Способ получения силикокальция

ОПИСАНИЕИЗОБРЕТЕНИЯК АВТОРСКОМУ СВИДЕТЕЛЬСТВУ Союз Советских Социапистнческнх Респубпнк(22) Заявлен 25.01.80 (21) 28 присо нием заявки й 9 С 22 С 33/ осуйарствеииый комитет СССР ио кедам изобретений и открытий(71) Заявите Научно-исследовательский инсти ОСОВ ПОЛУЧЕНИЯ СИЛИКОКАЛЬЦ 5 Наиболее близким к предлагаемомупотехнической сущности и дсстигаемому эффекту является способ выплавкисиликокальция,включающий проплавлениечасти шихтовых материалов, загрузку ипроплавление второй части шихты споследующим выпуском шлака и металла, регулирование соотношения в шиите окиси кальция к кремнию восстановителя в обеих стадиях процесса. СооТношение извести и восстановителяв первой стадии составляет 0,2 - 0,8,а во второй - 1,0 - 3,0 3,Недостатком этого способа является высокий расход ферросилиция,связанный с повышенным угаром кремния нз-за проплавления большей егоМасти в начале процесса. Этот приемприводит к увеличению содержания20 810 в шлаке и снижает степень вос-кстановления кальция как во второмпериоде плавки, так и в плавке вцелом,Кроме того, часть металла приего выпуске нз печи остается в шкалев виде корольков, а тепло жидкогошлака не испольэуетгя. и сколюциявинэвесляет Цель изобретения - повышение .влечения кальция и снижение расх30 электроэнергии. Изобретение относится к металлург и и может быть использовано при производстве сплавов с кальцием для раскисления стали и модифицирования чугуна.Известен способ силикотермиче го получения сплавов кальция, вк чающий восстановление окиси каль кремнием ферросилиция в прнсутст плавикового шпата. Соотношение и ти и ферросилиция в шахте состав 0,9 т 1,1 И .Однако из-за близости удельных весов металла и шлака часть металла теряется со шлаком в виде корольков и, кроме того, тепло жидкого шлака не используется, вследствие чего повышается удельный расход электроэнергии;Известен также способ производства силикокальция, при осуществлении которого, хотя и сокращается потери металла со шлаком путем введения в конце плавки осадителя (железа), однако присутствие в расплаве значительных количеств железа существенно уменьшает степень восстановления кальция из-эа снижения активности восстановителя и повышения активности кальция 2).юс5 10 15 20 ЗО 35 40 45 50 Цель достигается тем, что согласно способу получения силикокальция, включающему пропланление части шихтовых материалов, затем загрузку и проплавление второй части шихты с последующим выпуском шлака и металла, а также регулирование соотношения в шихте количества окиси кальция к кремнию восстановителя в обеих ста-, ,диях процесса, после проплавления пер. вой части шихты выпускают полученный металл, затем на оставшийся в печи шлак загружают и .пропланляют вторую часть шихты, причем в первой стадии соотношение в шихте количества окиси кальция к кремнию восстановителя поддерживают в пределах 1,3 - 2,6, а во второй стадии процесса - 0,1-0,95,Во второй стадии процесса содержание окиси магния и глинозема в шлаке поддерживают на уровне 2-10 нес. каждого путем введения смеси окиси магния и алюминийсодержащего материала.В первой стадии процесса для вос" становления кальция из извести целесообразно применять ферросилиций, а содержание кремния 65-90, а во второй стадии - 45-65.В сплаве, получаемом на второй стадии, содержание кальция ниже, а плотность сплава заметно выше, .чем на первой.Разница особенно велика, когда н первой стадии применяют ферросилиций с содержанием кремния м 90, а во второй - 45. Получение более тяжелого сплава но второй стадии позволяет осадить часть металла, присутствующего в шлаке н виде корольков, и увеличить выход годного.При соотношении СаО к 81 менее 1,3 в первой стадии существенно возрастает расход кремния на единицу восстанонленного кальция и его потери, связанные с окислением кремния газовой фазой, при этом содержании кальция в сплаве невелико. При соотношении СаО к 81 больше 2,6 увеличивается продолжительность плавки. Это вызывает большие потери кальция за счет его испарения, повышает расход электроэнергии и н конечном счете приводит к резкому снижению концентрации кальция н сплаве.Во второй стадии процесса при соотношении СаО к 81 меньше 0,1 изнлечение кальция мало иэ-за наличия в шлаке значительного количества 810 снижающего полноту восстановления,Р н получающемом сплаве содержание кальция низкое. При соотношении СаО к 81 больше 0,95 время проплавления шихты на оставшемся шлаке увеличивается, что приводит к повышению расхода электроэнергии и нозрастанию потерь кальция с испарением.Использование н качестве флюса смеси окиси магния с алюминийсодержащим компонентом предпочтительно на второй стадии процесса, так как повышение количества глинозема в шлаке способствует снижению активности 810 и увеличению полноты восстановлвнйя. Однако в том случае, когда в шлаке количество окиси магния и глинозема меньше вес. 2 каждого вязкость шлака высока, что приводит к плохому осаждению корольков сплава,При содержании каждого из них более 10 также возрастает вязкость шлака, потери металла н нем и непроизводительные затраты тепла на его расплавление.П р и м е р 1. (По известному способу). В первой стадии процесса в электропечи проплавляют 300 кг извести, 600 кг ферросилиция (65 кремния) и 120 кг планикового шпата, затем проплавляют 960 кг извести, 630 кг ферросилиция и 40 кг плавикового шпата. Получают 1250 кг силикокальция с содержанием кальция 16,7. Извлечение кальция составляет 24,4. Расход электроэнергии на базовую тонну (15 Са) сплава состанляет 1620 кВтч или 10800 кВт,ч на 1 т кальция.П р и м е р 2. (По предлагаемомуспособу) .В первой стадии процесса н электропечи проплавляют шихту, содержащую известь, ферросилиций и плавиковый шпет, затем выпускают из печи полученный металл, а на останшиися шлак загружают и проплавляют вторую часть шихты, при этом вводят дополнительно смесь магнезита с алюминием. После полного пропланления шлак и металл выпускают из печи. Расход материалов и полученные результаты представлены в таблице.865951 2 о и жцахь ДОЦ 33 ХРН ЭОЭЭа ЦАЦЕК ".) а 333 333 Ю 3 Ч О л о о о, о о о Ю 1 Ю3 Ч133 Хб р6 66 о о о о о о о о о оЛ Р 1 3-,3 О 3 3с 3 ф О Л 3 О Ю О с 3 ф сУ с 3 фл о о о 3 Л М ф 3 Ч М л л 1 61 Эл охиО 3 Эооооо ц) 13 Ч О 1 3.- лс ссою гч о1 33 Ъ Ю О 3 Л М МО 1 ъ сО 3 Ч Л Оо о о о о о о о о1 (Ч ф 3 е 3 щц 1 Ф1 1 ф 1 1 1 ф 11 л л 1 Л 3111 1Х 1а 1 Л3 1 ИЖ 1 оо ла иа 1 жЭ3 лВ 1 О 1 1 Ю 1 1 1Ф 1 1 1 О О 1 с 3 О 1 О 1865951 Формула изобретения Составитель О.ВеретенниковРедакгр Н.Егорова Техред Т.Маточка Корректор У.Пономаренко Зака 7995/41 Тираж 684 Подписное ННИИПИ Государсьвенного комитета СССР но делам изобретений и.открытий 113035, Москва, Ж, Раушская наб., д. 4/5Ьнлна и ПГШ Патент, г. Ужгород, ул. Пгъоентная, 4 Реализация предлагаемого способа по сравнению с известным позволяет повысить извлечение кальция .на 7,8- 11,6, снизить расход ферросилиция на 37-212,8 кг на 1 базовую тонну сплава, а также снизить расход электроэнергии на 240-650 кВтч на 1 базовую т. сплава.При стоимости 1 т ферросилиция 166 р, 70 к, и 1000 кВт ч электроэнергии 10 р. 75 к. экономия от реализации предлагаемого способа составит 7,75 - 42,46 руб. на 1 базовую т сплава или 51-283 руб. на 1 т кальция. 1. Способполучения силикокальция, включающий проплавление части шихтовых материалов, загрузку и проплавление второй части шихты с последующим выпуском шлака и металла, регулирование соотношения в шихте окиси кальция к кремнию восстановителя в обеих стадиях процесса, о т л и ч аю щ и й с я тем, что, с целью повышения извлечения кальция н снижениярасхода электроэнергии, после проплавления первой части шихты выпускаютполученный металл, затем на оставшия"ся в печи шлак загружают н проплавляот вторую часть шнхты, причем в первой стадии соотношение в шнхте коли"чества окиси кальция к кремнию восстановителя поддерживают в пределах1,3 - 2;6, а во второй стадии процес.са - 0,1-0,95.2, Способ по п. 1, о т л и ч а ющ и й с я тем, что во второй стадиипроцесса содержание окиси магния иглинозема в шлаке поддерживают науровне 2-10 вес.% каждого.Источники информации,принятые во внимание при экспертизе1. Авторское свидетельство СССРЩ 9 250196, кл. С 21 С 7/06, 1968.2, Авторское свидетельство СССР9 393347, кл. С 22 С 33/04, 1971.3, Авторское свидетельство СССР9 250962; кл. С 21 С 7/00, 1968,