Изобретение относится к металлургии, конкретнее к процессу получения рафинировочного шлака для последующей обработки жидкой стали.
Наиболее близким по технической сущности является способ получения рафинировочного шлака для обработки стали, включающий загрузку шихты и выплавку рафинировочного шлака в электропечи. При этом сырьем для получения шлака служат свежеобожженная известь, высокоглиноземистый полупродукт, технический глинозем, отходы абразивной промышленности и др. Расплавленный шлак в количестве не более 4,3% от массы металла в сталеразливочном ковше сливают в него при выпуске стали из сталеплавильного агрегата.
Недостатком известного способа является необходимость расходования дорогих специальных шихтовых материалов для производства рафинировочного шлака. Кроме того, при производстве рафинировочного или синтетического шлака для последующей обработки электротехнических марок стали с ограниченным содержанием титана необходимо использование чистых по содержанию титана дефицитных высокоглиноземистых полупродуктов.
Технический эффект при использовании изобретения заключается в удешевлении процесса получения рафинировочного шлака за счет применения в шихте дешевых отходов конвертерного производства шлака.
Указанный технический эффект достигается тем, что в электропечь загружают шихту и выплавляют рафинировочный шлак.
Предлагаемый способ предпочтителен при производстве рафинировочного шлака для последующей обработки электротехнических и низкосернистых марок стали.
Перед началом процесса получения рафинировочного шлака в электропечь загружают ферросплав, содержащий алюминий, например ферросилиций, расплавляют его, а затем присаживают конвертерный шлак, при этом расход конвертерного шлака устанавливают в пределах 0,1-0,7 от массы ферросплава.
Применение ферросилиция в качестве шихты для получения рафинировочного шлака обусловлено содержанием в нем до 3% алюминия, необходимого для восстановления окислов железа и марганца, находящихся в загружаемом конверторном шлаке.
Удешевление процесса производства рафинировочного шлака будет происходить вследствие использования в качестве шихты дешевых отходов конвертерного производства отработанного шлака, получаемого при выплавке стали в конвертере.
Диапазон значений эмпирического коэффициента в пределах 0,1-0,7 обусловлен стехиометрическим соотношением окислов железа и марганца, находящихся в конвертерном шлаке, и алюминием, содержащимся в ферросплаве.
При меньших значениях коэффициента происходит перерасход ферросплава, что приводит к дополнительному удорожанию процесса получения рафинировочного шлака.
При больших значениях коэффициента содержание алюминия в ферросплаве недостаточно для восстановления окислов железа и марганца конвертерного шлака. Дальнейшее восстановление окислов железа и марганца конвертерного шлака может происходить за счет окисления других компонентов ферросплава, например кремния. Все это приводит к снижению основности и рафинировочных свойств получаемого шлака.
Указанный диапазон устанавливают в прямой пропорциональной зависимости от содержания алюминия в ферросплаве.
Анализ научно-технической и патентной литературы показывает отсутствие совпадения отличительных признаков заявляемого способа с признаками известных технических решений. На основании этого делается вывод о соответствии заявляемого технического решения критерию "изобретательский уровень".
Способ получения рафинировочного шлака для обработки стали осуществляется следующим образом.
Пример. В процессе производства рафинировочного шлака в дуговую электропечь соответствующей емкости загружают кусковой ферросилиций марки ФС65 с содержанием алюминия до 3% и расплавляют его. После расплавления ферросилиция на расплав присаживают конвертерный шлак следующего состава, мас. CaO 52-55; SiO217-19; FeO 16-19; MnO 4-7; Al2O3 3-6. Расплавленный ферросилиций и наведенный окислительный конвертерный шлак выдерживают в электропечи в течение 3040 мин при 1350-1450oC и затем нагревают до 1500-1600oC. В процессе выплавки и выдержки расплава происходит восстановление окислов железа и марганца алюминием ферросилиция. После выплавки рафинировочный шлак содержит, мас. CaO 55-58; SiO2 17-20; FeO 0,5-1,5; MnO 0,2-1,0; Al2O3 22-27; NiO2 не более 0,2 при основности рафинировочного шлака в пределах 2,9-3,0.
Масса присаживаемого конвертерного шлака составляет 0,1-0,7 массы загружаемого в электропечь ферросилиция.
В процессе получения рафинировочного шлака снижается окисленность конвертерного шлака за счет восстановления окислов железа и марганца, а также происходит увеличение содержания в нем Al2O3 с одновременным увеличением его основности. Все это приводит к увеличению десульфурирующей способности получаемого рафинировочного шлака при дальнейшей обработке электротехнической стали марки ЭИО401.
В таблице приведены примеры осуществления способа получения рафинировочного шлака для обработки стали с различными технологическими параметрами.
В примере 1 вследствие недостаточного количества присаживаемого конвертерного шлака происходить перерасход ферросилиция, что приводит к удорожанию процесса получения рафинировочного шлака.
В примере 5 вследствие большого количества присаживаемого конвертерного шлака содержание алюминия в ферросплаве недостаточно для восстановления окислов железа и марганца конвертерного шлака. Дальнейшее восстановление окислов железа и марганца конвертерного шлака может происходить за счет окисления других компонентов ферросплава, например кремния. Все это приводит к снижению основности и рафинировочных свойств получаемого шлака.
В примере 6, прототипе, вследствие отсутствия подачи в расплав конвертерного шлака происходит удорожание процесса получения рафинировочного шлака.
В примерах 2-4 вследствие подачи в расплав конвертерного шлака в оптимальных количествах происходит удешевление процессов получения рафинировочного шлака с высокими рафинировочными свойствами.
Применение предлагаемого способа позволяет снизить стоимость процесса получения рафинировочного шлака на 5-10% при одновременном повышении рафинировочных свойств. Зкономический эффект подсчитан в сравнении с базовым объектом, за который принят способ получения рафинировочного шлака на Новолипецком металлургическом комбинате.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ РАФИНИРОВАНИЯ ФЕРРОСИЛИЦИЯ ОТ АЛЮМИНИЯ | 1994 |
|
RU2066691C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ ВАНАДИЙСОДЕРЖАЩЕЙ СТАЛИ В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ | 1996 |
|
RU2102497C1 |
СПОСОБ РАСКИСЛЕНИЯ, МОДИФИЦИРОВАНИЯ И МИКРОЛЕГИРОВАНИЯ ВАНАДИЕМ СТАЛИ | 1997 |
|
RU2120477C1 |
СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА ВАНАДИЙСОДЕРЖАЩЕЙ РЕЛЬСОВОЙ СТАЛИ В ЭЛЕКТРОПЕЧАХ | 1997 |
|
RU2133281C1 |
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ЛИГАТУРЫ ВАНАДИЙ-МАРГАНЕЦ-КРЕМНИЙ | 2016 |
|
RU2633678C1 |
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ФЕРРОВАНАДИЯ С НИЗКИМ СОДЕРЖАНИЕМ МАРГАНЦА | 1992 |
|
RU2097440C1 |
СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА ЭЛЕКТРОТЕХНИЧЕСКОЙ СТАЛИ | 2008 |
|
RU2366724C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СИНТЕТИЧЕСКОГО ШЛАКА ДЛЯ ОБРАБОТКИ СТАЛИ | 1994 |
|
RU2031135C1 |
СПОСОБ ПОДГОТОВКИ ЭЛЕКТРОПЕЧИ ДЛЯ ВЫПЛАВКИ СИНТЕТИЧЕСКОГО ШЛАКА | 1994 |
|
RU2082764C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ | 2006 |
|
RU2302471C1 |
Использование: металлургия, конкретнее в процессах получения рафинировочного шлака для последующей обработки жидкой стали. Сущность: в электропечь загружают в качестве шихты ферросплав, содержащий алюминий, расплавляют его, а затем присаживают конвейерный шлак с расходом в пределах 0,1-0,7 от массы ферросплава, а затем производят последующую выдержку расплава в электропечи в течение 30-40 мин. 1 табл.
Способ получения рафинировочного шлака для обработки стали, включающий загрузку в дуговую электропечь шихты, ее расплавление и выплавку рафинировочного шлака, отличающийся тем, что в качестве шихты используют ферросплав, содержащий алюминий, а после его расплавления присаживают конвертерный шлак с расходом в пределах 0,1 0,7 от массы ферросплава, затем производят последующую выдержку расплава в электропечи в течение 30 40 мин.
Кудрин В.И | |||
Внепечная обработка чугуна и стали | |||
- М.: Металлургия, 1992, с | |||
Раздвижной паровозный золотник с подвижными по его скалке поршнями между упорными шайбами | 1922 |
|
SU148A1 |
Авторы
Даты
1997-08-10—Публикация
1995-03-10—Подача