[go: up one dir, main page]
More Web Proxy on the site http://driver.im/

SU1071645A1 - Method for making steel - Google Patents

Method for making steel Download PDF

Info

Publication number
SU1071645A1
SU1071645A1 SU823520212A SU3520212A SU1071645A1 SU 1071645 A1 SU1071645 A1 SU 1071645A1 SU 823520212 A SU823520212 A SU 823520212A SU 3520212 A SU3520212 A SU 3520212A SU 1071645 A1 SU1071645 A1 SU 1071645A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
slag
metal
furnace
lime
aluminum
Prior art date
Application number
SU823520212A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Сергей Васильевич Климов
Евгений Иванович Аренкин
Владимир Михайлович Апакин
Original Assignee
Центральный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Институт Им.И.П.Бардина
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Центральный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Институт Им.И.П.Бардина filed Critical Центральный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Институт Им.И.П.Бардина
Priority to SU823520212A priority Critical patent/SU1071645A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1071645A1 publication Critical patent/SU1071645A1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)

Description

О5 4 СП Изобретение относитс  к черной металлургии, конкретнее к способам выплавки стали в дуговых сталеплавильных печах. Извесаен способ производства стали в дуговой печи, включающий по ледовательный р д операций: расплав ление шихты, обновление шлака плавлени  присадками извести и твердого окислител  (железна  руда, агломерат , железорудные окатьшш И др.) продувку металла кислородом, часзтичное Каление окислительного ишака , введение в ванну кусковых Легирующих материалов, присадку шлакообразующих ,/раскисление рафинировоч ного шлака порошкообразными раскислител ми и выпуск металла и шлака в ковш til. Недостатками способа  вл ютс  низкие скорости растворени  извести в окисленном малоподвижном Снизкоактйвном ) ишаке, что приводит к длительному периоду растворени  извести (при вводе 30 кг/т извести в, 100-тонную печь ее растворени  в окислительном шлаке составл ет 57 МИН), а следовательно, к удлинению рафинировочного период ; высокие угары порошкообразных раскислителей из-за введени  их на поверх ность ванНы за 30-35 мин до выпуска металла из печи при работающих дугах; высокие угары легирующих элементов как из-за отсутстви  пред варительного раскислени  ванны-алюминием , так и вследствие раннего ( в начале рафинировки; легировани  металла на полный химический анализ невозможность обеспечени  низкого содержани  серы в стали из-за окис лени  порошкообразных раскислителей в процессе выдержки металла под дугами в печи и загущени  ишака, обусловленного повышением содержани в шлаке Mgp из футеровки печи. Указанные причины привод т к не обходимости проведени  длительного рафинировочного периода плавки в печи,составл ющего, как правило, 50-,80 мин. Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату  вл етс  способ выплавки стали в дуговой печи, включающий расплавление шихты, обновление шлака плавлени  присадками извести и окислител , продувку металла кислородом, частичное удаление окислительного шлака, легированиеметалла, присадку шлакообраэующих,раскисление рафи нировочного шлака и выпуск металла и шлака в ковш. Способ осуществл ют следующим образом: загружают ших ту и расплавл ют ее, ввод т известь и. железную руду, продувают распла  кислородом через фурму, окачивают окислительный ишак частично, присаживают легирующие ферросплавы, навод т рафинировочный шлак присадкой извести, производ т диффузионное раскисление шлака, после чего выпускают металл в ковш С2.1. Недостатком известной.технологии  вл ютс  низкие скорости растворени  шлакообразующих, что приводит к удлинению периода рафинировани  металла, низкие, скорости обменных реакций карбюризатор (а равно и порошок, раскислител ; - закись железа , что требует длительного времени дл  восстановлени  железа из окислов шлака, а также высокий угар раскислителей при длительной выдержке металла в печи дл  его рафиниров .ки при работающих мощных дугах электропечи. Целью изобретени   вл етс  сокращение времени рафинировани , снижение- содержани  серы в готовом металле и повышение степени усвоени  кремни . Поставленна  цель достигаетс  тем, что по способу производства стали, включак«г1ему расплавление, шихты, обновление шпака плавлени  присадками извести и окислител , продувку металла кислородом, частичное удаление окислительного шлака, легирование металла, присадку шлакообразующих , раскисление рафинироBOyjpro шлака и выпуск металла и шлака в остаток окислитель|Ного шлака ввод т карбюризатор в количестве 0,8-2,7 кг/т совместно. с известью в количестве 18-30 кг/т и разжижителем шлака в количестве 1,5-4,0 кг/т, легируют металл одновременно с раскислением шлака алюминием в количестве 0,5-1,2 кг/т, а за 1-4 мин до выпуска металла выключают печь и одновременно на поверхность ванны вврд , кг/т: силико .каЛыщй 1,1 - 2,8;, алюминий 0,72 ,0/ порошок феЕ росилици  1-3, разжижитель шлака 2-4,5 с последующим перемешиванием ванны. В качестве карбюризатора можно мен ть кокс, каменный или бурый уголь, нефт ной пек, графит и другие материалы на основе углерода, в качестве разжижител  шлака - шамот, боксит, плавиковый шпат и другие природные или синтетические материалы, обладающие способностью разжижать сталеплавильные шлаки. Прием удалени  части окислительного шлака из печи после окислени  примесей кислородом широко известен и позвол ет сократить рефосфорацию металла при. посл.едующем раскислении шпака. Присадка шлакообразующих и легирование металла позвол ет снизитьO5 4 SP The invention relates to ferrous metallurgy, and more specifically to methods for smelting steel in arc steelmaking furnaces. The method of steel production in an arc furnace is known, which includes the following series of operations: melting the charge, renewing the melting slag with lime and solid oxidizer additives (iron ore, sinter, iron ore, etc.) oxygen blowing of the metal, fractional oxidation pressure, introduction bath of lumpy alloying materials, slag-forming additive, / deoxidation of the refining slag with powdered deoxidizing agents and the release of metal and slag into the ladle til. The disadvantages of the method are low rates of lime dissolution in the oxidized slow-moving Low active), which leads to a long period of lime dissolution (when entering 30 kg / ton of lime into the 100-ton furnace, its dissolution in the oxidizing slag is 57 MIN) and, therefore, to prolong the refining period; high amounts of powdered deoxidizers due to their introduction on the surface of the bath for 30-35 minutes before the metal is released from the furnace when the arcs are working; high carbonization of alloying elements, both due to the absence of preliminary deoxidation of the bath-aluminum and due to early (at the beginning of refining; metal doping for a complete chemical analysis; impossibility of ensuring low sulfur content in steel due to oxidation of powdered deoxidizers in the process of holding the metal under arcs in the kiln and the thickening of the donkey caused by the increase in the Mgp content in the slag of the kiln lining. The indicated reasons lead to the need to spend a long refining period of smelting and, constituting, as a rule, 50-, 80 minutes. The closest to the technical essence and the achieved result is a method of steel smelting in an arc furnace, including melting the charge, updating the melting slag with lime and oxidant additives, blowing metal with oxygen, partially removing the oxidizing slag, alloying of metal, the addition of slag-forming agents, deoxidation of the refined slag, and the release of metal and slag into the ladle. The method is carried out as follows: load and melt this mixture, inject lime and. the iron ore is blown through with oxygen through a lance, the oxidizing ass is partially pumped, alloyed ferroalloys are added to, refining slag is induced by lime, diffusion of slag is produced, and then the metal is released into the ladle C2.1. A disadvantage of the known technology is the low dissolution rates of slag-forming, which leads to a lengthening of the metal refining period, low, the rate of exchange reactions of the carburizer (as well as powder, a deoxidizing agent; iron oxide, which takes a long time to reduce iron from slag oxides, as well as high waste of deoxidizers with a long exposure of the metal in the furnace for its refining. with powerful electric furnace arcs. The aim of the invention is to reduce the time of refining, reducing the The goal is achieved by the fact that, according to the method of steel production, including melting, charge, renewing the melting spike with lime and oxidant additives, purging the metal with oxygen, partially removing oxidizing slag, alloying the metal, adding slag-forming materials , the deoxidation of the refined slag slag and the release of metal and slag into the residue of the oxidizer | slag is introduced into the carburizer in the amount of 0.8-2.7 kg / t together. with lime in the amount of 18-30 kg / t and thinning slag in the amount of 1.5-4.0 kg / t, alloying the metal simultaneously with the deoxidation of slag with aluminum in the amount of 0.5-1.2 kg / t, and for 1- 4 minutes before the metal is turned off, the furnace is turned off and at the same time, on the bath surface, vvrd, kg / t: silico. Lysar 1.1 - 2.8; aluminum 0.72, 0 / powder eu3–3–3, thinner slag 2–4, 5 followed by mixing the bath. Coke, stone or lignite, petroleum pitch, graphite and other carbon-based materials can be used as a carburizer, and chamotte, bauxite, fluorspar and other natural or synthetic materials with the ability to liquefy steelmaking slags can be used as slag thinner. The method of removing part of the oxidizing slag from the furnace after the oxidation of impurities with oxygen is widely known and allows for a reduction in the metal's re-phosphorization. last leading de-scoop. The addition of slag-forming and alloying of the metal makes it possible to reduce

активность закиси железа шлака как за счет разбавлени  шлака- известью и плавиковым шпатом, так и за счет восстановлени  карбюризатором за сими железа шлара при совм стном вводе шлакообразующих и карбюризоатора. Введение извести совместно с разжижитечем шлака, например бокситом, позвол ет, иметь активный высокоподт вижный шлак в самый начальный пе-/ риод рафинировани  металла, а добавка карбюризатора,, с одной сторойы,ч позвол ет сократить врем  растворени  извести в окислительно шлаке с 7-8 ДО 1 - 2 мин, а, с другой иметь перед- легированием металла 15 низкие концентраоди окислов железа в шлаке (менее 10%).the activity of ferrous oxide of slag, both by diluting the slag with lime and fluorspar, and by reducing the iron of the slug by the carburizer for these, together with the introduction of slag-forming and carburizer. The introduction of lime together with the dilution of slag, such as bauxite, makes it possible to have an active high-viscous slag in the initial period of the metal refining, and the addition of the carburizer, on the one hand, reduces the time of lime dissolution in the oxidative slag from 7 8 TO 1 - 2 min, and, on the other hand, before metal alloying, 15, low concentrations of iron oxides in the slag (less than 10%).

Добавка к извести менее 1,5 кг/т разжижител  шлака не позвол ет получить жидкоподвижный шлак, а добав- 20 ка 4,0 кг/т разжижител  обеспечивает жидкотекучесть даже магнезиального шпака (Сс содержанием окиси магни  пор дка 18-22%).An additive to lime less than 1.5 kg / ton of thinner slag does not allow for the production of liquid mobile slag, and the addition of 20.0 kg / ton of thinner ensures the fluidity of even magnesia shpak (Cs magnesia content of about 18-22%).

Добавка .к извести менее 0,8 кг/т 25 карбюризатора не позвол ет снизить концентрацию суммы окислов железа в шлаке менее 10%, а добавка болееThe addition of lime to less than 0.8 kg / t 25 of the carburizer does not allow reducing the concentration of the amount of iron oxides in the slag to less than 10%, and the addition of more

2,7 кг/т карбюризатора приводит кнауглероживанию металла. JQ2.7 kg / t carburizer leads to metal carbonization. Jq

Совмещение предварительного раскислени  шлака алюминием с легированием металла позвол ет стабилизировать усвоение легирующих сталью за счет снижени  содержани  кислоро ,/ да в шлаке в зоне легировани , при этом совмещение этих операций позвол ет сократить врем  рафинировочного периода на ;3-5 мин без ущерба дл  качества стали.Combining the preliminary deoxidation of slag with aluminum with alloying of the metal allows stabilizing the absorption of steel alloying by reducing the oxygen, / and yes content in the slag in the doping zone, while combining these operations reduces the refining time by; 3-5 minutes without compromising the quality of the steel .

При этом последующее введение в 0 металл силикокальци  обуславливает неполное легирование металла кремнием (легирование с учетом кремни , вносимого силикокальцием),At the same time, the subsequent introduction of silicocalcium into 0 metal causes an incomplete alloying of the metal with silicon (alloying with allowance for silicon introduced by silicocalcium),

Введение в шлак вместе с легиру- 45 ющими менее 0,5 кг/т алюмини  не предохран ет легирующие от окислени  шлаком, так как содержаниеThe introduction into the slag together with the alloying less than 0.5 kg / ton of aluminum does not prevent the alloying from the slag from oxidation, since

окислов железа в шлаке не снижаетс iron oxides in slag does not decrease

lu%, а введение более 1,2 кг/т 50 алюмини  в шлак не приводи:т к получению дополнительного положительного эффекта.. .lu%, and the introduction of more than 1.2 kg / t 50 aluminum in the slag do not lead: t to obtain an additional positive effect ...

Одновременное введение ,за мин Simultaneous administration, per minute

до выпуска порошкообразногс5. Ферроси-. 55 лици  дл  раскислени  шлака, гшюми-.. ни , силикокальци  и разжижител  шлака при отключенной печи; позвол ет полностью исключить угары элементов в шлаке и металле за счет длительнос-60 ти рафинировочного периода и работы в это врем  электрических дуг,before the release of powder5. Ferrosium. 55 slags for slag deoxidation, gshyumi-ni, silicocalcium and slag thinner with the furnace switched off; allows you to completely eliminate waste items in the slag and metal due to the long-60-ti refining period and work at this time of electric arcs,

Одновременное введение порошкообразных раскислителей в шлак и кусковых материалов в металл.позвол - зThe simultaneous introduction of powdered deoxidizers in the slag and lump materials in the metal. So-called

ет еовместить операции и тем самым сократить длительность рафинировочного периода, исключить угар порошкообразных и кусковых материалов за счет исключени  вли ни , дуги и сокращени  времени выдержки в печи в течение 1,4 мин. Времени 1 мин не хватает дл  дачи., материалов и их перемешивани , а врем  нахождени  ванны печи 4 мин без вли ни  дуг приводит к потере температуры металла и. необходимости вк.лючени  печи.It doesn’t allow operations and thus shortens the refining period, eliminates waste of powdered and lumpy materials by eliminating the influence of the arc and reducing the exposure time in the furnace for 1.4 minutes. There is not enough time for 1 minute to give materials and their mixing, and the time spent by the furnace bath for 4 minutes without the influence of arcs leads to a loss of metal temperature and. the need to turn on the stove.

Нижний предел введени  в металл силикокальци , равный 1,1 кг/т, обусловлен необходимостью получени  оп-. тимальной степени десульфурации металла , а введение более 2,8 кг/т силикокальци  эконсадически не оправдано . Введение алюмини  целесообразно производить 50% порошком, а 50%куском дл  раскислени  шлака и ме- . талла соответственно.. Дача менее 0,7 кг/т алюмини не приводит к получению раскисленности шлака и металла , необходимой дл  получени  содержани  серы в металле менее 0,020%, а введение более 2 кг/т алюмини  приводит к зат гиванию канала сталеразл ивочного стаканчика разливочного ковша. Пределы введени  порошкосЗбраз.ного ферросилици  в шлак кг/т обусловлены выплавкой стали различного назначени , при этом большие значени  расхода относ тс  к низкоуглеродистым стал м , а меньшие - к выоокоуглеродистым и легированным.The lower limit for introducing a silicocalcium into the metal, equal to 1.1 kg / t, is due to the need to obtain op. the maximum degree of desulfurization of the metal, and the introduction of more than 2.8 kg / t of silicocalcium is not justified exonadically. The introduction of aluminum is advisable to produce 50% powder, and 50% a piece for the deoxidation of slag and me-. tally, respectively. Dacha less than 0.7 kg / ton of aluminum does not result in the deoxidation of slag and metal required to obtain a sulfur content in the metal of less than 0.020%, and the introduction of more than 2 kg / ton of aluminum leads to a tightening of the channel bucket. The limits for the introduction of powdered ferrosilicon into slag kg / t are due to the smelting of steel for various purposes, with the high consumption values attributable to low carbon steel and m, and lower to high carbon and alloyed.

Введение в шлак мене.е 2 кг/т разжижител  не позвол ет получить жидкоподвижный шлак, а введение более 4,5 кг/т-разжижител  не приводит к дальнейшему повышению жидкотекучести шлака.The introduction of less than 2 kg / ton of diluent into the slag does not allow for the production of liquid mobile slag, and the introduction of more than 4.5 kg / ton of thinner does not lead to a further increase in the fluidity of the slag.

. П р и м е р 1. В 100-тонной дуговой печипри выплавке Ст 20 расплавл ли шихту, обновл ли шлак плавлени  спуском и присадками 20 кг/т извести и 100 кг/т железорудных окатышей, продували металл кислородом с расходом 2рОО , удал ли 50% окислительного шлака, что соответствует оставлению 3 тшлака в печи, бросковой машиной присаживали на шлак смесь извести 1800 кг (18 кг/т), кокса 80 кг (0,8 кг/т) и боксита 150 кг {1,5 кг/т), легировали сталь кремнием до получени  .. его в металле 0,15% и марганцем на полный химический анализ введением сил1 комарганца в металл одновременно с введением 50 кг fO,5 кг/т. алюминием в шлак, нагревали металл до температуры выпуска , за 4 мин до выпуска выключали печь, поднимали электроды, вводили одновременно мульдой 110 кг (-1,1 кг/т), силикокальци , 70 кг (0,7 кг/т) алюМИНИН с35 кг порошка и 35 кг кусково Го алюмини .), 100 кг XI кг/т) порошка ферросилици , 200 кг (2 кг/т)) плавикового шпата/ перемешивали ванну и без включени  печи выпускали металл и шлак в сталеразливочный ковш.. EXAMPLE 1. In a 100-ton arc furnace, smelting St 20, the charge was melted, the smelting slag was renewed with descent and additives of 20 kg / t of lime and 100 kg / t of iron ore pellets, the metal was blown with oxygen at a rate of 2pOO, removed 50% of oxidizing slag, which corresponds to the remaining 3 slag in the furnace, a mixture of 1800 kg (18 kg / ton), coke 80 kg (0.8 kg / ton) and bauxite 150 kg {1.5 kg / t), alloyed the steel with silicon to obtain it in the metal of 0.15% and manganese for a complete chemical analysis by introducing the forces1 of co-manganese into the metal simultaneously with the introduction of 50 kg fO, 5 kg / ton. with aluminum into slag, the metal was heated to the temperature of release, 4 minutes before the release, the furnace was turned off, the electrodes were lifted, 110 kg (-1.1 kg / t) were introduced at the same time, silicocalcium, 70 kg (0.7 kg / t). kg of powder and 35 kg of lump aluminum aluminum., 100 kg XI kg / t) of ferrosilicon powder, 200 kg (2 kg / t)) of fluorspar / stirred bath and, without turning on the furnace, released metal and slag into the casting ladle.

Врем  рафинировани  металла в печи сокращаетс  на 18 мин (по сравнению с известным Способом), полностью ликвидируетс  дача материалов в печь вручную fлопатами), содержание серы сокращаетс  на 0,010 абс.%, а сквозное усвоение кремни  повышаетс  на 17%.The time of metal refining in the furnace is reduced by 18 minutes (as compared with the known Method), the supply of materials to the furnace by hand with flops is completely eliminated, the sulfur content is reduced by 0.010 abs.%, And the through absorption of silicon is increased by 17%.

П р и м е р 2. В 50-тонной печи при выплавке стали 25Г2С после раскислени  шихты обновл ли шлак скачиванием , .присадками извести 15 кг/т и прокаткой окалины 10 fcr/т, продували металл кислородом с расходом 1800 м/ч, удал ли 30% шлака с оставлением его в печи в количестве 4 т. -На остаток окислительного шлака вводили смесь, состо щую из из- . вести в количестве 1200 кг (24 кг/т) каменного угл  87,5 кг .(17,5 кг/т) флюр итового концентрата 137,5 кг (2,75 кг/т). Легировали металл кремнием до получени  его в металле 0,20% и марганцем с одновременным введением в шлак 42,5 кг (0,85 кг/т) алюмини . За 2,5 мин до выпуска при температуре металла выключали печь, поднимали электроды, одновременно вводили в печь 97,5кг силикокальци  tl,95 кг/т), 67,5 (1,35 кг/т) алюмини  (33,75 кг порошка и 33,75 кускового алк 4ини ), 100 кг (2 кг/т) порошка ферросилици  и 162,5 кг (3,25 кг/т) плавикового шпата. После перемешивани  ванны производили выпуск металла и шлака из печи.EXAMPLE 2. In a 50-ton furnace, when smelting steel 25G2S, after deoxidation of the charge, slag was updated by downloading, lime additives 15 kg / t and rolling scale 10 fcr / t, the metal was blown with oxygen at a rate of 1800 m / h, 30% of the slag was removed, leaving it in the furnace in an amount of 4 tons. A mixture consisting of i- was introduced into the residue of the oxidizing slag. Conduct in the amount of 1200 kg (24 kg / t) of coal coal 87.5 kg. (17.5 kg / t) Fluorite concentrate 137.5 kg (2.75 kg / t). The metal was doped with silicon to obtain it in a metal of 0.20% and with manganese with the simultaneous introduction of 42.5 kg (0.85 kg / ton) of aluminum into the slag. 2.5 minutes before production, at the temperature of the metal, the furnace was turned off, the electrodes were lifted, while 97.5 kg of silicocalcium tl, 95 kg / t, 67.5 (1.35 kg / t) of aluminum (33.75 kg of powder and 33.75 lump alc 4ini), 100 kg (2 kg / ton) of ferrosilicon powder and 162.5 kg (3.25 kg / ton) of fluorspar. After mixing the bath, the metal and slag were released from the furnace.

Врем  рафинировочного периода сокращено на 17 мин, полностью исключена дача материалов в печь вручную , содержание серы сокращаетс  на 0,0120 абс.%, а сквозное усвоение |фемни  повышаетс  на 11%.The time of the refining period is reduced by 17 minutes, the supply of materials to the furnace by hand is completely excluded, the sulfur content is reduced by 0.01020 abs.%, And the through digestion of fertilizer is increased by 11%.

Пример 3. При выплавке стали 4ОХ в 10-тонной печи расплавл ли шихту, обновл ли шлак присадками извести и железной руды, продували металл кислороде с расходом 4ОХ удал ли 10% окислительного шлака с оставлением его в количестве 500 кг, на остаток шлака ввели механическую смесь извести 300 кг (30 кг/тУ, пекового кокса 27 кг 2,7 кг/т) и боксита 40 кг (4,.О кг/т), ввели в металл феррохром и ферросилиций на 0,15% его содержани , а в шлак - 12 кг (1,2 кг/т) кускового алюмини , нагрели металл до , выключали печь, поднимали электроды, дали на поверхность ванны одновременно (одной мульдой V 28 кг силикокальци  (2,8 кг/т), 20 кг ( кг/т) алюми ш  (10 кг порошка и 10 кг кускау, 30 кг ( 3 кг/т) порошка ферросилици  и 45 кг (4,5 кг/т) шамота. После перемешивани  ванны металл и шлак выпускали в сталеразливочный ковш.Example 3. When smelting 4OX steel in a 10-ton furnace, the charge was melted, slag was updated with lime and iron ore additives, oxygen was blown through the metal at 4OX and 10% of oxidizing slag was removed, leaving 500 kg for the remainder of the slag. a mixture of 300 kg of lime (30 kg / tU, pitch coke 27 kg 2.7 kg / t) and bauxite 40 kg (4. O kg / t), was introduced into the metal ferrochrome and ferrosilicon at 0.15% of its content, and in the slag - 12 kg (1.2 kg / t) of lump aluminum, the metal was heated to, the furnace was turned off, the electrodes were lifted, the baths were given to the surface at the same time ( with one mulberry V 28 kg silicocalcium (2.8 kg / t), 20 kg (kg / t) aluminum w (10 kg of powder and 10 kg of a piece, 30 kg (3 kg / t) of ferrosilicon powder and 45 kg (4.5 kg / t) of fireclay. After mixing the bath, the metal and slag were released into the casting ladle.

Врем  рафинировочного периода сокращено на 11 мий, полностью исключена дача материалов в печь вручную , содержание серы сокргццатес  на 0,009 абс.%, а сквозное усвоение кремни  повышаетс  на 15%.The time of the refining period is shortened by 11 missions, the supply of materials to the furnace by hand is completely excluded, the sulfur content of sulfur stones is 0.009 abs.%, And the through absorption of silicon increases by 15%.

Применение предлагаемого способа выплавки стали в ЭСПЦ Узбекметзавода позвол ет полностью отказатьс  от дачи порошкообразных раскислителей на шлак лопатами, сократить длительность рафинировочного периода на 12 мин (в среднем), сократить содержание серы в готовом металле и сообразно зтому количество прорывов металла при разливке на УНРС повысить усвоение кремни  на 15%. Гбдовой экономический эффект от использовани  составл ет 1,4-1,6руб/т в зависимости от марки стали.The use of the proposed method of steel production in Uzbekmetzavod ESC, allows you to completely refuse to give powdered deoxidizing agents to slag with shovels, reduce the duration of the refining period by 12 minutes (on average), reduce the sulfur content in the finished metal and accordingly the number of breakthroughs of the metal when casting to the UNPRS increase the absorption silicon by 15%. The GBD economic effect of use is 1.4-1.6 rubles / ton, depending on the steel grade.

Claims (4)

> СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА СТАЛИ,; включающий расплавление шихты, обновление шлака плавления присадками извести и окислителя, продувку металла кислородом, частичное удаление окислительного шлака, легирование металла, присадку шлакообразую щих, раскисление рафинировочного шлака и выпуск металла и шлака в ковш, о т л и ч а ю щ и й с я тем, что, с целью сокращения времени рафинирования, снижения содержания серы в готовом металле и повышения степени усвоения кремния, на остаток окислительного шлака вводят карбюризатор в количестве 0,8-> STEEL MANUFACTURING METHOD,; including melting the charge, updating the slag by melting with lime and oxidizing agents, purging the metal with oxygen, partially removing oxidizing slag, alloying the metal, adding slag-forming additives, deoxidizing the refining slag, and releasing metal and slag into the ladle, I mean that, in order to reduce the refining time, reduce the sulfur content in the finished metal and increase the degree of assimilation of silicon, a carburizer is introduced in the amount of 0.8- 2,7 кг/т совместно с известью в количестве 18-30 кг/т и разжижителем шлака в количестве 1,5-4,0 кг/т, легируют металл одновременно с раскислением .шпака алюминием в количестве .0,5 1,2 кг/т, а за 1-4 мин до выпуска металла выключают печь и одновременно на поверхность ванны вводят, кг/т: силикокальций 1,1-2,8) алюминий 0,7-2,0) порошок ферросилиция 1,0-2.7 kg / t, together with lime in an amount of 18-30 kg / t and a slag thinner in an amount of 1.5-4.0 kg / t, alloy the metal simultaneously with the oxidation of the slag with aluminum in an amount of .0.5 1.2 kg / t, and 1-4 minutes before the metal is released, the furnace is turned off and at the same time it is introduced onto the bath surface, kg / t: silicocalcium 1.1-2.8) aluminum 0.7-2.0) ferrosilicon powder 1.0- 3,0) разжижитель шпака 2,0-3.0) shpak thinner 2.0- 4,5 с последующим перемешиванием ванны . ‘4.5 followed by stirring the bath. ‘
SU823520212A 1982-12-09 1982-12-09 Method for making steel SU1071645A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU823520212A SU1071645A1 (en) 1982-12-09 1982-12-09 Method for making steel

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU823520212A SU1071645A1 (en) 1982-12-09 1982-12-09 Method for making steel

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1071645A1 true SU1071645A1 (en) 1984-02-07

Family

ID=21038618

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU823520212A SU1071645A1 (en) 1982-12-09 1982-12-09 Method for making steel

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1071645A1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2643292C2 (en) * 2016-06-14 2018-01-31 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт машиноведения и металлургии Дальневосточного отделения Российской академии наук Method for producing steel in arc steel furnace

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Крамаров А.Д. Производство стали в электропечах. М., Металлурги , 1969, с. 143-171. 2. Производство электростали. Сборник Чел бНИИМ, 1975, 3 с.394Г. ... , . : *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2643292C2 (en) * 2016-06-14 2018-01-31 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт машиноведения и металлургии Дальневосточного отделения Российской академии наук Method for producing steel in arc steel furnace

Similar Documents

Publication Publication Date Title
GB2045281A (en) Multi stage conversion of crude iron to steel with minimised slag production
JP2004190101A (en) Method for pre-treating molten iron
SU1071645A1 (en) Method for making steel
KR100423452B1 (en) A method for desulfurizing hot metal in converter
JP4192503B2 (en) Manufacturing method of molten steel
RU2805114C1 (en) Steel melting method in electric arc furnace
JP3496545B2 (en) Hot metal desulfurization method
JP3233304B2 (en) Production of low Si, low S, and high Mn hot metal with smelting reduction of Mn ore
JP2842185B2 (en) Method for producing molten stainless steel by smelting reduction
JP3462659B2 (en) Method for desulfurizing hot metal of electric arc furnace for stainless steel
JP4224197B2 (en) Hot metal dephosphorization method with high reaction efficiency
JPS6121285B2 (en)
RU2201970C2 (en) Method of making steel in high-power electric arc furnaces
JPS5847450B2 (en) Method for promoting dephosphorization in oxygen top-blown steelmaking process
JP2802799B2 (en) Dephosphorization and desulfurization method for crude molten stainless steel and flux used for it
SU981379A1 (en) Method for smelting low-alloy steel
SU1122707A1 (en) Method for smelting steel
JP2615728B2 (en) Decarburization method for Cr-containing pig iron
SU821501A1 (en) Method of steel production
JP2959368B2 (en) Manufacturing method of Ni-Cr containing hot metal
JP2757761B2 (en) Method for producing molten stainless steel by smelting reduction
JP2856106B2 (en) Hot metal desulfurization method
JPS6212301B2 (en)
SU691497A1 (en) Method of steel smelting
RU2135601C1 (en) Method of steel melting in converter