Кратность - шлак
Cтраница 1
Кратность шлака - 1 3, вязкость его при 1600 - 1800 С составляет - 0.5 Па-с. Шлаки от производства ферротитана, которые не были довосстановлены непосредственно в плавильном горне, подвергают переработке для дополнительного извлечения титана и получения высокоглиноземистого полупродукта. Жидкий шлак довосстанавливают в чугунных изложницах, в которые жидкий шлак ( - 2000 кг) переливают из металлоприемника. Во время заполнения изложницы в струю шлака задают 150 кг извести, 175 кг молотого кварцита и 35 кг алюминия. Затем изложницу подают под электроды и задают в нее 250 кг железной руды, 200 кг извести, 100 кг ферросилиция ФС75 и 540 кг алюминиевого порошка. Расход электроэнергии составляет 1152 - 1332 МДж ( 320 - 370 кВт - ч) на плавку. Довосстановление твердых шлаков проводят в электросталеплавильной печи. В печи проплавляют 1300 кг шлака, 130 кг кварцита и 50 кг извести. Восстановительная часть шихты содержит 65 - 130 кг железной руды, 50 кг железной обсечки, 60 - НО кг ферросилиция ФС75, 220 - 280 кг алюминиевого порошка и 50 кг извести. [1]
Кратность шлака - 1 3, вязкость его при 1600 - 1800 С составляет - 0.5 Па-с. Шлаки от производства ферротитана, которые не были довосстановлены непосредственно в плавильном горне, подвергают переработке для дополнительного извлечения титана и получения высокоглиноземистого полупродукта. Жидкий шлак довосстанавливают в чугунных изложницах, в которые жидкий шлак ( - 2000 кг) переливают из металлоприемника. Во время заполнения изложницы в струю шлака задают 150 кг извести, 175 кг молотого кварцита и 35 кг алюминия. Затем изложницу подают под электроды и задают в нее 250 кг железной руды, 200 кг извести, 100 кг ферросилиция ФС75 и 540 кг алюминиевого порошка. Расход электроэнергии составляет 1152 - 1332 МДж ( 320 - 370 кВт - ч) на плавку. Довосстановление твердых шлаков проводят в электросталеплавильной печи. В печи проплавляют 1300 кг шлака, 130 кг кварцита и 50 кг извести. Восстановительная часть шихты содержит 65 - 130 кг железной руды, 50 кг железной обсечки, 60 - 110 кг ферросилиция ФС75, 220 - 280 кг алюминиевого порошка и 50 кг извести. Другой вариант шихты: на 100 кг шлака задают 5 - 20 кг алюминиевого порошка, с. [2]
Существенным недостатком применения термитных добавок является повышение расхода восстановителя и увеличение кратности шлака. Еще больше заметно возрастание расхода восстановителя, если: в шихту вводят добавки таких окислителей, как например натриевая селитра, которые, взаимодействуя с алюминием, не дают дополнительного металла. [3]
Таким образом, максимальное восстановление хрома из шлака достигается за счет уменьшения кратности шлака, - повышения его основности и использования вне-печного раскисления металла и шлака. [4]
Пониженное содержание S и Р в плавках с добавками извести объясняется повышением основности и кратности шлака. [5]
К числу подобных задач о направлении и глубине тротекания процессов относятся и расчеты состава i кратности шлаков, обеспечивающих заданную степень) афинирования жидкой стали от вредных примесей. [6]
 |
Зависимость извлечения тита-иа и состава ферротитаиа от количества алюминия ( % от теоретически необходимого в шнхте. [7] |
Подогрев шихты повышает удельную теплоту процесса приблизительно на 2 кДж / г-атом на каждые 100 С подогрева. Кроме того, подогрев шихты позволяет уменьшить добавки железной руды или совсем избежать ее применения и ведет к увеличению содержания титана в сплаве, уменьшению расхода алюминия, снижению кратности шлака и потерь титана. [8]
Отмечено, что растворение брикетов и усвоение из них марганца сталью выше, чем при использовании кусковых ферросплавов. Основное количество шлака в настоящее время используют в строительной индустрии и это ведет к безвозвратным потерям марганца. Для снижения этих потерь следует снижать кратность шлака и содержание в нем марганца, а также увеличивать использование шлаков в металлургических переделах, например, при производстве силикомарганца в виде шлакоугольных брикетов. Значительный интерес представляет разработанный в Канаде способ переплава шлака в плазменно-дуговом реакторе с удлиненной дугой косвенного нагрева. Полученный ферромарганец содержал 70 - 90 % Mn, 0 01 % P, 0 01 S и от 0 3 до 8 % Si в зависимости от назначения сплава. Освоена технология производства марганцевого агломерата, офлюсованного таким гранулированным шлаком, что позволило уменьшить расход марганцевого сырья и коксовой мелочи. [9]
Плавку ведут в печи мощностью 3 5 MB А с магнезиальной футеровкой на рабочем напряжении 167 В. По израсходовании 19800 МДж ( - 5500 кВт - ч) электроэнергии в шлак загружают 100 - 150 кг ферросилиция ФС75 для довосстановления оксидов ванадия из него. При расходе - 27400 МДж ( 6500 кВт - ч) сплав и шлак выпускают в ковш, футерованный графитовой плиткой. Кратность шлака - 3, в него переходят - 7 %, ванадия, 10 % хрома, 70 % титана, 80 % фосфора и 15 % марганца. [10]
Рудно-известковый расплав выплавляют в печах мощностью 3500 - 5000 кВ - А из хромовой руды и извести. Разливку ведут под слоем шлака в слитки толщиной 250 - 300 мм. Слиток получается плотным с крупнокристаллической структурой. Кратность шлака составляет 2 5; шлак содержит 2 - 6 % Сг2Су, 40 - 47 % СаО; 8 - 10 % MgO; 6 - 8 % А1203; 24 - 28 % Si02 и 0 2 - 0 5 % FeO и 1 - 2 % металлических корольков размером 0 5 - 2 мм. [11]
Плавку ведут в печи мощностью 3 5 МВД с магнезиальной футеровкой на рабочем напряжении 167 В. По израсходовании 19800 МДж ( - 5500 кВт - ч) электроэнергии в шлак загружают 100 - 150 кг ферросилиция ФС75 для довосстановления оксидов ванадия из него. При расходе - 27400 МДж ( 6500 кВт - ч) сплав и шлак выпускают в ковш, футерованный графитовой плиткой. Кратность шлака - 3, в него переходят - 7 %, ванадия, 10 % хрома, 70 % титана, 80 % фосфора и 15 % марганца. [12]
В ФСХ48 на выпуске содержится 0 2 - 0 4 % С, после выдержки и грануляции лишь 0 02 - 0 04 % С, а в шлаковой корке содер. После выдержки из ковша удаляют шлаковую корку и сплав разливают в слитки или гранулируют. Когда требуется особо чистый по содержанию углерода сплав, среднюю часть сплава в ковше, наименее загрязненную углеродом, гранулируют отдельно. Снижение содержания фосфора в ферросиликохроме ( и одновременно углерода) может быть достигнуто обработкой сплава основным синтетическим шлаком или отвальными жидкими шлаками производства рафинированного феррохрома. Содержание фосфора может быть снижено в два раза и более и зависит от кратности шлака. Выплавку сплава с 10 - 30 % Si ведут на пониженном колошнике, при толщине слоя шихты 1300 - 1500 мм и глубине посадки электродов - 700 мм. Избыток твердого углерода в шихте составляет 3 - 5 % Сравнительно невысокая температура восстановления низкопроцентного сплава и хорошая газопроницаемость колошника определяют спокойный ход процесса. Сплав выпускают из печи пять - семь раз в смену. Продолжительность выпуска 10 - 15 мин, температура сплава 1350 - 1450 С. [13]
В ФСХ48 на выпуске содержится 0 2 - 0 4 % С, после выдержки и грануляции лишь 0 02 - 0 04 % С, а в шлаковой корке содер-жится 1 % С. После выдержки из ковша удаляют шлаковую корку и сплав разливают в слитки или гранулируют. Когда требуется особо чистый по содержанию углерода сплав, среднюю часть сплава в ковше, наименее загрязненную углеродом, гранулируют отдельно. Снижение содержания фосфора в ферросиликохроме ( и одновременно углеро-да) может быть достигнуто обработкой сплава основным синтетическим шлаком или отвальными жидкими шлаками производства рафинированного феррохрома. Содержание фосфора может быть снижено в два раза и более и зависит от кратности шлака. Выплавку сплава с 10 - 30 % Si ведут на пониженном колошнике, при толщине слоя шихты 1300 - 1500 мм и глубине посадки электродов - 700 мм. Сравнительно невысокая температура восстановления низкопроцентного сплава и хорошая газопроницаемость колошника определяют спокойный ход процесса. Сплав выпускают из печи пять - семь раз в смену. Продолжительность выпуска 10 - 15 мин, температура сплава 1350 - 1450 С. [14]
Страницы: 1