纯氧顶吹中碳铬铁再制铬消耗降低的工业性试验.doc

降低纯氧顶吹中碳铬铁再制铬消耗的工业性试验张寿石我公司2.5吨纯氧顶吹转炉吹炼中碳铬铁生产工艺，从九十年代起对终点控制、炉外热兑、炉前出铁等进行了工艺优化，各项技术经济指标有了较大的突破，终渣Cr2O3含量下降10%，再制铬消耗下降17%。吹炼含碳为12%中碳铬铁时，氧化期的温度为1800，随着硅质还原剂的加入，其还原出铁温度更高，存在一定的富裕热源，若能从工艺角度进一步挖潜，对继续降低再制铬消耗具有较大的实用意义。一、 试验条件 1、设备条件表一、试验期间的主要设备参数公称量氧枪内径氧枪类型炉衬材质铁水包容量2.5吨12mm拉瓦尔单孔镁砖最大5吨 2、造渣料成份表二、造渣料的化学成份（%）名称Cr2O3MgOAl2O3SiO2CaOCr/FeS巴矿42.219.128.836.582.630.0082印粉矿50.611.5810.785.12.760.003石灰0.589.10.021二、 试验方法1、炉内附加过量的石灰整个吹炼过程按正常工艺执行，进入吹炼中后期时，开始逐渐附加石灰，石灰吨附加量控制在80110kg。2、炉外附加适量的印度易碎矿印度易碎矿属易熔性铬粉矿，在一定的温度和动力学条件下，可提高其熔化速度，在还原气氛下，可最大限度地回收铬的含量，降低再制铬消耗。吹炼时的装入量控制在3吨左右，按含碳1.5%吹炼。将印度易碎矿与75%硅铁充分搅拌混合，倒入空的铁水包的流嘴下侧，使之形成斜面状，以增加渣铁与其接触面积，经过二次热兑后浇注，见表三。表三、两种工艺试验所用的造渣料比例工艺方法铬矿(kg/t)石灰(kg/t)铁 水 包铬矿(kg/t)硅铁(kg/t)炉内试验6080炉外试验601102083010三、 对试验前基础数据的再确定1、吹氧中碳铬铁渣铁比的计算以再制铬的物料平衡为计算依据，中铬终渣中SiO2按38%控制，假设再制铬消耗为1.074t/t，则中铬的铁量为931kg，若Si为1%，则合金中硅量为931*1%=9.31kg。此时进入渣中的硅为(1%*1000+72%*70)-9.31=51.09kg，那么(SiO2)的重量为51.09*60/28=109.48kg，总渣量为109.48/38%=288.1kg，渣铁比为288.1/931=0.309。2、吨石灰消耗量的计算石灰的消耗量应该依据渣量的不同有所改变，若初渣碱度偏低，会抑制还原反应的顺利进行。为了加速还原反应，其初渣碱度应控制在0.85以上，这样(CaO)应在30%以上。根据上述计算的渣铁比值，石灰中CaO为80%时，吨石灰消耗量为30%*309/80%=115.9kg/t。四、 试验结果1、炉内附加过量的石灰表四、炉内附加过量石灰试验结果试验序号装入量（t）巴矿(kg)石灰(kg)75%硅铁(Cr2O3)%炉渣碱度增铬幅度一次二次初渣终渣13.92343122739.915.730.950.852.1%23.625236025216.710.630.780.751.3%33.625236025213.117.720.860.752.0%43.319833023112.677.240.970.864.2%53.420437425511.096.840.840.862.5%63.621636027010.795.681.030.932.4%2、炉外附加适量的印度易碎矿表五、炉外附加适量的印度易碎矿试验结果试验序号装入量（t）铁水包（kg）炉内（kg）(Cr2O3)%炉渣碱度增铬幅度印矿硅铁巴矿石灰硅铁一次二次初渣终渣13.51053521038524515.077.850.920.783.1%23.2963219235220816.159.350.90.81.4%33.51053521038521014.958.430.890.772.6%43.0903018036018023.4221.770.70.633.9%53.0602418033018017.4510.690.750.654.4%62.7542254029716220.9515.750.740.673.2%五、 试验分析1、石灰附加时机对（CaO）的影响正常吹炼时，石灰一般易在吹炼的中后期逐渐附加。通过工艺试验，认为当供氧压力为0.80.9Mpa时，石灰宜在总氧耗量的70%开始附加，并分几个阶段逐渐进行，按100kg石灰量为一个阶段，每个阶段以氧量10m3左右为停顿，至总氧量的85%加完所需要的石灰，如：3吨左右的装入量宜确保至终点40-50 m3将石灰全部熔化。因此，石灰附加期间，要确保下滑速度均衡，一旦碰到石灰料仓堵塞或漏料等现象发生，就会引起石灰用量的不足，或过量加入造成渣层过厚，引起氧枪堵塞。按此工艺操作，附加100 kg/t石灰量，可确保（CaO）稳定在30%以上。2、两种试验理论再制铬消耗的对比炉内附加过量石灰试验，初渣碱度均为0.85以上，平均加权终渣Cr2O3为7.29%。炉外附加适量的印度易碎矿试验，硅铁总量为68-80kg/t，(SiO2)有所下降，但总的渣量较炉内试验有所上升。此时，若在2.5吨转炉内再附加过量的石灰，来提高（CaO）含量，势必引起吹炼后期渣层过厚，氧气流的冲击深度不足，带来产品质量波动。从实际试验效果来分析，初渣碱度基本控制在0.70.92范围，平均加权终渣Cr2O3为12%。对两种试验方法的理论再制铬消耗进行对比，见表六。表六、两种工艺试验理论再制铬消耗对比计算类别炉内附加过量石灰炉外附加适量铬矿高碳铬铁Cr（%）62.1861.38吨矿量（kg）巴矿63.0859.79印度易碎矿27带入Cr的总量（kg）640.37640.61吹氧中铬Cr（%）64.664.48（Cr2O3）总量（kg）15.41325.37进入合金Cr量（kg）624.957615.24合金重量（kg）967.426954.16理论再制铬消耗（t/t）1.0341.048理论回收率（%）93.3690.783、中碳铬铁炉渣的实物变化我们对试验期间的中碳铬铁硬渣进行了化学分析，其平均Cr2O3为6.97%，较加权平均终渣又下降0.32%，可以说明产品在浇注过程中仍存在一定的还原反应。从浇注后的硬渣实物分析可知，发现在渣层的上部，呈现出不规则的气空状，手感份量较轻，颜色呈墨绿色，以此说明渣中Cr2O3含量较低。从氧气转炉的炉口积渣观察，粘附在炉口的渣子，较原来松动，且便于清理。随着炉渣碱度的上升，该炉渣表现出粉化与未粉化现象。4、两种试验工艺方法的对比炉内试验方法，工艺简单，可操作性强，投入少见效快。但装入量超过3.5吨时，出铁时部份炉渣流入过渡渣包内，尤其采用新铁水包时，炉渣逸出的矛盾更为明显。炉外试验方法，铁水包内铬矿的熔化速度随着用量的减少而逐渐加快，铁水包内的反应随之激烈，铁水包的侵蚀程度随之加剧。该方法主要存在如下几方面的操作难度，一是须选择易熔性较好的铬粉矿，且要烘干；二是粉矿必须用10mm筛网过筛，再与硅铁粒子均匀拌和，必须加在铁水包的反应区位置，使之快速熔化；三是随着渣量的增加，限制了炉内进一步增加石灰用量，初渣碱度较难提高。5、铁水包容积的影响从试验现状分析，目前的铁水包较难满足工艺要求，若对原有的铁水包进行改进，在铁水包上口增加一层竖砌的标准镁砖，可增加铁水包的有效容量，见表七。计算条件为：中铬液态比重经折算为6.8t/m3，中铬炉渣的比重为3.2 t/m3，渣铁比为0.309。从计算结果可知，改进后的铁水包总载重量达5.75吨，加上铁水包的皮重，及铁水包吊笼，总重量将超过10吨，目前一分厂三工段的行车最大载重量仅为10吨。显然，在现有基础上，较难有效地改进铁水包的容积，来满足冶炼工艺要求。表七、铁水包改进前后的最大渣铁总装载量（吨）名 称现有铁水包参数改进后铁水包参数有效容积（m3）0.761.07铁水装载量3.124.39炉渣重量0.9641.36总重量4.085.756、两种试验经济性对比将两种工艺试验从原料成本角度进行对比分析，炉内附加过量石灰工艺，虽然石灰吨消耗有所上升，但提高了初始炉渣碱度，增强了还原效果，进一步降低了终渣Cr2O3含量，较炉外附加适量铬矿工艺再制铬消耗下降0.0037 t/t，原料成本下降86.967元/吨，回收率上升1.59%，见表八。表八、两种试验的原料成本对比 （元/吨）名 称炉内附加过量石灰炉外附加适量铬矿中铬产量（t）25.35922.014再制铬产量（t）26.62223.191再制铬消耗（t/t）1.04981.0535铬矿巴矿79.673102.339印易碎矿38.573石灰19.83722.993再制铬4619.124635.475%硅铁259.943266.235原料成本4978.5735065.54回收率（%）92.590.91注：原料成本计算参照2005年计划价格。六、结论1、两种工艺试验对降低再制铬消耗均有不同程度的效果，结合可操作性和工艺的难易