生产含镍铬熔融金属的方法

专利名称：生产含镍铬熔融金属的方法
技术领域：
本发明涉及用含碳物为燃料或还原剂、在熔炼还原炉中直接熔炼并还原镍矿石和铬矿石以生产含镍和铬的熔融金属的方法。
在生产不锈钢的熔融精制步骤，原都使用金属屑，铁合金和电解镍之类的原料，在电炉或炼钢炉中将这些原料熔融。作为不锈钢的主要成分镍和铬是以镍铁和铬铁的状态加到电炉或炼钢炉中。镍矿石和铬矿石需事先在电炉之类的炉中还原成镍铁和铬铁，为此要消耗昂贵的电能。因此可以说，使用镍铁或铬铁为原料的方法不是经济上合理的方法。
另外，下述四种方法使用并不昂贵的原料为镍源。在第一种方法中，为降低熔融成本，在电炉中直接使用镍铁熔融物，此方法在期刊“铁和钢”中已详述(“IronandSteel”69(19837，P.59)。第二种方法在日本专利文献104153/83中公开，它在炼钢炉中熔炼还原镍源。第三种方法公开在日本专利文献36613/85中，此法中，将镍的氧化物与含碳物混合形成混合物的物料加热并预还原，然后将此预还原后的物料加到炼钢炉之类的反应器中，熔炼还原。第四种方法公开在日本专利文献291911/86中，该方法使用了镍的氧化物。
另外，还有几种方法采用铬矿石作为铬源;铬矿石在炼钢炉或其他熔炼炉中熔炼并还原。例如，通过从顶部吹氧，从底部喷口吹氧并同时从侧面吹氮以熔炼并还原铬矿石的方法;另外还有从底部喷口吹氧同时从侧面喷口吹氮和氧以熔炼并还原铬矿石的方法。作为后一种方法实例，日本专利文献279608/86中已经叙述。
下面讨论先有技术中的问题。在现有的生产含镍熔融金属的方法中，并没有采用将镍矿石直接加到熔炼炉中的方法熔炼并还原镍矿石。因镍矿石只含2～3%(重量)的镍，而镍矿石80%的重量会转变成炉渣，所以在镍矿石熔炼还原过程中，会产生大量矿渣。当试图得到预定含量的镍时，也会产生大量炉渣。例如，当得到含8%的镍的熔融金属时，生产每吨含金会产生2-3吨的炉渣。大量炉渣的产生会使下述问题十分明显。
(1)在熔炼还原步骤中氧与作为还原剂或热源加到熔炼炉中的含碳物反应非常容易产生溅溢;这样难于稳定地操作。
(2)由于溅溢，设备处于损害状态。
(3)由于溅溢，降低了镍的有效产量。
鉴于上述问题，在前面所引文献中，作为镍源的镍矿石并没有直接加到熔炼还原炉中，而是采用了已经预处理使含镍百分比增加到某一数值的材料。
另一方面，作为铬源的铬氧化物难于熔化，还原铬氧化物需要可观的能源;因此先有技术的熔炼还原法中，铬氧化物的还原速率很低，需要很长时间去处理铬氧化物。这个问题可用下述原因说明。
(1)在熔炼还原炉中，铬矿石的还原是在其熔化在渣中后，通过与含碳物中的碳反应逐渐进行。铬矿石的熔化速度强烈地影响着它的还原速度。因此，为缩短工艺所需时间，技术上注意力集中在测定炉渣成分上。但是，铬矿石确实十分难熔，用促进铬矿石熔化的方法去提高铬矿石的还原速度是有限度的。
(2)有一种方法是可想得到的，使熔炼炉中的CO气后燃烧，并用该燃烧热提高铬矿石在炉渣中的熔化速度，由此提高铬矿石的反应速度。在先有技术中，也采用了从炉壁上部吹入后燃烧所需氧的方法。但是，在先有技术中，虽然提高了后燃烧率并提高了废气温度，但是并没有有效地将废气中的热转移到熔融金属中的技术措施。结果，热转移效率很低，高温废气被排放掉了。出现了这样的问题，高温废气加快了废气区耐火材料的磨损，使人们一般认为，后燃烧率不能提得太高。
用熔炼和还原镍矿石和铬矿石的手段能够得
含镍和铬的熔融金属。将此含镍和铬的熔融金属进行脱碳处理，即可得到不锈钢。希望伴随着炉中熔炼还原过程，不断在同一炉中进行脱碳处理。以前，还没有研究过在镍矿石和铬矿石熔炼还原后再在同一炉中对熔融金属进行脱碳处理的工艺方法。这一事实可用以下理由来解释。
(1)当所说熔融金属在炼钢炉之类的反应器中进行脱碳处理时出现明显地铬氧化损失。因此，即使镍矿石和铬矿石可在炼钢炉式的反应器中熔炼还原，对于脱碳处理，也不得不采用铬氧化损失小的真空方法(例如RH-OB法)。
(2)在脱碳处理中需要大量起搅拌作用的气体。在先有技术的熔炼还原过程中，无法想到怎样供应为完成脱碳处理所必需的大量搅拌气体。因此，即使想到用同样类型炼钢炉式反应器完成熔炼还原和脱碳处理，也可想象到这两者在结构上有很大区别。
(3)要在同一炉内脱碳，熔炼还原镍铬矿石所产生的大量炉渣需要从进行熔炼还原的炉中排掉。但是，现在常规使用的电炉都没有能够排掉炉渣的结构。
(4)在先有技术的熔炼还原和脱碳方法中，熔炼还原和脱碳所用的时间都很长。因此，当熔炼还原和脱碳在同一炉中进行时，完成所有处理要占用非常长的时间。结果，由于生产效率低和熔炼还原炉耐火材料的损坏严重，工业上很难进行这样的操作。
本发明的目的在于提供一种生产含镍和铬的熔融金属的方法，按此方法能够稳定操作而且能够提高镍铬矿石精炼还原率。
为达上述目的，本发明提供包括下述步骤的生产含镍和铬的熔融金属的方法熔炼还原镍矿石，制成含镍的熔融金属;
在制成含镍的熔融金属后熔炼还原铬矿石;
熔炼还原镍矿石的过程包括下述步骤将熔化铁水加到有顶部吹氧喷枪，该喷枪上有脱碳喷嘴和后燃烧喷嘴，以及吹送搅拌气体风口的熔炼还原炉中;
再将镍矿石，含碳物和助熔剂加到该炉中;
从所说顶部吹氧喷枪将脱碳氧和后燃烧氧吹进熔炼还原炉中;
从所说风口将对熔炼还原炉内的熔融金属和炉渣起搅拌作用的气体吹入熔炼还原炉内;
将后燃烧比控制在H2O+CO2/H2+H2O+CO+CO2为0.3或高于0.3。
所说熔炼还原铬矿石的步骤如下向所说内有通过上述熔炼还原镍矿石制备的含镍熔融金属的熔炼还原炉内添加铬矿石，含碳物和助熔剂;
从所说顶部吹氧喷枪将脱碳氧和后燃烧氧吹入熔炼还原炉中;
从所说风口将对熔炼还原炉内的熔融金属和炉渣起搅拌作用的气体送入炉中;
将后燃烧比控制在H2O+CO2/H2+H2O+CO+CO2的值为0.3或0.3以上。
结合附图和下述详细说明，本发明上述目的和其它目的以及本发明的优点将会很明确。


图1是说明本发明熔炼还原炉的纵剖面图;
图2是表明本发明的预定后燃烧率和实测后燃烧率之间关系的说明图;
图3是表明本发明中溢溅出现频繁程度与后燃烧率关系的说明图;
图4是表明本发明中溢溅出现频繁程度与底部吹气体量之间关系的说明图;
图5是表明溅溢时单位炉渣重S与熔融金属中的含碳量之间的关系的说明图;
图6(A)和(B)是表明本发明熔炼还原镍矿石中操作过程的说明图;
图7是表明本发明熔炼还原铬矿石过程中向熔融金属底吹和侧吹搅拌气体的工作说明图;
图8是表明本发明熔炼还原铬矿石时，在熔炼还原炉内，相对于后燃烧的改变熔融金属中硫和磷的成分以及每吨熔融金属消耗焦碳量之间的关系的说明图;
图9是表明本发明熔炼还原铬矿石所需时间的说明图;
图10A和B是表明对比的熔炼还原方法的说明图;
图11是表明与添加纯铬相比本发明熔融金属中铬的成分增加的速度;
图12是表明本发明中铬氧化损失与底吹气体量关系的说明图;
图13是表明本发明中熔融金属中碳含量与铬氧化的损失之间关系的说明图;
图14A和B表明熔炼还原镍矿石后，在熔炼还原铬源和脱碳的过程中各种操作参数的变化。
通过脱碳氧的作用，熔融金属中的碳转变成CO气并从中逸出，后燃烧氧将CO氧化成CO2。脱碳和后燃烧产生的热是熔炼还原炉的主要热源。从底部吹入熔融金属的搅拌气体对熔融体和炉渣有强烈的搅拌作用，由此促进了CO变成CO2的氧化反应。因此，当将搅拌气吹入熔炼还原炉以促进氧化反应时，可保持炉内高的后燃烧率。这能够对提高镍矿石和铬矿石的熔化速度和还原速度产生很大影响。本文中后燃烧率由H2O+CO2/H2+H2O+CO+CO2的值代表。
在熔炼还原镍矿石时，提高后燃烧率能够降低添加到熔炼还原炉中的焦碳(含碳物)的单位消耗(每吨熔融金属)。相应地，也减少了引起出现溢溅的CO气和CO2气的量。结果，大大地降低了出现溢溅的频繁程度。另外，当用增加底吹气体量提高传热效率后，能够产生与提高后燃烧率相一致的减少溢溅的效果。
熔炼并还原了镍矿石后，希望从熔融体排掉炉渣并除去磷。脱磷，再使熔融金属脱硫后，将铬矿石加到熔炼还原炉中。这一工艺程序对于防止铬氧化和提高操作效率十分起作用。
在熔炼还原难于还原的氧化铬时，为了用在熔融金属中的碳使留在渣层下部的氧化铬还原，希望比熔炼还原镍矿石时，在高后燃烧率条件下更强烈地搅拌炉渣和熔融金属。为此，除底吹搅拌外，另加侧吹是很有效的。在熔炼还原镍矿石时，不管是否进行侧吹，提高底吹气量能够减少溢溅。
在含镍和铬熔融金属脱碳处理时，从顶部喷枪单独向熔融金属内吹进氧。此时，为降低喷枪口接触到熔融金属部位(以后简称火点)氧的分压，由惰性气体稀释的氧吹入熔融金属。同时，从底部风口吹入的惰性气体强烈地搅拌熔融金属。底吹的强搅拌作用和稀释顶吹氧能够促进熔融金属脱碳并能限制铬的氧化损失。
在先有技术中，有从底部吹氧的情况。但在本发明中，不使用氧作为底吹气体。当氧作为底吹气体时，熔融金属内产生大量CO气并且过分地搅拌了熔融金属，造成熔融金属飞溅散落。飞溅散落的熔融金属会与后燃烧氧反应，这就阻碍了CO气的后燃烧，从而降低了后燃烧率。另外，如果用氧为底吹气体，还需要将冷却气体加到底吹气体中，用以防止风口在过高温度时损坏。使用冷却气体会增加生产成本并且又因过分加强了熔融金属的强搅拌作用而增加了熔体的飞溅现象。
下面，参看具体附图，叙述本发明的优选实施方案。图1是表明本发明优选实施方案中熔炼还原炉10的纵剖面图。图中，数21指顶部吹氧喷枪，22是脱碳喷嘴，23是后燃烧喷嘴，24是底吹风口，11是炉渣层，12是熔融金属，26是向熔炼还原炉装填镍和铬矿石，含碳物和助熔剂的料斗。
在有上述结构的熔炼还原炉中，熔炼还原镍和铬矿石能够得到较高的后燃烧率，下面叙述其工作情况。
通过C-CO和CO-CO2的氧与含碳物反应，为熔炼镍和铬矿石提供热能。从置于顶部吹氧枪21的脱碳喷嘴22吹出的氧主要与熔融金属中的碳反应并生成CO。从后燃烧喷嘴23吹出的氧与CO反应生产CO2。从脱碳喷嘴吹出的氧用符号PcO2代表。由于安排了两种喷嘴22和23，提高了后燃烧率。
在本发明中，由于主要在渣层形成后燃烧区，因此实现了高后燃烧率，同时得到高热传输效果。为此，希望将后燃烧氧吹进渣中，使后燃烧区主要在渣中形成。这样就能保证后燃烧率为0.3或更高，得到较高镍和铬矿石的还原率，并且在镍和铬矿石的还原过程中降低了单位熔融金属的含碳物的消耗量。
在本发明中，不希望用氧作为搅拌气体。当氧为搅拌气体时，熔融金属中会产生大量CO气并且会过分地搅拌熔融金属，从而PcO2与熔融金属中的碳反应，妨碍了后燃烧反应。图2表明用N2为搅拌气体的情况与氧为搅拌气体的比较。图中A表示用N2为搅拌气体，B表示用氧为搅拌气体;横轴表示预定的后燃烧率(PcO2/DCO2+矿石中O2)，纵轴表示实测后燃烧率(H2O+CO2/H2+H2O+CO+CO2)。OD是后燃烧率的缩写。当氧为搅拌气体时，实测后燃烧率比预定的要低，因此可以认为，底吹氧妨碍了后燃烧。
所说预定后燃烧率是基于假设所有的PcO2都在后燃烧消耗并且所有的氧(DCO2和矿石中的氧)都用于氧化熔融金属中的碳。因此，实测后燃烧率越接近预定后燃烧率，则PcO2的后燃烧率越理想。CO，N2或Ar之类的惰性气体都可单独或混合起来作为搅拌气体。
下面叙述用能得到高后燃烧率的熔炼还原炉10进行熔炼还原镍矿石的过程。先将熔融金属放到炉10中，在炉内加入含碳物并从顶部吹氧喷枪21供应氧使熔融金属的温度升到约1500℃后，再将镍矿石添加到炉中。自熔融金属加到炉中开始就从底风口24和侧风口25吹送搅拌气体到炉中，这样就能防止风口被堵住;还有，如果需要，可增加搅拌气体的吹入量。但是，在熔炼还原镍矿石时，不需要积极地从侧风口25吹入搅拌气体，从侧风口25吹入的气体量可以只是为保持侧风口25不被堵住。这是因为，侧吹搅拌气的效果并不明显。
镍矿石中含金属的量一般为20%，金属含量之外，矿石含镍量为2-3%，矿石的另外80%是渣。约矿石重的90%会转变成渣;除镍矿石中的渣成分之外，助熔剂中的渣成分也落在炉渣中。因此，为得到每吨含8%的镍的合金会产生2～3吨的炉渣。由于炉渣中有CO和CO2，其表观密度在0.5～1.0之间，所以炉渣体积为熔融金属体积10～20倍。在产生过量CO和CO2的情况下，会出现溢溅。这样会妨碍稳定操作，甚致中断运行，损坏机器设备。
基于此点，本发明人研究了产生溢溅的因素。图3表明了熔炼还原炉内后燃烧率和出现溢溅的频繁程度之间的关系。实验条件如下熔炼还原炉的容量为7吨，碳含量为1-2%，为脱碳和后燃烧提供的氧气为每小时2，500标准m3，单位炉渣重S为1吨。标准m3指1大气压0℃时的体积，单位炉渣重S是指对每吨熔融金属的炉渣重，以后用符号T/HMT表示。如图3所示，当后燃烧率为0.15时，出现溢溅的频繁程度为50%，这是相当高的。当用改变喷枪高度或者相对增加后燃烧喷嘴吹气量成功地提高了后燃烧率时，出现溢溅的频繁度就降低了。当后燃烧率为0.3或更多时，实际上已经不再出现溢溅现象。
其原因是，当提高了后燃烧率后，热能增加了，由此可减少含碳物的增加量，减少了产生CO气的量，所以不再发生溢溅现象。与此相关，后燃烧(CO+O-CO2)产生的热量约是脱碳反应(C+O-CO)产生热量的2.5倍。图4中，横轴代表对每吨熔融金属的底吹气体量。当底吹气体量增加后，出现溢溅的频繁降低。因通过增加底吹气体量使所说热量有效地传到熔融金属中，减少了出现溢溅的机会，说明了提高后燃烧率更有效果。希望底吹气体的量对每吨熔融金属定在0.4Nm3/分。图4所示情况的试验条件与图3的相同。
图3和图4所示实验结果都是在单位渣重量为1吨/HMT的条件下得到的。可预料单位炉渣重S在实验中增加的情况。对此的研究结果示于图5，其中包括了出现溢溅与熔融金属中碳含量的关系。图5是熔融金属中碳含量和单位炉渣重(T/HMT)与溢溅关系的曲线。实验中后燃烧率为0.3或更高。图5中，符号O处表示无溢溅，稳定运行;符号X处表示有溢溅，不稳定运行。断线划出表示无溢溅的稳定运行区的边界。图5的边界曲线可用下述关系式表示S(T/HMT)＝3(C)%因此，无溢溅的稳定运行区可用下述关系式表示S(T/HMT)≦3(C)%按上述完成镍矿石的熔炼还原后，从熔炼还原炉中排掉炉渣。再使熔融金属脱磷，脱硫。为使5.9吨熔融金属脱磷，将507公斤石灰，70公斤氟石，70公斤铁屑(Scale)和206公斤焦碳填加到熔炼还原炉中，并且从顶部吹氧喷枪将氧吹入熔融金属。熔融金属中占0.45%(重)的磷减少到占0.005%(重)。
接着，从熔炼还原炉排渣，然后再脱硫。为使5.9吨熔融金属脱硫，将15.2公斤石灰，10公斤氟石，10公斤硅石和526公斤焦碳填加到熔炼还原炉中，并且从顶部吹氧喷枪吹氧。可使熔融金属中占0.6%(重)的硫减少到占0.04%。
图6(A)和(B)表明按上述镍矿石熔炼还原方法的具体实例。在此实例中，后燃烧率为0.3或更高，熔融金属中的含碳量保持在1～2%(重)。图6中序号1表示操作步骤的改变;2表示熔融体的温度;3表示总供氧量，4表示熔炼还原炉排出气的
化程度，它与后燃烧率相应5表示填加镍矿石的量;6表示随着时间填加焦碳的量。在操作步骤序号1，开始，将3.1吨熔融态铁加到熔炼还原炉中(加铁水步骤Ⅰ)。然后，步骤1-3的熔融还原和步骤Ⅱ-Ⅳ的排渣重复进行。再后进行步骤4的脱磷和步骤5的脱硫。填加焦碳使熔融金属的温度2升到高于1500℃。表示供氧量3的曲线的扁平部分，表示加镍矿石量5的曲线的扁平部分和表示加焦碳量6的曲线的扁平部分分别代表的对应值为2900Nm3/小时，120Kg/分和59Kg/分。
每次排渣自然都使渣量7减少。如图6B所示，渣量的峰值在4.8～6.2吨。在熔炼还原炉中，开始的熔融金量7为3.1吨最后增加到5.9吨，这是因熔炼还原镍矿石得到的镍和铁也加到开始的熔融金属中。在熔融金属中镍的含量8在第一次排渣时可高到4.5%(重)，而经三次向炉中填加镍矿石后，熔融金属中的镍含量可高达8.15%(重)。
在完成镍矿石的熔炼还原，脱磷和脱硫过程后，如前述将进行铬矿石的熔炼还原过程。将铬矿石，含碳物和助熔剂加到炉10的熔融金属中，在此处只是叙述铬矿石为铬源的工艺方法，并不是本发明只限于用铬矿石为铬源。和熔炼还原镍矿石一样，从顶吹氧喷枪和后燃烧喷嘴将氧送进熔炼还原炉，并且在熔炼还原铬矿石的第一步到最后一步还要从底风口24吹入搅拌气体。在这一过程中，除从底风口24吹入搅拌气体外，还要从侧风口25将搅拌气体吹到熔炼还原炉中。
和前述底吹气体的情况相似，不希望用氧作为风口25的侧吹搅拌气体。如果氧为侧吹气体，因搅拌与渣混合的熔融金属中的碳会与氧反应，从而妨碍了铬矿石的还原。另外，与前述底吹风口的情况相似，还会出现损害炉子耐火层的问题。
图7是用图1所示熔炼还原炉处理铬矿石的工艺说明图。因矿石中的氧化铬难于熔融，不可期待铬矿石熔化后再还原的熔炼还原速度会提高很多。为积极促进铬矿石被熔融金属中的碳还原，从侧风口25向渣层11的下部(在此处悬浮着铬矿石)吹送搅拌气体。这样铬矿石与熔融金属混合。同时，在底风口24和侧风口25吹入搅拌气体的共同作用下，熔融金属与渣混合。这样可有效地提高还原速度。在此过程中，由于底吹风口24吹入的搅拌气体的作用，熔融金属形成膨胀部分，如图7(A)所示。与此同时，搅拌气体使至少有一部分从侧风口25吹入的气体能冲击到上述膨胀部分(A)。由于侧吹气体的作用，膨胀部分(A)中熔融金属散落到渣中。渣的表观密度一般为0.5～1.0。因此，大部分渣中铬矿石悬浮在渣中，并集中在渣层的下部。当因侧吹风而使熔融金属的膨胀部分散落时，散落的熔体就与渣层11下部的铬矿石混合并且熔体中的碳会以很快速度将氧化铬还原。
同样，铬矿石也是在后燃烧率为0.3或更高的条件下还原。另外，由于底吹或侧吹的共同作用，还大大提高了热传递的效果，从而降低了每吨熔融金属的焦碳消耗。因熔融金属中的大部分磷是由焦碳(含碳物)带进来的，所以在填加焦碳的量较少的情况下，熔融金属中磷成分量也会降低。从这一点看，后燃烧率应定在0.3或更高。图8示出熔炼还原炉内，后燃烧率的改变和熔融金属中磷、硫成分及焦碳单位消耗之间的关系。控制后燃烧率为0.3或更高，能够降低熔融金属中磷、硫成分和焦碳单位消耗。
图9表示本发明熔炼还原铬矿石的处理时间与图10所示对比实例所用时间的比较。此处所说处理时间是指从开始至还原反应结束。在图(10(A)中，表明了从顶部喷枪吹入氧和细煤粉并从底风口吹入搅拌气体的对比方法1。在图10(B)中，表明了从顶部喷枪将氧吹到炉渣上，从侧吹风口吹入氧或氮，从底吹风口吹入氮的对比方法2。具体的操作条件如下对比方法1顶吹氧 1700Nm3/Hr(指在完成还原反应时)底吹氮 350Nm3/Hr(指在完成还原反应时)熔融铁10吨铬矿石4600公斤(从一喷枪注入)含碳物(煤粉)6700公斤(从一喷枪注入)
对比方法2顶吹氧 1000Nm3/Hr(在完成还原反应时)底吹氮 120Nm3/Hr(在完成还原反应时)侧吹氮 350Nm3/Hr(在完成或还原反应时)熔融铁5吨铬矿石5000公斤(投入熔炼还原炉内)含碳物(焦碳)3000公斤(投入熔炼还原炉内)根据图9，对比方法2中，铬的含量只有6-7%(重)。在对比方法1中，铬的含量达到目标为18%，但是为处理铬矿石需要120分钟。在本发明的熔炼还原铬矿石的方法中，铬含量达到18%(重)只需要60分钟的处理时间，这比对比方法1少用一半时间。这说明，本发明的方法对处理铬矿石具有非常好的能力。在本发明的实例中，已经研究了，相对于填加铬的速度熔融金属中出现铬成分的速度，结果示于图11。此处所说的填加铬的速度是指填加铬矿石的速度，以换算成纯铬的量的数值计算。在本发明的熔炼还原铬矿石的方法中，能得到很快的铬在熔融金属中出现的速度，而在对比方法1和2中铬出现的速度较慢。图11中的符号O和△表示了本发明熔炼还原铬矿石所取得的数据。O表示使用粒度为10mm的铬矿石为原料所得数据，而△表示使用粒度为1mm或更细的铬矿石为原料的数据。
按上述还原了铬矿石之后，排掉炉渣，再对含镍和铬的熔融金属在同一炉内进行脱碳处理。脱碳处理是依靠从顶部吹氧喷枪将氧送进炉内并同时从炉上安装的风口吹进搅拌气体进行。此时，不希望使用纯氧，应吹入用惰性气体稀释的氧。脱碳处理是在环境压力下按下述条件进行1.氧只从顶部喷枪21吹入，不从底风口吹入;
2.从顶部喷枪21吹入的不是纯氧，而是用惰性气体稀释的氧;
3.从底风口24吹入惰性气体，激烈地搅拌熔融金属。
上述条件1和3的原因下面叙述。在公知的AOD方法中，采用从炉底风口吹氧的方法。根据本发明人的研究，可以认为，底吹氧是造成增加铬氧化损失的原因。这就是说，因底吹氧增加了熔融钢合金的静压力，也提高CO的分压，所以妨碍了脱碳。因此，在本发明中不采用底吹氧，而从顶部喷枪21吹送氧。
可以认为，只用顶吹氧的手段不能满意地防止铬氧化损失。其原因是，脱碳反应大都强烈地发生在由于从顶吹喷枪送进氧所产生的火点部位。只吹送进氧，在此部位CO的分压可升得很高;结果是妨碍了脱碳反应，氧将铬氧化。因此，在本发明中，从顶吹氧喷枪吹送用N2，Ar之类的惰性气体稀释的氧，由此降低了火点部位的CO分压，促进了脱碳反应。为了缩短脱碳处理的时间，希望从顶部喷枪吹送大量气体。
在本发明中，为了促使熔融金属与顶部喷枪送入的气体混合，还要从底风口吹送惰性气体，搅拌熔融金属。从底风口吹送惰性气体搅拌与从顶吹喷枪吹送用惰性气体稀释氧的共同作用，实现了高效的脱碳过程并使Cr氧化损失受到控制。
为强烈地搅拌熔融金属，需要将大量的惰性气体吹送到熔炼还原炉中。为具体地限定铬氧化损失为1%或更少，对每吨熔融金属需要吹送0.5Nm3/分或更多的惰性气体。而限定铬氧化损失为0.5%或更少，对每吨熔融金属就需要吹送1Nm3/分或更多的惰性气体。但是，如吹送进过量的气体，会造成熔融合金的散落。因此，在本发明中，对每吨熔融金属底吹气体量一般为0.5～5Nm3/分，最好在1-3Nm3/分。
图12表示在发明中底吹气体量与脱碳过程中的铬氧化损失量之间的关系。通过从底吹风口吹送大量气体，有效地利用了氧，理想地控制了铬的氧化损失。
为了比较，图中也示出先有技术的脱碳方法中铬氧化的损失量与底吹气体量的关系。在先有技术的方法中，例如AOD法中，铬氧化的损失量对底吹气体量的比值是相当大的。
为了更合理地减少铬氧化的损失，在脱碳处理过程中，有效的是减少熔融金属中的碳含量，从而减少了吹送供氧的量。但是，在用顶部吹氧喷枪供氧中，喷送压力的降低有一定限度，用喷嘴减少供氧量是有一定限度的。因此，吹送供氧的量只能降低到最大供气量的一半。根据这样的情况，优选的方法是在脱碳吹氧过程中，不断提高顶吹气体中用来稀释氧的惰性气体的百分比，这样就能在不过分降低吹送压力下，有效地随脱碳进展减少供氧量。
增加惰性气体和减少供氧量可以逐步进行，或者说可以连续进行。下面叙述吹送气体的具体方法。从顶吹喷枪送入用惰性气体稀释的氧。对每吨熔融金属，从顶吹喷枪送入的气体量保持在3Nm3/分，其中氧的量依据熔融金属中的含碳量不断改变。
碳占3%或更多 3Nm3/分，每吨熔融金属碳占3～2% 2-3Nm3/分，每吨熔融金属碳占2～0.5% 1-2Nm3/分、每吨熔融金属碳低于0.5% 1Nm3/分，每吨熔融金属根据吹进氧的积累量进行推断，或者测量熔融金属样品的固化温度，都可了解到脱碳过程中熔融金属中的含碳量。
在一涉及脱碳过程中铬氧化损失的具体实例中，其操作条件类似于图14所示操作步骤中的条件。在此实例中，经过脱碳处理40分钟，熔融金属中的碳含量由6.7%降到0.038%。尽管熔融金属已经脱碳到低含碳量，但铬氧化的损失只有约0.5%，这是相当低的损失。在上述条件下，用改变脱碳反应的程度使熔融金属脱碳，研究脱碳反应程度与铬氧化损失之间的关系。图13表示了与AOD和LD-OB法对比的结果。在本发明的实例中，可以认为，甚至在含碳量很低的范围，也可将铬氧化的损失限制到足够低。
图14(A)和(B)说明熔炼还原铬矿石和脱碳处理操作条件的具体实例。图中所示工艺过程紧接在图6所示熔炼还原镍矿石的脱磷和脱硫操作步骤之后。在图14(A)中，1表示操作步骤的改变，2表示熔融金属中的碳和铬的含量，3表示随着时间推移熔融金属的温度。图14(B)中，1表示操作步骤的改变，4表示从喷枪吹出的氧和惰性气体的量，5是喷枪高度，6是底吹气体量，7是侧吹气体量，8是增加铬矿石量，9是填加焦碳量。图14(A)和(B)中，序号1-9相对应。
在操作步骤中，在步骤1产生渣，步骤1中的温度排渣Ⅰ后升高在步骤2进行熔炼还原，最后还原在步骤3完成，除步骤1-3之外从喷枪送入4表示的氧气量，后燃烧所用氧的量用斜线表示，脱碳所用氧的量以空白部分表示。接着，在排渣Ⅱ后在步骤4进行脱硫处理。在脱碳处理过程中，从喷枪吹送氧气和氮气的量分别用空白部分和斜线部分表示。
下面叙述本发明的整体效果。因为用于脱碳处理和后燃烧的氧吹送进熔炼还原炉，还原炉内装有熔化铁水，镍矿石，焦碳(含碳物)等，而且从还原炉底吹送搅拌气体，由此，可将后燃烧率提到0.3或更高并且不会产生溢溅现象。因此，能够进行稳定运转而且保证镍的有效使用率为90%或更高。之后，通过装在熔炼还原炉上的风口向炉内吹送搅拌气体，搅拌熔融金属对铬材料进行熔炼还原。这样大大提高了铬源材料的还原速度，并使铬源材料能在很短时间内完成熔炼还原。另外，因从顶部喷枪将氧送入炉内并且同时将搅拌气体吹送到熔融金属的脱碳处理过程，所以能够降低铬的氧化损失。还有，因为上述从熔炼还原到脱碳处理步骤都在同一熔炼还原炉内进行，所以用简单的设备，较短的处理时间就能直接用镍矿石和铬矿石为原料生产不锈钢，而且产率高，生产成本低。
权利要求
1.包括熔炼还原镍矿石以得到含镍熔融金属(12)，以及在得到所说含镍熔融金属后熔炼还原铬矿石，以生产含镍和铬的熔融金属的方法，其特征在于熔炼还原镍矿石的过程包括下述步骤将熔融铁水加到装有顶部吹氧喷枪21和吹送搅拌气体的风口的熔炼还原炉10内，在所说喷枪21上有脱碳喷嘴22和后燃烧喷嘴23；将镍矿石，含碳物和助熔剂加到所说熔炼还原炉内；从所说顶部吹氧喷枪，将脱碳氧和后燃烧氧吹送到熔炼还原炉中；从所说风口，吹送搅拌熔炼还原炉内的熔融金属和炉渣的气体；将后燃烧率H2O+CO2/H2+H2O+CO+CO2控制在0.3或高于0.3；熔炼还原铬矿石的过程包括下述步骤将铬矿石，含碳物和助熔剂加到含有在熔炼还原镍矿石的过程所得到的含镍的熔融金属的熔炼还原炉中；从所说顶部喷枪，将脱碳氧和后燃烧氧吹送到所说熔炼还原炉中；从所说风口，吹送搅拌熔炼还原炉内的熔融金属和炉渣的气体；将后燃烧率H2O+CO2/H2+H2O+CO+CO2控制在0.3或高于0.3。
2.权利要求1所述的方法，其特征在于，在所说熔炼还原镍矿石的过程中，还包括控制熔融金属中的含碳量(C%)与每吨熔融金属炉渣量S(t/HMT)之间的关系，使其满足下式S(t/HMT)≦3(C)%
3.权利要求1所述的方法，其特征在于，在熔炼还原镍矿石的过程中，所说搅拌气体从设在熔炼还原炉底部的风口24吹入。
4.权利要求3所述的方法，其特征在于，所说搅拌气体的吹送量对每吨熔融金属为0.4Nm3/分或更多。
5.权利要求1所述的方法，其特征在于，在熔炼还原镍矿石的过程中，控制所说顶部吹氧喷枪的位置，使其尾端在渣层11中。
6.权利要求1所述的方法，其特征在于，在熔炼还原铬矿石的过程中，控制所说顶部吹氧喷枪的位置，使其尾端在渣层11中。
7.权利要求1所述的方法，其特征在于，在熔炼还原铬矿石的过程中，至少要使部分所吹送的搅拌气体冲击到由底风口24所吹搅拌气体造成的膨胀的熔融金属部分。
8.权利要求7所述的方法，其特征在于，所说从底风口吹送的搅拌气体量对每吨熔融金属为0.5～5Nm3/分。
9.权利要求8所述的方法，其特征在于，所说从底风口吹送的气体量为1-3Nm3/分。
10.权利要求1所述的方法，其特征在于，在熔炼还原镍矿石的过程中，所用的搅拌气体至少是CO、N2和Ar中的一种。
11.权利要求1所述的方法，其特征在于，在熔炼还原铬矿石的过程中，所用的搅拌气体至少是CO，N2和Ar中的一种。
12.权利要求1所述的方法，其特征在于，它还包括脱磷和脱硫过程，所说脱磷过程包括在熔炼还原镍矿得到含镍的熔融金属后，排掉炉渣;再将石灰，氟石、铁屑(Scale)和含碳物加到熔炼还原炉中;从顶部吹氧喷枪向炉中吹氧;所说脱硫过程包括再排一次炉渣并将石灰、氟石、硅石和含碳物加到熔炼还原炉中;从顶部吹氧喷枪向炉中吹氧。
13.权利要求1所述的方法，其特征在于，还包括含镍和铬熔融金属的脱碳处理过程，它包括从顶部吹氧喷枪吹送用惰性气体稀释的氧;从底吹风口吹送搅拌熔炼还原炉内的熔融金属和炉渣的搅拌气体。
全文摘要
熔炼还原镍和铬矿石生产含镍和铬的熔融金属的方法，包括熔炼还原镍矿石，向有顶部吹氧喷枪和搅拌气体风口的炉10填加铁水、镍矿石，碳和助熔剂；从顶部吹氧喷枪送脱碳氧和后燃烧氧；从吹风口吹送搅拌炉内熔体和炉渣的气体；将后燃烧率控制在0.3或更高；和精炼还原铬矿石将铬矿石，碳和助熔剂加到装有含镍熔体的炉中；再从顶部喷枪吹进脱碳氧和后燃烧氧；从吹风口送入搅拌炉内熔体和炉渣的气体；将后燃烧率控制在0.3或更高。
文档编号C21C7/064GK1045132SQ9010085
公开日1990年9月5日 申请日期1990年2月21日 优先权日1989年2月21日
发明者田辺治良, 滝千∴, 岩崎克博, 川上正弘, 高岡利夫 申请人:日本钢管株式会社