
15. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что в качестве содержащего оксиды железа материала используют титаномагнетитовую руду, а в качестве продуктов плавки производят чугун, легированный ванадием, и титанистый шлак для последующего передела в ферротитан или высокотитанистый шлак.
16. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что в качестве топлива используют твердые углеродсодержащие материалы, которые загружают на поверхность расплава или вдувают в расплав инжекторами и сжигают их кислородом, вдуваемым комбинированными топливокислородными горелками-фурмами.
17. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 1 , отличающийся тем, что в качестве содержащего оксиды железа материала используют рудноугольные брикеты, загружают их в подогреватель шихты и частично металлизуют железо руды при прохождении брикетов через подогреватель шихты.
18. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов, включающий подогрев шихтовых материалов, загрузку их в плавильный агрегат, плавление шихты в жидкой шлакометаллической ванне, восстановление оксидов железа углеродом, доводку железосодержащего расплава до требуемого состава, выпуск и разливку металла и шлака, отличающийся тем, что ведут процесс получения стали последовательно в соединенных между собой топливокислородных гарнисажных плавильных камерах, в одной из которых непрерывно проплавляют комбинированными топливокислородными горелками- фурмами предварительно подогретую в подогревателе шихту, состоящую из содержащих оксиды железа материалов, флюсов и углеродистого восстановителя, восстанавливают железо при температуре рудношлакового расплава 1550- 1650°С, получая металлический полупродукт, сливают избыточный отработавший шлак с содержанием оксидов железа 2,5-7% из плавильной камеры через шлаковую летку, а накопившийся металлический полупродукт периодически переливают по желобу во вторую плавильную камеру меньшего объёма, непрерывно обогреваемую теплом отходящих из первой камеры отработавших газов, подаваемых в неё по газоходу, дожигают часть СО над расплавом кислородом горелок-фурм, а отработавшие газы передают в подогреватель шихтовых материалов, металлический полупродукт переливают на оставшийся во второй плавильной камере после выпуска стали шлак, под этим шлаком понижают содержание углерода и при необходимости фосфора в металле до требуемых пределов, подавая в металл кислород комбинированными топливокислородными горелками- фурмами, работающими в режиме кислородных фурм, и перемешивая расплав инертным газом, вдуваемым через пористые огнеупорные пробки в поде камеры, закончив обезуглероживание металла, сливают из второй камеры окислительный шлак, наводят новый восстановительный шлак, под которым проводят раскисление, десульфурацию и доводку металла по составу, продолжая перемешивать расплав инертным газом, затем готовую сталь сливают из камеры и цикл повторяют.
19. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что полученную во второй плавильной камере сталь сливают из металлической летки в разливочный ковш.
20. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что на шлак, оставшийся после выпуска стали во второй плавильной камере в количестве 2-5 % от массы рафинируемого полупродукта, переливают порцию полупродукта из первой плавильной камеры.
21. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы с температурой 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по герметичному футерованному газоходу на обогрев камеры и расплава.
22. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы с температурой 1750-1850°С непрерывно передают во вторую камеру по охлаждаемому газоходу на обогрев камеры и расплава.
23. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что отходящие из первой плавильной камеры отработавшие газы пропускают через свободное пространство второй плавильной камеры над расплавом, дожигают кислородом горелок-фурм и при температуре 1500-1700 С передают в подогреватель шихтовых материалов и далее в котел-утилизатор и газоочистку.
24. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что из металлического полупродукта, полученного в первой камере, удаляют фосфор.
25. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что накопившийся в первой плавильной камере металлический полупродукт периодически переливают во вторую плавильную камеру меньшего объема по обогреваемому желобу, оборудованному шиберными затворами.
26. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава во второй плавильной камере ведут периодически.
27. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что десульфурацию, раскисление и доводку металла до требуемого состава во второй плавильной камере ведут за время, не превышающее время накопления металлического полупродукта в первой камере.
28. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что для перемешивания металла во второй плавильной камере используют аргон в количестве 0,15-0,30 нмЗ на тонну находящегося в камере металла.
29. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что для перемешивания металла во второй плавильной камере используют азот в количестве 0,20-0,35 нмЗ на тонну находящегося в камере металла.
30. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что пыль, уловленную в общей газоочистке, вдувают инжекторами в шлакорудный расплав, находящийся в первой плавильной камере.
31. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что в качестве топлива полностью или частично используют твердые углеродсодержащие материалы (уголь, отходы графита и др.), загружая их на поверхность расплава, или вдувая в расплав инжекторами, сжигая их кислородом, вдуваемым комбинированными топливокислородными горелками-фурмами.
32. Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов по п. 18, отличающийся тем, что в качестве содержащего оксиды железа материала используют рудноугольные брикеты, загружают их в подогреватель шихты и частично металлизуют железо руды при прохождении брикетов через подогреватель шихты.
33. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов, включающее устройства нагрева и загрузки шихты, плавильные камеры с первичным охлаждением корпуса жидкометаллическим теплоносителем и вторичным охлаждением воздухом или азотом, устройства для слива металла и шлака, отличающееся тем, что оно имеет две отдельные рядом установленные соединенные между собой плавильные камеры, первая из них снабжена расположенными в стенах корпуса комбинированными топливокислородными горелками-фурмами для расплавления шихты и обеспечения теплом жидкофазного восстановления железа, и имеет отверстие для дозированной загрузки шихты в верхней части корпуса, отверстие, соединенное патрубком с отверстием в корпусе второй плавильной камеры для передачи в нее отработавших газов, первая плавильная камера имеет отверстия для выпуска металлического полупродукта, одно из них соединено с второй плавильной камерой установленным под углом 10-12° к горизонтали закрытым обогреваемым футерованным желобом, снабженным двумя шиберными затворами, другое отверстие с сливным желобом служит для быстрого слива расплава, минуя вторую плавильную камеру, первая плавильная камера имеет шлаковую летку с желобом для слива избыточного количества восстановленного шлакового расплава, вторая плавильная камера снабжена комбинированными топливокислородными горелками-фурмами, уровень ее огнеупорного пода ниже уровня огнеупорного пода первой плавильной камеры, в огнеупорном поде второй камеры установлены пористые огнеупорные пробки для вдувания в расплав инертного газа, в боковой стенке корпуса вторая камера имеет отверстие для дозированной загрузки шихтовых материалов, а в верхней части корпуса имеется отверстие для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов, соединенное патрубком с устройством подогрева шихты для первой плавильной камеры, вторая камера имеет выпускные отверстия с желобами для слива готового металла и отработавшего шлака.
34. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что отверстие для передачи отработавших газов во вторую плавильную камеру выполнено в верхней части первой плавильной камеры корпуса диаметром 0,8-1,0 м.
35. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что отверстие для передачи отработавших газов во вторую плавильную камеру в верхней части корпуса первой плавильной камеры соединено футерованным патрубком с отверстием в корпусе второй плавильной камерой и снабжено шиберами.
36. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что отверстие для камеры соединено охлаждаемым патрубком с отверстием в корпусе второй плавильной камерой и снабжено шиберами.
37. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что устройство подогрева шихты соединено футерованным газоходом с камерой смешения, служащей для охлаждения отработавших газов из подогревателя воздухом или азотом из системы вторичного охлаждения плавильных камер до 650°С и связанной с котлом-утилизатором.
38. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что между первой плавильной камерой и устройством подогрева шихты установлено герметичное устройство дозированной загрузки шихты, отсекающее рабочее пространство плавильной камеры от устройства подогрева шихты, выполненное с возможностью открытия на время загрузки очередной порции шихты.
39. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что объем второй плавильной камеры меньше объема первой плавильной камеры.
40. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что уровень огнеупорного пода второй плавильной камеры ниже уровня огнеупорного пода первой плавильной камеры на 0,30-0,45 м.
41. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что отверстие для дозированной загрузки шихтовых материалов во второй камере выполнено размером 0,7^0,8 м.
42. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что отверстие в
ИСПРАВЛЕННЫЙ ЛИСТ (ПРАВИЛО 91 ) верхней части корпуса второй плавильной камеры для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов выполнено диаметром 0,8-1 ,0 м.
43. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что отверстие в верхней части корпуса второй плавильной камеры для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов соединено герметичным охлаждаемым патрубком с устройством подогрева шихты для первой плавильной камеры.
44. Устройство для прямого получения чугуна или стали из содержащих оксиды железа материалов по п. 33, отличающееся тем, что отверстие в верхней части корпуса второй плавильной камеры для передачи проходящих через нее и образующихся в ней газов соединено герметичным футерованным патрубком с устройством подогрева шихты для первой плавильной камеры.
ИСПРАВЛЕННЫЙ ЛИСТ (ПРАВИЛО 91 )
PCT/RU2012/000704 2012-08-28 2012-08-28 Способ и устройство получения металла из содержащих оксиды железа материалов WO2014035276A1 (ru)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2012/000704 WO2014035276A1 (ru) 2012-08-28 2012-08-28 Способ и устройство получения металла из содержащих оксиды железа материалов
RU2013133211/02A RU2548871C2 (ru) 2012-08-28 2012-08-28 Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов (варианты) и устройство для его осуществления

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PCT/RU2012/000704 WO2014035276A1 (ru) 2012-08-28 2012-08-28 Способ и устройство получения металла из содержащих оксиды железа материалов

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2014035276A1 true WO2014035276A1 (ru) 2014-03-06

Family

ID=50183962

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2012/000704 WO2014035276A1 (ru) 2012-08-28 2012-08-28 Способ и устройство получения металла из содержащих оксиды железа материалов

Country Status (2)

Country Link
RU (1) RU2548871C2 (ru)
WO (1) WO2014035276A1 (ru)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2760199C9 (ru) * 2020-12-30 2021-12-21 федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский университет "МЭИ" (ФГБОУ ВО "НИУ "МЭИ") Агрегат непрерывного получения стали

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH01246309A (ja) * 1988-03-28 1989-10-02 Kawasaki Steel Corp 高合金鋼の溶製方法
US6149709A (en) * 1997-09-01 2000-11-21 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method of making iron and steel
RU2301835C2 (ru) * 2002-02-12 2007-06-27 Смс Демаг Акциенгезелльшафт Способ и устройство для непрерывного производства стали с применением металлического исходного материала
RU2337971C1 (ru) * 2007-03-12 2008-11-10 Региональное уральское отделение Академии инженерных наук РФ Способ производства стали с использованием металлизированного железорудного сырья
RU2361927C1 (ru) * 2007-02-12 2009-07-20 Анатолий Тимофеевич Неклеса Устройство для получения железа или стали из железоокисных материалов

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB923233A (en) * 1958-06-07 1963-04-10 Roman Rummel A process and apparatus for smelting metal oxide-containing dusts or ores in finely divided or particulate form
AT303780B (de) * 1968-06-24 1972-12-11 Guenter Heitmann Dipl Ing Verfahren und Vorrichtung zur Erzeugung von Eisenschwamm aus oxydischen Eisenerzen
RU2299911C1 (ru) * 2005-12-27 2007-05-27 Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" Устройство для выплавки металлов или сплавов
RU2344179C2 (ru) * 2006-05-05 2009-01-20 Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" Способ непрерывной переработки содержащих оксиды железа материалов и агрегат для его осуществления

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPH01246309A (ja) * 1988-03-28 1989-10-02 Kawasaki Steel Corp 高合金鋼の溶製方法
US6149709A (en) * 1997-09-01 2000-11-21 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method of making iron and steel
RU2301835C2 (ru) * 2002-02-12 2007-06-27 Смс Демаг Акциенгезелльшафт Способ и устройство для непрерывного производства стали с применением металлического исходного материала
RU2361927C1 (ru) * 2007-02-12 2009-07-20 Анатолий Тимофеевич Неклеса Устройство для получения железа или стали из железоокисных материалов
RU2337971C1 (ru) * 2007-03-12 2008-11-10 Региональное уральское отделение Академии инженерных наук РФ Способ производства стали с использованием металлизированного железорудного сырья

Also Published As

Publication number Publication date
RU2013133211A (ru) 2015-01-27
RU2548871C2 (ru) 2015-04-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4089677A (en) Metal refining method and apparatus
RU2205878C2 (ru) Установка и способ (варианты) получения расплавов металла
SU1496637A3 (ru) Способ непрерывного рафинировани стали в электропечи и устройство дл его осуществлени
US4605437A (en) Reactor iron making
US5286277A (en) Method for producing steel
WO2010072043A1 (zh) 熔炼炉和炼钢设备以及炼钢工艺
JP2975260B2 (ja) 鋼の製造方法
RU2344179C2 (ru) Способ непрерывной переработки содержащих оксиды железа материалов и агрегат для его осуществления
JP2010265485A (ja) アーク炉の操業方法
US4025059A (en) Device for the continuous production of steel
RU2346056C2 (ru) Способ прямого производства стали из железосодержащих материалов
US5417740A (en) Method for producing steel
RU2548871C2 (ru) Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов (варианты) и устройство для его осуществления
US8557014B2 (en) Method for making liquid iron and steel
RU2380633C1 (ru) Дуплекс-печь для выплавки марганцевых сплавов из железомарганцевых бедных руд и концентратов и техногенных отходов металлургии
RU2610975C2 (ru) Способ выплавки стали в электродуговой печи
JP6468264B2 (ja) 溶銑保持炉の操業方法
RU2165462C2 (ru) Двухванный сталеплавильный агрегат и способ выплавки стали в двухванном сталеплавильном агрегате
RU2258745C1 (ru) Способ рафинирования железоуглеродистого расплава
Bengtsson et al. Ironmaking in the Stora rotary furnace
WO2007129927A1 (fr) Procédé de transformation ininterrompue de matériaux contenant des oxydes de fer et installation pour sa mise en oeuvre
RU2352644C2 (ru) Способ выплавки стали в конвертере
JPH07332860A (ja) 竪型迅速溶解炉
WO2009145672A1 (ru) Способ выплавки ферросплавов и дуплекспечь для его реализации
Argenta et al. Hot metal charging to an EAF at Shaoguan using Consteel®

Legal Events

Date Code Title Description
ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2013133211

Country of ref document: RU

Kind code of ref document: A

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

Ref document number: 12883745

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 12883745

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

122 Ep: pct application non-entry in european phase

Ref document number: 12883745

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1