RU2761839C1

RU2761839C1 - Charge and electric furnace aluminothermic method for producing low-carbon ferrochrome with its use

Info

Publication number: RU2761839C1
Application number: RU2021108732A
Authority: RU
Inventors: Сергей Игоревич Гильварг; Николай Владимирович Кузьмин; Юрий Борисович Мальцев
Original assignee: Публичное акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" (ПАО "КЗФ")
Priority date: 2021-03-30
Filing date: 2021-03-30
Publication date: 2021-12-13

Abstract

FIELD: metallurgy.

SUBSTANCE: invention relates to metallurgy, namely to the production of low-carbon ferrochrome with a chromium content of at least 80 wt. %. The ignition part of the charge composition is used, wt. %: 51.7 of chromium concentrate, 27.6 of aluminum powder and 20.7 of sodium bichromate. Electric arcs are ignited and at a current load of 7-9 kA , as melting occurs, a batch loading of the oxide part of the charge of the composition is carried out, wt. %: 70.6 of of burnt chrome concentrate, 29.4 of burnt lime. After melting the oxide part of the charge and disconnecting the electric arcs, the reducing part is loaded into the furnace and melted, containing the remaining samples of burnt chromium concentrate, aluminum powder, sodium bichromate and the entire sample of chromium oxide and table salt at their ratio 1:(0,89-0,96):0,05:0,91:(0,01-0,04), and at the end of the melting, the melt is kept for 8-10 minutes in the furnace until the melt drops completely precipitate.

EFFECT: invention makes it possible to increase the extraction of chromium into the alloy, reduce the specific consumption of aluminum and electricity.

2 cl, 3 ex

Description

Изобретение относится к металлургии, преимущественно к способам извлечения металлов из шихты алюминотермическим способом, в частности при получении феррохрома низкоуглеродистого с высоким содержанием хрома и лимитирующим низким содержанием фосфора, серы, алюминия, меди, азота, негативно влияющих на качество феррохрома, который востребован для легирования стали, чугуна, сплавов специального назначения.The invention relates to metallurgy, mainly to methods for extracting metals from a charge by an aluminothermal method, in particular when obtaining low-carbon ferrochrome with a high chromium content and a limiting low content of phosphorus, sulfur, aluminum, copper, nitrogen, negatively affecting the quality of ferrochrome, which is in demand for alloying steel , cast iron, special alloys.

Основополагающие требования к составам шихтовых материалов и технологическим параметрам алюминотермического получения феррохрома известны из источников [1,2,3].The fundamental requirements for the compositions of charge materials and technological parameters of aluminothermal production of ferrochrome are known from the sources [1,2,3].

Из уровня техники известна шихта [4] для получения безуглеродистого феррохрома электропечным алюминотермическим способом восстановлением хрома и железа из хромового концентрата или руды алюминием, компоненты которой взяты в следующем соотношении, мас. %: хромовый концентрат 64,3-64,7; алюминиевая крупка 17,5-18,0; известь обожженная 13,2-13,23; селитра натриевая 1,13; хлористый натрий (соль поваренная) 4,50-4,53.From the prior art, a charge is known [4] for obtaining carbon-free ferrochrome by an electric furnace aluminothermic method by reducing chromium and iron from chromium concentrate or ore with aluminum, the components of which are taken in the following ratio, wt. %: chromium concentrate 64.3-64.7; aluminum grits 17.5-18.0; burnt lime 13.2-13.23; sodium nitrate 1.13; sodium chloride (table salt) 4.50-4.53.

Данная шихта позволяет снижать расход электроэнергии и получать феррохром с содержанием углерода не более 0,04% при использовании хромовой руды (концентрата) с содержанием углерода более 0,03%.This charge allows you to reduce power consumption and obtain ferrochrome with a carbon content of not more than 0.04% when using chrome ore (concentrate) with a carbon content of more than 0.03%.

Наиболее близкий по технической сущности и достигаемому результату является шихта [5] для получения низкоуглеродистого феррохрома с низким содержанием азота при использовании шихтовых компонентов состава мас. %: прокаленная хромовая руда 61,8-62,4; ангидрид хромовый 1,58-1,60; бихромат натрия 1,90-1,92; алюминиевый порошок 17,12-17,91; известь обожженная 14,26-14,40; гидроокись кальция 1,27-1,28; хлористый натрий (соль поваренная) 1,27-1,28; плавиковошпатовый концентрат 0,48.The closest in technical essence and the achieved result is the charge [5] for obtaining low-carbon ferrochrome with a low nitrogen content when using charge components of the composition wt. %: calcined chrome ore 61.8-62.4; chromic anhydride 1.58-1.60; sodium dichromate 1.90-1.92; aluminum powder 17.12-17.91; burnt lime 14.26-14.40; calcium hydroxide 1.27-1.28; sodium chloride (common salt) 1.27-1.28; fluorspar concentrate 0.48.

Данная шихта позволяет получать феррохром следующего химического состава, мас. %: хром -75-76; кремний - 0,18-0,35; углерод - 0,012-0,021; азот - 0,020. Извлечение хрома в сплав - 78,3%.This charge makes it possible to obtain ferrochrome of the following chemical composition, wt. %: chromium -75-76; silicon - 0.18-0.35; carbon - 0.012-0.021; nitrogen - 0.020. Extraction of chromium in the alloy - 78.3%.

Практика использования известных составов шихтовых материалов, применяемых для получениия феррохрома, указывает на ряд недостатков: использование при шихтовке сырья, требующего значительных материальных и энергетических затрат, наличие в компонентах шихты вредных примесей, что усложняет контроль ведения технологического процесса для получения гарантированного качества феррохрома, в том числе высших марок по содержанию хрома.The practice of using known compositions of charge materials used for the production of ferrochrome indicates a number of disadvantages: the use of raw materials that require significant material and energy costs in the charge, the presence of harmful impurities in the charge components, which complicates the control of the technological process to obtain a guaranteed quality of ferrochrome, including the number of top grades in terms of chromium content.

Задачей изобретения является создание состава шихты, обеспечивающей стабильный безопасный технологический процесс получения качественного феррохрома с содержанием хрома не менее 80 мас. % (с низким содержанием серы, фосфора, меди и других химических элементов) и достижение высокого извлечения хрома в сплав.The objective of the invention is to create a charge composition that provides a stable, safe technological process for obtaining high-quality ferrochrome with a chromium content of at least 80 wt. % (with a low content of sulfur, phosphorus, copper and other chemical elements) and achieving a high extraction of chromium into the alloy.

Поставленная задача достигается тем, что по сравнению с известным составом шихты, содержащей прокаленную хромовую руду, порошок алюминия, известь обожженную и бихромат натрия, заявленный состав шихты в качестве хромового сырья содержит хромовый концентрат обожженный, окись хрома и бихромат натрия, при этом компоненты шихты взяты при следующем количественном соотношении, мас. %: хромовый концентрат 49,5-50,5; окись хрома 16,9-17,1; бихромат натрия 1,8-1,9; порошок алюминия 18,3-19,3; известь обожженная 11,8-12,1; соль поваренная 0,1-0,7.The task is achieved by the fact that, in comparison with the known composition of the charge containing calcined chrome ore, aluminum powder, calcined lime and sodium dichromate, the declared composition of the charge contains calcined chromium concentrate, chromium oxide and sodium dichromate, while the components of the charge are taken with the following quantitative ratio, wt. %: chromium concentrate 49.5-50.5; chromium oxide 16.9-17.1; sodium dichromate 1.8-1.9; aluminum powder 18.3-19.3; burnt lime 11.8-12.1; table salt 0.1-0.7.

Сущность предлагаемого изобретения заключается в том, что заявленный состав компонентов шихты позволяет решать поставленную задачу, а отклонения от указанных пределов их концентрации приводят к нарушению теплового режима плавки, ухудшению качества сплава и технико-экономических показателей процесса получения конечной продукции.The essence of the proposed invention lies in the fact that the claimed composition of the components of the charge allows you to solve the problem, and deviations from the specified limits of their concentration lead to a violation of the thermal regime of melting, deterioration of the quality of the alloy and the technical and economic indicators of the process of obtaining the final product.

При содержании хромового концентрата ниже 49,5 мас. % снижается содержание хрома в сплаве, что снижает качество феррохрома низкоуглеродистого и увеличивается себестоимость продукции за счет увеличения доли оксида хрома с относительно дорогой окисью хрома. При содержании хромового концентрата выше 50,5 мас. % увеличивается остаточное содержание оксида хрома в шлаке и снижается содержание хрома в сплаве из-за внесения дополнительного оксида железа из хромового концентрата.When the content of chromium concentrate is below 49.5 wt. %, the content of chromium in the alloy decreases, which reduces the quality of low-carbon ferrochrome and increases the cost of production due to an increase in the proportion of chromium oxide with relatively expensive chromium oxide. When the content of chromium concentrate is above 50.5 wt. %, the residual content of chromium oxide in the slag increases and the content of chromium in the alloy decreases due to the addition of additional iron oxide from the chromium concentrate.

При содержании окиси хрома ниже 16,9 мас. % снижается содержание хрома в сплаве из-за высокого соотношения оксида железа к оксиду хрома в хромовом концентрате, что снижает качество феррохрома низкоуглеродистого. При содержании окиси хрома выше 17,1 мас. % увеличивается остаточное содержание оксида хрома в шлаке и увеличивается себестоимость сплава.When the chromium oxide content is below 16.9 wt. %, the chromium content in the alloy decreases due to the high ratio of iron oxide to chromium oxide in the chromium concentrate, which reduces the quality of low-carbon ferrochrome. When the chromium oxide content is above 17.1 wt. %, the residual content of chromium oxide in the slag increases and the cost of the alloy increases.

При содержании бихромата натрия ниже 1,8 мас. % снижается термичность шихты и ухудшаются тепловой режим плавки и дегазация сплава от азота. В результате ухудшаются технико-экономические показатели процесса. При содержании бихромата натрия выше 1,9 мас. % возрастает термичность шихты и увеличивается скорость проплавления шихты, что приводит к разбросу шихты и увеличению количества пылеуноса шихтовых материалов.When the content of sodium dichromate is below 1.8 wt. %, the thermal character of the charge decreases and the thermal conditions of melting and degassing of the alloy from nitrogen deteriorate. As a result, the technical and economic indicators of the process deteriorate. When the content of sodium dichromate is above 1.9 wt. %, the thermality of the charge increases and the rate of melting of the charge increases, which leads to the spread of the charge and an increase in the amount of dust entrainment of the charge materials.

При содержании порошка алюминия ниже 18,3 мас. % снижается термичность шихты, ход плавки становится «холодным», понижается содержание хрома в сплаве и повышается остаточное содержание оксида хрома в шлаке, в результате снижается извлечение хрома в металл. При содержании порошка алюминия выше 19,3 мас. % увеличивается содержание кремния в сплаве, увеличивается термичность шихты, что приводит к разбросу шихты, увеличивается количество пылеуноса шихтовых материалов.When the content of aluminum powder is below 18.3 wt. % the heat of the charge decreases, the melting process becomes "cold", the content of chromium in the alloy decreases and the residual content of chromium oxide in the slag increases, as a result of which the extraction of chromium into the metal decreases. When the content of aluminum powder is above 19.3 wt. %, the silicon content in the alloy increases, the thermality of the charge increases, which leads to the spread of the charge, and the amount of dust entrainment of the charge materials increases.

При содержании извести обожженной ниже 11,8 мас. % ухудшаются условия связывания образующегося глинозема и затрудняются условия восстановления хрома алюминием. Возрастает температура плавления шлака и снижается извлечение хрома в блок металла. При содержании извести обожженной более 12,1 мас. % шлак получается более легкоплавкий, жидкоподвижный и возрастает аварийность при выплавке.When the content of burnt lime is below 11.8 wt. %, the conditions for bonding the formed alumina deteriorate and the conditions for the reduction of chromium with aluminum become more difficult. The melting point of the slag rises and the extraction of chromium into the metal block decreases. When the content of burnt lime is more than 12.1 wt. % slag turns out to be more low-melting, liquid-mobile, and the accident rate during smelting increases.

При содержании соли поваренной ниже 0,1 мас. % ухудшаются условия дегазации слитка феррохрома низкоуглеродистого от растворенных газов, в частности водорода. При содержании соли поваренной более 0,7 мас. % качество феррохрома неулучшается, но ухудшается тепловой режим из-за ненужной балластной добавки к шихте и увеличивается себестоимость продукции.With a sodium chloride content below 0.1 wt. %, the conditions for degassing the low-carbon ferrochrome ingot from dissolved gases, in particular hydrogen, deteriorate. With a table salt content of more than 0.7 wt. %, the quality of ferrochrome does not improve, but the thermal regime deteriorates due to unnecessary ballast addition to the charge and the cost of production increases.

Заявленный состав шихты используется для получения качественного феррохрома низкоуглеродистого с высоким содержанием хрома (не менее 80 мас%).The claimed composition of the charge is used to obtain high-quality low-carbon ferrochrome with a high chromium content (at least 80 wt%).

Известен алюминотермический способ получения безуглеродистого феррохрома [4], включающий проплавление в электропечи части хромового концентрата или руды с известью, восстановление расплава восстановителем с одновременной загрузкой остальной окисной части шихты с введением в расплав хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов в различных соотношениях.Known aluminothermic method for producing carbon-free ferrochrome [4], including melting in an electric furnace part of the chromium concentrate or ore with lime, reducing the melt with a reducing agent while loading the rest of the oxide part of the charge with the introduction of chlorides of alkali and alkaline earth metals in the melt in various ratios.

Наиболее близким, по технической сущности, является способ алюмино-термического получения феррохрома низкоуглеродистого [5], включающий предварительное проплавление запальной части шихты, содержащей хромовое сырье, алюминий и окислитель, проплавление в электропечи части хромового сырья с известью, с содержанием углерода до 0,6 мас. %, восстановление алюминием оксидов расплава и одновременно загружаемой остальной части хромового сырья и выпуск продуктов плавки, при этом в качестве хромового сырья используют предварительно прокаленную руду хромовую с содержанием углерода до 0,05 мас. %, в запальную часть шихты алюминий задают в соотношении 0,75-0,95 к стехиометрически необходимому на восстановление оксидов шихты, а на плавку в целом алюминий задают в соотношении 1,10-1,20 к стехиометрически необходимому на восстановление оксидов хромового сырья.The closest, in technical essence, is a method of aluminum-thermal production of low-carbon ferrochrome [5], including preliminary melting of the ignition part of the charge containing chromium raw materials, aluminum and an oxidizer, melting in an electric furnace of a part of chromium raw materials with lime, with a carbon content of up to 0.6 wt. %, reduction with aluminum of the oxides of the melt and simultaneously loaded the rest of the chromium raw material and the release of smelting products, while the pre-calcined chromium ore with a carbon content of up to 0.05 wt. %, in the ignition part of the charge, aluminum is set in a ratio of 0.75-0.95 to the stoichiometrically necessary for the reduction of oxides of the charge, and for smelting as a whole, aluminum is set in the ratio of 1.10-1.20 to the stoichiometrically necessary for the reduction of oxides of chromium raw materials.

Для получения феррохрома низкоуглеродистого с содержанием азота не более 0,04 мас. %, в запальной части шихты в качестве окислителя используют ангидрид хромовый и бихромат натрия или калия в соотношении 1:(0,25-0,40) с добавкой в шихту соли поваренной в количестве 15-25 мас. % к массе алюминия-этой части шихты, при восстановлении алюминием оксидов расплава и одновременно загружаемой остальной части хромового сырья дополнительно вводят бихромат натрия или калия, кальция гидроокись и соль поваренную в соотношении к массе алюминия на плавку в целом (0,08-0,12):(0,07-0,10):(0,03-0,06):1 соответственно, а после сливают часть шлака в изложницу на гарнисаж и загружают в горн на оставшийся шлак плавикошпатовый концентрат в соотношении (0,02-0,04):1 к массе алюминия на плавку в целом и после его растворения сливают оставшийся шлак и металл.To obtain low-carbon ferrochrome with a nitrogen content of not more than 0.04 wt. %, in the ignition part of the charge, chromic anhydride and sodium or potassium dichromate are used as an oxidizing agent in a ratio of 1: (0.25-0.40) with the addition of sodium chloride to the charge in an amount of 15-25 wt. % to the mass of aluminum - this part of the charge, when reducing the oxides of the melt with aluminum and simultaneously loading the rest of the chromium raw material, sodium or potassium bichromate, calcium hydroxide and common salt are additionally introduced in relation to the mass of aluminum for melting as a whole (0.08-0.12 - 0.04): 1 to the mass of aluminum for the smelting as a whole and after its dissolution, the remaining slag and metal are poured.

Недостатки известных способов обусловлены, прежде всего, относительно низким выходом высших марок феррохрома и показателем сквозного извлечения хрома в металл.The disadvantages of the known methods are primarily due to the relatively low yield of higher grades of ferrochrome and the rate of through-extraction of chromium into the metal.

Известные способы требуют значительных материальных и энергетических затрат, не обеспечивают заданного качества феррохрома по остаточному содержанию серы, фосфора, меди и других элементов.The known methods require significant material and energy costs, do not provide the desired quality of ferrochrome in terms of the residual content of sulfur, phosphorus, copper and other elements.

Задачей изобретения является создание простого малозатратного надежного способа получения феррохрома низкоуглеродистого высококачественного с содержанием хрома не менее 80 мас. %, обеспечивающего стабильный высокий выход заказных марок феррохрома в соответствии с требованиями потребителей.The objective of the invention is to create a simple, low-cost, reliable method for producing low-carbon high-quality ferrochrome with a chromium content of at least 80 wt. %, providing a stable high yield of customized ferrochrome grades in accordance with the requirements of consumers.

В предлагаемом способе алюминотермического получения феррохрома низкоуглеродистого используют шихту состава, мас. %: хромовый концентрат обожженный 49,5-50,5; окись хрома 16,9-17,1; бихромат натрия 1,8-1,9; известь обожженная 11,8-12,1; порошок алюминия 18,3-19,3; соль поваренная 0,1-0,7, которую в виде запальной, оксидной и восстановительной частей последовательно загружают в плавильный агрегат и осуществляют поэтапное проплавление, проведение процесса восстановления. Плавку ведут с нижним запалом шихты. Вначале загружают в горн на подину запальную часть шихты, содержащую хромовый концентрат обожженный 51,7 мас. % (5,1 мас. % от общей навески хромового концентрата), бихромат натрия 20,7 мас. % (54,5 мас. % от общей навески бихромата натрия), порошок алюминия 27,6 мас. % (7,0-7,5 мас. % от общей навески алюминия). Смесь (хромовый концентрат обожженный, порошок алюминия, бихромат натрия) в соотношении 1:0,53:0,4 зажигают электрической дугой, для чего на подину горна укладывают небольшую навеску стального лома, включают электропечь и в ручном режиме зажигают электрические дуги, далее поднимают электроды и небольшими порциями загружают остатки запальной части шихты, опускают электроды до загорания электрических дуг и доводят токовую нагрузку до 5 кА. Затем загружают из печного бункера в плавильный горн по мере проплавления оксидную часть шихты, содержащую часть навески хромового концентрата обожженного 70,6 мас. % (57,3 мас. % от общей навески хромового концентрата), и извести обожженной 29,4 мас. % (100 мас. % общей навески извести). На этой стадии формируют оксидный расплав, закрытый на колошнике небольшим слоем шихты при токовой нагрузке в пределах 7-9 кА. После проплавления оксидной части шихты отключают электропечь и в горне внепечным способом проплавляют восстановительную часть шихты, содержащую оставшуюся часть хромового концентрата обожженного 33,8-35,1 мас. % (37,5 мас. % от общей навески хромового концентрата), оставшуюся часть порошка алюминия 31,3-32,6 мас. % (92,5-93,0 мас. % от общей навески порошка алюминия), оставшуюся часть бихромата натрия 1,54-1,60 мас. % (45,5 мас. % от общей навески бихромата натрия) и все навески окиси хрома и соли поваренной, при их соотношении 1:(0,89-0,96):0,05:0,91:(0,01-0,04). По окончанию плавки расплав выдерживается в горне в течение 8-10 минут для окончания восстановительных реакций и осаждения капель металла. Затем расплав сливают в шлаковню для полной кристаллизации продуктов плавки. При этом сначала в шлаковню подливают шлак на высоту 200-250 мм и делают выдержку 3-5 минут для образования шлакового гарнисажа, после чего сливают оставшийся расплав. После кристаллизации и охлаждения, блок с продуктами плавки извлекают из шлаковни, металл отделяют от шлака, чистят и пакуют в готовую продукцию.In the proposed method of aluminothermic production of low-carbon ferrochrome use a mixture of composition, wt. %: fired chrome concentrate 49.5-50.5; chromium oxide 16.9-17.1; sodium dichromate 1.8-1.9; burnt lime 11.8-12.1; aluminum powder 18.3-19.3; table salt 0.1-0.7, which in the form of ignition, oxide and reduction parts is sequentially loaded into the melting unit and stage-by-stage melting is carried out, the reduction process is carried out. Smelting is carried out with the lower ignition of the charge. First, the ignition part of the charge containing fired chromium concentrate 51.7 wt. Is loaded into the hearth on the hearth. % (5.1 wt.% Of the total weight of the chromium concentrate), sodium dichromate 20.7 wt. % (54.5 wt.% Of the total weight of sodium dichromate), aluminum powder 27.6 wt. % (7.0-7.5 wt.% Of the total weight of aluminum). A mixture (fired chromium concentrate, aluminum powder, sodium dichromate) in a ratio of 1: 0.53: 0.4 is ignited with an electric arc, for which a small amount of steel scrap is placed on the hearth of the hearth, an electric furnace is turned on and electric arcs are ignited in manual mode, then they are raised electrodes and in small portions load the remnants of the ignition part of the charge, lower the electrodes until the electric arcs ignite and bring the current load to 5 kA. Then load from the furnace hopper into the smelting hearth as it melts, the oxide portion of the charge containing a portion of the weighed portion of the fired chrome concentrate 70.6 wt. % (57.3 wt.% Of the total weight of chromium concentrate), and burnt lime 29.4 wt. % (100 wt.% Of the total weight of lime). At this stage, an oxide melt is formed, closed on the top with a small layer of charge at a current load in the range of 7-9 kA. After melting the oxide part of the charge, the electric furnace is turned off, and the reducing part of the charge containing the rest of the fired chromium concentrate 33.8-35.1 wt. % (37.5 wt.% Of the total weight of the chromium concentrate), the rest of the aluminum powder 31.3-32.6 wt. % (92.5-93.0 wt.% Of the total weighed portion of aluminum powder), the rest of sodium dichromate 1.54-1.60 wt. % (45.5 wt.% Of the total weighed portion of sodium dichromate) and all weighed portions of chromium oxide and sodium chloride, at a ratio of 1: (0.89-0.96): 0.05: 0.91: (0.01 -0.04). At the end of the smelting, the melt is kept in the furnace for 8-10 minutes to complete the reduction reactions and precipitate metal drops. Then the melt is poured into a slag for complete crystallization of the melt products. At the same time, first, slag is poured into the slag to a height of 200-250 mm and an exposure is made for 3-5 minutes to form a slag skull, after which the remaining melt is poured. After crystallization and cooling, the block with smelting products is removed from the slag, the metal is separated from the slag, cleaned and packed into finished products.

Заявленный способ позволяет решать поставленную задачу, а отклонения от указанных пределов и режимов приводят к нарушению теплового режима плавки, ухудшению качества и технико-экономических показателей процесса получения конечной продукции.The claimed method makes it possible to solve the problem, and deviations from the specified limits and modes lead to a violation of the thermal regime of melting, deterioration of the quality and technical and economic indicators of the process of obtaining the final product.

При токовой нагрузке ниже 7 кА возникают трудности с поддержанием стабильного горения электрических дуг и в результате снижается извлечение хрома в металл. При токовой нагрузке более 9 кА могут быть местные перегревы шихты и расплава, что приведет к вскипанию расплава, а также к разогреву обмоток печного трансформатора.At a current load below 7 kA, difficulties arise in maintaining a stable burning of electric arcs and, as a result, the extraction of chromium into metal decreases. At a current load of more than 9 kA, there may be local overheating of the charge and the melt, which will lead to boiling of the melt, as well as to the heating of the furnace transformer windings.

При выдержке расплава в горне перед разливкой менее 8 минут, не полностью проходят восстановительные процессы и происходит неполное осаждение капель металла от колошника через слой шлака в слиток металла. Температура расплава, сливаемого в шлаковню, остается высокой, что может увеличивать аварийность при выплавке. При выдержке расплава в горне более 10 минут понижается температура сливаемого расплава, что приводит к неполному осаждению капель металла из шлака в шлаковне после разливки, ухудшается разделение фаз на границе шлак-металл, снижается извлечение хрома в металл.When the melt is kept in the hearth before casting for less than 8 minutes, the reduction processes do not completely take place and incomplete deposition of metal droplets from the top through the slag layer into the metal ingot occurs. The temperature of the melt discharged into the slag remains high, which can increase the accident rate during smelting. When the melt is kept in the hearth for more than 10 minutes, the temperature of the melt being drained decreases, which leads to incomplete deposition of metal droplets from the slag in the slag after casting, worsens phase separation at the slag-metal interface, and decreases the extraction of chromium into metal.

При подливе шлака в шлаковню на высоту менее 200 мм высота защитного гарнисажа может оказаться меньше высоты блока металла и возрастает аварийность при плавке. При подливе шлака в шлаковню на высоту более 250 мм масса подлитого шлака имеет большее теплосодержание, в результате толщина защитного гарнисажа может оказаться меньше необходимой и повышается вероятность прогара гарнисажа и шлаковни после слива металла.When slag is poured into the slag to a height of less than 200 mm, the height of the protective skull may turn out to be less than the height of the metal block and the accident rate during melting increases. When slag is poured into the slag to a height of more than 250 mm, the mass of the poured slag has a higher heat content, as a result, the thickness of the protective shield may be less than necessary and the likelihood of burnout of the skull and slag after the metal is increased.

При выдержке для образования шлакового гарнисажа менее 3 минут снижается толщина защитного гарнисажа и возрастает аварийность при выплавке. При выдержке для образования шлакового гарнисажа выше 5 минут на поверхности шлака образуется твердая корка, которую не сразу пробивает струя окончательно сливаемого расплава, в результате часть металла остается в шлаке и не попадает в образующийся слиток, а также может разбрызгиваться из шлаковни в камеру электропечи.When holding for the formation of a slag skull for less than 3 minutes, the thickness of the protective skull decreases and the accident rate during smelting increases. When holding for the formation of a slag skull above 5 minutes, a hard crust forms on the surface of the slag, which is not immediately pierced by the stream of the finally drained melt, as a result, part of the metal remains in the slag and does not enter the formed ingot, and can also be sprayed from the slag into the electric furnace chamber.

Совокупность заявленных существенных признаков предопределяет решение поставленной задачи по достижению технического результата - создания простого надежного способа получения феррохрома низкоуглеродистого электропечным алюминотермическим способом с высоким содержанием хрома, как основного легирующего компонента.The totality of the stated essential features predetermines the solution of the task to achieve the technical result - the creation of a simple reliable method for producing low-carbon ferrochrome by an electric furnace aluminothermal method with a high chromium content as the main alloying component.

Выплавку производят в электропечи в наклоняющемся плавильном горне, футерованном периклазовым кирпичом. При подготовке шихты в смесительный барабан загружают компоненты каждой части шихты и тщательно перемешивают между собой. Запальная, оксидная и восстановительная части шихты, набираются и загружаются в печные бункера плавильного агрегата. Вначале в горн на подину задают порцию запальной части шихты, укладывают небольшую навеску стального лома 2-7 кг, включают электропечь и в ручном режиме зажигают электрические дуги, далее поднимают электроды и небольшими порциями загружают остатки запальной части шихты, после наплавления расплава опускают электроды до загорания электрических дуг и доводят токовую нагрузку до 5 кА, и затем загружают из печного бункера в плавильный горн по мере проплавления оксидную-часть шихту, стараясь держать колошник закрытым слоем шихты. При этом токовую нагрузку поддерживают в пределах 7-9 кА, чтобы не допускать местных перегревов расплава. После проплавления оксидной части шихты и отключения электрических дуг, в горне проплавляют восстановительную часть шихты, не допуская вспенивания расплава и сильного дымовыделения. По окончанию плавки расплав выдерживается в горне в течение 8-10 минут для окончания восстановительных реакций и осаждения капель металла, а затем сливается в шлаковню для полной кристаллизации продуктов плавки. При этом сначала в шлаковню подливается шлак на высоту 200-250 мм и делается выдержка 3-5 минут для образования шлакового гарнисажа, после чего сливается оставшийся расплав. После кристаллизации и охлаждения продуктов плавки металл отделяют от шлака и пакуют в готовую продукцию.Smelting is carried out in an electric furnace in a tilting smelting furnace lined with periclase bricks. When preparing the charge, the components of each part of the charge are loaded into the mixing drum and thoroughly mixed with each other. The ignition, oxide and reduction parts of the charge are collected and loaded into the furnace bins of the melting unit. First, a portion of the ignition part of the charge is set on the hearth, a small amount of steel scrap 2-7 kg is placed, the electric furnace is turned on and electric arcs are ignited in manual mode, then the electrodes are raised and the remnants of the ignition part of the charge are loaded in small portions, after the melt is melted, the electrodes are lowered until they ignite electric arcs and bring the current load to 5 kA, and then load from the furnace hopper into the smelting hearth as the oxide part of the charge is melted, trying to keep the top of the top with a closed charge layer. In this case, the current load is maintained within the range of 7-9 kA in order to prevent local overheating of the melt. After melting the oxide part of the charge and turning off the electric arcs, the reducing part of the charge is melted in the hearth, preventing the melt from foaming and strong smoke release. At the end of the smelting, the melt is kept in the furnace for 8-10 minutes to complete the reduction reactions and the deposition of metal drops, and then it is poured into a slag for complete crystallization of the smelting products. In this case, first, slag is poured into the slag to a height of 200-250 mm and an exposure is made for 3-5 minutes to form a slag skull, after which the remaining melt is drained. After crystallization and cooling of the smelting products, the metal is separated from the slag and packed into finished products.

Для реализации заявленного способа применяют известные сырьевые компоненты: хромовый концентрат обожженный, окись хрома техническая металлургическая, натрия бихромат, порошок алюминия, известь обожженная, соль поваренная выварочная техническая без добавок, соответствующих требованиям технологических инструкций, технических условий, ГОСТов и другой нормативной документации.To implement the claimed method, known raw materials are used: fired chromium concentrate, technical metallurgical chromium oxide, sodium bichromate, aluminum powder, fired lime, industrial cooking salt without additives that meet the requirements of technological instructions, technical specifications, GOSTs and other regulatory documents.

Сущность изобретения, достижение технического результата подтверждаются примерами конкретного выполнения.The essence of the invention, the achievement of the technical result are confirmed by examples of specific implementation.

Пример 1 (прототип по шихте и способу). Выплавку феррохрома проводили на прокаленной руде хромовой состава 53,6 мас. % оксида хрома, 5,5 мас. % оксида кремния, с содержанием углерода 0,011 мас. % в руде запальной части шихты и в восстановительном процессе и 0,04 мас. % в руде, проплавляемой под дугами. Шихту составили на 4100 кг руды. Запальная часть шихты состояла из 300 кг руды, 80 кг алюминия первичного и 70 кг селитры натриевой; соотношение алюминия 0,93 к стехиометрическому на восстановление оксидов шихты. Под дугами проплавляли 1900 кг руды и 900 кг извести с углеродом до 0,3 мас. %. В восстановительном процессе проплавляли 1900 кг руды и 800-810 кг алюминия первичного марки А5, соотношение алюминия 1,12 к стехиометрическому на восстановление оксидов руды.Example 1 (prototype for charge and method). Smelting of ferrochrome was carried out on a calcined ore of chromium composition 53.6 wt. % chromium oxide, 5.5 wt. % silicon oxide, with a carbon content of 0.011 wt. % in the ore of the ignition part of the charge and in the reduction process and 0.04 wt. % in arc-smelted ore. The charge was 4100 kg of ore. The ignition part of the charge consisted of 300 kg of ore, 80 kg of primary aluminum and 70 kg of sodium nitrate; the ratio of aluminum 0.93 to stoichiometric for the reduction of oxides of the charge. Under the arcs, 1900 kg of ore and 900 kg of lime with carbon up to 0.3 wt. %. In the reduction process, 1900 kg of ore and 800-810 kg of primary grade A5 aluminum were melted, the ratio of aluminum 1.12 to stoichiometric for the reduction of ore oxides.

В полученном сплаве содержание кремния составило 0,26-0,52 мас. %, углерода 0,010-0,024 мас. %. Извлечение хрома из заданного хромового сырья составило 72,79%; сквозное, с учетом потерь при прокалке руды, извлечение хрома составило 69,3%; сквозной расход сухой руды хромовой (в пересчете на 50 мас. % оксида хрома) - 2532 кг, а выход шлака 2360 кг на приведенную (60 мас. % хрома) тонну феррохрома.In the resulting alloy, the silicon content was 0.26-0.52 wt. %, carbon 0.010-0.024 wt. %. The extraction of chromium from the given chromium raw material was 72.79%; through, taking into account losses during ore calcination, the extraction of chromium was 69.3%; through consumption of dry chrome ore (in terms of 50 wt.% chromium oxide) - 2532 kg, and the output of slag 2360 kg per reduced (60 wt.% chromium) ton of ferrochrome.

Пример 2 (прототип по шихте и способу). Для получения феррохрома низкоуглеродистого с содержанием азота не более 0,04 мас. % провели три опытно-промышленные плавки развесом на 3900 кг руды хромовой. Использовали прокаленную руду состава 54,6 мас. % оксида хрома, 4,2 мас. % оксида кремния и 0,013 мас. % углерода. Запальная часть шихты состояла из 300 кг руды, 100 кг ангидрида хромового, 30 кг бихромата натрия (соотношение 0,30:1 к ангидриду), 100 кг алюминия первичного марки А7 (соотношение алюминия 0,90 к стехиометрическому на восстановление оксидов шихты) и 20 кг соли поваренной (20% к массе алюминия). В электропечи проплавляли 1800 кг руды и 900 кг извести с углеродом до 0,2 мас. %. В восстановительном периоде проплавляли 1800 кг руды, 1000 кг алюминия первичного (соотношение 1,15:1 к стехиометрическому на восстановление оксидов руды хромовой), 90 кг бихромата натрия (соотношение к массе алюминия 0,09:1), 80 кг кальция гидроокиси (соотношение 0,08:1 соответственно), 60 кг соли поваренной (соотношение 0,06:1). После окончания проплавления шихты, восстановительного процесса и кратковременной выдержки расплава 40-50% шлака сливали в изложницу на гарнисаж, в горн на оставшийся шлак загружали 30 кг плавикошпатового концентрата (соотношение к массе алюминия 0,03:1), и после его растворения сливали остальной шлак и металл.Example 2 (prototype for charge and method). To obtain low-carbon ferrochrome with a nitrogen content of not more than 0.04 wt. % carried out three pilot-scale melts with a weight of 3900 kg of chrome ore. Used calcined ore composition of 54.6 wt. % chromium oxide, 4.2 wt. % silicon oxide and 0.013 wt. % carbon. The ignition part of the charge consisted of 300 kg of ore, 100 kg of chromic anhydride, 30 kg of sodium dichromate (ratio 0.30: 1 to anhydride), 100 kg of primary grade A7 aluminum (ratio of 0.90 aluminum to stoichiometric for the reduction of charge oxides) and 20 kg of table salt (20% by weight of aluminum). In an electric furnace, 1800 kg of ore and 900 kg of lime with carbon up to 0.2 wt. %. In the recovery period, 1800 kg of ore, 1000 kg of primary aluminum (ratio 1.15: 1 to the stoichiometric for the reduction of chromium ore oxides), 90 kg of sodium dichromate (ratio to the mass of aluminum 0.09: 1), 80 kg of calcium hydroxide (ratio 0.08: 1, respectively), 60 kg of table salt (ratio 0.06: 1). After the completion of the melting of the charge, the reduction process and short-term holding of the melt, 40-50% of the slag was poured into the mold on the skull, 30 kg of fluorspar concentrate was loaded into the furnace on the remaining slag (the ratio to the mass of aluminum is 0.03: 1), and after its dissolution, the rest was poured slag and metal.

Получен феррохром состава: 75-76 мас. % хрома, 0,18-0,35 мас. % кремния, 0,012-0,021 мас. % углерода и 0,020 мас. % азота. Извлечение хрома из заданного хромового сырья составило 78,3%; выход шлака - 2231 кг на приведенную тонну феррохрома.Received ferrochrome composition: 75-76 wt. % chromium, 0.18-0.35 wt. % silicon, 0.012-0.021 wt. % carbon and 0.020 wt. % nitrogen. The extraction of chromium from the given chromium raw material was 78.3%; slag output - 2231 kg per ton of ferrochrome.

Пример 3 (заявляемый способ). Для получения феррохрома низкоуглеродистого провели шесть опытно-промышленных плавок развесом на 2930 кг хромового концентрата. Использовали обожженный хромовый концентрат состава 54,2 мас. % оксида хрома, 5,4 мас. % оксида кремния и 0,01 мас. % углерода. Шихта состоит из, мас. %:Example 3 (the inventive method). To obtain low-carbon ferrochrome, six pilot-scale melts were carried out with a weight of 2930 kg of chromium concentrate. Used fired chromium concentrate composition 54.2 wt. % chromium oxide, 5.4 wt. % silicon oxide and 0.01 wt. % carbon. The charge consists of, wt. %:

хромовый концентрат обожженныйfired chrome concentrate 49,949.9 окись хромаchromium oxide 17,017.0 бихромат натрияsodium dichromate 1,91.9 порошок алюминияaluminum powder 18,618.6 известь обожженнаяburnt lime 11,911.9 соль повареннаяtable salt 0,70.7

Запальная часть шихты состоит из 150 кг хромового концентрата обожженного, 60 кг бихромата натрия, 80 кг порошка алюминия первичного марки ППА. В электропечи проплавили 1680 кг хромового концентрата обожженного и 700 кг извести. В восстановительном периоде проплавили 1100 кг хромового концентрата обожженного, 1000 кг окиси хрома, 1010 кг порошка алюминия первичного марки ППА, 50 кг бихромата натрия (соотношение к массе алюминия 0,05:1), 40 кг соли поваренной (соотношение к массе алюминия 0,04:1). После окончания проплавления шихты восстановительного процесса и кратковременной выдержки расплава в горне, часть шлака слили в шлаковню на гарнисаж, и после выдержки 3-5 мин слили остальной шлак и металл. Получено 11128 кг феррохрома низкоуглеродистого состава: 81,1-83,5 мас. % хрома, 0,93-1,54 мас. % кремния, 0,012-0,027 мас. % углерода и 0,047-0,079 мас. % азота. Извлечение хрома из заданного хромового сырья составило 84,86%; выход шлака - 1566 кг на приведенную тонну феррохрома.The ignition part of the charge consists of 150 kg of fired chromium concentrate, 60 kg of sodium dichromate, 80 kg of primary grade aluminum powder PPA. In an electric furnace 1680 kg of fired chrome concentrate and 700 kg of lime were melted. In the recovery period, 1100 kg of fired chromium concentrate, 1000 kg of chromium oxide, 1010 kg of primary grade aluminum powder PPA, 50 kg of sodium dichromate (ratio to the mass of aluminum 0.05: 1), 40 kg of sodium chloride (ratio to the mass of aluminum 0, 04: 1). After the completion of the melting of the charge of the reduction process and short-term holding of the melt in the hearth, part of the slag was poured into the slag on the skull, and after holding for 3-5 minutes, the rest of the slag and metal were poured. Received 11128 kg of low-carbon ferrochrome composition: 81.1-83.5 wt. % chromium, 0.93-1.54 wt. % silicon, 0.012-0.027 wt. % carbon and 0.047-0.079 wt. % nitrogen. The extraction of chromium from the given chromium raw material was 84.86%; slag output - 1566 kg per ton of ferrochrome.

Сравнительные результаты выплавки по известным способам (прототипам) и заявляемому техническому решению приведены в таблице.Comparative results of smelting according to known methods (prototypes) and the claimed technical solution are shown in the table.

Как видно из приведенной таблицы, предлагаемый способ, в отличие известного, позволяет получать феррохром повышенного качества с высоким содержанием ведущего элемента - хрома.As can be seen from the above table, the proposed method, in contrast to the known, allows you to obtain ferrochromium of improved quality with a high content of the leading element - chromium.

Технологическое отличие предлагаемого способа от известного заключается в том, что значительная часть хромового концентрата обожженного, содержащего железо и хром в соотношении 1:4,в восстановительной части шихты заменяется на окись хрома, не содержащей железа и других вредных и балластных примесей, что позволяет экономить дорогостоящий порошок алюминия, и обеспечивает проведение на третьей стадии плавки внепечного алюминотермического восстановления хрома и железа в сплав с оптимальной удельной теплотой процесса (19-20 ккал/г-ат), с высокой скоростью проплавления шихты и минимальными тепловыми потерями, что является решающим для поддержания оптимальной температуры процесса плавки и условий восстановления хрома.The technological difference between the proposed method and the known one lies in the fact that a significant part of the fired chromium concentrate containing iron and chromium in a ratio of 1: 4, in the reducing part of the charge is replaced by chromium oxide, which does not contain iron and other harmful and ballast impurities, which saves expensive aluminum powder, and provides for the third stage of smelting the out-of-furnace aluminothermal reduction of chromium and iron into an alloy with an optimal specific heat of the process (19-20 kcal / g-at), with a high melting rate of the charge and minimal heat losses, which is decisive for maintaining optimal the temperature of the smelting process and the conditions for the reduction of chromium.

Анализ проведенных плавок подтвердил преимущества предлагаемого состава шихты и способа получения феррохрома низкоуглеродистого по сравнению с известными, выполненными по примерам 1 и 2, (по удельным показателям): снижение расхода порошка алюминия на 12,3 и 21,5%, расхода извести на 44,5 и 37,9%, электроэнергии на 23,3 и 22,4% и повышение коэффициента извлечения на 12,07 и 6,5%.The analysis of the performed heats confirmed the advantages of the proposed composition of the charge and the method for producing low-carbon ferrochrome in comparison with the known ones, made according to examples 1 and 2, (in terms of specific indicators): a decrease in the consumption of aluminum powder by 12.3 and 21.5%, the consumption of lime by 44, 5 and 37.9%, electricity by 23.3 and 22.4% and an increase in the recovery factor by 12.07 and 6.5%.

По результатам реализации заявленного способа разработаны и утверждены технические условия на феррохром низкоуглеродистый высокопроцентный (с содержанием хрома в диапазоне от 80% до 85,0%), предназначенный для легирования специальных марок сталей и сплавов.Based on the results of the implementation of the claimed method, technical conditions for low-carbon high-percentage ferrochromium (with a chromium content in the range from 80% to 85.0%) were developed and approved, intended for alloying special grades of steels and alloys.

Выплавка полупромышленной партии феррохрома по заявленному способу показала, что 100% металла содержит 81,1-83,5 хрома. Причем весь металл имеет содержание углерода не более 0,03 мас. %, содержание серы не более 0,011 мас. %, содержание алюминия не более 0,05 мас. %, содержание фосфора не более 0,005 мас. %.Smelting a semi-industrial batch of ferrochrome according to the claimed method showed that 100% of the metal contains 81.1-83.5 chromium. Moreover, all metal has a carbon content of not more than 0.03 wt. %, sulfur content is not more than 0.011 wt. %, the aluminum content is not more than 0.05 wt. %, the phosphorus content is not more than 0.005 wt. %.

Использованные источникиUsed sources

1. Г.Ф. Игнатенко, Ю.Л. Плинер. Восстановление окислов металлов алюминием. М. Металлургия, 1967, с. 168-171.1. G.F. Ignatenko, Yu.L. Pliner. Reduction of metal oxides with aluminum. M. Metallurgy, 1967, p. 168-171.

2. Рысс М.А. Производство ферросплава. М. Металлургия, 1975 С. 169-177, 227-235.2. Ryss M.A. Ferroalloy production. M. Metallurgy, 1975 S. 169-177, 227-235.

3. Лякишев Н.П., Плинер Ю.Л., Игнатенко Г.Ф., Лаппо С.И. Алюминотермия. М. Металлургия, 1978, С. 272-274.3. Lyakishev NP, Pliner Yu.L., Ignatenko G.F., Lappo S.I. Aluminothermy. M. Metallurgy, 1978, S. 272-274.

4. SU, 831841 А1, 1979 г.4. SU, 831841 A1, 1979

5. RU, 2291217 С2, 2005 г.5. RU, 2291217 C2, 2005

Claims

1. Charge for electric furnace aluminothermal production of low-carbon ferrochrome, containing chromium raw material, aluminum powder, calcined lime, table salt, characterized in that as a chromium raw material it contains calcined chromium concentrate, chromium oxide, sodium bichromate in the following ratio of components, wt.% :

fired chrome concentrate 49.5-50.5 chromium oxide 16.9-17.1 sodium dichromate 1.8-1.9 burnt lime 11.8-12.1 aluminum powder 18.3-19.3 table salt 0.1-0.7

2. A method of electric furnace aluminothermic production of low-carbon ferrochrome, including the use of a charge according to claim 1, which is sequentially loaded in the form of ignition, oxide and reduction parts into the melting unit and stage-by-stage penetration is carried out, the reduction process is carried out, and the initial melting melting is formed by ignition of the ignition part of the charge composition : 51.7 wt.% Fired chromium concentrate, constituting 5.1 wt.% Of the total weight of fired chromium concentrate, 27.6 wt.% Aluminum powder, constituting 7.0-7.5 wt.% Of the total weight of aluminum powder , and 20.7 wt.% sodium dichromate, constituting 54.5 wt.% of the total weighed portion of sodium dichromate, at a ratio of 1: 0.53: 0.4, then electric arcs are ignited and at a current load of 7-9 kA at As the penetration proceeds, the oxide portion of the charge is loaded in portions with the composition: 70.6 wt.% of fired chromium concentrate, constituting 57.3 wt.% of the total weighed portion of fired chromium concentrate, 29 , 4 wt.% Of burnt lime, constituting 100 wt.% Of the total weighed portion of burnt lime, after the oxide charge has melted and the electric arcs are turned off, the reducing part is loaded and melted into the furnace, containing the remaining weighed portions of fired chromium concentrate, aluminum powder, sodium bichromate and the entire weighed portion of oxide chromium and table salt at a ratio of 1: (0.89-0.96): 0.05: 0.91: (0.01-0.04), and at the end of melting, the melt is kept for 8-10 minutes in the furnace until the drops completely settle, after which part of the slag is poured into the slag to a height of 200-250 mm, a slag skull is brought to the walls and bottom of the slag, into which the remaining melt is poured for the final crystallization of the smelting products, the block is removed from the slag, the metal is separated from the slag, cleaned and packed into commercial products.