Способ удаления примесей из расплава ферросилиция

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано в производстве высокопроцентных марок ферросилиция. Ферросилиций получают в рудно-термических печах восстановлением кварцита с помощью углеродистых восстановителей в присутствии стальной стружки непрерывным процессом с периодическим выпуском сплава из печи. Для удаления нежелательных примесей алюминия и кальция из расплава проводят загрузку окислительного флюса в ковш, выпуск в ковш расплава ферросилиция и его обработку окислительным газом в виде смеси кислорода и сжатого воздуха, подаваемой через пористое днище ковша, по окончании выпуска расплава флюсы удаляют из ковша и вновь загружают окислительный флюс основностью 0,36-0,46 и кратностью 0,39-0,65 и продолжают продувку расплава окислительными газами. Изобретение позволяет снизить содержание нежелательных примесей алюминия и кальция в расплаве ферросилиция до величины менее 0,04 мас.%. 1 з.п. ф-лы, 1 табл.

 

Область техники

Изобретение относится к черной металлургии и а точнее, к электротермическому получению ферросплавов и может быть использовано в производстве высокопроцентных марок ферросилиция.

Уровень техники

Ферросилиций получают в руднотермических печах восстановлением кварцита с помощью углеродистых восстановителей в присутствии стальной стружки непрерывным процессом с периодической выпивкой сплава из печи. Вместе с ведущим элементом, кремнием, в печи восстанавливаются и нежелательные примеси: алюминий и кальций. Повышенные требования к ответственным маркам стали требуют и повышения качества ферросилиция. Повышение качество ферросилиция возможно только очистки ферросилиция от нежелательных примесей (Зубов В.Л., Гасик М.И. Электрометаллургия ферросилиция, Днепропетровск, Системные технологии, 2002, С. 437-442) [1].

В промышленности применяются два метода очистки ферросилиция от примесей:

- метод, включающий расплавление ферросилиция с содержанием алюминия 1,0-3,0% в дуговой электропечи, формирование над расплавом шлака, нагрев, выдержку под расплавом шлака; в основе этого метода лежит взаимодействие 4Аl+3SiO2=2Аl2О3+3Si,

2Са+SiO2=2СаО+Si.

По этому методу известны:

- способ рафинирования ферросилиция от алюминия [2], который включает расплавление ферросилиция с содержанием алюминия 1,0-3,0% в дуговой электропечи, формирование над расплавом шлака, нагрев, выдержку при температуре, на 80-150°С превышающей температуру плавления ферросилиция, создание в процессе выдержки в шлака с основностью 0,5-1,5, что создает окислительный потенциал для окисления примеси алюминия, величина которого пропорциональна количеству кислорода, стехиометрически необходимого для дополнительного окисления алюминия до задаваемой концентрации, с коэффициентом 1,0-2,0; недостаточная жидкоподвижность окислительных флюсов не позволяет полностью удалять примеси из ферросилиция, что является недостатком данного способа очистки ферросилиция;

- способ рафинирования ферросилиция от алюминия и кальция [3], включающий расплавление исходного ферросилиция совместно с рафинирующими шлакообразующими в электродуговой печи, перемешивание ферросилиция с рафинировочным шлаком деревянными рейками после расплавления, скачивание первичного рафинировочного шлака, наведение на зеркале расплавленного ферросилиция вторичного рафинировочного шлака прежнего состава, что и первичный рафинировочный шлак, и повторное перемешивание ферросилиция и шлака деревянными рейками, ферросилиций для расплавления используют в виде отсевов от дробления ферросилиция фракции 0-15 мм с содержанием алюминия до 2,5% и кальция до 0,7%, а рафинирование осуществляется со снижением алюминия и кальция в ферросилиции до 0,02-0,05%, при этом используют в качестве рафинирующих шлакообразующих смесь, состоящую из извести и окислительной добавки в виде железорудных окатышей, железорудного концентрата или железной руды в количестве 3-5% от веса исходного ферросилиция при соотношении известь: окислительная добавка (1:1,5)-2,5, соответственно, и плавикового шпата в количестве 6-7,5% от веса рафинировочных шлакообразующих; недостатками этого способа являются: использование дополнительного оборудования (электропечи) для расплавления ферросилиция; использование для очистки железосодержащих материалов, снижает содержание кремния в ферросилиции;

- способ рафинирования ферросилиция от алюминия [4], согласно которому ферросилиций фракцией 0-5 мм, или кусковой, который подвергают дроблению до фракции 0-5 мм, брикетируют совместно с кремнеземом в виде кварцевого песка и известняка с помощью жидкого силиката натрия, проводят сушку полученных брикетов, проплавляют в расплаве флюсов из кварцевого песка и известняка, поддерживая суммарную основность флюсов в печи, равную 0,25-0,35, при кратности флюсов 0,18-0,25 и с окислительным потенциалом флюсов, превышающий теоретический в 5,5-7 раз; этот и подобные способы очистки ферросилиция имеют существенный недостаток, так как требуют дополнительного оборудования (электрической печи), что увеличивает затраты на очистку ферросилиция.

Другим методом очистки ферросилиция является очистка ферросилиция в ковше окислительными газами и окислительными шлаками (флюсами) по реакциям: 4Аl+3O2=2Аl2О3,

2Са+O2=2СаО,

параллельно проходят реакции:

4Аl+3SiO2=2Аl2O3+3Si,

2Са+SiO2=2СаО+Si.

По этому методу известны:

- способ окислительного рафинирования ферросплавов [5], включающий обработку жидкого ферросплава в ковше твердыми окислительными смесями и газообразными реагентами - кислородом и балластным газом, азотом или инертным газом, а сам процесс рафинирования ведут на первом этапе при соотношении кислорода к балластному газу в пределах 0,5-1,8 в течение 15-20 минут, а на втором этапе при соотношении 2-6 в течение 10-15 минут; недостатком данного способа является непродолжительный период рафинирования, что не позволяет удалять примеси в ферросилиции до низкого уровня;

- способ окислительного рафинирования ферросплавов [6], включающий обработку жидкого ферросплава в ковше окислительными смесями и смесью O2 с балластным газом; с целью уменьшения количества рафинировочного шлака и уменьшения потерь сплава со шлаком рафинирование на первом этапе ведут, поддерживая соотношение SiO2/CaO в твердой окислительной смеси 1,0-1,5, а на втором этапе 1,85-2,3; недостатком данного способа является низкий окислительный потенциал окислительных смесей, что не обеспечивает значительного удаления примесей ферросилиция;

- способ очистки металлургического кремния [7], продувкой расплава в ковше через пористое днище перегретым паром с температурой 120-400°С в смеси со сжатым воздухом при соотношении перегретый пар-сжатый воздух 1:8-1:30, при температуре кремния 1500-1750°С с расходом водяного пара 1-12 кг/т металлургического кремния, при объеме сжатого воздуха 50-500 м3 на плавку; при этом количество точек подачи паровоздушной смеси в ковш составляет 1-4; недостатком данного способа является сложность технологической схемы очистки ферросплавов.

- способ рафинирования ферросилиция от углерода [8], включающий выплавку ферросилиция в рудно-термической печи, выпуск расплава из печи. Выплавленный расплав обрабатывают посредством подачи на струю кремнеземсодержащего материала. Удельный расход материала устанавливают в пределах 0,5-12 кг/мин.т расплава. Время обработки расплава устанавливают в пределах 5-20 мин. В качестве кремнеземсодержащего материала используют кремнеземсодержащую пыль сухих тканевых газоочисток печей, выплавляющих ферросилиций и/или кремний$

- из уровня техники известен способ очистки расплава ферросилиция от примесей [9], во время выпуска расплава ферросилиция из печи в ковш обработкой через пористое днище ковша расплава окислительным газом в виде смеси кислорода и сжатого воздуха в присутствии флюса, состоящего из кварцевого песка и известняка основностью 0,15-0,24, и кратностью 0,12-0,18, который загружают в ковш перед выпуском расплава из печи, при этом поддерживают соотношение: кислород-сжатый воздух 1:(1-3) и расход окислительного газа, в пересчете на кислород 12-30 нм3/т расплава ферросилиция.

По технической сущности, по наличию общих признаков, данное техническое решение принято в качестве ближайшего аналога. Недостатком данного способа является невысокий окислительный потенциал окислительных смесей, соотношение компонентов которого не раскрывается в данном способе, но данное количество флюсов не обеспечивает значительного удаления примесей из сплава; что снижает эффективность рафинирования ферросилиция: выход сплава с содержанием примесей менее 0,05 мас. % не более 24%, а содержание примесей менее 0,04 мас. % составляет только 3%.

В основу изобретения положена задача, направленная на повышение качества ферросилиция.

Техническим результатом является снижение содержания примесей (алюминия, кальция) в расплаве ферросилиция до величины менее 0,04 мас. %.

Сущность изобретения

Технический результат достигается за счет того, что в способе очистки расплава ферросилиция от примесей, включающем загрузку окислительного флюса в ковш, выпуск из печи в ковш расплава ферросилиция и его обработку в присутствии флюса окислительными газами: смесью кислорода и сжатого воздуха и при расходе окислительного газа (в пересчете на кислород) 12-30 нм3 на 1 тонну расплава ферросилиция, новым является то, что по окончании выпуска расплава из печи ранее загруженный флюс удаляют из ковша и вновь загружают флюс, из кварцевого песка и известняка основностью 0,36-0,46 и кратностью 0,39-0,65, продолжают обработку расплава окислительным газом. При увеличении кратности флюсов для поддержания жидкоподвижности вновь загруженного в ковш окислительного флюса осуществляют подогрев флюса электрической дугой для чего ковш помещали в электрическую установку печь-ковш (аналог установки, применяемой в черной металлургии для обработки стали).

Осуществлении способа

Испытания проводили на промышленной печи, производящий ферросилиций марки ФС 75; ферросилиций периодически выпускали в ковш емкостью 3400-3600 кг, с установленной в днище ковша пористой пробкой для продувки расплава, загружали в ковш перед выпуском расчетное количество окислительных флюсов и продували расплав смесью кислорода и сжатого воздуха. После окончания выпуска расплава из печи, ранее загруженный флюс удаляли из ковша и вновь загружали флюс, из кварцевого песка и известняка, основностью 0,36-0,46, кратностью 0,39-0,65 и продолжали обработку расплава окислительными газами, одновременно вели подогрев вновь загруженного флюса электрической дугой для чего ковш помещали в установку, обеспечивающую подогрев окислительных флюсов электрической дугой.

Во время проведения испытаний, изменяли основность и кратность применяемых флюсов, меняли вязкость (жидкоподвижность) флюсов, применяя электрическую дугу. Результаты испытаний сведены в таблицу 1.

Проведенные опытные плавки ферросилиция, позволили установить, что более эффективно идет удаление примесей из расплава ферросилиция после удаления из ковша первоначально загруженных в ковш флюсов на время выпуска расплава из печи, последующую загрузку в ковш окислительных флюсов другого состава; оптимальным соотношением компонентов флюсов является основность 0,36-0,46, кратность 0,39-0,65 (примеры 2-6, 8, 10-12, 14-19) при величине окислительных газов по прототипу, 12-30 нм3/т расплава ферросилиция, (примеры 2-12, 14-28). Другие показатели основности и кратности флюсов (примеры 1, 7, 9, 13) не дают высокой степени удаления примесей и получения заданного качества ферросилиция.

Положительный результат дает и подогрев флюсов в ковше электрической дугой (примеры 1-19). Без подогрева флюсов, удаление примесей из расплава не достигает заданной величины примесей в ферросилиции (примеры 20-24, 26-28).

Источники

1. Зубов В.Л., Гасик М.И. Электрометаллургия ферросилиция, Днепропетровск, Системные технологии, 2002, С. 437-442;

2. Патент RU 2066691, С21С7/00, опубл. 1996.09.20;

3. Патент RU 2665027, С21С 7/00, опубл. 2018.08.24;

4. Патент RU №2697673, С22С 33/04, С21С 7/00, опубл. 2019.08.16;

5. А.с. SU 662597, С21С7/00, опубл. 1979.05.15;

6. А.с. SU 971891, С21С7/00, опубл. 1982.11.07;

7. Патент RU №2645138, С01В 33/037, С22В 9/05, опубл. 2018.02.15;

8. Патент RU №2303135, С21С 07/68, опубл. 2007,08,27;

9. Патент RU №2714562, С21С 7/00, С22В 9/00, С22С 33/04, опубл. 2020.02.18.

1. Способ удаления примесей из расплава ферросилиция, включающий загрузку окислительного флюса в ковш, выпуск из печи в ковш расплава ферросилиция и его обработку в присутствии флюса окислительными газами: смесью кислорода и сжатого воздуха и при расходе окислительного газа в пересчете на кислород 12-30 нм3 на 1 тонну расплава ферросилиция, отличающийся тем, что по окончании выпуска расплава из печи ранее загруженный флюс удаляют из ковша и вновь загружают флюс из кварцевого песка и известняка, имеющего основность 0,36-0,46, кратность 0,39-0,65, и продолжают обработку расплава окислительным газом.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что жидкоподвижность вновь загруженного в ковш окислительного флюса поддерживают электрической дугой от электрической установки печь-ковш - аналога установки, применяемой в черной металлургии для обработки стали.



 

Похожие патенты:
Изобретение относится к рафинированию гартцинка от примеси алюминия. Способ включает расплавление гартцинка и обработку расплава флюсом.
Изобретение относится к рафинированию гартцинка от примеси алюминия. Способ включает расплавление гартцинка и обработку расплава флюсом.

Изобретения относятся к металлургической промышленности, а именно к способам непрерывного извлечения металлов из серосодержащих руд. Металлы восстанавливают, в качестве восстановителя используют железо и карбонат натрия в качестве флюса.
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано для изготовления огнеупорных брикетов, используемых при проведении горячих ремонтов футеровки сталеплавильных агрегатов. Способ включает смешивание путем совместного мокрого помола шихты, сушку, обжиг и высокотемпературное окомкование шихты в окислительной атмосфере во вращающейся трубчатой печи, последующее охлаждение продукта.
Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано для переработки вторичного алюминиевого сырья с получением глиноземсодержащего материала для рафинирования и формирования шлака при выплавке стали. Осуществляют измельчение вторичного алюминиевого сырья, разделение на фракции: -10 мм, +10-50 мм, +50 мм, после чего частицы фракции +10-50 мм подвергают магнитной сепарации и упаковывают в тару, частицы фракции +50 мм подвергают первичной магнитной сепарации, дроблению до фракции +10-50 мм, вторичной магнитной сепарации с последующей упаковкой в тару, а фракцию -10 мм подвергают вторичной магнитной сепарации.

Изобретение относится к металлургии, в частности к производству олова и свинца в сочетании с производством меди. Жидкая фаза (6) расплавленных металлов содержит в основном свинец, сурьму и олово и предназначена для разделения дистилляцией с получением кубового оловянного продукта (8), содержащего по меньшей мере 0,6 мас.% свинца, и свинецсодержащего дистиллятного продукта (7), причем жидкая фаза (6) расплавленных металлов содержит, выраженные в массовых единицах: по меньшей мере 10% олова, по меньшей мере 45% свинца, по меньшей мере 90% олова и свинца вместе, больше свинца, чем олова, по меньшей мере 1 млн-1 и самое большее 5000 млн-1 меди, по меньшей мере 0,42% сурьмы, по меньшей мере 0,0001% серы и самое большее 0,1% в сумме хрома, марганца, ванадия, титана и вольфрама, самое большее 0,1% алюминия, самое большее 0,1% никеля, самое большее 0,1% железа и самое большее 0,1% цинка.
Изобретение относится к смеси алюмооксидной для разжижения металлургических шлаков при производстве стали и сплавов. Смесь состоит из металлической корольковой составляющей и шлаковой составляющей, при этом металлическая корольковая составляющая содержит не менее 20,0 мас.% алюминия металлического королькового фракции +10 мм, не более 4,0 мас.% магния, не более 3,0 мас.% железа, не более 3,0 мас.% кремния, не более 1,0 мас.% меди и не более 1,5 мас.% цинка, а шлаковая составляющая содержит не более 18,0 мас.% хлор-ионов, не более 25,0 мас.% солей натрия и калия в соотношении 1:1, не более 6,0 мас.% оксида кальция, не более 3,5 мас.% оксида магния, не более 9,0 мас.% оксида кремния, не более 3,0 мас.% оксида железа Fe2O3, оксид алюминия - остальное.
Изобретение относится к смеси алюмооксидной для разжижения металлургических шлаков при производстве стали и сплавов. Смесь состоит из металлической корольковой составляющей и шлаковой составляющей, при этом металлическая корольковая составляющая содержит не менее 20,0 мас.% алюминия металлического королькового фракции +10 мм, не более 4,0 мас.% магния, не более 3,0 мас.% железа, не более 3,0 мас.% кремния, не более 1,0 мас.% меди и не более 1,5 мас.% цинка, а шлаковая составляющая содержит не более 18,0 мас.% хлор-ионов, не более 25,0 мас.% солей натрия и калия в соотношении 1:1, не более 6,0 мас.% оксида кальция, не более 3,5 мас.% оксида магния, не более 9,0 мас.% оксида кремния, не более 3,0 мас.% оксида железа Fe2O3, оксид алюминия - остальное.

Изобретение относится к области металлургии, а именно к модифицированию алюминиево-кремниевых сплавов доэвтектического, эвтектического и заэвтектического составов, и может быть использовано в технологии приготовления алюминиево-кремниевых сплавов для получения фасонных отливок. Способ модифицирования алюминиево-кремниевых сплавов включает введение в расплав флюса, содержащего, мас.
Изобретение относится к черной металлургии, в частности к производству стали с низким содержанием серы с применением методов внепечной обработки шлакообразующими смесями для наведения и разжижения шлаков в установках ковш-печь и вакууматорах. В качестве флюса используют шлаковые отходы производства лигатур следующего химического состава, мас.
Изобретение относится к металлургии, в частности к составам смесей и сплавов, применяемых для модифицирования и микролегирования железоуглеродистых расплавов. Модификатор содержит порошок сплава, содержащий, по крайней мере, один переходный металл IV-V группы периодической системы (Me) и порошок азотирующего агента в количестве, обеспечивающем массовое соотношение переходного металла (Ме) к азоту (N), равное 5,0–35,0, а также флюсообразующую смесь.
Наверх