WO2017026918A1 - Способ выплавки стали в электродуговой печи - Google Patents

Способ выплавки стали в электродуговой печи Download PDF

Info

Publication number
WO2017026918A1
WO2017026918A1 PCT/RU2016/000476 RU2016000476W WO2017026918A1 WO 2017026918 A1 WO2017026918 A1 WO 2017026918A1 RU 2016000476 W RU2016000476 W RU 2016000476W WO 2017026918 A1 WO2017026918 A1 WO 2017026918A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
melting
metal
carbon
iron
furnace
Prior art date
Application number
PCT/RU2016/000476
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Генрих Алексеевич ДОРОФЕЕВ
Павел Рудольфович ЯНТОВСКИЙ
Константин Геннадиевич СМИРНОВ
Original Assignee
Генрих Алексеевич ДОРОФЕЕВ
Павел Рудольфович ЯНТОВСКИЙ
Константин Геннадиевич СМИРНОВ
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 Генрих Алексеевич ДОРОФЕЕВ, Павел Рудольфович ЯНТОВСКИЙ, Константин Геннадиевич СМИРНОВ filed Critical Генрих Алексеевич ДОРОФЕЕВ
Priority to CN201680053924.5A priority Critical patent/CN108026598A/zh
Priority to BR112018002796A priority patent/BR112018002796A2/pt
Priority to US15/749,789 priority patent/US20180305778A1/en
Priority to EP16835528.7A priority patent/EP3336204A4/de
Priority to CA2995170A priority patent/CA2995170A1/en
Priority to MX2018001698A priority patent/MX2018001698A/es
Priority to EA201800102A priority patent/EA035085B1/ru
Publication of WO2017026918A1 publication Critical patent/WO2017026918A1/ru
Priority to ZA2018/01466A priority patent/ZA201801466B/en

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/0025—Adding carbon material
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/527—Charging of the electric furnace
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces
    • F27B3/10—Details, accessories, or equipment peculiar to hearth-type furnaces
    • F27B3/18—Arrangements of devices for charging
    • F27B3/183—Charging of arc furnaces vertically through the roof, e.g. in three points
    • F27B3/186—Charging in a vertical chamber adjacent to the melting chamber
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C2200/00—Recycling of waste material
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces
    • F27B3/08—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces heated electrically, with or without any other source of heat
    • F27B3/085—Arc furnaces
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the carbonizer was fed into the working space of the furnace continuously or periodically during the melting of the mixture;
  • iron oxides and carbonaceous material were mixed with each other before being fed into the furnace and introduced as a close mixture;
  • the total carbonizer consumption for melting was at least 20% of the weight of the metal charge.
  • this ensures the rapid dissolution of carbon in the metal bath of the furnace after the arrival of the" liquid "carburizer in a bath and the production of an iron-carbon melt with a maximum degree of equilibrium, which prevents the likelihood of carbon groups remaining in the metal having a negative effect on the quality of the steel.
  • the concentration range of the total carbon content in the solution of carbon in iron is selected in the range of 2-30%.
  • a low carbon content of less than 2% is undesirable both because of an increase in the refractoriness of the carburizer and a reduced concentration of the driving element carbon, which reduces the efficiency of the method.
  • the increased carbon content — above 30% makes it difficult for a given carburizer to enter the metal bath from the zone of its formation due to a decrease in the fluidity of the carburizer melt due to the presence of solid carbon particles in it.
  • the total consumption of the carbonizer (liquid carburizer) for melting is set within 1-20% of the mass of the charge. With a low consumption of carbonizer - less than 1%, the effect of carburization is reduced due to the insufficient amount of carbon entering the metal. The increase in the consumption of carbonizer - above 20% seems inappropriate because the carbon content in the metal Due to the formation of a large amount of carburizer, the bath reaches an excessively high concentration.
  • the introduction of iron and carbon-containing materials into the furnace during the melting of the metal charge and subsequent heating of the materials, the reduction of iron, its carburization, the formation of a carbon solution in liquid iron, the “liquid” carburizer in the proposed method, in contrast to the known method, are combined in time and space and occur in parallel and at the same time.
  • the proposed method allows partially or, if necessary, to completely replace the existing carburization process with a solid USM, which has a sequential character, with carburization, which is combined in nature and is characterized by a higher speed and increased efficiency.
  • the proposed method for steel smelting in an electric arc furnace includes the following successive stages: refueling the furnace, loading solid metal charge and at least solid carbon-containing materials into the working space for carburizing the metal, melting the charge with electric arcs and carburizing the metal with carbon-containing materials during melting, the release of metal and slag from the furnace, with the beginning of the melting of the charge into the molten metal formed from the metal charge, the carbonizer is introduced in the form of a liquid phase into Formation of iron into the combustion zone of the arcs with a common carbon content in free form and the atomic iron in liquid phase is not more than 30%, thus providing an additional metal other kind nautlerozhivatelya carburization in the alignment mode.
  • solid materials are used, the basis of which is metallic iron. They include steel scrap, pig iron, syntic, scrap, passport charge stock, various metal waste, as well as direct reduction iron in the form of metallized pellets, sponge iron, cricket iron, partially reduced iron ore.
  • Coke, graphite anthracite, thermoanthracite, coal, charcoal, metallurgical, chemical and other wastes containing carbon as the leading element are used as the carbon-containing material introduced along the melting process into the working space of the furnace together with iron-containing materials to obtain a carbonizer. including coke breeze, electrode battle.
  • This material is a carbon source that performs two functions at the same time: a reducing agent of iron from its oxides and a carbonizing element - carbonizer in relation to the molten iron formed from the metal charge.
  • Iron oxides as a result of their carbothermal reduction form metallic iron of direct reduction in a liquid state, which is simultaneously carburized and then enters a metal bath, carburizing it.
  • a series of smelting steels 17G1S-U and 22G21-7 were conducted in a modern electric arc furnace with a nominal charge capacity of 175 tons of model DSP-160, working on a 100% solid charge according to the technology with the remainder of liquid metal and slag (swamp).
  • comparative melts were carried out with steelmaking of the same grade. Comparative steel melting was carried out according to the current technological documentation using modern oxygen and injection technologies. The experimental melts were carried out at the same energy-technological parameters as the comparative ones, i.e. no additional energy technological parameters were used to obtain a carbonizer.
  • the metal in addition to carburizing the metal by introducing coke into the initial metal filling (first tub), the metal was carbonized in parallel with a liquid carburizer obtained directly in the furnace. For this, during the melting period, iron and carbon-containing materials in the form of scale were fed into the furnace and coke with a total consumption of the resulting carbonizer for melting up to 20% by weight of the mixture.
  • the supply of materials to the furnace in a total amount of 1-20% was started after 1-3 minutes, after the power supply was turned on and the formation of free voids in the upper layer of the metal filling started, which arise in its volume as a result of melting of the solid charge and its transition to a liquid state and due to this the release of part of the volume occupied by the charge.
  • the initial components - scale and coke were heated to high temperatures and reacted with each other.
  • the products of carbothermal interaction were direct reduced liquid iron and carbon monoxide. Reduced iron due to a significant excess of carbon was carburized, forming a liquid carburizer.
  • EAF operation parameters were recorded, including the total duration of the melting cycle, the duration of the furnace under current, downtime, the consumption of charge materials, electricity, natural gas, oxygen, carburizer, iron and carbon-containing components supplied during melting, and lime , composition of metal and slag, etc.
  • Table A Generalized technical and economic indicators of the melts smelted according to the proposed and known method with the same parameters of the charge are shown in table A.
  • the proposed method provides, due to the higher carbon content in the course of smelting, an increase in the yield of liquid metal and a reduction in energy consumption, as well as a decrease in the oxygen content in the metal at the outlet from the furnace. This is a consequence of the additional carburization of the metal with a liquid carburizer obtained directly from the iron and carbon components supplied to the furnace.
  • the proposed method of steel smelting in EAF is fundamentally different from the known process, kinetics, and thermodynamics of the transition of carbon to metal and, in general, the nature of carburization (carbonization).
  • the rest of the carbon is a solution of carbon in iron in atomic (dissolved) form, forming a true solution iron-carbon.
  • the latter is characterized by the presence of chemical bonds between these elements and, therefore, carbon in this form is in the iron in a bound state, forming a chemical bond Fe-C.
  • the proposed method differs from the known new type of carburizer used in liquid form. In general, the carburization of particles of this type is a colloidal-dispersed system having interfaces with liquid iron.
  • this carburizer is a liquid system of a saturated solution of carbon in iron and a solid phase dispersed in it in the form of graphite particles with a size range of 10 " -10 " cm.
  • this type of carburizer is a colloidal dispersed system, in which carbon particles are both in the form of individual atoms and in a free state - in the form of ultrafine particles of graphite, which, unlike a true solution of iron-carbon, have an interface between phases and liquid iron.
  • the properties of such systems are studied in detail and reflected in the monograph [Properties of iron melts. A.A. Vertman, A.M. Samarin. Publishing House “Science” 1969, 1-280].
  • the total carbon content in the liquid carburizer in the range of 2-30% significantly exceeds the carbon concentration in the iron-carbon melts used in steelmaking, thereby increasing its carburizing ability significantly compared to cast iron, which has the highest carbon content. Therefore, this feature is significant, making it possible to achieve the maximum degree of carburization of the metal in comparison with other potential carburizers based on the iron-carbon system.
  • iron and carbon-containing materials are introduced into the EAF in the amount of 1-20% by weight of the metal charge, which ensures the production of a “liquid” carbonizer.
  • the presence of iron oxides and carbonaceous material in the input materials within the indicated limits creates the necessary and sufficient conditions for the carbothermal reduction of iron to occur at a high rate of reaction, to obtain reduction iron in the liquid state, and to carburize it.
  • the resulting high-carbon molten iron with a carbon concentration of 2-30% is a special kind of carburizing agent, which differs from the known USM, which has a solid appearance, in a liquid state. Therefore, already in the process of formation, the resulting carbon solution - the “liquid” carburizer in the iron enters the metal bath, carburizing it. The advantages of this carburizer over a solid carburizer are obvious.
  • One of the essential features of the invention is the special nature of carburization in general.
  • the existing method of smelting steel with a solid USM as a carburizer is of a sequential nature - the introduction of USM into the charge, its melting, and carburization of liquid metal.
  • carburization proceeds differently - all processes and stages are combined in time and space and go in parallel and simultaneously. These processes include the carbotric reduction of iron from its oxides, the formation of a liquid solution of carbon in direct reduction iron, its transition into a metal bath, and the subsequent carburization of the metal formed in the furnace from a solid charge after its melting.
  • the combined nature of the carburization processes compared to the sequential one reduces the carburization time and the duration of the melting period. Due to this, energy consumption is reduced and the yield of iron from the charge increases. Therefore, a change in the nature of the carburization process in the proposed method of smelting is an essential feature.
  • the temperature in the combustion zone of electric arcs is estimated at about 4000-15000 ° K, approaching a low-temperature plasma.
  • the temperature on the surface of the metal bath, located directly under the electrodes, is also high and is about 2600 ° C.
  • the given values significantly exceed the melting temperature of iron and its alloys with carbon, facilitating the formation of direct reduction iron and the production of a highly concentrated carbon solution from it. Therefore, the proposed introduction into the EAF of iron oxides and a reducing agent, which form the basis of iron and carbon-containing materials, into the central zone of the furnace is an essential element of the proposed technical solution.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • General Engineering & Computer Science (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)
  • Organic Low-Molecular-Weight Compounds And Preparation Thereof (AREA)
  • Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)

Abstract

Изобретение относится к области металлургии, а конкретно к способу получения стали в электродуговой печи. Известный способ выплавки стали в электродуговой печи включает, по крайней мере, загрузку в рабочее пространство печи твердой металлошихты и, по крайней мере, твердых углеродосодержащих материалов, плавление шихты с помощью электрических дуг и науглероживание металла твердыми углеродосодержащими материалами по ходу плавления, выпуск металла и шлака из печи. Предлагается процесс плавки вести с добавлением в рабочее пространство печи высокоуглеродистого карбонизатора в виде жидкой фазы восстановленного в зоне горения дуг железа для дополнительного науглероживания металла, при этом высокоуглеродистый карбонизатор получают из оксидов железа и углеродистого материала. Оксиды железа и углеродистый материал подают в зону горения дуг, ограниченную размерами не более D=dp+6dэл., где dp - диаметр распада электродов, dэл - диаметр электрода. Общее содержание углерода в свободном и растворенном виде в жидкой фазе железа составляет не более 30%. Общий расход карбонизатора на плавку составляет не более 20% от массы металлошихты. Карбонизатор подают в рабочее пространство печи непрерывно или периодически по ходу плавления шихты. Начало подачи карбонизатора совмещают с началом плавления шихты. В результате использования изобретения повышается выход жидкого металла за счет регулирования содержания углерода по ходу плавки, повышения степени науглероживания металла с самого начала плавки, снижения угара железа в шлак и в дым.

Description

Способ выплавки стали в электродуговой печи
Изобретение относится к области металлургии, а конкретно к способу получения стали в электродуговой печи (ЭДП).
Известен способ выплавки стали в электродуговой печи, предусматривающий расплавление шихты и последующее проведение двух периодов - окислительного и восстановительного. В первом окислительном периоде главной задачей является удаление в шлак большой части фосфора, используя для этой цели твердые окислители - большей частью железную руду. Полученный шлак по возможности полностью удаляют из печи и производят обновление его известью и шамотом. Под этим шлаком нагревают металл и окисляют углерод до установленных пределов.
Перед вторым восстановительным периодом шлак в печи сменяют полностью и наводят вместо него с помощью присадок извести и плавикового шпата новой безжелезистый шлак, который раскисляют углеродом, кремнием и алюминием для максимального удаления серы из металла. Далее сталь легируют и раскисляют - преимущественно в печи. Данная технология ограничивала производительность печей и качество стали. [Электрометаллургия стали и ферросплавов Д.Я. Поволоцкий, В.Е. Рощин, М.А.Рысс, А.И.Строганов, М.Я.Ярцев. Учебное пособие. Москва. «Металлургия».1974, с.213-276]
В последние десятилетия был разработан новый более эффективный способ производства стали. Он базируется на широком использовании технического кислорода и углеродсодержащих материалов для интенсификации наиболее длительного процесса электроплавки - периода плавления [Морозов А.Н. Современное производство стали в дуговых печах.-2-e изд., Челябинск:Металлургия, 1987,175 с]. Другой особенностью нового способа является перенос большей части технологических операций - десульфурации, легирования и раскисления, а в отдельных случаях и обезуглероживания из печи в ковш в установке внепечной обработки стали [Морозов А.Н. Современное производство стали в дуговых печах.-2-e изд., Челябинск:Металлургия, 1987,175 с. Инновационное развитие электросталеплавильного производства. Шалимов А.Г., Сёмин А.Е., Галкин М.П., Косырев К.Л. Монография. М.:Металлург издат., 2014,308 с] В настоящее время такая технология выплавки получила широкое распространение и стала преобладающим способом получения стали в ЭДП [Морозов А.Н. Современное производство стали в дуговых печах.- 2-е изд., Челябинск:Металлургия, 1987, 175 с].
Одной из разновидностей современных способов выплавки стали является способ с использованием синтетических композиционных материалов самого различного состава - от композита на основе чугуна и оксидов железа (синтикома) до оксидоугольных материалов [Бондарев Ю.А., Еланский Г.Н., Лемякин В.И. и др.Опыт проведения плавки в электрических печах с использованием оксидоугольных брикетов. Труды пятого конгресса сталеплавильщиков.-М.:Черметинформация, 1999, 218 с]
Известен также способ выплавки стали в электродуговой печи, включающий заправку печи, загрузку (завалку) металлолома, железа прямого восстановления, железо- и углеродсодержащих материалов, флюсов, ввод с первой порцией шихты (первой бадьёй или корзиной) углеродсодержащего материала (УСМ) в твердом виде, перепуск и 6 смену электродов, подвалку шихты в случае необходимости, подачу электроэнергии, топлива, газообразного кислорода, флюсов, измельчённого УСМ для вспенивания шлака, плавление шихты, дополнительный ввод при необходимости УСМ после начала плавления шихты через отверстие в своде печи, науглероживание (карбонизацию) металла в процессе плавления, нагрев и обезуглероживание металлической ванны, скачивание шлака, выпуск металла-полупродукта из печи [Г.А.Дорофеев, П.Р. Литовский, Я.М.Степанов и др. Энергоэффективность дуговых сталеплавильных печей и перспективы применения композиционных технологических материалов. Труды тринадцатого конгресса сталеплавилыциков.-Москва-Полевской.2014, с 87-92].
Известен также способ выплавки стали, описанный в авторском свидетельстве Ns 1435614 (Описание к авторскому свидетельству •Νί.1435614, приоритет от 14.07.1986 г., опубликовано 07.11.1988 г.). В известном способе выплавки стали в процессе плавки в расплав вводят жидкие смолы или пек, диспергированные потоком несущего газа. Расход карбонизатора изменяется в пределах 0,3 - 25 кг/м несущего газа. В процессе науглероживания металл нагревается, снижается его газонасыщенность.
Однако, процесс науглероживания осуществляется только при условии полного расплавления шихты, а именно в жидкий период плавки, который для современных печей является весьма коротким - порядка 10 мин и занимает в общей продолжительности цикла плавки примерно 15-20%. Вследствие этого основная часть плавки протекает в условиях отсутствия науглероживателя в металле, что снижает эффективность данного способа. Пониженная степень усвоения углерода из вдуваемого в расплав жидкого карбонизатора - смолы или пека, обусловлена тем, что значительная часть этого материала з выносится отраженным потоком газа на поверхность ванны, увеличивая тем самым расход карбонизатора.
Использование в качестве карбонизатора жидкой смолы или пека, отличающихся значительной вязкостью, требует их подогрева, усложняя конструкцию ЭДП и технологию плавки. Вследствие этого способ выплавки стали с науглероживанием путем ввода смолы или жидкого пека не получил распространения.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту к предлагаемому изобретению является известный из патента РФ 2539890 способ выплавки стали в электродуговой печи (Описание изобретения к патенту РФ JV<>2539890 от 30.12.2013, МП С21С 5/52, опубл. 27.01.2015). В способе осуществляют загрузку в рабочее пространство печи шихты, состоящей из металлолома и окускованных оксидоуглеродных материалов, подают электроэнергию, топливо, науглероживатель, флюс и газообразный кислород, осуществляют нагрев и плавление электрическими дугами шихты с обезуглероживанием металлической ванны, выпуск металла и шлака из печи. До начала плавки в центральную зону печи, примыкающую к зоне горения электрических дуг и ограниченную размером не более D=(dp+3,5 с-эл), где dp - диаметр распада электродов, с1эл - диаметр электродов, загружают единовременно вместе с первой порцией металлошихты часть оксидоуглеродных материалов в количестве 10- 90% от их общего расхода на плавку, а остальное количество оксидоуглеродных материалов вводят в расплавленную шихту по ходу плавки с удельной скоростью загрузки 0,5-10 кг/мин на 1 MB А мощности трансформатора электродуговой печи, при этом размер кусков оксидоуглеродных материалов выбирают в пределах 5-80 мм. В стенках корпуса печи выполнены по меньшей мере три разнесенные по их периметру отверстия для ввода оксидоуглеродных материалов в центральную зону печи, расположенных ниже уровня верхней отметки корпуса печи на 0,2-1,0 м. Изобретение позволяет снизить удельный расход электроэнергии на расплавление металлошихты и увеличить выход железа из оксидоуглеродных материалов, а также повысить их относительное количество в общей массе шихты.
Недостатками известного способа выплавки стали в ЭДП являются:
1. Процесс растворения углерода в металле, который образуется в печи в период плавления, требует полного расплавления твердой шихты и предварительного образования жидкой металлической ванны. Это замедляет процесс науглероживания металла и сдвигает науглероживание на самый конец периода плавления. В сочетании с особой индивидуальной природой и физико-химическими особенностями УСМ, затрудняющими его растворение в жидком железе, это ограничивает возможное содержание углерода в жидком железе.
Дополнительным неблагоприятным фактором служит пониженная степень усвоения углерода - не более 50%, обусловленная частичным сгоранием УСМ в печи. В результате этого содержание углерода к концу плавки ещё более снижается - часто до 0,03-0,05%, особенно в ЭДП последнего поколения, работающих с повышенным до 35-45 м /т расходом газообразного кислорода. Низкое содержание углерода в металле перед выпуском значительно увеличивает угар железа и снижает выход годного на 1-4%.
2. Переход углерода из УСМ в жидкое железо и собственно науглероживание металла за счёт растворения углерода в железе завершаются лишь к концу полного расплавления исходной металлошихты и нагреве расплава до температуры 1520-1570°С, когда до окончания плавки и выпуска металла остаётся всего 6-10 мин. По этой причине в наиболее продолжительный и энергозатратный период плавки - плавление шихты, занимающий большую часть плавки - 20-35 мин, обезуглероживание металла не получает значительного развития. Соответственно этому не получает развития кипение и перемешивание металла и шлака, повышающие усвоение ванной энергии электрических дуг и скорость нагрева металла. Вследствие этого увеличивается удельный расход электроэнергии на выплавку стали в ЭДП.
Отмеченные недостатки известного способа, базирующегося на науглероживании металла УСМ в твердом виде, в конечном счете, ухудшают указанные показатели выплавки стали в ЭДП и вызывают необходимость технического решения проблемы эффективного науглероживания металла.
Технический результат, достигаемый изобретением, заключается
- в повышении выхода жидкого металла за счет регулирования содержания углерода по ходу плавки, повышения степени науглероживания металла с самого начала плавки, снижения угара железа в шлак и в дым;
- в снижении удельного расхода электроэнергии на выплавку стали в ЭДП за счет дополнительного науглероживания стали без увеличения энергозатрат на приготовление жидкого карбонизатора (науглероживателя) и непрерывного обезуглероживания ванны расплавленного металла на протяжении всей плавки, включая период плавления, когда ванна расплавленного металла имеет твердожидкое состояние и слабо нагревается;
- в пониженном содержании кислорода в металле за счет регулирования содержания углерода по ходу плавки и повышения степени науглероживания металла с самого начала плавки - с момента начала периода плавления без увеличения расхода твердых УСМ на плавку, подаваемых в печь вместе с металлошихтой.
Науглероживание (карбонизация) металла в предлагаемом способе выплавки осуществляют жидким раствором углерода в железе прямого б восстановления, образуемым непосредственно ЭДП во время плавления исходной металлошихты из подаваемых в печь материалов, содержащих оксиды железа и восстановитель - углерод, а не в завалку, как это наблюдается в известном способе. Использование высокоуглеродистого расплава железа, находящегося в жидком состоянии, вместо твердого УСМ, требующего для растворения в железе длительного времени, существенно ускоряет науглероживание металла. Получение с самого начала плавления содержания углерода в металлическом расплаве, образующемся в результате плавления металлошихты, обеспечивает раннее и интенсивное окисление углерода. Образующийся в результате обезуглероживания монооксид углерода вызывает барботаж, кипение и перемешивание металла и шлака. Эти факторы повышают степень усвоения тепла и ускоряет нагрев металла, снижая энергозатраты. Одновременно снижается угар железа в шлак и в дым, увеличивая выход годного. В силу этих причин данный фактор представляет особое значение, переводя плавку в режим непрерывного кипения ванны - от начала плавления шихты и до окончания плавки.
Для решения поставленной задачи и достижения заявленного технического результата в известном способе выплавки стали в электродуговой печи, включающем, по крайней мере, загрузку в рабочее пространство печи твердой металлошихты и, по крайней мере, твердых углеродосодержащих материалов, плавление шихты с помощью электрических дуг и науглероживание металла твердыми углеродосодержащими материалами по ходу плавления, выпуск металла и шлака из печи, процесс плавки ведут с добавлением в рабочее пространство печи высокоуглеродистого карбонизатора в виде жидкой фазы восстановленного в зоне горения дуг железа для дополнительного науглероживания металла, при этом высокоуглеродистый карбонизатор получают из оксидов железа и углеродистого материала. Для достижения лучшего технического результата целесообразно, чтобы общее содержание углерода в свободном и растворенном виде в жидкой фазе железа составляло не более 30%;
общий расход карбонизатора на плавку составлял не более 20% от массы металлошихты;
оксиды железа и углеродистый материал подавались в зону горения дуг, ограниченную размерами не более D=dp+6d3J,., где dp - диаметр распада электродов, эЛ- диаметр электрода;
карбонизатор подавался в рабочее пространство печи непрерывно или периодически по ходу плавления шихты;
начало подачи карбонизатора совмещалось с началом плавления шихты;
оксиды железа и углеродистый материал подавались единовременно в зону горения дуг;
оксиды железа и углеродистый материал перед подачей в печь предварительно смешивались между собой и вводились в виде тесной смеси;
оксиды железа и углеродистый материал перед подачей в печь предварительно окусковывались и вводились в окускованном виде;
размер частиц оксидов железа и углеродистого материала перед подачей в печь составляли не более 25 мм;
общее содержание углерода в свободном и растворенном виде в жидкой фазе железа составляло не менее 2%.
общий расход карбонизатора на плавку составлял не менее 20% от массы металлошихты.
Дополнительное науглероживание металла в процессе плавления осуществляют параллельно и одновременно с существующим способом- науглероживанием УСМ в твердом виде, включающем в себя подачу его в шихту, загрузку в печь, расплавление шихты, растворение углерода в металле. Сочетание двух приемов науглероживания обеспечивает достижение раннего науглероживания металла, создавая тем самым требуемую концентрацию углерода к моменту начала плавления и появления первых порций расплавленного металла. Окисление углерода и выделение пузырьков монооксида сопровождается перемешиванием металла и шлака по ходу всего периода плавления от начала и до конца плавления, что снижает энергозатраты и повышает выход железа из шихты.
Определенную роль играет также предусматриваемая решением возможность подачи исходных материалов по ходу плавления в центральную наиболее горячую зону и в образующиеся в шихте свободные полости - так называемые колодцы, отличающиеся наивысшей концентрацией энергии и особо высокими температурами. Эти факторы способствуют быстрому образованию железа прямого восстановления, его науглероживанию, получению высокоуглеродистого расплава железа, служащего «жидким» науглероживателем, причем непосредственно в ЭДП в процессе плавки и ускорению в целом процесса науглероживания.
Использование в качестве науглероживателя вместо твердого УСМ жидкого раствора углерода в железе, получаемого в процессе плавления шихты, позволяет обеспечить раннее науглероживание расплава, образующегося из твердой металлошихты с самого начала плавки - периода плавления, причем в регулируемом режиме. Это повышает эффективность использования УСМ в электроплавке и улучшает показатели выплавки стали в ЭДП, в том числе расходы электроэнергии и металлошихты.
Присутствие в «жидком» науглероживателе углерода в двух состояниях - в атомарном (растворенном) виде, связанном химическими связями с железом, и свободном состоянии - в виде ультрадисперсных частиц объясняется следующим. С одной стороны это позволяет повысить многократно науглероживающую способность материала по сравнению с потенциальными науглероживателями - высокоуглеродистыми сплавами железа типа чугуна и тем самым сократить или исключить их расход на плавку. С другой стороны это обеспечивает предварительное диспергирование твердого УСМ до мельчайших частиц порядка 10" - 10 см и сохранение его активности на предельно высоком уровне, близким к 1. В свою очередь это гарантирует быстрое растворение углерода в металлической ванне печи после поступления «жидкого» науглероживателя в ванну и получение железоуглеродистого расплава с максимальной степенью равновесности. Это предотвращает вероятность сохранения в металле группировок углерода, оказывающих негативное влияние на качество стали.
Диапазон концентраций общего содержания углерода в растворе углерода в железе выбран в пределах 2-30%. Малое содержание углерода - менее 2% нежелательно как по причине увеличения тугоплавкости науглероживателя, так и пониженной концентрации ведущего элемента - углерода, что снижает эффективность способа. Повышенное содержание углерода - выше 30% затрудняет поступление данного науглероживателя из зоны его образования в металлическую ванну вследствие снижения жидкотекучести расплава науглероживателя из-за наличия в нем твердых частиц углерода.
Общий расход карбонизатора (жидкого науглероживателя) на плавку устанавливают в пределах 1-20% от массы шихты. При малом расходе карбонизатора - менее 1% эффект науглероживания снижается из-за недостаточного количества углерода, поступающего в металл. Увеличение расхода карбонизатора - выше 20% представляется нецелесообразным поскольку содержание углерода в металлической ванне благодаря образованию большого количества науглероживателя достигает чрезмерно высокой концентрации.
Ввод в печь железо- и углеродсодержащих материалов по ходу плавления металлошихты и последующие за этим нагрев материалов, восстановление железа, его науглероживание, образование раствора углерода в жидком железе- «жидкого» науглероживателя в предлагаемом способе в отличие от известного совмещены во времени и пространстве и происходят параллельно и одновременно. Предлагаемый способ позволяет частично или в случае необходимости полностью заменить существующий процесс науглероживания твердым УСМ, носящий последовательный характер, науглероживанием, носящим совмещенный характер и отличающимся более высокой скоростью и повышенной эффективностью.
Совмещение всех стадий процесса науглероживания в предлагаемом способе выплавки стали в ЭДП обеспечивается подачей железо- и углеродосодержащих материалов в более горячую зону печи, в которой осуществляется выделение значительного количества тепла благодаря трансформации вводимой электрической энергии в тепловую. За счёт этого достигается совмещение зоны выделения тепла и технологической зоны, в которой подаваемые материалы реагируют между собой с образованием жидкого раствора углерода в железе - «жидкого» науглерорживателя. Это существенно облегчает науглероживание металла, причем с самого начала плавления. Соответственно этому обезуглероживание ванны начинается с момента плавления и продолжается до конца плавки, обеспечивая кипение и перемешивание металла и шлака на протяжении всей плавки, включая период плавления. Результатом этого является сокращение энергозатрат и увеличение выхода железа из шихты. 6
Размер зоны, в которую вводят исходные материалы, не должен превышать D=dp+6d3n. Дальнейшее увеличение её размера приводит к попаданию материалов в более холодные зоны, слипанию материалов и образованию на стенках печи конгломератов. Их проплавление требует дополнительных затрат времени и энергии, что снижает эффективность способа.
Предлагаемый способ выплавки стали в электродуговой печи включает следующие последовательные стадии: заправку печи, загрузку в рабочее пространство печи твердой металлошихты и, по крайней мере, твердых углеродосодержащих материалов для науглероживания металла, плавление шихты с помощью электрических дуг и науглероживание металла углеродосодержащими материалами по ходу плавления, выпуск металла и шлака из печи, при этом с началом плавления шихты в образующийся из металлошихты расплав металла вводят карбонизатор в виде жидкой фазы восстановленного в зоне горения дуг железа с общим содержанием углерода в свободном и атомарном виде в жидкой фазе железа не более 30%, обеспечивая тем самым дополнительное науглероживание металла другим видом наутлероживателя в режиме совмещения.
Карбонизатор в виде жидкой фазы восстановленного в зоне горения дут и наутлероженного железа получают из оксидов железа и углеродистого материала с размерами частиц не более 25 мм, которые подают в зону горения дуг и прилегающих к ней участков (в центральную наиболее горячую зону печи), ограниченную размерами не более
Figure imgf000014_0001
где dp - диаметр распада электродов, с!эл - диаметр электрода. Общий расход карбонизатора на плавку составляет не более 20% от массы металлошихты. Ввод в расплав металла кабонизатора осуществляют по ходу плавления шихты, при этом начало ввода 76 карбонизатора совмещают с началом ее плавления, или ввод в расплав металла кабонизатора осуществляют по ходу плавки. Для достижения лучшего технического результата оксиды железа и углеродистый материал перед подачей в печь предварительно смешивают между собой и вводят их в виде тесной смеси. Для ускорения реакции образования карбонизатора целесообразно произвести предварительное окусывание оксидов железа и углеродистого материала.
В качестве металлошихты используются твердые материалы, основу которых составляет металлическое железо. Они включают в себя стальной лом, чушковый чугун, синтиком, скрап, паспортную шихтовую заготовку, различные металлоотходы, а также железо прямого восстановления в виде металлизованных окатышей, губчатого железа, кричного железа, частично восстановленной железной руды.
В качестве углеродсодержащего материала, вводимого по ходу плавления в рабочее пространство печи совместно с железосодержащими материалами для получения карбонизатора, используют кокс, графит антрацит, термоантрацит, каменный уголь, древесный уголь, отходы металлургических, химических и других производств, содержащие в качестве ведущего элемента углерод, в том числе коксовая мелочь, электродный бой. Данный материал является источником углерода, выполняющего одновременно две функции: восстановителя железа из его оксидов и науглероживающего элемента - карбонизатора по отношению к расплаву железа, образующегося из металлошихты.
Железосодержащие материалы включают в свой состав твердые окислители, содержащие оксиды железа РегОз, РезС>4, FeO, типичными представителями которых являются железные руды, концентраты, суперконцентраты, агломераты и их смеси, а также частицы металлического железа, образующееся в процессах производства стали и металлообработки, а именно стружка - стальная и чугунная, корольки железа, извлекаемые из шлака, металлический скрап возникающий при порезке метала и т.д.
Оксиды железа в результате их карботермического восстановления образуют металлическое железо прямого восстановления в жидком состоянии, которое одновременно науглероживается и далее поступает в металлическую ванну, науглероживая её. Для этого содержание УСМ в общей массе подаваемых железо- и углеродсодержащих материалов превышает стехиометрическое значение по реакции восстановления (Fe203)+3C=2[Fe]+3{COr}, составляющие 321 кг углерода на 1т железа.
По предлагаемому способу были проведены серии плавок сталей 17G1S-U и 22G21-7 в современной электродуговой печи с номинальной вместимостью по шихте 175 т. модели ДСП- 160, работающей на 100% твердой шихте по технологии с остатком жидкого металла и шлака (болотом). Параллельно с опытными плавкам по предлагаемому способу были проведены сравнительные плавки с выплавкой стали того же сортамента. Сравнительные плавки стали осуществлялась по действующей технологической документации с использованием современных кислородных и инжекционных технологий. Опытные плавки проводились при тех же энерготехнологических параметрах, что и сравнительные, т.е. для получения карбонизатора дополнительные энерготехнологические параметры не использовались.
В отличие от действующего способа в предлагаемом способе дополнительно к науглероживанию металла за счёт ввода коксика в состав исходной металлозавалки (первая бадья) осуществляли параллельную карбонизацию металла жидким науглероживателем, полученном непосредственно в печи. Для этого в период плавления в печь подавали железо- и углеродсодержащие материалы в виде окалины и коксика с общим расходом получаемого карбонизатора на плавку до 20% от массы шихты.
Данные материалы вводили сверху через отверстие в своде печи в зону горения дуг, расположенную в центральной горячей зоне печи, размеры которой составляли 4,5 м. Это отвечало параметрам заявки, согласно которой диаметр этой зоны не должен превышать
Figure imgf000017_0001
Содержание коксика в общем количестве подаваемых материалов составляло 4-48%.
Часть плавок проводилась с опережающим вводом коксика по сравнению с окалиной, а часть плавок с одновременной подачей коксика и окалины. Помимо этого опробовали ввод коксика и окалины в виде смеси, в том числе после их окускования - в виде брикетов с размерами 60x60x80 мм. В качестве связующего при изготовлении брикетов использовали цемент в количестве 8-12% от массы брикета. Большая часть частиц коксика и окалины имели размеры 0,5-1,0 мм.
Подачу материалов в печь в общем количестве 1-20% начинали через 1-3 мин, после включения подачи электроэнергии и начала формирования в верхнем слое металлозавалки свободных пустот, возникающих в её объеме в результате расплавления твердой шихты и перехода её в жидкое состояние и обусловленного этим высвобождением части объёма, занимаемого шихтой. Поступая в зону горения дуг, исходные компоненты - окалина и коксик нагревались до высоких температур и вступали в реакцию между собой. Продуктами карботермического взаимодействия являлись жидкое железо прямого восстановления и монооксид углерода. Восстановленное железо благодаря значительному избытку углерода науглероживалась, образуя жидкий науглероживатель. Последний состоял из насыщенного раствора углерода в железе и диспергированной в нем твердой фазы в виде ультрадисперсных частиц графита, образуя коллоидно-дисперсную систему. Высокоутлеродистый расплав с содержанием до 30% углерода переходил в металлическую ванну, науглероживая металл с момента начала плавления металлошихты и по ходу всего процесса плавления. Выделяющийся при реакции карботермического восстановления оксидов железа монооксид углерода частично дожигался до СОг с выделением тепла. Последнее переходило к плавящимся в печи материалам и дополнительно нагревало их, сокращая тем самым энергозатраты.
В процессе проведения плавки фиксировались параметры работы ЭДП, в том числе общая продолжительность цикла плавка, длительность работы печи под током, простой, расходы шихтовых материалов, электроэнергии, природного газа, кислорода, науглероживателя, железо- и углеродсодержащих компонентов, подаваемых по ходу плавления, извести, состав металла и шлака и т.п. Обобщенные технико- экономические показатели плавок, выплавленных по предлагаемому и известному способу с одинаковыми параметрами шихты, отображены в таблице А.
Как следует из результатов экспериментальных плавок, предложенный способ обеспечивает благодаря более высокому содержанию углерода по ходу плавки повышение выхода жидкого металла и сокращение расхода электроэнергии, а также снижение содержания кислорода в металле на выпуске из печи. Это является следствием дополнительного науглероживания металла жидким науглероживателем, полученным непосредственно из подаваемых в печь железо- и углеродсодержащих компонентов.
Меньшая окисленность металла и шлака, обусловленная повышенным содержанием углерода в металле по ходу расплавления ванны, обеспечивает лучшее качество стали по содержанию оксидных неметаллических включений. Сопоставление показателей предлагаемого способа выплавки стали с известным подтверждает его эффективность.
Предлагаемый способ выплавки стали в ЭДП принципиально отличается от известного механизмом, кинетикой и термодинамикой процесса перехода углерода в металл и в целом характером науглероживания (карбонизации).
Введение в процесс выплавки стали в ЭДП дополнительного процесса науглероживания, отличающегося от существующего особой природой, механизмом и режимом ввода, кардинальным образом меняет технологию электроплавки, отводя новому процессу главенствующую роль. Это объясняется тем, что окисление углерода является главной реакцией сталеварения и основой всех современных способов производства стали, в том числе в ЭДП, определяя доминирующие показатели выплавки металла. Поэтому данный признак является весьма существенным, характеризуя новизну и значимость технического решения.
Предлагаемый способ выплавки стали благодаря данному приёму позволяет регулировать содержание углерода по ходу плавки, что невозможно сделать в известном способе производства стали с науглероживанием твердым УСМ. В предлагаемом способе, помимо регулирования режима поведения углерода, становится возможным существенное повышение степени науглероживания металла, причем с самого начала плавки - с момента начала периода плавления. Это создает условия для непрерывного обезуглероживания металлической ванны на протяжении всей плавки, включая период плавления, когда ванна имеет твердожидкое состояние и плохо нагревается.
Науглероживание металла в предлагаемом способе выплавки осуществляют жидким раствором углерода в железе прямого восстановления, образуемым непосредственно ЭДП во время плавления исходной металлошихты из подаваемых в печь материалов с размерами не более 25 мм, содержащих оксиды железа и восстановитель - углерод, а не в завалку, как это наблюдается в известном способе.
Использование высокоуглеродистого сплава железа, находящегося в жидком состоянии, вместо твердого УСМ, требующего для растворения в железе длительного времени, существенно ускоряет науглероживание металла. Получение с самого начала плавления содержания углерода в металлическом расплаве, образующемся в результате плавления металлошихты, обеспечивает раннее и интенсивное окисление углерода. Образующийся в результате обезуглероживания монооксид углерода вызывает барботаж, кипение и перемешивание металла и шлака, переводя плавку в режим непрерывного кипения. Эти факторы повышают степень усвоения тепла и ускоряет нагрев металла, снижая энергозатраты, а также уменьшают окисленность металла и шлака.
Одновременно снижается угар железа в шлак и в дым, увеличивая выход годного.
Жидкий раствор углерода в железе прямого восстановления в отличие от обычных содержит углерод одновременно в других формах, что объясняется повышенным расходом углеродистого материала. Большая часть углерода при этих условиях находится в свободном состоянии в виде отдельных ультрадисперсных частиц размерами 10" - 10"7 см, образующих отдельную твердую фазу, диспергированную в железоуглеродистом расплаве аналогично обычному чугуну. Объясняется это тем, что углерод, содержащийся в твердом УСМ, в зоне горения дуг трансформируется аналогично чугуну в графит, имеющий структуру, подобную естественному графиту.
Остальная часть углерода представляет собой раствор углерода в железе в атомарном (растворенном) виде, образуя истинный раствор железо-углерод. Последний характеризуется наличием химических связей между этими элементами и поэтому углерод в таком виде находится в железе в связанном состоянии, образуя химическую связь Fe-C. Благодаря отмеченным особенностям предлагаемый способ отличает от известного новый вид науглероживателя, используемого в жидком виде. В целом науглероживание частиц данного типа представляет собой коллоидно-дисперсную систему, имеющую границы раздела с жидким железом.
В физико-химическом смысле данный науглероживатель представляет собой жидкую систему из насыщенного раствора углерода в железе и диспергированной в ней твердой фазы в виде частиц графита с диапазоном размеров 10" -10" см. Иными словами, науглероживатель данного типа является коллоидно-дисперсной системой, в которой частицы углерода находятся как в виде отдельных атомов, так и свободном состоянии - в виде ультрадисперсных частиц графита, имеющих в отличие от истинного раствора железо-углерод границы раздела фаз с жидким железо. Свойства подобных систем подробно изучены и отражены в монографии [Свойства расплавов железа. А.А.Вертман, А.М.Самарин. Изд-во «Наука» 1969 г., 1-280].
Общее содержание углерода в жидком науглероживателе в пределах 2-30% существенно превышает концентрацию углерода в железоуглеродистых расплавах, используемых при выплавке стали, повышая тем самым существенно его науглероживающую способность по сравнению с чугуном, отличающегося наибольшим содержанием углерода. Поэтому этот признак является существенным, позволяя добиваться максимальной степени науглероживания металла по сравнению с другими потенциальными науглероживателями на основе системы железо-углерод. По ходу плавления в ЭДП вводят железо- и углеродсодержащие материалы в количестве 1-20% от массы металлошихты, обеспечивающем получение "жидкого" карбонизатора. Присутствие оксидов железа и углеродистого материала во вводимых материалах в указанных пределах создают необходимые и достаточные условия для протекания с высокой скоростью реакции карботермического восстановления железа, получения железа восстановления в жидком состоянии и его науглероживания. Образующийся при этом высокоуглеродистый расплав железа с концентрацией углерода 2-30% представляет собой науглероживатель особого рода, отличающийся от известного УСМ, имеющего твердый вид, жидким состоянии. Поэтому уже в процессе образования полученный раствор углерода - «жидкий» науглероживатель в железе поступает в металлическую ванну, науглероживая её. Преимущества данного науглероживателя перед твердым науглероживателем очевидны.
Одним из существенных признаков изобретения является особый характер науглероживания в целом. Существующий способ выплавка стали с твердым УСМ в качестве науглероживателя носит последовательный характер - ввод УСМ в шихту, расплавление её, науглероживание жидкого металла. В предлагаемом способе науглероживание протекает по другому - все процессы и стадии совмещены во времени и пространстве и идут параллельно и одновременно. Данные процессы включают в себя карботрическое восстановление железа из его оксидов, образование жидкого раствора углерода в железе прямого восстановления, переход его в металлическую ванну и последующее науглероживание металла, образовавшего в печи из твердой шихты после её расплавления. Совмещенный характер процессов науглероживания по сравнению с последовательным позволяет сократить время науглероживания и длительность периода плавления. Благодаря этому снижаются энергозатраты и возрастает выход железа из шихты. Поэтому изменение характера процесса науглероживания в предлагаемом способе выплавки относится к существенным признаком.
Железо- и углеродсодержащие материалы подают в центральную в зону горения дуг и прилегающих к ней участков (наиболее горячую зону печи), ограниченную размерами D=dp+6d3^ Реакция карботермического восстановления железа из его оксидов является энергоёмкой и имеет эндотермический характер. Вследствие этого повышенная концентрация тепла и повышение температуры ускоряют её протекание и полноту перехода оксидов железа в металлическое состояние. Зону горения дуг отличает наивысшая среди способов производства стали концентрация энергии, обусловленная большим значением удельной мощности порядка 10 MB А/и3 или 1500кВА/т металла.
Температура в зоне горения электрических дуг по разным источникам оценивается величиной порядка 4000-15000°К, приближаясь к низкотемпературной плазме. Температура на поверхности металлической ванны, находящийся непосредственно под электродами, также велика и составляет около 2600°С. Приведенные значения существенно превышают температуру плавления железа и его сплавов с углеродом, облегчая образование железа прямого восстановления и получение из него высококонцентрированного раствора углерода. Поэтому предлагаемый ввод в ЭДП оксидов железа и восстановителя, составляющих основу железо- и углеродсодержащих материалов, в центральную зону печи представляет собой существенный элемент предлагаемого технического решения.
Дополнительным преимуществом этого решения служит то обстоятельство, что подаваемые в наиболее горячую зону печи, отличающуюся огромной концентрацией энергии и уровнем температур, материал существенно повышает усвоение тепла горения электрических дуг, увеличивая плотность шихты. Благодаря этому сокращаются потери тепла и снижаются затраты энергии. С учётом этого фактора ввод материалов в центральную зону печи является весьма значительным элементом нового способа выплавки стали.
Особую значимость ввод железо- и углеродсодержащих материалов в центральную наиболее горячую зону печи представляет собой с позиций совершенствования энергетики ЭДП. При этом металлургические материалы подают в зону горения дуг, тепловые условия в которой близки к низкотемпературной плазме. Благодаря этому происходит совмещение высокотемпературной зоны генерации тепла и зоны технологического процесса, в котором нагреваются исходные холодные материалы и происходит образование раствора углерода в жидком железе с высокой - до 30% концентрацией углерода. Совпадение во времени и пространстве зоны генерации тепла и зоны технологического процесса, использующей подводимое тепло, создают близкие к идеальным условиям для нагрева, плавления, протекания реакции восстановления железа и его науглероживанием и в целом для получения «жидкого» науглероживателя. Это меняет кардинально в лучшую сторону тепловые условия плавки, ускоряя передачу тепла от дуг к вводимым материалам и снижая потери тепла.
Таблица A
Figure imgf000025_0001

Claims

Формула изобретения
1. Способ выплавки стали в электродуговой печи, включающий, по крайней мере, загрузку в рабочее пространство печи твердой металлошихты и, по крайней мере, твердых углеродосодержащих материалов, плавление шихты с помощью электрических дуг и науглероживание металла твердыми углеродосодержащими материалами по ходу плавления, выпуск металла и шлака из печи, отличающийся тем, что процесс плавки ведут с добавлением в рабочее пространство печи высокоуглеродистого карбонизатора в виде жидкой фазы восстановленного в зоне горения дуг железа для дополнительного науглероживания металла, при этом высокоутлеродистый карбонизатор получают из оксидов железа и углеродистого материала.
2. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что общее содержание углерода в свободном и растворенном виде в жидкой фазе железа составляет не более 30%.
3. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что общий расход карбонизатора на плавку составляет не более 20% от массы металлошихты.
4. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что оксиды железа и углеродистый материал подают в зону горения дуг, ограниченную размерами не более D=dp+6d3n., где dp - диаметр распада электродов, йэл- диаметр электрода.
5. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что карбонизатор подают в рабочее пространство печи непрерывно или периодически по ходу плавления шихты.
6. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что начало подачи карбонизатора совмещают с началом плавления шихты.
7. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что оксиды железа и углеродистый материал подают единовременно в зону горения дуг.
8. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что оксиды железа и углеродистый материал перед подачей в печь предварительно смешивают между собой и вводят в виде тесной смеси.
9. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, оксиды железа и углеродистый материал перед подачей в печь предварительно окусковывают и вводят в окускованном виде.
10. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что размер частиц оксидов железа и углеродистого материала перед подачей в печь составляет не более 25 мм.
11. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что общее содержание углерода в свободном и растворенном виде в жидкой фазе железа составляет не менее 2%.
12. Способ выплавки стали по п.1, отличающийся тем, что общий расход карбонизатора на плавку составляет не менее 20% от массы металлошихты.
PCT/RU2016/000476 2015-08-10 2016-07-25 Способ выплавки стали в электродуговой печи WO2017026918A1 (ru)

Priority Applications (8)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201680053924.5A CN108026598A (zh) 2015-08-10 2016-07-25 在电弧炉中炼钢的方法
BR112018002796A BR112018002796A2 (pt) 2015-08-10 2016-07-25 método de produção de aço em um forno de arco elétrico
US15/749,789 US20180305778A1 (en) 2015-08-10 2016-07-25 Method for making steel in an electric arc furnace
EP16835528.7A EP3336204A4 (de) 2015-08-10 2016-07-25 Verfahren zur herstellung von stahl in einem elektrolichtbogenofen
CA2995170A CA2995170A1 (en) 2015-08-10 2016-07-25 Method for making steel in an electric arc furnace
MX2018001698A MX2018001698A (es) 2015-08-10 2016-07-25 Metodo para la fabricacion de acero en un horno de arco electrico.
EA201800102A EA035085B1 (ru) 2015-08-10 2016-07-25 Способ выплавки стали в электродуговой печи
ZA2018/01466A ZA201801466B (en) 2015-08-10 2018-03-02 Method for making steel in an electric arc furnace

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2015133714 2015-08-10
RU2015133714A RU2610975C2 (ru) 2015-08-10 2015-08-10 Способ выплавки стали в электродуговой печи

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2017026918A1 true WO2017026918A1 (ru) 2017-02-16

Family

ID=57983951

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/RU2016/000476 WO2017026918A1 (ru) 2015-08-10 2016-07-25 Способ выплавки стали в электродуговой печи

Country Status (10)

Country Link
US (1) US20180305778A1 (ru)
EP (1) EP3336204A4 (ru)
CN (1) CN108026598A (ru)
BR (1) BR112018002796A2 (ru)
CA (1) CA2995170A1 (ru)
EA (1) EA035085B1 (ru)
MX (1) MX2018001698A (ru)
RU (1) RU2610975C2 (ru)
WO (1) WO2017026918A1 (ru)
ZA (1) ZA201801466B (ru)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114015831B (zh) * 2021-10-22 2022-09-06 张家港宏昌钢板有限公司 一种提高电炉高碳钢终点碳的冶炼方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1165861A1 (ru) * 1983-04-04 1985-07-07 Днепропетровский Ордена Трудового Красного Знамени Металлургический Институт Им.Л.И.Брежнева Рудовосстановительна электропечь
SU1435614A1 (ru) * 1986-07-14 1988-11-07 Днепропетровский Металлургический Институт Им.Л.И.Брежнева Способ выплавки стали
US6635096B1 (en) * 1999-06-25 2003-10-21 Paul Wurth S.A. Method for optimizing the operating conditions of a submerged arc furnace
WO2013098636A1 (en) * 2011-12-29 2013-07-04 Danieli Automation Spa Device and method to control the charge in electric arc furnaces
RU2539890C1 (ru) * 2013-12-30 2015-01-27 Генрих Алексеевич Дорофеев Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6805724B2 (en) * 2000-02-10 2004-10-19 Process Technology International, Inc. Method for particulate introduction for metal furnaces
JP5166805B2 (ja) * 2007-09-19 2013-03-21 株式会社神戸製鋼所 アーク加熱による溶鉄製造方法
JP5166804B2 (ja) * 2007-09-19 2013-03-21 株式会社神戸製鋼所 溶鉄製造方法
RU2511419C2 (ru) * 2012-08-21 2014-04-10 Генрих Алексеевич Дорофеев Способ жидкофазного получения железа прямого восстановления

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1165861A1 (ru) * 1983-04-04 1985-07-07 Днепропетровский Ордена Трудового Красного Знамени Металлургический Институт Им.Л.И.Брежнева Рудовосстановительна электропечь
SU1435614A1 (ru) * 1986-07-14 1988-11-07 Днепропетровский Металлургический Институт Им.Л.И.Брежнева Способ выплавки стали
US6635096B1 (en) * 1999-06-25 2003-10-21 Paul Wurth S.A. Method for optimizing the operating conditions of a submerged arc furnace
WO2013098636A1 (en) * 2011-12-29 2013-07-04 Danieli Automation Spa Device and method to control the charge in electric arc furnaces
RU2539890C1 (ru) * 2013-12-30 2015-01-27 Генрих Алексеевич Дорофеев Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
See also references of EP3336204A4 *

Also Published As

Publication number Publication date
RU2015133714A (ru) 2017-02-15
EA035085B1 (ru) 2020-04-24
RU2610975C2 (ru) 2017-02-17
EP3336204A4 (de) 2019-02-20
ZA201801466B (en) 2019-01-30
MX2018001698A (es) 2018-09-26
EP3336204A1 (en) 2018-06-20
EA201800102A1 (ru) 2018-07-31
US20180305778A1 (en) 2018-10-25
CA2995170A1 (en) 2017-02-16
BR112018002796A2 (pt) 2019-01-15
CN108026598A (zh) 2018-05-11

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4089677A (en) Metal refining method and apparatus
JP5954551B2 (ja) 転炉製鋼法
JP5552754B2 (ja) アーク炉の操業方法
JP5236926B2 (ja) 溶鋼の製造方法
JPS6212283B2 (ru)
RU2238331C2 (ru) Способ обработки шлаков или смесей шлаков
RU2344179C2 (ru) Способ непрерывной переработки содержащих оксиды железа материалов и агрегат для его осуществления
RU2573847C1 (ru) Способ выплавки стали в электрических печах
EA029843B1 (ru) Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь
RU2610975C2 (ru) Способ выплавки стали в электродуговой печи
JP2021134386A (ja) スラグ還元を伴った冷鉄源の溶解方法
RU2548871C2 (ru) Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов (варианты) и устройство для его осуществления
RU2639396C1 (ru) Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды
RU2213788C2 (ru) Способ выплавки стали в дуговой электропечи
RU2107738C1 (ru) Способ выплавки стали из металлолома в дуговой электропечи
RU2756057C2 (ru) Способ получения ванадиевого чугуна из железованадиевого сырья
RU2404263C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи
RU2165461C2 (ru) Способ производства чугуна и шлака
RU2688000C1 (ru) Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды с получением ферроникеля в плавильном агрегате
RU2515403C1 (ru) Способ производства стали в дуговой сталеплавильной печи
RU2384627C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой электросталеплавильной печи
RU2437941C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи с повышенным расходом жидкого чугуна
RU2697129C2 (ru) Способ загрузки шихты в дуговую электропечь для выплавки стали
RU2150514C1 (ru) Шихтовой брикет для производства высококачественной стали и способ его получения
RU2382824C1 (ru) Способ выплавки стали

Legal Events

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

Ref document number: 16835528

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2995170

Country of ref document: CA

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: MX/A/2018/001698

Country of ref document: MX

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 201800102

Country of ref document: EA

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2016835528

Country of ref document: EP

REG Reference to national code

Ref country code: BR

Ref legal event code: B01A

Ref document number: 112018002796

Country of ref document: BR

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 15749789

Country of ref document: US

REG Reference to national code

Ref country code: BR

Ref legal event code: B01E

Ref document number: 112018002796

Country of ref document: BR

Free format text: APRESENTAR A TRADUCAO SIMPLES DO DOCUMENTO DE CESSAO E DA FOLHA DE ROSTO DA CERTIDAO DE DEPOSITO DA PRIORIDADE RU 2015133714 DE 10/08/2015 OU DECLARACAO CONTENDO, OBRIGATORIAMENTE, TODOS OS DADOS IDENTIFICADORES DESTA (DEPOSITANTE(S), INVENTOR(ES), NUMERO DE REGISTRO, DATA DE DEPOSITO E TITULO), CONFORME O PARAGRAFO UNICO DO ART. 25 DA RESOLUCAO 77/2013, UMA VEZ QUE NAO FOI POSSIVEL DETERMINAR O(S) TITULAR(ES) DA CITADA PRIORIDADE, NEM SEUS INVENTORES E DEPOSITANTE, INFORMACAO NECESSARIA PARA O EXAME.

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 112018002796

Country of ref document: BR

Kind code of ref document: A2

Effective date: 20180209