一种提高含铌废料中铌回收率的冶炼方法
阅读说明：本技术 一种提高含铌废料中铌回收率的冶炼方法 (Smelting method for improving recovery rate of niobium in niobium-containing waste ) 是由 马红军 舒美良 吴振忠 徐涛 黄日圣 陈伟生 江鲜庚 程建鹏 章静能 章良刚 于 2020-12-07 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种提高含铌废料中铌回收率的冶炼方法,涉及金属冶炼技术领域,该方法在冶炼过程中使用含铌废料,并控制配料中硅含量在1.2％～1.5％范围内,然后向电弧炉内加入炉料,控制炉渣成分为38％～43％的CaO、25％～28％的SiO-2、5％～8％的MgO和4％～10％的Al-2O-3,剩余的为其它杂质,且炉渣二元碱度为1.2～1.5；然后进行出钢作业,令钢液和炉渣一起兑入AOD炉内；AOD炉用底吹氩气搅拌3min,之后扒除全部炉渣,然后根据最终产物成分配比向AOD炉内配加合金进行脱碳升温作业,预还原加入硅铁和造渣材料,氩气搅拌5min,控制炉渣成分为50％～60％的CaO、10％～15％的SiO-2、5％～10％的MgO、3％～8％的Al-2O-3、5％～10％的CaF,剩余的为其它杂质,且炉渣四元碱度为3.0～3.4；然后进行扒渣作业,扒渣之后进行还原出钢；本发明可有效提高含铌废料中铌的回收率。(The invention discloses a smelting method for improving the recovery rate of niobium in niobium-containing waste, which relates to the technical field of metal smelting, and the method uses the niobium-containing waste in the smelting process, controls the silicon content in ingredients within the range of 1.2-1.5%, then adds furnace burden into an electric arc furnace, controls the slag components to be 38-43% of CaO and 25-28% of SiO 2 5 to 8 percent of MgO and 4 to 10 percent of Al 2 O 3 The rest is other impurities, and the binary alkalinity of the slag is 1.2-1.5; then carrying out tapping operation, and adding the molten steel and the slag into the AOD furnace; stirring for 3min by bottom blowing argon gas for AOD furnace, removing all furnace slag, adding alloy into AOD furnace according to the component ratio of final product to perform decarburization and heating operation, adding ferrosilicon and slagging material for prereduction, stirring for 5min by argon gas, and controlling the furnace slag component to be 50%60 percent of CaO and 10 to 15 percent of SiO 2 5 to 10 percent of MgO and 3 to 8 percent of Al 2 O 3 5 to 10 percent of CaF, the rest is other impurities, and the quaternary alkalinity of the furnace slag is 3.0 to 3.4; then carrying out slag skimming operation, and carrying out reduction tapping after slag skimming; the method can effectively improve the recovery rate of niobium in the niobium-containing waste.)
技术领域
本发明涉及金属冶炼技术领域，具体为一种提高铌回收率的冶炼方法。
背景技术
不锈钢主元素为Cr，为了提高材料的抗晶间腐蚀能力和力学性能，部分不锈钢添加有铌元素。由于铌的金属活性与Cr相当，不锈钢冶炼过程中会与氧结合生成氧化铌进入炉渣。不锈钢炉渣中含有一定量的氧化Cr，造成炉渣中的铌元素很难被还原，降低了铌的回收率。
不锈钢中铌属于贵重金属，价值是Ni的4倍左右，是Cr的30倍左右，提高铌元素的回收率，对降低含铌不锈钢的冶炼成本有着重要作用。
随着不锈钢废料市场的对不锈钢废料分类工作的逐步完善，含铌不锈钢废料中铌元素的回收问题日益突出，且具有巨大的潜在经济价值。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供了一种提高含铌废料中铌回收率的冶炼方法，以解决现有技术中含铌废料难以二次利用的技术问题。
本发明是通过以下技术方案实现的：
一种提高含铌废料中铌回收率的冶炼方法，该方法包括在最终产物含铌钢材的钢材制备过程中使用含铌废料，并且在冶炼过程中包括下步骤：
步骤1、在准备最终产物所需冶炼物料过程中，配料使用含铌废料，并控制配料中硅含量在1.2％～1.5％范围内，然后向电弧炉内加入炉料，控制炉渣成分为38％～43％的CaO、25％～28％的SiO2、5％～8％的MgO和4％～10％的Al2O3，剩余的为其它杂质，且炉渣二元碱度为1.2～1.5；然后进行出钢作业，令钢液和炉渣一起兑入AOD炉内；
步骤2、AOD炉用底吹氩气搅拌3min，之后扒除全部炉渣，然后根据最终产物成分配比向AOD炉内配加合金进行脱碳升温作业，预还原加入硅铁和造渣材料，氩气搅拌5min，控制炉渣成分为50％～60％的CaO、10％～15％的SiO2、5％～10％的MgO、3％～8％的Al2O3、5％～10％的CaF，剩余的为其它杂质，且炉渣四元碱度为3.0～3.4；然后进行扒渣作业，扒渣之后进行还原出钢。
进一步，步骤1中在向电弧炉内加炉料后还包括待炉料融化1/2后采用氧气切割难熔废料，同时在吹氧位置喷吹碳粉减少氧化，然后控制炉渣成分。
进一步，步骤1电弧炉出钢时将钢液和炉渣通过钢包转兑入AOD炉内。
进一步，所述最终产物为TP347H奥氏体不锈钢。
本发明相比现有技术具有以下优点：
本发明通过使用含Nb废料配料，在电弧炉冶炼过程中加入石灰和造渣材料，炉渣碱度控制在1.2-1.5；炉渣和钢水一起兑入AOD炉搅拌冶炼3min，可在不需要增加设备投资的前提下，使返回料中的Nb回收达到97％以上，有效的降低了生产成本。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例，对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
本发明提出一种提高含Nb废料中Nb回收率的冶炼方法。主要针对的是含Nb废料中Nb的回收问题。主要步骤包括：1、使用含Nb废料配料；2、电弧炉冶炼过程中加入石灰和造渣材料，炉渣碱度控制在1.2-1.5；3、电弧炉带渣出钢，炉渣和钢水一起兑入AOD炉冶炼；4、AOD炉搅拌3min左右，扒除电弧炉带过来的炉渣；5、AOD预还原碱度控制在3.0-3.4，可用萤石化渣。
其中Nb元素氧化的主要途径是和吹入的氧气进行反应生成氧化Nb。
Nb+[O]→NbO2 (1)
NbO2上浮进入炉渣。由于炉渣中还含有Cr2O3，造成NbO2被还原的难度很高。
整个冶炼过程中需要吹氧的工序有电弧炉吹氧助熔和AOD吹氧脱碳，因此主要从这两个吹氧工序进行提高Nb元素回收的研究。
Nb元素回收的主要化学反应是：
(NbO2)+Si→Nb+(SiO2) (2)
要使此反应能够向右进行，第一：需要炉渣Cr2O3含量尽可能低，因为Nb的化学性质和Cr相当，在高温的冶金条件下，Cr2O3会与Nb进行置换反应，
Cr2O3+Nb→Cr+NbO2 (3)
(3)号反应会严重影响(2)号反应的向右进行。
第二，需要降低炉渣中SiO2的百分比含量。采用的主要方法是向炉内加入造渣材料，提高炉渣碱度来降低SiO2的百分比含量。
不锈钢冶炼过程中，由于电弧炉和AOD炉的特性，炉渣碱度不能无限制的提高，冶炼过程中需要调整炉渣碱度和流动性的匹配，使炉渣达到最佳的还原效果。
电弧炉冶炼过程中，几乎没有搅拌作用，冶炼含Nb废料的不锈钢时，炉渣碱度要控制在1.2-1.5左右，碱度过高，缺少搅拌作用，炉渣流动性变差，炉渣内的各种反应会减弱。经过现场测试，电弧炉渣系控制在表1所述范围内，能够减少废料中Nb的氧化。
表1
此渣系在电弧炉冶炼条件下，炉渣流动性好，同时具有一定的还原能力和炉墙保护能力。
电弧炉吹氧的主要作用是促进炉料熔化，缩短冶炼时间，降低生产成本。为了尽可能的减少吹入的氧气氧化炉料中的Nb成分，需要从以下几个方面进行控制：
(1)配料时适当配加硅铁，将入炉炉料中的Si配加到1.2-1.5％，提高钢水的还原性。
(2)吹氧时，氧气主要对未熔化的废料进行切割，不能深入钢液内部；
(3)吹氧的同时，在氧气的出口喷入碳粉，提高氧气出口处碳的含量，使氧气优先与碳粉反应生成CO2，产生热量辅助炉料熔化。
由于电弧炉内搅拌强度不足，钢渣间的交互反应强度不足以将炉渣中的Nb氧化物完全还原，电弧炉出钢后，炉渣中还有一定量的Nb氧化物，需要将电弧炉出钢的钢液和炉渣一起兑入AOD炉，利用AOD炉的底吹剧烈搅拌和钢液中残余的Si还原部分炉渣中的Nb氧化物。
AOD冶炼步骤分为脱碳升温期、预还原期、还原期三个阶段，脱碳升温期主要将钢液中的C脱至钢种目标要求，脱碳升温期主要是用氧气进行吹炼，就会造成Nb的氧化，生成Nb氧化物进入炉渣。脱碳升温期结束，要加入硅铁进行还原。为了提高Nb的回收率，此时就需要对炉渣的渣系进行严格的控制，包括炉渣的碱度、主要成分、流动性等指标。经过现场实践总结，AOD预还原渣系在表2要求范围内，Nb的回收率能够稳定在97％以上。
表2
CaF主要用于调整炉渣的流动性。
预还原加入硅铁和造渣材料之后，用氩气搅拌5min之后，扒除预还原炉渣，重新造渣冶炼。
效益
本发明针对的是含Nb废料中Nb的回收问题。通过使用含Nb废料配料，在电弧炉冶炼过程中加入石灰和造渣材料，炉渣碱度控制在1.2-1.5；炉渣和钢水一起兑入AOD炉用萤石化渣搅拌冶炼3min，可在不需要增加设备投资的前提下，使返回料中的Nb回收达到97％以上，有效的降低了生产成本。
具体实施步骤：
以35t电弧炉，35tAOD氩氧精炼炉，TP347H奥氏体不锈钢为例进行说明。
TP347H主要化学元素成分如表3：
表3
Nb元素含量为8*C-1.10，一般C元素控制在0.075％左右，Nb的控制范围在0.6％-1.10％。
配料以含Nb废料为主，配加必要的Cr、Ni合金，使Cr、Ni元素的配料成分达到钢种目标成分的下限。配料重重量32t，配料Nb含量0.42％，配料Si含量1.35％。
炉料按照批次加入电弧炉，每罐料加入电弧炉后，待炉料熔化1/2以上，采用氧气切割难熔废料，同时在吹氧位置喷吹碳粉减少氧化。每罐料完全熔化之后，根据炉渣情况加入造渣材料调整炉渣。炉料全部熔化完之后，取炉渣样化验，炉渣成分符合表1要求后，进行出钢作业，钢液和炉渣一起出到钢包内。
电弧炉出钢的钢液和炉渣一起兑入AOD炉，AOD炉用底吹氩气搅拌3min左右，之后取样分析并扒除全部的炉渣，扒渣后钢液重量31.2t，钢液中Nb含量0.43％。
AOD扒渣之后，根据成分配加除Nb合金外的合金共1.5t，进行脱碳升温作业，预还原加入硅铁和造渣材料，用氩气搅拌5min，取渣样化验，炉渣成分符合表2要求，可进行扒渣作业，并取钢水样化验成分，化验Nb成分0.402％。扒渣之后补加Nb合金，控制Nb元素至钢种目标要求后正常还原出钢。
计算得废料中Nb回收率：[(31.2+1.5)*0.402％]/(32*0.42％)*100％＝97.8％
通过对各个过程对钢液成分和炉渣成分的控制，可以将废料中的Nb回收率提高到97％以上。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
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