钒铁冶炼渣量控制及其对钒损的影响

针对目前钒铁合金产业化制备过程的冶炼实绩和出渣控制现状,分析了电铝热钒铁制备过程钒氧化物理论产渣量及总产渣量,提出了多期法钒铁冶炼渣量及精确出渣控制技术。考察了打结工艺、出渣分配和冶炼炉次对熔渣成分、产渣量及渣中钒损的影响。结果表明:当V_2O_3和V_2O_5的钒含量分别为63.5%和55.2%时,单位铝热反应产生的Al_2O_3分别为0.78 kg和0.91 kg。提高打结强度和致密度,降低浇铸渣比例,延长冶炼炉次有利于降低实际渣量及渣中钒损。通过打结、出渣和冶炼制度的优化,钒铁冶炼渣中平均Mg O含量从16.4%降低到8.0%,Al_2O_3含量从61.1%提高到69.3%。在总渣量降低11.8%的基础上,浇铸渣比例和渣中钒含量分别降低20.2%和38.4%。对应单炉渣中钒损从79.0 kg降低到61.1 kg,折合Fe V50合金冶炼收率提高0.39%。     

混合钒氧化物倾翻炉钒铁冶炼工艺研究

研究了适用于倾翻炉一步法和两步法钒铁冶炼过程混合钒氧化物铝热反应的冶炼特性。考察不同钒氧化物配比、不同配铝系数对渣中钒损及单炉冶炼效率的影响。结果表明:V2O3的增加能够有效降低平衡态渣中钒含量,但不利于提高单炉冶炼效率,原料配比(罐数比)从0∶8提高到6∶2时,渣中钒含量从2.23%降低至1.85%,单炉渣量减少19.7%,单炉冶炼时间从180 min增加到194 min;两步法冶炼过程中,随着配铝系数提高到1.20,贫渣钒含量从一步法钒铁冶炼的1.85%降低至0.44%,渣中平均钒含量降低至0.88%;贫渣时间从194 min减少至146 min,精炼时间则从0增加到94 min,单炉冶炼周期较一步法延长46 min;最优试验条件下,合金产品中钒含量提高到51.6%,铝含量降低到低于0.3%的水平,在提高合金品质的同时也提高了铝的利用率。     

天铁180t转炉少渣低温高效脱磷冶炼工艺实践

为优化转炉冶炼工艺,对180 t顶底复吹转炉进行少渣低温高效冶炼试验,采用少渣冶炼工艺,即:兑铁→脱磷期冶炼→前期倒渣→脱碳期冶炼→终点出钢,实现了前期渣碱度平均1.91,前期脱磷率平均56.25%,后期渣碱度平均3.02,终点脱磷率平均90%,过程石灰、白云石消耗分别降低30%、20%以上。冶炼前期碱度1.5~2.0,熔池温度1 350~1 400℃更有利于铁水中磷的脱除;随着出钢温度和终渣碱度的提高,钢中磷含量增加。     

内配碳冷固球团-电炉冶炼工艺处理贫锰矿的试验研究

针对贫锰矿石,采用内配碳冷固球团-电炉冶炼工艺流程,成功制取了合格的富锰渣。还原焙烧温度1000℃,还原时间45min,原矿粒度-1mm,还原剂用量1.6%,碱度0.3,冶炼温度1410℃,冶炼时间60min,在此条件下,渣相与金相熔分较好,渣相中Mn含量为32.58%,锰的回收率为92.16%;金相中Fe含量为94.40%,铁的回收率为95.32%,并通过验证试验得到证实。     

260 t转炉留渣双渣法冶炼低磷IF钢的半钢控制实践

针对260 t转炉冶炼低磷IF钢时存在温度、磷和氧含量很难同时命中的问题,采用了留渣双渣的冶炼工艺,通过合理控制留渣量、一次倒渣温度和一次倒渣时间等措施后,冶炼低磷IF钢转炉终点磷含量低于0.012%,终点氧值降低了0.011 2%,提高了钢水质量。     

复吹转炉冶炼低磷钢试验研究

研究了复吹转炉铁水脱磷预处理,半钢倒渣后在同一转炉内进行少渣精炼冶炼超低磷钢的工艺。结果表明:在铁水磷含量0.13%条件下,半钢和终点渣碱度(CaO/SiO2)控制在2.0和3.6左右,TFe含量控制在18%左右,半钢倒渣量40%～60%,半钢脱磷率最高达65%,平均为50%,终点脱磷率最高98%,平均为94.6%,冶炼终点钢水磷含量控制在0.007%以下,最低0.003%,满足低磷钢生产要求。     

全攀枝花钛精矿冶炼钛渣熔盐氯化技术应用分析

针对以全攀枝花钛精矿冶炼的钛渣中Ti O2含量低、钙镁含量高的特点,分析了其熔盐氯化工艺关键控制点,并分别以Ti O2品位为74%、78%的钛渣为原料,研究了熔盐氯化工艺生产过程控制,分析比较了不同钛渣原料对产品粗四氯化钛质量的影响及粗四氯化钛生产成本的影响。结果表明:以全攀枝花钛精矿冶炼的Ti O2含量为74%、78%的高钙镁钛渣为熔盐氯化原料时,氯化熔盐中Ti O2、C含量宜控制在3%左右,循环泥浆中固体杂质含量宜控制在200 g/L左右。与采用Ti O2含量为78%钛渣相比,采用Ti O2含量为74%钛渣生产时氯化熔盐温度和收尘室进口气体控制温度降低30~50℃,石油焦、氯化钠单耗和废盐、收尘渣量增加,粗四氯化钛产品中固体杂质和VOCl3、Si Cl4、Fe Cl3含量较低。采用Ti O2含量为74%的钛渣为原料熔盐氯化生产粗Ti Cl4比采用Ti O2含量为78%的钛渣成本降低5%~10%。     

中高锰铁水冶炼技术的探讨

转炉用高锰铁水冶炼存在金属喷溅、冶炼终点钢水余Mn含量偏低、冶炼操作不易控制等问题。通过充分利用终点Mn与渣系碱度、氧化铁间的关系特性,优化冶炼操作,达到提高冶炼余Mn含量、稳定冶炼操作的目的,终点余Mn含量由0.125%提高到0.196%,提升了铁水中Mn的利用率,减少了后期合金化操作成本。     

铜精矿与铜冶炼渣的物相鉴别

按国别收集我国主要进口铜精矿及铜冶炼渣样品,采用X射线荧光光谱仪(XRF)、X射线衍射仪(XRD)、矿相显微镜、扫描电子显微镜(SEM)等多仪器联用的方法检测铜精矿、铜冶炼渣物相特点,判断两者是否存在显著的差异。结果表明,铜冶炼渣主要物相是硅酸铁,其颗粒表面有分布均匀、大小一致的气孔等外观特征。进口铜精矿的主要物相为硫化铁铜或氧化铜,颗粒表面平滑、不规则的分布一些形态各异的气孔。铜冶炼渣与铜精矿相比在物相及颗粒特征方面有明显的差异,可以作为鉴别依据。按比例在铜精矿中混入铜冶炼渣,制备含有不同含量梯度铜冶炼渣的混合样品11个,用上述4种检测手段进行鉴别,发现X射线荧光光谱仪无法确定样品中是否掺杂铜冶炼渣;电子显微镜、矿相显微镜、X射线衍射光谱仪可鉴别出铜精矿掺杂铜冶炼渣,检出限分别为1%、5%、10%。最终确定铜精矿与铜冶炼渣的物相鉴定方法为应用X射线荧光光谱仪初查,辅以X射线衍射仪、矿相显微镜及扫描电子显微镜找到铜冶炼渣的特征物相和颗粒。鉴别方法的确立达到了从源头堵住入境铜冶炼渣易名铜精矿和铜精矿掺杂铜冶炼渣闯关的目的,为海关监管和资源利用提供了技术支持。     

高镁型红土镍矿熔融还原冶炼渣型探究

提出了采用熔融还原工艺冶炼红土矿生产高镍含量(Ni20%)镍铁合金的技术路线。通过查阅相图、热力学计算、熔渣热物性质测定,提出了高MgO渣型的冶炼方案,并验证了FeO-SiO_2-CaO-MgO-Al_2O_3五元渣系的冶金性能。分析了MgO对渣型的影响,结果表明,MgO含量21%~22%的渣型有较低的熔化温度和适宜的黏度;熔炼试验渣中NiO可控制到0.05%以下。     

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RH oxygen top- blowing for raising temperature should be avoided to improve the cleaniness of IF steel as far as possible, which made the end point temperature of converter higher and then dephosphorization in converter became difficult. Thermodynamics and dynamics of dephosphorization process in converter were calculated to study the relationship of phosphate partition ratio to compositions of molten steel, slag, temperature in molten steel based on slag- remaining and double slag process. Through changing the first deslagging time and the composition of slag,then serial sampling from molten steel and slag in industrial production experiments, the behavior of phosphorus in molten steel was studied and then the main measures obtaining higher phosphate partition ratio in slag- remaining and double slag process are: small- sized scrap or thin steel sheet should be used to increase FeO content in slag and prevent molten steel temperature increase when oxygen blowing in converter begins. Slag with high phosphorus content should be poured when amount of oxygen blowing reachs 40% of the total; FeO content in slag should be increased to assure the mobility of slag and then reduce rephosphorization from slag to steel when amount of oxygen blowing is greater than 40% and less than 80% of the toal; the end- point slag with 4. 0 basicity and 18 mass%-20 mass% FeO content and molten steel temperature should be controlled.     

复吹转炉冶炼低氮钢控制技术

对复吹转炉冶炼过程增氮原因进行了分析,提出了供氮强度小于0.025 m3/（min.t）供气模式,供氮与吹氧时间比小于70%,减少点吹次数,减少高氮含量材料的使用量,出钢合金化前期造钢包渣,RH进行V、Ti、Nb元素合金化等措施。采取措施后,脱氧合金化后钢水氮含量控制在25×10-6以下。     

120 t转炉底吹CO2工艺研究及应用

介绍了某钢厂采用底吹CO2工艺,转炉冶炼CSP中低碳钢过程的变化,探究底吹CO2的工艺优势,为后续工艺优化提供借鉴.通过在120 t顶底复吹转炉进行底吹CO2工艺试验研究,分析了底吹CO2对钢水成分、炉渣成分、氧气消耗、钢中氮氧含量的影响.试验结果表明:底吹CO2工艺替代常规工艺切实可行,且有明显的工艺优势.底吹0.9...     

复吹转炉双渣吹炼脱磷试验

 通过现场试验,研究了在同一转炉内进行前期脱磷倒渣后,中后期少渣脱碳以冶炼超低磷钢的工艺,即复吹转炉双渣吹炼脱磷工艺。结果表明：在铁水磷质量分数为0.11%～0.14%条件下,半钢和终点渣碱度控制在20～2.3和3.6～3.8,TFe质量分数控制在14%～16%和16%～18%,半钢倒渣量40%～60%,可以使转炉终点磷质量分数控制在0.007%以下。     

高级别车轮钢BOF-RH-CC工艺技术研究与实践

摘要：为了进一步提高生产效率、降低生产成本,同时减少大尺寸夹杂物超标,提出了采用“BOF-RH-CC”路线生产车轮钢工艺。通过系统地实验室试验与工业试验,研究了“BOF-RH-CC”工艺路线下的硫含量、温度以及夹杂物控制等关键技术问题。结果表明：在KR工序通过采用新型脱硫剂,可以将84%炉次的铁水硫的质量分数控制在10×10-6以下;在转炉工序回硫主要影响因素为KR脱硫渣,当扒渣率为95%时,KR渣带硫量占入炉总硫量比例达到了26.7%,而当扒渣率在99%时,KR渣对转炉回硫仅占6.8%,应当保证KR处理后顶渣去除率控制在99%以上;在精炼RH工序当RH吹氧升温量不大于100m3,不仅满足温度要求,同时也达到了洁净度的要求;在低氧条件下将夹杂物控制为高熔点且不易变形的CaS-Al2O3类夹杂,降低了钢种大尺寸夹杂的数量。通过上述研究,在“BOF—RH—CC”工艺路线下,可将成品钢中硫的质量分数和TO的质量分数分别控制在20×10-6和12×10-6以下,同时钢中大尺寸夹杂物数量降低了50%,满足钢种对硫含量、温度及夹杂物的要求,实现了该工艺的稳定控制。     

转炉冶炼低磷洁净钢的工艺开发和实践

 转炉具备冶炼低磷钢的生产能力,但生产超低磷9Ni钢,转炉脱磷工艺仍然是主要难点和研究重点。分析了钢水温度、炉渣碱度、FeO和渣量等对转炉脱磷的影响规律,并结合现场工装设备条件,对转炉双联法、三渣法、双渣法3种脱磷模式进行试验对比。双联脱磷工艺半钢温降大、单炉周期长、生产组织难度大,三渣法操作过程复杂、终点磷控制优势不明显。双渣法冶炼周期短,通过优化转炉脱磷工艺,实现了采用双渣法冶炼工艺生产超低磷钢,简化了超低磷钢转炉冶炼流程,提高了生产效率。研究了转炉脱磷主要工艺参数,分析得出采用脱碳氧枪喷头时,供氧流量按脱碳吹炼流量的83.5%控制,可达到良好的脱磷效果并减少铁水碳的烧损;脱磷期半钢碳含量不宜控制过低,半钢碳质量分数为3.0%～3.5%时能保证前期的脱磷效果和脱碳期的热量。脱磷期温度控制在1 300～1 350 ℃,脱磷率较高也有利于炉渣熔化。炉渣碱度为1.8～2.2时,可保证较高的脱磷率和化渣效果。一次倒渣量40%以上,脱碳期终点温度按1 590～1 610 ℃控制,终渣FeO质量分数不小于20%,终渣碱度大于6,转炉终点磷质量分数可降低到0.002%以下。采用下渣检测系统和滑板挡渣操作,严格控制下渣量,出钢采用磷含量低的合金,炉后钢水增磷可控制在小于0.000 5%。通过工业试验,实现了铸机成品磷质量分数小于0.002%。     

优化55 t LD-60t LF-CC 工艺提高钢的洁净度

控制LD(氧气顶吹转炉)吹炼终点C-低碳钢0.08%～0.10%C、中碳钢0.10%～0.15%C、高碳钢 ≥0.20%C;通过LD 出钢时强化预脱氧,控制出渣钢下渣率达98%,控制LF精炼Als为0.020%～0.035%,保证精炼渣中(FeO)≤0.5%,喂CaSi线,50~80 L/min软吹氩时间≥7min以及全程保护浇注;中间包采用高效保温吸渣剂及稳定连铸操作等工艺措施,使石钢55t转炉-60tLF 冶炼流程在不进行真空处理的工艺条件下,连铸坯中氧含量控制在20×10-6以下     

无取向电工钢冶炼过程氧含量控制

无取向硅钢的磁性能与钢的洁净度水平密切相关。为实现对无取向电工钢冶炼过程氧含量的合理控制,分析了无取向电工钢冶炼过程碳氧含量变化数据,热力学计算转炉终点临界碳含量与炉渣α_FeO。结果表明:随着转炉终点碳含量的降低,终点氧含量升高且波动范围大,合理出钢碳含量应控制为0.03%～0.05%;为满足炉渣中T.Fe≤24%的现场生产要求,终点碳含量应高于0.031%;钢包底吹氩气可有效降低钢液中过剩氧,降低钢液的平均碳氧积;据现场生产数据,RH精炼前理想碳、氧含量应控制为0.025%～0.035%和500×10^-6～650×10^-6,相应转炉终点碳含量控制为0.03%～0.04%。     

水钢转炉复吹与炉龄同步生产实践

介绍了复吹与炉龄同步技术在水钢炼钢厂的实践.水钢炼钢厂通过优化底吹供气系统和底吹原件布置优化,合理控制初期金属-炉渣蘑菇头的生长,探索不同条件下的溅渣操作,稳定了炉底、炉衬溅渣层厚度的控制,实现了25 000炉炉龄下100％复吹率.     

80t顶底复合吹炼转炉的冶金效果

对比了包头钢铁（集团）公司炼钢厂80t顶底复合吹炼转炉和顶吹氧化转炉的冶金效果,结果表明,底吹气体对钢水的搅拌作远大于顶吹氧化。采用顶底复合吹炼工艺后,不仅钢水成分和温度更均匀,吹炼更平稳,而且钢水终点残余锰点含量提高。由于吹炼时间、氧化消耗量及炉渣中的FeO含量都有所降低,因此金属收得率提高,另外,通过适当提高炉渣碱度,该工艺还可取得较好的脱磷效果。