Завантажити PDF файл.

Формула / Реферат

Спосіб поетапного прямого легування залізовуглецевого розплаву комплексом елементів, що включає одержання розплаву у сталеплавильному агрегаті, подачу оксидного матеріалу на поверхню розплаву, відновлення легуючих елементів на поверхні розплаву і подачу шлакооутворюючих матеріалів, який відрізняється тим, що пряме легування розплаву комплексом елементів проводять поетапно: на першому етапі проводять відновлення частини елементів оксидного матеріалу вуглецем і, частково, залізом і кремнієм залізовуглецевого розплаву, а на другому - додатково додають алюміній для відновлення другої частини елементів оксидного матеріалу.

Текст

Реферат: Винахід належить до металургії. Спосіб поетапного прямого легування залізовуглецевого розплаву комплексом елементів включає одержання розплаву у сталеплавильному агрегаті, подачу оксидного матеріалу на поверхню розплаву, відновлення легуючих елементів на поверхні розплаву і подачу шлакооутворюючих матеріалів. Пряме легування розплаву комплексом елементів проводять поетапно: на першому етапі проводять відновлення частини елементів оксидного матеріалу вуглецем і, частково, залізом і кремнієм залізовуглецевого розплаву, а на другому - додатково додають алюміній для відновлення другої частини елементів оксидного матеріалу. UA 102464 C2 (12) UA 102464 C2 UA 102464 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Винахід належить до металургії і може бути використаним при виробництві легованої сталі. Відомий спосіб виробництва марганцевмісної сталі [RU № 2355776 С21С 5/00 від 2007 р.], що включає подачу в сталеплавильний агрегат металошихти, шлакоутворюючих, марганцевої руди і вуглецевмісного матеріалу, плавлення і випуск металевого розплаву у сталерозливний ківш, який відрізняється тим, що у сталерозливний ківш після випуску в нього 1/10-1/8 загальної маси металевого розплаву додатково подають марганцеву руду, відновник і шлакоутворюючу добавку, а марганцеву руду і вуглецевмісний матеріал, що подаються в сталеплавильний агрегат, вводять порціонно з витратою, що забезпечує співвідношення марганцевої руди до вуглецевмісного матеріалу рівним (8,0-9,0):(1.1-1,2). При цьому кожну порцію марганцевої руди вводять з витратою, що дорівнює не більше 30 % загальної її витрати, а кожну порцію вуглецевмісного матеріалу вводять після закінчення вводу кожної порції марганцевої руди. Цей відомий спосіб не забезпечує досягнення необхідного технічного результату за наступними причинами. Легування сталі з використанням оксидних марганцевмісний матеріалів і відновника у відомому способі здійснюється шляхом порціонно-послідовних подач марганцевої руди і вуглецевмісного матеріалу двічі - в сталеплавильний агрегат і ківш. Зниження швидкості відновлення марганцю, що визначається швидкістю попередніх нагріву і плавлення порцій руди, а також необхідність дотримання інтервалів часу для піддержування температури металу на 100-120 °C вище температури ліквідусу приводять до збільшення циклу плавки і зменшення продуктивності агрегату. Дворазове проведення досить тривалого в часі прямого легування сталі марганцем в печі і поза піччю також знижує пропускну спроможність відповідної технологічної ланки піч - ківш. Використання відомого способу термодинамічно можливе, але обмежено ендотермічним характером реакцій відновлення вуглецем, проведення додаткового прямого легування сталі за рахунок відновлення з оксидних матеріалів інших легуючих елементів (Ni, Mo, Cr, V та інших). Найближчим до запропонованого способу по технічній суті і позитивному ефекту, що досягається, що взятий за найближчий аналог є спосіб прямого легування сталі комплексом елементів [RU № 2231559 С21С від 2004 p.]. Ознаки найближчого аналога, що співпадають з існуючими ознаками винаходу, що заявляють: отримання залізовуглецевого розплаву, подача оксидного матеріалу і відновника, відновлення оксидів легуючих елементів на поверхні металевого розплаву. По цьому способу пряме легування сталі провадять шляхом подачі оксидного матеріалу, що містить оксиди марганцю та додаткову подачу на поверхню рідкої сталі матеріалу, що містить з'єднання інших легуючих елементів, з рівномірним розподілом їх по поверхні рідкого металу. Відновлення легуючих елементів здійснюється шляхом вводу відновника у процесі подачі оксидного матеріалу, що містить оксиди марганцю і матеріалу, що містить з'єднання інших легуючих елементів, при температурі плавлення суміші всіх оксидних з'єднань легуючих елементів. Як відновник використовується алюміній або вуглецевмісний матеріал. Відомий спосіб не забезпечує досягнення технічного результату, що вимагається, за наступними причинами. Продувка розплаву киснем після подачі в сталеплавильний агрегат рідкого чавуну та шлакоутворюючих матеріалів приводить до зниження вмісту в розплаві вуглецю і відповідно до збільшення в ньому активного кисню. Це приводить до необхідності видалення окислювального шлаку. Подальше проведення прямого легування сталі шляхом вводу на поверхню рідкого металу оксидного матеріалу, що містить оксиди марганцю і хрому, і відновника приводить до необхідності збільшення витрат відновника, необхідного для зменшення активного кисню розплаву і забезпечення більш повного вилучення легуючих елементів із оксидного матеріалу. Недоліком цього способу є також незначне використання відновлювального потенціалу матеріалу-відновника, що подається разом з оксидним матеріалом на поверхню рідкого металу, обумовленого наявністю окислювальної атмосфери плавильного агрегату і тим, що оксидні матеріали вводяться у необгрудкованому вигляді. При цьому час відновлення оксидів лімітується швидкістю нагріву та плавлення оксидної частини. Додаткові і необхідні витрати теплової енергії на вказані процеси негативно впливають на загальний тепловий баланс виплавки сталі, знижуючи температуру металевої ванни, що викликає також і ускладнення технологічного характеру. Вказані недоліки можуть бути причиною зниження продуктивності процесу і збільшення витрат теплової енергії при виробництві легованої сталі. В основу винаходу поставлена задача повнішого і найбільш ефективного використання відновлювального потенціалу вуглецю і частково заліза залізовуглецевого розплаву і алюмінію, який міститься в оксидній частині термічної суміші, зменшення вмісту шкідливих домішок і 1 UA 102464 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 витрат (в тому числі і теплової енергії) на виробництво сталі і її позапічну обробку за рахунок поетапно-послідовного комплексного прямого легування металу частиною оксидів легуючих елементів, відновлених на першому етапі вуглецем і частково кремнієм і залізом розплаву, і подальшого легування елементами другої частини відновно-термічної суміші оксидів і алюмінію. Технічний результат полягає в тому, що в способі прямого легування розплавленого залізовуглецевого розплаву послідовним комплексним відновленням оксидів легуючих елементів на першому етапі прямого легування частина оксидів відновлюється вуглецем і частково кремнієм і залізом розплаву, а на другому - зневуглецьований рідкий метал легується за рахунок проведення відновлення оксидів легуючих елементів другої частини оксидної шихти алюмінієм екзотермічної суміші. При цьому досягається можливість збільшення кількості легуючих елементів, підвищення ступеню відновлення легуючих за рахунок використання відновлювального потенціалу домішок залізовуглецевого розплаву, зниження вмісту шкідливих домішок у металі і зниження витрат на подальше проведення технологічних операцій при виплавці сталі та її позапічної обробці, в тому числі і витрат теплової енергії. При поетапному проведенні процесів прямого легування сталі є залученням реакцій ендо- і екзотермічного характеру розподіл оксидної шихти на частини, що відновлюються вуглецем і частково залізом і кремнієм розплаву, а також алюмінотермічним способом, визначається по балансу приходу і витрат теплової енергії з урахуванням ΔH реакцій відновлення і ΔG реакцій окислювання необхідних легуючих елементів та їх хімічної зрідненості до кисню. Враховуючи необхідність отримання в легованих сталях вмісту вуглецю 0,030,08 мас. %, і термодинамічну можливість відновлення оксидів нікелю вуглецем, залізом і кремнієм металевого розплаву, на першому етапі легування на поверхню металевої ванни вводять необхідну для одержання заданого вмісту Ni, C і Si кількість оксиду нікелю. Реакції відновлення оксиду нікелю вуглецем і частково залізом і кремнієм чавуну мають вигляд: (NiO) + [С]  [Ni] + CO(g) ---------------ΔG=90,288-0,1723389Т КДж 2(NiO) +[Si]  2[Ni] + (SiO2)-------------ΔG=-324,6606-0,0262504T КДж (NiO) + [Fe]  [Ni] + (FeO) --------------ΔG=-46,398-0,01333T КДж MnO2+[C]  MnO+CO(g) ΔG =-268,330 КДж при 1500 °C MnO+[C]  Mn+CO(g) ΔG =+35,179 КДж при 1500 °C. Значення величин зміни енергії Гіббса для реакцій відновлення NiO вуглецем, кремнієм і залізом при 1500 °C дорівнює в КДж: 215, 269; 371,203 і 70,033 зі знаком (-) відповідно. Для зниження надлишкового вмісту вуглецю і кремнію на поверхню розплаву доцільно вводити, матеріали, що містять оксиди заліза - FeO, Fe2O3. Враховуючи приведені термодинамічні параметри приведених реакцій, а також вірогідність отримання досить міцного оксиду МnО при відновленні вихідного оксиду МnО 2 вуглецем чавуну, що підтверджується теоретично і експериментально, як оксид, що відновлюється домішками чавуну (С Si Fe), найбільш раціонально використовувати оксид нікелю. Таким чином, в результаті здійснення реакцій, що розглядаються, розплав на першому етапі легується нікелем з досягненням зниження в ньому вуглецю і кремнію. Поставлена задача розв'язується тим, що в способі поетапного прямого легування залізовуглецевого розплаву за запропонованим способом на першому етапі на поверхню ванни подаються подроблені або гранульовані оксиди NiO, які після прогріву і розплавлення відновлюється вуглецем і частково кремнієм і залізом розплаву. Після проведення прямого легування шляхом відновлення NiO проводять другий етап легування металу елементами, відновленими алюмінієм термічної суміші. Значення ентальпій реакцій відновлення алюмінієм оксидів МnО2, МоО2, Сr2О3 і V2O5 при 2000 °C дорівнює в КДж: 876,922; 860,620; 497,002 та 785,924 зі знаком (-) відповідно. Термічність реакцій відновлення вказаних оксидів алюмінієм складає в Дж/г: 4753; 3499; 2412 і 4815 відповідно при 2000 °C. Таким чином, після незначного зниження температури рідкої ванни за рахунок ендотермічної реакції відновлення нікелю, витрати фізичної теплоти рідкого розплаву компенсуються значно більшим тепловим ефектом реакцій алюмінотермічного відновлення Mn, Mo, Cr і V із відповідних оксидів. Зниження вмісту шкідливих домішок досягається в заявлюваному способі за рахунок використання залізовуглецевого розплаву (чавуну), що є продуктом першої переробки природної сировини, в порівнянні з використанням при виплавці сталі більш брудного за вмістом шкідливих домішок оборотного лому, а також проведенням попередньої десульфурації чавуну. На відміну від легування сталі феросплавами, зниженню їх вмісту також сприяє здійснення реакцій відновлення на розподілі розплав - шлак алюмінотермії, що спрощує перехід продуктів реакцій (легуючих елементів) в шлак і без утворення в об'ємі розплаву неметалевих 2 UA 102464 C2 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 включень - продуктів розкислювання сталі феросплавами. Попереднє видалення сірки спрощує подальший шлаковий режим способу виплавки легованої сталі з формуванням активного по відношенню до сірки шлаку за рахунок вводу в термічну суміш частки вапна і зміни вмісту в ньому оксидів заліза. Значне виділення теплової енергії при алюмінотермічному відновленні термічної суміші оксидів легуючих елементів дозволяє додатково вводити матеріали, що запобігають утворення гетерогенного з низькою активністю і високою температурою плавлення шлаку. Ефективним технологічним прийомом, що підвищує швидкість і ступінь відновлення оксидів, є проведення короткочасної продувки металевої ванни аргоном для прискорення підводу відновників чавуну (С, Fe, Si), що є лімітуючою стадією відновлення оксиду нікелю. Доцільно як оксидну шихту, що подається при проведенні першого етапу прямого легування, суміш оксидів для рівномірного розподілу на поверхню рідкого чавуну подавати у гранульованому вигляді, а при проведенні другого етапу прямого легування термічну суміш оксидів і алюмінію подавати на поверхню металевої ванни у вигляді брикетів, що підвищує ступінь відновлення оксидів і перехід легуючих елементів в метал і знижує вірогідні втрати матеріалу з високотемпературними тепловими потоками. Отже, винахід, що заявляється, відповідає умові "новизна". Таким чином, спосіб, що заявляється, дозволяє більш повно використати відновлювальний та енергетичний потенціали домішок залізовуглецевого розплаву і алюмінію, підвищити ступінь відновлення легуючих елементів, знизити вміст шкідливих домішок у сталі та витрати на виробництво високолегованої сталі. Пропонований варіант заявлюваного способу легування не виключає можливості реалізації в об'ємі формули винаходу проведення легування рідкого металу в інших агрегатах: кисневому конвертері, печі-ковші та інш. Винахід ілюструється наступним прикладом. Приклад В умовах лабораторії кафедри теорії металургійних процесів і фізичної хімії проведено легування розплаву чавуну (21,231 кг) по заявлюваному способу з метою отримання складу легованого металу аналогічного сталі Х18Н10М2. Температура плавлення даної сталі дорівнює 13751400 °C. Вихідні дані: Вміст основних елементів в чавуні складає, мас. %: С - 2,87; Si-1,49; Μn-0,57; Ρ - 0, 070; S-0,015; Cr-0,25. Температура чавуну, розплавленого в індукційній печі, перед проведенням першого етапу легування нікелем - понад 1500 °C. На першому етапі пряме легування розплаву чавуна відбувається за рахунок відновлення оксидів NiО (3,828 кг) вуглецем і частково залізом і кремнієм, розчиненими в чавуні. На другому - МnO2 (0,720 кг), МоО2 (0,808 кг), Сr2О3 (7,770 кг); і V2O5 (0,540 кг) алюмінотермічним способом. Маса алюмінію термічної суміші склала 4,254 кг. Кількість оксидних матеріалів першого і другого етапів прямого легування металевого розплаву розрахована на одержання в готовій сталі при повному їх відновленні, мас. %: 10 Ni, 2 Μn, 2 Mo, 18 Cr і 1 V. Після розплавлення оксиду нікелю протягом 1,0 хвилини проводилась продувка аргоном -3 3 через донну фурму з витратою 1010 м /хв. Після проведення операцій першого етапу легування, включаючи продувку аргоном температура дослідного розплаву знизилась до 1480 °C. По закінченню першого етапу легування металевого розплаву нікелем для зниження надлишкового вмісту вуглецю і кремнію на поверхню розплаву було введено 0,990 кг Fe 2O3. На другому етапі легування на поверхню металевого розплаву з незначною кількістю шлакової фази введена залишкова частина екзотермічної суміші оксидів (МnО2, МоО2, Сr2О3, і V2O5) і алюмінію. Згідно з високою теплопродуктивністю алюмінотермічної суміші, додатково в термічну суміш перед її брикетуванням вводили 4,890 кг В2О3, 3,240 кг СаО і 1,620 кг SiO2. Це дозволило отримати під час другого етапу легування рідко-рухомий шлаковий розплав з температурою плавлення біля 1400 °C. Температура дослідної сталі після проведення екзотермічних реакцій відновлення вказаних оксидів і короткочасної продувки розплаву аргоном становила понад 1540 °C. Отримано сталь наступного хімічного складу, мас. %: С - 0,08; Si-0,64; Μn-1,91; S-0,009; Ρ 0,033; Ni-10,8; Cr-16,6; Mo-1,72; V-0,81; Al-0,014. При цьому ступінь вилучення легуючих елементів складає, мас. %: марганцю - 95,4; хрому 92,3; нікелю - 100; молібдену - 86,6; ванадію 81,4. Таким чином, використання способу легування, що заявляють, забезпечує високу ступінь засвоєння легуючих елементів за рахунок більш повного використання відновлювальних 3 UA 102464 C2 потенціалів домішок чавуну і алюмінію термічної суміші оксидів. Підвищено ступінь відновлення легуючих елементів, знижено вміст шкідливих домішок у сталі та витрати на виробництво високолегованої сталі. 5 10 ФОРМУЛА ВИНАХОДУ Спосіб поетапного прямого легування залізовуглецевого розплаву комплексом елементів, що включає одержання розплаву у сталеплавильному агрегаті, подачу оксидного матеріалу на поверхню розплаву, відновлення легуючих елементів на поверхні розплаву і подачу шлакооутворюючих матеріалів, який відрізняється тим, що пряме легування розплаву комплексом елементів проводять поетапно: на першому етапі проводять відновлення частини елементів оксидного матеріалу вуглецем і, частково, залізом і кремнієм залізовуглецевого розплаву, а на другому - додатково додають алюміній для відновлення другої частини елементів оксидного матеріалу. 15 Комп’ютерна верстка Г. Паяльніков Державна служба інтелектуальної власності України, вул. Урицького, 45, м. Київ, МСП, 03680, Україна ДП “Український інститут промислової власності”, вул. Глазунова, 1, м. Київ – 42, 01601 4

Дивитися

Додаткова інформація

Назва патенту англійською

Method for step-by-step direct alloying of iron-carbon smelt by complex of elements

Автори англійською

Kamkina Liudmyla Volodymyrivna, Mishalkin Anatolii Pavlovych, Akhmed Abdelkarim Akhmed Mukhammed, Hryschenko Yurii Mykolaiovych, Bezshkurenko Oleksii Heorhiiovych, Sokur Yulia Ivanivna

Назва патенту російською

Способ поэтапного прямого легирования железоуглеродистого расплава комплексом элементов

Автори російською

Камкина Людмила Владимировна, Мишалкин Анатолий Павлович, Ахмед Абделькарим Ахмед Мухаммед, Грищенко Юрий Николаевич, Безшкуренко Алексей Георгиевич, Сокур Юлия Ивановна

МПК / Мітки

МПК: C21C 7/00, C21C 5/28, C21C 1/00, C22B 9/10

Мітки: елементів, спосіб, прямого, поетапного, легування, залізовуглецевого, розплаву, комплексом

Код посилання

<a href="https://ua.patents.su/6-102464-sposib-poetapnogo-pryamogo-leguvannya-zalizovuglecevogo-rozplavu-kompleksom-elementiv.html" target="_blank" rel="follow" title="База патентів України">Спосіб поетапного прямого легування залізовуглецевого розплаву комплексом елементів</a>

Подібні патенти