Przedmiotem wynalazku jest sposób redukowa¬ nia tlenku metalu, który dodaje sie do kapieli me¬ talowej w konwertorze metalurgicznym, a zwla¬ szcza sposób bezposredniej redukcji metalu z ze- mulgowanego tlenku metalu.Znanych jest wiele sposobów, które polegaja na wprowadzaniu do kapieli metalowej poprzez dysze jednej lub dwóch faz tlenków metali zemul- gowanych i zdyspergowanych w cieklej fazie. Dzie¬ dzinami, dla których procesy te imaja szczególne znaczenie sa stalownictwo i metalurgia metali nie¬ zelaznych. W sposobach tych wykorzystuje sie to, ze kapiel metalowa styka sie bezposrednio z cia¬ lami stalymi i z gazami, co uzyskuje sie w ukla¬ dach calkowicie zdyspergowanych.Sposoby te sa stosowane zwlaszcza do otrzymy¬ wania i rafinacji stali specjalnych. Sposoby, w których zawiesina proszku w fazie plynnej jest wprowadzana pod powierzchnie kapieli metalowej cechuje wieksza powierzchnia reakcyjna w porów¬ naniu ze sposobami, iw których skladnik przezna¬ czony do wprowadzenia do kapieli metalowej u- mieszcza sie na jej powierzchni. Sposoby te ko¬ rzystnie stosuje sie do redukcji tlenków metali w postaci pylów, np. redukcji pylów tlenków zelaza przy otrzymywaniu stali i/lub do celów odwegla- nia stali.Jedna z podstawowych trudnosci przeprowadze¬ nia takiego sposobu redukcji jest utrzymanie sta¬ lej temperatury kapieli metalowej podczas wpro- wadzania pylu tlenku metalu przez dysze i pod¬ czas reakcji zachodzacych pomiedzy tym tlenkiem a czynnikiem redukujacym, zwykle weglem, po¬ wodujacych znaczna obnizke -temperatury kapieli metalowej. Mozliwe jest, jak to juz dawniej pro¬ ponowano, rozwiazanie tego problemu przez za¬ stosowanie znanych pieców lukowych. Jednakze w w piecach lukowych wykorzystanie energii elek¬ trycznej nie jest efektywne.Znany jest równiez sposób nagrzewania calej masy obrabianego metalu w piecach elektrycznych indukcyjnych, w których wykorzystanie energii elektrycznej jest nieco lepsze niz w piecach elek¬ trycznych lukowych, jednak nagrzewanie induk¬ cyjne calej zawartosci konwertora prowadzi do zna¬ cznego zwiekszenia jego wymiarów, co byloby trud¬ ne do zrealizowania w skali przemyslowej, ponadto, utrzymanie stosunkowo wysokiej sprawnosci na¬ grzewania indukcyjnego zmusza do stosowania cien¬ kich wykladzin konwertorów. Stosowanie cienkich wykladzin nie jest wszakze wskazane ze wzgledu na ryzyko uszkodzenia konwertora na skutek zu¬ zycia wykladziny podczas jego eksploatacji. Z dru¬ giej strony zwiekszenie grubosci wykladziny, zmniejsza sprawnosc elektryczna.Wynalazcy stwierdzili ze mozliwe jest wykorzy¬ stanie zalet nagrzewania indukcyjnego przy unik¬ nieciu trudnosci powstajacych w przypadku sto¬ sowania cienkich wykladzin w tych czesciach kon¬ wertora, które sa otoczone uzwojeniami wzbudnika. 917173 Wedlug wynalazku stosuje sie konwertor, który jest zaopatrzony w co najmniej jedna wystajaca czesc, majaca kanal laczacy ja z wnetrzem konwer¬ tora, przy czym kanal ten ma co najmniej jedna strefe grzejna oddalona od korpusu konwertora a 5 ujscie lub ujscia kanalu w pancerzu konwertora znajduja sie ponizej poziomu powierzchni stopio¬ nego metalu w czasie trwania wytopu, ponadto strefa grzejnika kanalu ma wykladzine ogniotrwa¬ la, która jest znacznie ciensza niz wykladzina pan- 10 cerza konwertora, a ponadto zawiera urzadzenia do nagrzewania swej zawartosci poprzez elektryczne nagrzewanie indukcyjne do takiego stopnia, ze mo¬ zna, ustalic najkorzystniejsza róznice temperatury pomiedzy zawartoscia strefy grzejnej a zawartos- 15 cia konwertora.Dokladne wymiary strefy grzejnej nie sa istot¬ ne lecz konieczne jest, aby stosunkowo mala czesc calej kapieli metalowej znajdowala sie w strefie grzejnej, aby mozna bylo ja podgrzewac induk- 2o cyjnie do temperatury dostatecznie wysokiej w sto¬ sunku do temperatury glównej masy kapieli me¬ talowej oraz aby wytworzyc dostateczny przeplyw cieplych mas kapieli metalowej z kanalu do utrzy¬ mania lub podwyzszenia temperatury kapieli me- 25 talowej w konwertorze.W celu najlepszego wykorzystania ciepla i w ce¬ lu umozliwienia efektywnego przeprowadzenia pro¬ cesów redukcji we wszystkich czesciach konwer¬ tora, tlenek metalu w postaci pylu zawieszonego 30 w gazie nosnym wprowadza sie do kapieli meta¬ lowej, znajdujacej sie w konwertorze poprzez dy¬ sze siegajaca poprzez wykladzine oraz pancerz do wnetrza konwertora i zakonczona w pewnej od¬ leglosci od otworów kanalu, przy czym zawiesine se pylu tlenku metalu wstrzykuje sie poprzez dysze w taki sposób, ze stale czastki tego tlenku, za¬ warte w zawiesinie, zasadniczo nie przedostajace sie do strefy grzejnej, ale powoduja zabieranie go¬ retszego metalu z zewnatrz otworu (ów) do wszy- 40 stkich dalszych partii kapieli metalowej, znajdu¬ jacej sie w konwertorze, dzieki czemu pozadane procesy redukcyjne przebiegaja wydajnie we wla¬ sciwej temperaturze. Równoczesnie szybki prze¬ plyw goracego metalu z kanalu (ów), eliminuje lub 45 co najmniej zmniejsza w zasadniczy sposób ryzy¬ ko skrzepniecia kapieli metalowej w poblizu dy¬ szy.Wynalazcy stwierd_zili, ze korzystne jest stoso¬ wanie strefy grzejnej w postaci czesci petli, jaka stanowi kanal laczacy dwa otwory w scianie lub dennicy konwertora, a kapiel, metalowa jest za¬ warta w przestrzeni laczacej dwie koncówki ka¬ nalu. Korzystnie, koncówki kanalu sa umieszczo¬ ne w scianie lub w dennicy konwertora na tym sa¬ mym poziomie. Mozliwe jest równiez stosowanie M wiecej niz jednej petli lub prostego wydluzenia glównego korpusu konwertora. Bez wzgledu na dokladny ksztalt strefy grzejnej, korzystne jest, aby strefa grzejna byla calkowicie otoczona uzwo¬ jeniami wzbudnika. w Poza tym, konwertor i urzadzenia grzejne moga byc skonstruowane i zwymiarowane podlug zna¬ nych rozwiazan, co oznacza, ze konwertor ma wy¬ kladzine o dostatecznej grubosci, odporna na in¬ tensywne zuzycie w czasie eksploatacji. Ponadto, M A konwertor ma pancerz i wykladzine dostatecznie wysokie tak ze tworza sciane obrzezna wystajaca ponad powierzchnia kapieli metalowej umozliwia¬ jac rozbryzgiwanie sie i spienianie sie zuzla i me¬ talu w czasie eksploatacji bez wyprysków na ze¬ wnatrz urzadzenia. Wysokosc sciany obrzeznej jest co najmniej równa glebokosci kapieli metalowej w czasie eksploatacji. Konwertor jest korzystnie przechylany w taki sposób, ze ciekly metal moze byc spuszczony bez koniecznosci spuszczania me¬ talu ze strefy girzejnej. Petla lub kanal grzejny mo¬ ze byc skonstruowany wedlug zasad ogólnie sfor¬ mulowanych w „Elektrougnar och Induktiva Om- rórare" (rozdzial 5) 1969, Yngve Sundberg, Ungs- byran, ASEA, Vasteras, Szwecja.Sposób wedlug wynalazku moze byc stosowany np. do bezposredniego redukowania weglem, zmie¬ lonej, wzbogaconej rudy zelaza do postaci stali weglowej lub stali stopowej. Sposób wedlug wy¬ nalazku moze byc równiez stosowany do otrzy¬ mywania stali o specjalnej jakosci, przy czym tworzywem metalurgicznym niekoniecznie musi byc tlenek zelaza lecz korzystnie stanowic go mo¬ ze, przynajmniej w czesci, tlenek innego metalu, który mozna redukowac weglem w kapieli meta¬ lowej i w ten sposób umozliwic wprowadzenie te¬ go metalu do wytwarzanej stali jako skladnika stopowego.Celem wynalazku jest /wiec podanie sposobu re¬ dukowania tlenku metalu dodawanego do kapieli metalowej, dla bardzo szerokiego zakresu zastoso¬ wan, co oznacza, ze moze byc on stosowany w róznych dziedzinach metalurgii odleglych od sie¬ bie, to jest nie tylko w metalurgii zelaza, lecz rów¬ niez w metalurgii niektórych innych metali. Celem wynalazku jest równiez sposób umozliwiajacy sto¬ sowanie najtanszych surowców do otrzymywania stali pozadanej wysokiej jakosci i/lub o duzej czy¬ stosci, która dotad byla otrzymywana w procesie martenowskim kwasnym. Ponadto, celem wynalaz¬ ku jest podanie sposobu przydatnego zwlaszcza dla zakladów wyspecjalizowanych w produkcji wy¬ robów metalowych o wysokiej jakosci. Sposób we¬ dlug wynalazku moze byc korzystnie przystosowa¬ ny do otrzymywania stali narzedziowych, stali szybkotnacych, stali chromowych, stali lozyskowych, stali niklowych stosowanych w technice niskich temperatur i stali krzemowych stosowanych w elektrotechnice. Mozliwe jest równiez wykorzysta¬ nie sposobu wedlug wynalazku we wszystkich 0- peracjach otrzymywania stali nierdzewnych po¬ czawszy od redukcji rud zelaznych i chromowych az do ostatecznego odweglenia kapieli stali nie¬ rdzewnych. Poza tym, sposób wedlug wynalazku mozna polaczyc z innymli obróbkami stosowany¬ mi w konwertorze lub innych urzadzeniach do wy¬ topu stali. Oznacza to, ze sposób wedlug wyna¬ lazku moze stanowic jeden z etapów sposobu tan¬ demowego lub wielokrotnego.Przedmiot wynalazku jest przedstawiony w przy¬ kladach wykonania na rysunku, na którym fig. 1 przedstawia konwertor do stosowania sposobu w przekroju pionowym, fig. 2 — konwertor w prze¬ kroju poziomym wzdluz linii II—II z fig. 1, fig. 3 — wykres przebiegu otrzymywania stali weglo¬ wej sposobem wedlug wynalazku, fig. 4 — wy-91717 kres przebiegu otrzymywania stali narzedziowej zawierajacej charom, a fig. 5 — wykres przebiegu otrzymywania stali narzedziowej niskostopowej zawierajacej chrom i wolfram.Konwertor 1 (ma pancerz 2 wylozony po stro- g nie wewnetrznej wykladzina ognioodporna 3. Gru¬ bosc wykladziny 3 jest dostateczna, jesli idzie o zuzycie w czasie eksploatacji urzadzenia. Pancerz 2 i wykladzina 3 twarza sciany 6 konwertora w ksztalcie gruszki, na dole konwertor posiada du- io zy skos 7a oraz usytuowane naprzeciw mniejsze skosy 7b i 7c. Czopy 4 osadzone sa w lozyskach, nie przedstawionych na rysunku, dzieki czemu kon¬ wertor moze byc przechylany dookola osi prze¬ chodzacej przez czopy4. 15 W dolnym koncu skosu 7a znajduje sie kanal 8 w miejscu, w którym wykladzina ognioodporna zostala usunieta dla utworzenia lekko stozkowej wneki 5. Kanal 8 tworzy petle pomiedzy dwoma otworami 9 i 10 znajdujacymi sie wertora w zakresie wneki 5. Otwory 9 i 10 usy¬ tuowane sa na tym samym poziomie we wnece 5.Kanal 8 otaczaja zwoje wzbudnika 12 przeznaczo¬ nego do indukcyjnego nagrzewania zawartosci ka¬ nalu 8- Kanal 8 ma wykladzine ognioodporna, nie M oznaczona na rysunku, którav chlodzona jest wo¬ da, wykladzina ta jest znacznie ciensza niz wykla¬ dzina 3 konwertora, a to dla zapewnienia wysokiej sprawnosci grzejnej wzbudnika 12.W skosie 7b naprzeciw kanalu 8 jest umieszczo- na dysza 14 usytuowana prostopadle do skosu 7b, a skierowana w strone przeciwleglego skosu 7a, w którym znajduje sie wneka 5. Konwertor 1 po¬ siada przestrzen 18 znajdujaca sie ponad powierz¬ chnia kapieli metalowej, co umozliwia rozbryzgi¬ wanie sie i spienianie, nieuniknione w czasie prze¬ prowadzania reakcji metalurgicznych bez wypry¬ sków na zewnatrz urzadzenia. W przykladzie wy¬ konania przedstawionym na rysunku przestrzen 18 ma wysokosc okolo dwa razy wieksza od gle¬ bokosci kapieli metalowej w czasie eksploatacji, W scianie konwertora ponad przewidywanym pozio¬ mem zuzla, po tej samej stronie konwertora co kanal 8 znajduje sie spustowy otwór 15. W cza¬ sie eksploatacji konwertora otwór spustowy 15 jest zamykany zasuwa 16. W górnej czesci konwer¬ tora znajduje sie gardziel 17.Dozownik pylu, nie przedstawiony na rysunku, umozliwia fluidyzacje pylu tlenku metalu wpro¬ wadzanego do konwertora, przy czym pyl wpro¬ wadza sie do dyszy 14 za pomoca gazu nosnego * i gazu fluidyzacyjnego. Gaz fluidyzacyjny moze stanowic gaz tego samego rodzaju co gaz nosny al¬ bo moze byc innym gazem. Mozliwe jest równiez stosowanie dozowników, w których caly gaz nos¬ ny wykorzystuje sie do fluidyzacji pylu tlenku w metalu.Jakkolwiek wyzej opisane urzadzenie ma tylko jeden grzejny kanal 8, konwertor moze byc zao¬ patrzony w wiecej niz jeden kanal typu przedsta¬ wionego na fig. 1 i 2. Poza tym, strefa nagrzewa¬ nia indukcyjnego niekoniecznie musi miec postac kanalu o dwu wylotach usytuowanych w scianach konwertora, lecz moze miec jeden otwór w scia¬ nie konwertora. Mozna równiez zastosowac wiecej niz jedna dysze w skosie lub dennicy konwertora *B 49 60 w polaczeniu z jednym lub wieloma kanalami, usy¬ tuowanymi naprzeciw dysz, przy czym co najmniej jedna dysza jest skierowana w strone kanalów uchodzacych w skosie lub dennicy konwertora.Zwykle, kanal grzejny 8 wytpelnia kapiel metalo¬ wa, która utrzymuje sie w stanie cieklym pomie¬ dzy ciagiem operacji, to znaczy, kanalu nie opróz¬ nia sie przy sjpuscde cieklego metalu poprzez otwór spustowy 15.Typowy ciag operacji stosowanych w sposobie wedlug wynalazku jest nastepujacy.Odpowiednia ilosc cieklego metalu wprowadza sie do konwertora 1 poprzez gardziel IL Mierzy sie temperature kapieli metalowej i o ile jest to poltrzebne do przeprowadzenia zadanego pro¬ cesu redukcji, temperature podnosi sie poprzez re¬ gulacje ukladu zasilania energia elektryczna wzbu¬ dnika 12. Gdy osiagnie sie zadana temperature, zawiesine pylu tlenku metalu w gazie flluidyzuja- cym wprowadza sie do konwertora poprzez dy¬ sze 14. Najpierw jednak zawiesine przygotowuje sie w dozowniku pylowym i podaje przewodem do dyszy 14. Dysza 14 skierowana jest w strone przeciwleglego skosu, w którym znajduje sie ka¬ nal grzejny 8, co przy odpowiedniej predkosci wprowadzania przez dysze 14 stalych czastek tle¬ nku powoduje szybkie wymieszanie sie goracej kapieli metalowej we wnece 5, to jest na zewnatrz dtworów 9 i 10 kanalu 8, przy czym stale czastki tlenku metalu nie przedostaja sie z dyszy 14 do wewnatrz kanalu 8. Goracy metal znajdujacy sie we wnece 5 na zewnatrz konców otworów 9 i 10 kanalu 8 zastepowany jest chlodnym metalem po¬ chodzacym z innych partii masy kapieli metalo¬ wej znajdujacej sie w konwertorze 1, polepsza to wymiane ciepla miedzy kanalem 8 a masa kapieli metalowej w konwertorze 1.Ponadto, pyl tlenku metalu wprowadzany po¬ przez dysze 14 oraz goracy metali pochodzacy z kanalu grzejnego 8 sa szybko rozprowadzane w kapieli metalowej w konwertorze, co ma istotne znaczenie dla kinetyki procesu redukcji i dzieki czemu proces redukcji tlenku metalu czynnikiem redukcyjnym moze odbywac sie we wszystkich czesciach konwertora we wlasciwej temperaturze.Dalsza korzyscia wzajemnego oddzialywania na siebie goracego metalu pochodzacego z kanalu grzejnego 8 oraz zawiesiny wprowadzanej poprzez dysze 14 jest to, ze goracy metal z kanalu grzej¬ nego 8 nie dopuszcza do krzepniecia metalu w po¬ blizu koncówki dyszy, gdy tymczasem efekt chlo¬ dzenia wywolany przez wprowadzanie zawiesiny chroni brzegi wykladziny we wnece 5, dzieki cze¬ mu wykladzina w okolicy otworów 9 i 10 kanalu 8 nie zuzywa sie zbyt szybko.Czynnikiem redukujacym, bioracym udzial w procesie redukcji jest zwykle wegiel. Wegiel mo¬ ze byc od razu rozpuszczony w kapieli metalowej w konwertorze lub moze byc dostarczany sukce¬ sywnie w czasie trwania wytopu. Wegiel w posta¬ ci pylu weglowego moze byc przykladowo zmiesza¬ ny z pylem tlenku metalu i wprowadzany do kapie¬ li metalowej wraz z tlenkiem poprzez dysze 14 i/lub od góry, poprzez gardziel 17.Gdy proces redukcji zostanie zakonczony, prze¬ rywa sie wprowadzanie pylu tlenku metalu i po7 skorygowaniu skladu chemicznego kapieli metalo¬ wej przechyla sie konwertor i wylewa metal po¬ przez otwór spustowy 15. Przed spustem metalu usuwa sie zwykle zuzel poprzez gardziel 17, przy czym ciagle wdmuchiwanie powietrza lub innego gazu poprzez dysze 14 ulatwia usuwanie zuzla.Zwykle pozostawia sie w kanale 8 i w przestrzeni wneki 5 stopiony metal, na skutek czego ujscia otworów 9 i 10 kanalu 8 polaczone sa ze soba two¬ rzac zamknieta petle* Przed spuszczaniem, kapiel metalowa moze byc równiez obrabiana w prózni w celu jej odgazowania, przy czym w tym samym okresie czasu do metalu wprowadza sie pyl tlen¬ ku metalu poprzez dysze 14. Mozna równiez sto¬ sowac inne procesy oforóbcze w tym np. znane swiezenie.Wynalazek jest przedstawiony w ponizszych przykladach wykonania.Przyklad I. Otrzymywanie stali weglowej Bezposrednia redukcje zwiazków zelaza przepro¬ wadza sie sposobem wedlug wynalazku zarówno w sposób okresowy jak i ciagly. Proces bezpo¬ sredniej redukcji jest przeprowadzany w sposób okresowy w konwertorze typu przedstawionego na fig. 1 i 2 i jest stosowany do otrzymywania stali weglowej. Jednym z mozliwych ciagów operacji jest ciag nastepujacy. Konwertor zalewa sie najpierw kapiela metalowa, korzystnie surówka. Mozna rów¬ niez stosowac stopiony zlom stalowy. Najkorzyst¬ niej jednak stosuje sie surówke bogata w wegiel, a wiec zawierajaca co najmniej 3Vo wagowych wegla w celu uzyskania niskiej temperatury krze¬ pniecia, co jest warunkiem koniecznym uzyskania niskiej temperatury redukcji, która z kolei sta¬ nowi o bardzo malym zuzyciu wykladziny. Obje¬ tosc wyjsciowej kapieli metalowej jest okreslona wielkoscia konwertora. Kapiel wyjsciowa powinna miec dostateczna glebokosc, aby umozliwic prze¬ prowadzenie reakcji redukcyjnych we wlasciwych warunkach, jakie umozliwia sposób i urzadzenie wedlug wynalazku.Nastepnie rozpoczyna sie reakcje redukcji wpro¬ wadzajac sproszkowana wzbogacona rude zelaza poprzez dysze 14 do kapieli metalowej w konwer¬ torze za pomoca gazu nosnego. Dodatkowo rude zelaza w postaci aglomeratu, na przyklad w posta¬ ci granulek mozna podawac od góry, poprzez gar¬ dziel 17 do konwertora 1. Sukcesywnie, do kapie¬ li metalowej dodaje sie równiez wegiel, zasadni¬ czo w stosunku stechiometrycznym, dla przepro¬ wadzenia nastepujacych reakcji redukcji, w przy¬ padku, gdy stosowana ruda jest hematyt: Fe203 + 3C - 2Fe(l) + SCO(g) (1) oraz reakcji: Fe304 + 4C-3Fe(1)+4CO(g) (2) w przypadku, gdy stosowana ruda jest magne¬ tyt, przy czym symbol ,(1) oznacza postac ciekla, a (g) — postac gazowa.Mozna równiez stosowac mieszanine rud, przy czym w tych przypadkach wegiel dostarcza sie za¬ sadniczo w stosunku stechiometrycznym wzgledem koncentratu polaczonych rud, na skutek czego ca¬ le zelazo z tego koncentratu zostaje poprzez re¬ dukcje uwolnione.LT17 8 Wegiel mozna podawac w postaci stalej, np. jako grafit, antracyt, wegiel drzewny oraz koks, lub w postaci palnych zwiazków weglowych, np. oleju opalowego i lotnych weglowodorów. Korzy- * stnie jednak stosuje sie wegiel, a najkorzystniej koks. Wegiel dostarcza sie od góry poprzez gar¬ dziel 17. Mozliwe jest równiez wprowadzanie go poprzez jedna lub wiele oddzielnych dysz, które nie sa przedstawione na rysunku. Korzystnie je- dnak przygotowuje sie mieszainine drobno sprosz¬ kowanej wzbogaconej rudy i drobno sproszkowa¬ nego wegla w stosunku stechiometrycznym, umo¬ zliwiajacym przeprowadzenie reakcji redukcji.Dzieki uprzedniemu zmieszaniu rudy i wegla uni- ka sie problemu oddzielnej regulacji dozowania tych skladników. Mieszanine te wdmuchuje sie do kapieli metalowej za pomoca gazu nosnego poprzez dysze 14. Mozna równiez podawac dodatkowa ru¬ de i wegiel od góry, poprzez gardziel 17.Z ekonomicznego punktu widzenia korzystnie jest stosowac jako gaz nosny powietrze ze wzgledu na latwosc przeprowadzenia wówczas procesu reduk¬ cji. Wymaga to jednak zwiekszenia ilosci wprowa¬ dzanego wegla odpowiednio do ilosci tlenu dostar- » czanego z powietrzem. Zamiast powietrza mozna równiez stosowac gazy redukcyjne, np. niektóre weglowodory, jak równiez gazy obojetne, np. ar¬ gon. Jednakze najkorzystniejsze jest stosowanie powietrza.™ Procesy redukcji pochlaniaja znaczne ilosci ener¬ gii cieplnej zawartej w kapieli metalowej znajdu¬ jacej sie w konwertorze. Wystepuje wiec tenden¬ cja do bardzo szybkiego spadku temperatury ka- - pieli metalowej. Dlatego tez podczas procesu re¬ js dukcji utrzymuje sie zasadniczo stala temperatu¬ re dostarczajac odpowiednia ilosc energii elektry¬ cznej do wzbudnika 12 otaczajacego kanal 8. Go¬ retszy metal z kanalu 8 wplywa do wneki 5 skad unoszony jest do wszystkich partii kapieli meta- 40 lowej przez strumien gazów wyplywajacy z dy¬ szy 14. Na skutek tego proces redukcji moze od¬ bywac sie we wszystkich partiach kapieli meta¬ lowej w pozadanej temperaturze. Korzystnie, tem¬ perature kapieli metalowej utrzymuje sie na po- 45 ziomie nlieco wyzszym od temperatury krzepnie¬ cia metalu, a najkorzystniej w zakresie pomiedzy temperatura krzepniecia a temperatura o 200° wyzsza od tej temperatury, a zwlaszcza niewiele wyzszej niz 100°C powyzej temperatury krzepnie- 50 cia.Temperature kapieli metalowej ustala sie przez regulacje energii elektrycznej dostarczonej do u- kladu zasilania wzbudnika 12. Wprowadzanie kon¬ centratu rudy i wegla przerywa sie, gdy otrzyma M sie zadana ilosc metalu. Nastepnie stopiony metal odsiarcza sie, w zaleznosci od rodzaju •wykladziny, przez wprowadzenie CaO lufo innych czynników odsiarczajacych poprzez dysze 14 w taki sam spo¬ sób, w jaki byla wprowadzana ruda i wegiel. Przed go samym spustem podnosi sie temperature kapieli metalowej do odpowiedniej temperatury, przez zwiekszenie mocy elektrycznej zasilajacej wzbud¬ nik 12 otaczajacy kanal grzejny 8.Przyklad II. Otrzymywanie stali niskostopo- w wej.9 91717 Dla otrzymywania stali niskostopowej sposobem wedlug wynalazku konwertor zasila sie dostatecz¬ na iloscia cieklej surówki. Alternatywnie, dosta¬ teczna ilosc surówki wytwarza sie w samym kon¬ wertorze stosujac procesy poprzednio opisane. Na¬ stepnie podnosi sie temperature kapieli metalo¬ wej do okolo 1500°C za pomoca wzbudnika 12 ota¬ czajacego kanal 8. Nastepnie, wprowadza sie po¬ przez dysze 14 pyl rudy zelaznej unoszony w po¬ wietrzu. W czasie pierwszego okresu wprowadza¬ nia zostaje utleniony krzem i mangan. W zalez¬ nosci od temperatury wsadu zostaje równoczesnie usunieta czesc wegla. Po utlenieniu krzemu i man¬ ganu usuwa sie zuzel z powierzchni kapieli me¬ talowej, po czym rozpoczyna sie odweglanie wla¬ sciwe. Pozadana procentowa zawartosc wegla w kapieli metalowej reguluje sie korzystnie w jed¬ nej operacji polegajacej na wprowadzaniu pylu tlenku metalu poprzez dysze 14, przy czym jako gaz nosny zwykle stosuje sie powietrze. Gdy osiag¬ nie sie pozadana procentowa zawartosc wegla za¬ miast powietrza stosuje sie argon dla zapewnie¬ nia szybkiego ujednorodnienia wsadu.W czasie odweglania temperature utrzymuje sie na pozadanym poziomie poprzez regulacje mocy zasilajacej wzbudnik 12. Poniewaz temperatura krzepniecia metalu zalezy od zawartosci wegla w stopie zelazo-wegiel, temperature w konwertorze nalezy stale regulowac poprzez odpowiednia regu¬ lacje mocy zasilajacej wzbudnik 12, tak, aby tem¬ peratura utrzymywala sie pomiedzy temperatura krzepniecia a temperatura o 200°C wyzsza od temperatury krzepniecia, najkorzystniej pomiedzy temperatura krzepniecia a temperatura o 100°C wyzsza od temperatury krzepniecia.Mozliwe jest równiez stosowanie urzadzenia we¬ dlug fig. 1 i 2 do topienia zlomu zelaznego dla wytopienia stali. Jezeli po stopieniu calego zlo¬ mu zelaza procentowa zawartosc wegla jest zbyt wysoka, to nadmiar wegla reguluje sie wprowa¬ dzajac sproszkowana wzbogacona rude zelaza w sposób opisany wyzej, przy czym w tym samym okresie czasu utrzymuje sie temperature kapieli metalowej za pomoca wzbudnika na poziomie wyz¬ szym od temperatury krzepniecia.Obecnie zostanie opisany w oparciu o wykres przedstawiony na fig. 3, przyklad sposobu odwe¬ glania surówki. Konwertor przedstawiony na fig. 1 i 2 napelniony zostal okolo 4,5 tonami plynnej surówki. We wnece 5 i kanale 8 znajduje sie oko¬ lo 800 kg kapieli metalowej. Stopiony metal za¬ wieral w przyblizeniu w procentach wagowych C — 3,8%, Si — 1,4%, Mn — 0,3% oraz niewielkie przypadkowe wtracenia. Zawiesine wzbogaconego magnetytu (Fe304) w powietrzu wprowadzano po¬ przez dysze 14. Do kapieli metalowej w konwer¬ torze wprowadzono i rozprowadzono w niej okolo 1000 kg Fe3C4 w postaci koncentratu.Na wykresie z fig. 3 krzywa I przedstawia lacz¬ na ilosc koncentratu rudy wprowadzanej w tym okresie. Krzywa temperaturowa C° przedstawia wzrost temperatury kapieli metalowej w okresie wprowadzania koncentratu od okolo 1480°C do okolo 1550°C. Inne krzywe przedstawiaja procen¬ towa zmiane zawartosci wegla, krzemu i manga¬ nu w czasie wprowadzania tlenku zelaza. W okre¬ sie poczatkowym zostaje utleniony zasadniczo ca¬ ly krzem i mangan, po czym rozpoczyna sie okres wlasciwego odweglania. Po wstrzyknieciu 1000 kg koncentratu rudy zawartosc wegla zostala obni¬ zona do okolo 1%. Koncentrat rudy zawieral oko¬ lo 90% Fes04. Po uzyskaniu zadanej zawartosci wegla to jest okolo 1%, do kapieli metalowej do¬ dano od góry, poprzez gardziel 17 krzem i mangan io i ujedinorodniono ja przez wdmuchanie argonu po¬ przez dysze 14. W tym samym okresie czasu tem¬ perature kapieli metalowej podniesiono do okolo 1600°C, która stanowi korzystna temperature spu¬ stu.!* Przyklad III. Otrzymywanie stali stopowej Stal chromowa zawierajaca srednio okolo 1—15% chromu mozna równiez wytwarzac sposobem we¬ dlug wynalazku. Do konwertora przedstawionego na fig. 1 i 2 najpierw zostala wprowadzona cie- kla surówka. Alternatywnie, kapiel metalowa przy¬ gotowuje sie w samym konwertorze w sposób uprzednio opisany. Temperature kapieli metalo¬ wej podnosi sie za pomoca wzbudnika 12 do tem¬ peratury 1600^1750°C, korzystnie pomiedzy 1600 a 1700°C. Gdy osiagnie sie zadana temperature, poprzez dysze 14 wprowadza sie w powietrzu za¬ wiesine koncentratu tlenkowej rudy chromowej.Tlenkowa rude chromowa korzystnie stanowi chro- mit, to jest tlenek zelaza i chromu, FeCr204. *o Sproszkowana wzbogacona rude rozprowadza sie po wszystkich czesciach konwertora zabierajac wraz z nia goretszy metal z wneki 5 na zewnatrz otworów 9 i 10 kanalu 8. Temperature w czasie wstrzykiwania chromitu utrzymuje sie w zakre- sie 1600-1750°C korzystnie 1600—1700°C poprzez re¬ gulacje mocy na wejsciu wzbudnika 12. Jezeli za¬ wartosc wegla w kapieli metalowej jest dostatecz¬ nie wysoka zachodzi nastepujaca reakcja: 40 Cr203 + 3C-2Cr(1) +3CO(g) (3) gdzie: (g) — w postaci gazowej, a (1) — w postaci cieklej.W tym przykladzie stosowania sposobu wedlug wynalazku, umozliwiajacym otrzymywanie, stali 45 chromowej o sredniej zawartosci chromu, zawar¬ tosc wegla w czasie wprowadzania tlenku chromo¬ wego powinna wynosic có najmniej 1%. Oznacza to, ze do kapieli metalowej trzeba wlprowadzac dodatkowy wegiel jezeli zawartosc wegla w kapie- 50 li zmniejszy sie do 1% przed tym zanim osiagnie sie pozadana zawartosc chromu. Równie dobrze mozna dodawac wegiel do wsadu w czasie wpro¬ wadzania tlenku chromowego, podajac go albo od góry poprzez gardziel 17, albo wraz ze sproszko- 65 wanym tlenkiem. Zawartosc wegla korzystnie u- trzymuje sie na poziomie wyzszym od 2% w cza¬ sie redukcji tlenku chromowego weglem. Gdy o- siagnie sie pozadana procentowa zawartosc chromu we wsadzie, zawartosc wegla mozna zmniejszyc eo przez wprowadzenie wzbogaconej rudy zelaza, przy czym w tym samym okresie czasu utrzymu¬ je sie w przyblizeniu stala temperature w kapieli metalowej.Na wykresie na fig. 4 przedstawiony jest sche- * matycznie przyklad otrzymywania w konwertorze11 91717 14 dza sie stopniowo i w porzadku odpowiadajacynr zmniejszajacemu sie ich' powinowactwu do tlenu.Oznacza to, ze ten. tlenek który najtrudniej zre¬ dukowac weglem lub innym czynnikiem reduku¬ jacym wstrzykuje sie w pierwszej operacji, a tle¬ nek, który najlatwiej zredukowac wprowadza sie w ostatniej operacji, przy tym inne mozliwe tlen¬ ki metali wprowadza sie pomiedzy nimi w zalez¬ nosci od ich powinowactwa do tlenu. Przyklad ten pokazuje przy tym, ze krzem i mangan zawarte w wyjsciowej kapieli metalowej, korzystnie moga byc wykorzystywane do redukcji tlenku chromo¬ wego, wprowadzanego do kapieli metalowej pod¬ czas pierwszej operacji sposobu wedlug wynalazku.Innym rodzajem stali stopowej, która moze byc otrzymywana sposobem wedlug wynalazku jest stal stosowana w technice niskich temperatur, np. stal niklowa zawierajaca 5—9% Ni. W tym przy¬ padku najpierw stop zelaza z weglem o duzej za¬ wartosci wegla otrzymuje sie jednym z wyzej opi¬ sanych sposobów i wprowadza sie do konwertora przedstawionego na fig. 1 i 2. Do tego wsadu wpro¬ wadza sie NiO, przy czym utrzymuje sie zadana temperature za pomoca wzbudnika wedlug wyna¬ lazku, przy czym goracy metal rozprowadza sie do wszystkich partii, kapieli metalowej za pomo¬ ca strumienia pylu wprowadzanego poprzez dy¬ sze 14. Dodawanie wzbogaconej rudy niklowej trwa az do uzyskania pozadanej zawartosci wegla i/lub niklu w reakcji zachodzacej pomiedzy NiO a we¬ glem rozpuszczonym w kapieli metalowej, w któ¬ rej wegiel uwalnia nikiel metaliczny, reagujac z tlenem zawartym w tlenku niklowym.We wszystkich opisanych przypadkach mozna równoczesnie wprowadzac tlenek metalu w posta¬ ci pylu poprzez dysze 14 oraz tlenek metalu w postaci aglomeratu od góry, poprzez gardziel 17.W dalszych przykladach stosowania wynalazku gaz nosny w przypadku odweglania korzystnie sta¬ nowi tlen, mieszanina powietrza i tlenu albo mie¬ szanina innego gazu i tlenu. W tych przypadkach przede wszystkim tlen jest czynnikiem odwegla- jacym, a tlenek metalu wstrzykiwany wraz z ga¬ zem stanowi przede wszystkim czynnik chlodza¬ cy oraz srodek zwiekszajacy energie mieszaniny gazu i pylu wprowadzanej do kapieli metalowej. ''"i'' '"' ".91717 1800 1700 -I 1600 \ 1500 1400 1300-\ 1200 U00-\ 1000 Fig3 'Ci 1700- 1500 1500 1400- 1300- 1200 iioo- \ % 7- 6 4-j 3- 2 1- i I 1 1 i— 1 Fig. 4 / / s / * / / / JXZ\ ///W / /^ ^ i/ 'V V%s/ / \ i i ' }c _ii w %C - %Mn ^/.5/ 1 EM' \Kg -1400 -1200 -1000 -800 -600 \-400 -200 ::x^^191717 Fig.5 im* kKg LZG Z-d Nr 2 zam. 575/77 110 egz. A4 Ctna 10,— al PL PL PL PL PL PL The invention concerns a method for reducing a metal oxide added to a metal bath in a metallurgical converter, and in particular a method for direct reduction of metal from emulsified metal oxide. Many methods are known that involve introducing one or two phases of metal oxides, emulsified and dispersed in a liquid phase, into a metal bath through nozzles. Fields where these processes are of particular importance are steelmaking and non-ferrous metallurgy. These methods utilize the fact that the metal bath is in direct contact with solids and gases, which is achieved in fully dispersed systems. These methods are particularly useful for the production and refining of special steels. Methods in which a suspension of powder in the liquid phase is introduced below the surface of the metal bath are characterized by a larger reaction surface compared to methods in which the component to be introduced into the metal bath is placed on its surface. These methods are preferably used for the reduction of metal oxides in the form of powders, e.g., the reduction of iron oxide powders in steel production and/or for steel decarburization purposes. One of the basic difficulties in carrying out such a reduction method is maintaining a constant temperature of the metal bath during the introduction of the metal oxide powder through the nozzle and during the reactions occurring between this oxide and the reducing agent, usually carbon, which cause a significant reduction in the temperature of the metal bath. It is possible, as previously proposed, to solve this problem by using conventional arc furnaces. However, in arc furnaces, the use of electrical energy is inefficient. There is also a known method of heating the entire mass of the metal being processed in electric induction furnaces, which utilize electrical energy somewhat better than in electric arc furnaces. However, induction heating of the entire converter leads to a significant increase in its dimensions, which would be difficult to achieve on an industrial scale. Furthermore, maintaining the relatively high efficiency of induction heating requires the use of thin converter linings. However, the use of thin linings is not recommended due to the risk of damage to the converter due to lining wear during operation. On the other hand, increasing the lining thickness reduces the electrical efficiency. The inventors found that it is possible to utilize the advantages of induction heating while avoiding the difficulties arising when using thin linings in those parts of the converter that are surrounded by the inductor windings. 917173 According to the invention, a converter is used which is provided with at least one protruding part having a channel connecting it with the interior of the converter, wherein the channel has at least one heating zone spaced from the converter body and the outlet or outlets of the channel in the converter casing are located below the level of the surface of the molten metal during the melting process, furthermore the heating zone of the channel has a refractory lining which is significantly thinner than the lining of the converter casing and furthermore comprises devices for heating its contents by electric induction heating to such an extent that the most favorable temperature difference between the contents of the heating zone and the contents of the converter can be established. The exact dimensions of the heating zone are not essential, but it is necessary that a relatively small amount of heat is applied to the contents of the heating zone and the contents of the converter. A small part of the entire metal bath was in the heating zone so that it could be heated inductively to a temperature high enough in relation to the temperature of the main mass of the metal bath and to create a sufficient flow of warm metal bath masses from the channel to maintain or increase the temperature of the metal bath in the converter. In order to make the best use of heat and to enable the effective carrying out of reduction processes in all parts of the converter, metal oxide in the form of powder suspended in a carrier gas was introduced into the metal bath located in the converter through a nozzle reaching through the lining and armor into the interior of the converter and ending at a certain distance from the channel openings, wherein the suspension of metal oxide powder is injected through the nozzle in such a way that the solid particles of this oxide contained in the suspension do not substantially penetrate into the heating zone, but cause the hotter metal from outside the hole(s) to be carried to all subsequent parts of the metal bath in the converter, thanks to which the desired reduction processes take place efficiently at the correct temperature. At the same time, the rapid flow of hot metal from the channel(s) eliminates or at least substantially reduces the risk of solidification of the metal bath near the nozzle. The inventors have found it advantageous to use the heating zone as part of a loop, which constitutes a channel connecting two openings in the wall or bottom of the converter, with the metal bath contained in the space connecting the two ends of the channel. Preferably, the channel ends are located in the wall or bottom of the converter at the same level. It is also possible to use more than one loop or a simple extension of the main body of the converter. Regardless of the exact shape of the heating zone, it is advantageous for the heating zone to be completely surrounded by the inductor windings. In addition, the converter and heating devices can be designed and dimensioned according to known solutions, which means that the converter has a lining of sufficient thickness to withstand intensive wear during operation. Furthermore, the converter has armor and lining high enough to form a peripheral wall protruding above the surface of the metal bath, allowing slag and metal to splash and foam during operation without spilling out. The height of the peripheral wall is at least equal to the depth of the metal bath during operation. The converter is preferably tilted so that the molten metal can be drained without having to drain the metal from the heating zone. The heating loop or channel may be constructed according to the principles generally formulated in "Elektrougnar och Induktiva Omrórare" (chapter 5) 1969, Yngve Sundberg, Ungsbyran, ASEA, Vasteras, Sweden. The method according to the invention may be used, for example, for the direct reduction of ground, beneficiated iron ore with coal to carbon steel or alloy steel. The method according to the invention can also be used to obtain steel of special quality, wherein the metallurgical material does not necessarily have to be iron oxide but may preferably be, at least in part, an oxide of another metal which can be reduced with carbon in a metal bath and thus enable the introduction of this metal into the steel being produced as an alloying element. The aim of the invention is therefore to provide a method for reducing a metal oxide added to a metal bath for a very wide range of applications, which means that it can be used in various fields of metallurgy that are distant from each other, i.e. not only in ferrous metallurgy but also in the metallurgy of certain other metals. The invention also aims to provide a method that allows the use of the cheapest raw materials to obtain the desired high-quality and/or high-purity steel, which has previously been obtained by the acid open-hearth process. Furthermore, the invention aims to provide a method that is particularly useful for plants specializing in the production of high-quality metal products. The method according to the invention can be advantageously adapted to produce tool steels, high-speed steels, chromium steels, bearing steels, nickel steels used in low-temperature technology, and silicon steels used in electrical engineering. It is also possible to use the method according to the invention in all stainless steel production operations, from the reduction of iron and chromium ores to the final decarburization of the stainless steel bath. Moreover, the method according to the invention can be combined with other treatments used in a converter or other steel-smelting equipment. This means that the method according to the invention may constitute one of the stages of a tandem or multiple method. The subject of the invention is shown in the drawing in the examples of embodiments, in which Fig. 1 shows a converter for applying the method in a vertical section, Fig. 2 - a converter in a horizontal section along the line II-II from Fig. 1, Fig. 3 - a graph of the course of obtaining carbon steel by the method according to the invention, Fig. 4 - a graph of the course of obtaining tool steel containing chromium, and Fig. 5 - a graph of the course of obtaining low-alloy tool steel containing chromium and tungsten. Converter 1 (has an armor 2 lined on the inner side with a fire-resistant lining 3. The thickness of the lining 3 is sufficient as regards wear during operation of the device. The armor 2 and lining 3 face the pear-shaped wall 6 of the converter, at the bottom the converter has a large chamfer 7a and smaller chamfers 7b and 7c situated opposite it. The journals 4 are mounted in bearings, not shown in the drawing, thanks to which the converter can be tilted around an axis passing through the journals 4. At the lower end of the chamfer 7a there is a channel 8 in the place where the fireproof lining has been removed to create a slightly conical recess 5. Channel 8 forms a loop between two holes 9 and 10 located on the vertor within the recess 5. Holes 9 and 10 are situated at the same level in recess 5. Channel 8 surrounds the coils of the inductor 12 intended for for inductive heating of the contents of channel 8 - Channel 8 has a fireproof lining, not marked M in the drawing, which is cooled by water, this lining is much thinner than the lining 3 of the converter, in order to ensure high heating efficiency of the inductor 12. In the slope 7b opposite the channel 8 there is a nozzle 14 situated perpendicularly to the slope 7b and directed towards the opposite slope 7a in which the cavity 5 is located. Converter 1 has a space 18 located above the surface of the metal bath, which allows splashing and foaming, inevitable during metallurgical reactions, without splashes on the outside of the device. In In the embodiment shown in the drawing, space 18 has a height approximately twice the depth of the metal bath during operation. In the converter wall above the expected slag level, on the same side of the converter as channel 8, there is a drain hole 15. During operation, drain hole 15 is closed by a gate valve 16. In the upper part of the converter, there is a throat 17. A dust feeder, not shown in the drawing, enables fluidization of the metal oxide dust fed into the converter, the dust being fed to nozzle 14 by means of a carrier gas * and a fluidizing gas. The fluidizing gas may be the same type of gas as the carrier gas or it may be a different gas. It is also possible to use feeders in which the entire carrier gas is used to fluidize the dust. oxide in the metal. Although the above-described device has only one heating channel 8, the converter may be provided with more than one channel of the type shown in Figs. 1 and 2. Furthermore, the induction heating zone need not necessarily be in the form of a channel with two outlets located in the converter walls, but may have a single opening in the converter wall. It is also possible to provide more than one nozzle in the slope or bottom of the converter *B 49 60 in combination with one or more channels located opposite the nozzles, at least one nozzle being directed towards the outlet channels in the slope or bottom of the converter. Typically, the heating channel 8 is filled with a metal bath which is kept in a liquid state between the sequence of operations, i.e. the channel is not emptied. The liquid metal is discharged through the outlet 15. A typical sequence of operations used in the method according to the invention is as follows. The appropriate amount of liquid metal is introduced into the converter 1 through the throat 11. The temperature of the metal bath is measured and, if necessary to carry out the desired reduction process, the temperature is raised by regulating the electrical power supply system of the exciter 12. When the desired temperature is reached, a suspension of metal oxide dust in the fluidizing gas is introduced into the converter through the nozzle 14. First, however, the suspension is prepared in the dust feeder and fed through a pipe to the nozzle 14. The nozzle 14 is directed towards the opposite slope, in which the heating channel 8 is located, which, at an appropriate speed of introduction of solid oxygen particles through the nozzle 14, The effect of the heat exchanger causes rapid mixing of the hot metal bath in the cavity 5, i.e. outside the openings 9 and 10 of the channel 8, whereby solid metal oxide particles do not penetrate from the nozzle 14 into the inside of the channel 8. The hot metal located in the cavity 5 outside the ends of the openings 9 and 10 of the channel 8 is replaced by cool metal coming from other parts of the metal bath mass located in the converter 1, which improves the heat exchange between the channel 8 and the metal bath mass in the converter 1. Furthermore, the metal oxide dust introduced through the nozzle 14 and the hot metal coming from the heating channel 8 are quickly distributed in the metal bath in the converter, which is of significant importance for the kinetics of the reduction process and thanks to which the metal oxide reduction process becomes a factor The reduction process can take place in all parts of the converter at the correct temperature. A further advantage of the interaction between the hot metal coming from the heating channel 8 and the suspension introduced through the nozzle 14 is that the hot metal from the heating channel 8 does not allow the metal near the nozzle tip to solidify, while the cooling effect caused by the introduction of the suspension protects the edges of the lining in the cavity 5, thanks to which the lining in the vicinity of the holes 9 and 10 of the channel 8 does not wear out too quickly. The reducing agent taking part in the reduction process is usually carbon. The carbon can be immediately dissolved in the metal bath in the converter or can be supplied successively during the melting process. Carbon in the form of coal dust can be for example, mixed with metal oxide powder and introduced into the metal bath together with the oxide through nozzle 14 and/or from the top, through throat 17. When the reduction process is completed, the introduction of metal oxide powder is stopped and, after correcting the chemical composition of the metal bath, the converter is tilted and the metal is poured out through tap hole 15. Before tapping the metal, the slag is usually removed through throat 17, and the continuous injection of air or another gas through nozzle 14 facilitates the removal of the slag. Molten metal is usually left in channel 8 and in the cavity space 5, as a result of which the outlets of holes 9 and 10 of channel 8 are connected to each other, forming a closed loop. Before tapping, the metal bath can also be treated in a vacuum in order to degas it, whereby during the same period of time Metal oxide dust is introduced into the metal through nozzle 14. Other processing processes can also be used, including e.g. known annealing. The invention is presented in the following examples. Example I. Obtaining carbon steel Direct reduction of iron compounds is carried out according to the method according to the invention both batchwise and continuously. The direct reduction process is carried out batchwise in a converter of the type shown in Figures 1 and 2 and is used to produce carbon steel. One possible sequence of operations is the following: The converter is first filled with a metal bath, preferably pig iron. Molten steel scrap can also be used. However, it is most advantageous to use carbon-rich pig iron, i.e., one containing at least 3% by weight of carbon, in order to obtain a low solidification temperature, which is a necessary condition for obtaining a low reduction temperature, which in turn ensures very low lining wear. The volume of the initial metal bath is determined by the size of the converter. The exit bath should be of sufficient depth to enable the reduction reactions to be carried out under the proper conditions provided by the method and apparatus of the invention. The reduction reactions are then initiated by introducing powdered beneficiated iron ore through nozzle 14 into the metal bath in the converter with the aid of a carrier gas. Additionally, iron ore in the form of an agglomerate, for example in the form of pellets, can be fed from the top, through the throat 17 to the converter 1. Coal is also successively added to the metal bath, essentially in stoichiometric ratio, to carry out the following reduction reactions, in the case when the ore used is hematite: Fe2O3 + 3C - 2Fe(l) + SCO(g) (1) and the reaction: Fe3O4 + 4C - 3Fe(l) + 4CO(g) (2) in the case when the ore used is magnetite, where the symbol ,(1) denotes the liquid form and (g) — the gaseous form. A mixture of ores can also be used, in which case the coal is supplied essentially in stoichiometric ratio to the concentrate. combined ores, as a result of which all the iron from this concentrate is released by reduction.LT17 8 Coal can be fed in solid form, e.g., as graphite, anthracite, charcoal, and coke, or in the form of combustible carbon compounds, e.g., fuel oil and volatile hydrocarbons. However, coal is preferably used, and coke is most preferably. The coal is fed from the top through throat 17. It is also possible to feed it through one or more separate nozzles, which are not shown in the drawing. Preferably, however, a mixture of finely powdered enriched ore and finely powdered coal is prepared in a stoichiometric ratio that allows for the reduction reaction. By mixing the ore and coal beforehand, the problem of separate regulation of the dosage of these components is avoided. This mixture is injected into the metal bath using a carrier gas through nozzle 14. Additional ore and coal can also be fed from the top, through throat 17. From an economic point of view, it is advantageous to use air as the carrier gas due to the ease of carrying out the reduction process. However, this requires increasing the amount of carbon introduced in proportion to the amount of oxygen supplied with the air. Instead of air, reducing gases, e.g., certain hydrocarbons, as well as inert gases, e.g., argon, can also be used. However, the use of air is most advantageous. Reduction processes consume significant amounts of thermal energy contained in the metal bath in the converter. Therefore, there is a tendency for the temperature of the metal bath to drop very quickly. Therefore, during the reduction process, a substantially constant temperature is maintained by supplying an appropriate amount of electrical energy to the inductor 12 surrounding the channel 8. The hotter metal from the channel 8 flows into the cavity 5 from where it is carried to all parts of the metal bath by the gas stream flowing from the nozzle 14. As a result, the reduction process can take place in all parts of the metal bath at the desired temperature. Preferably, the temperature of the metal bath is maintained at a level slightly above the solidification temperature of the metal, and most preferably in the range between the solidification temperature and a temperature 200°C above this temperature, and especially slightly above 100°C above the solidification temperature. The temperature of the metal bath is set by regulating the electrical energy supplied to the power supply system of the inductor 12. The feeding of the ore and coal concentrate is stopped when the desired amount of metal is obtained. The molten metal is then desulfurized, depending on the type of lining, by introducing CaO or other desulfurizing agents through nozzle 14 in the same manner as the ore and coal were fed. Before tapping, the temperature of the metal bath is raised to the appropriate temperature by increasing the electrical power supplied to the inductor 12 surrounding the heating channel 8. Example II. Production of low-alloy steel. To produce low-alloy steel by the method according to the invention, a sufficient quantity of liquid pig iron is fed to the converter. Alternatively, a sufficient quantity of pig iron is produced in the converter itself using the processes previously described. The temperature of the metal bath is then raised to about 1500°C by means of the inductor 12 surrounding the channel 8. Then, airborne iron ore dust is introduced through the nozzle 14. During the first period of introduction, silicon and manganese are oxidized. Depending on the charge temperature, some carbon is simultaneously removed. After the silicon and manganese have oxidized, the slag is removed from the surface of the metal bath, and the actual decarburization begins. The desired percentage of carbon in the metal bath is preferably adjusted in a single operation by introducing metal oxide dust through nozzle 14, with air typically used as the carrier gas. When the desired percentage of carbon is reached, argon is used instead of air to ensure rapid homogenization of the charge. During decarburization, the temperature is maintained at the desired level by regulating the power supply to the inductor 12. Since the solidification temperature of the metal depends on the carbon content in the iron-carbon alloy, the temperature in the converter must be continuously regulated by appropriately regulating the power supply to the inductor 12, so that the temperature is maintained between the solidification temperature and a temperature 200°C higher than the solidification temperature, preferably between the solidification temperature and a temperature 100°C higher than the solidification temperature. It is also possible to use the device according to Figs. 1 and 2 for melting iron scrap for steel production. If, after melting all the scrap iron, the carbon percentage is too high, the excess carbon is regulated by introducing powdered, enriched iron ore as described above, while for the same period the bath temperature is maintained above the solidification temperature by means of an inductor. An example of the pig iron decarburization process will now be described, based on the diagram shown in Fig. 3. The converter shown in Figs. 1 and 2 was filled with approximately 4.5 tons of liquid pig iron. Cavity 5 and channel 8 contained approximately 800 kg of metal bath. The molten metal contained approximately 3.8% C, 1.4% Si, 0.3% Mn, and small random inclusions by weight. A slurry of enriched magnetite (Fe3O4) in air was introduced through nozzle 14. About 1000 kg of Fe3C4 concentrate was introduced and distributed throughout the metal bath in the converter. In the graph of Fig. 3, curve I shows the total amount of ore concentrate introduced during this period. The temperature curve C° shows the increase in metal bath temperature during the concentrate introduction period from about 1480°C to about 1550°C. The other curves show the percentage change in the carbon, silicon, and manganese contents during the iron oxide introduction. During the initial period, essentially all the silicon and manganese was oxidized, after which the actual decarburization period began. After injection of 1000 kg of ore concentrate, the carbon content was reduced to about 1%. The ore concentrate contained about 90% FeSO4. After obtaining the desired carbon content, i.e., about 1%, silicon and manganese were added to the metal bath from the top, through throat 17, and the mixture was homogenized by blowing argon through nozzle 14. During the same period of time, the temperature of the metal bath was raised to about 1600°C, which is the preferred tapping temperature. Example III. Production of alloy steel Chrome steel containing on average about 1-15% chromium can also be produced by the method according to the invention. Liquid pig iron was first introduced into the converter shown in Figs. 1 and 2. Alternatively, the metal bath is prepared in the converter itself in the manner previously described. The temperature of the metal bath is raised by means of an inductor 12 to a temperature of 1600-1750°C, preferably between 1600 and 1700°C. When the desired temperature is reached, a suspension of chromium oxide ore concentrate is introduced in air through a nozzle 14. The chromium oxide ore is preferably chromite, i.e. an oxide of iron and chromium, FeCr2O4. *o The powdered enriched ore spreads over all parts of the converter, taking with it the hotter metal from the cavity 5 outside the holes 9 and 10 of the channel 8. The temperature during chromite injection is maintained in the range of 1600-1750°C, preferably 1600-1700°C by regulating the power at the inlet of the inductor 12. If the carbon content in the metal bath is high enough, the following reaction takes place: 40 Cr2O3 + 3C-2Cr(1) + 3CO(g) (3) where: (g) - in gaseous form, and (1) - in liquid form. In this example of the application of the method according to the invention, which allows for the production of 45 chrome steel with an average chromium content, the carbon content during the introduction chromium oxide should be at least 1%. This means that additional carbon must be added to the metal bath if the carbon content in the bath drops to 1% before the desired chromium content is reached. Carbon can also be added to the charge during the chromium oxide introduction, either from the top through throat 17 or together with the powdered oxide. The carbon content is preferably maintained at a level above 2% during the reduction of chromium oxide with carbon. Once the desired percentage of chromium in the charge is achieved, the carbon content can be reduced by introducing enriched iron ore, while maintaining an approximately constant temperature in the metal bath for the same period of time. The diagram in Fig. 4 schematically shows an example of the production in the converter. 11 91717 14 are gradually and in order corresponding to their decreasing affinity for oxygen. This means that the oxide that is most difficult to reduce with carbon or another reducing agent is injected in the first operation, and the oxide that is easiest to reduce is introduced in the last operation, with other possible metal oxides being introduced in between depending on their affinity for oxygen. This example shows that silicon and manganese contained in the initial metal bath can be advantageously used to reduce chromium oxide introduced into the metal bath during the first operation of the method according to the invention. Another type of alloy steel which can be obtained by the method according to the invention is steel used in low-temperature technology, e.g. nickel steel containing 5-9% Ni. In this case, first, an iron-carbon alloy with a high carbon content is obtained by one of the above-described methods and introduced into the converter shown in Figs. 1 and 2. NiO is introduced into this charge, while the desired temperature is maintained by means of an inductor according to the invention, and the hot metal is distributed to all batches of the metal bath by means of a stream of dust introduced through nozzles 14. The addition of enriched nickel ore continues until the desired carbon and/or nickel content is achieved in the reaction between NiO and carbon dissolved in the metal bath, in which the carbon releases metallic nickel by reacting with the oxygen contained in the nickel oxide. In all the described cases, the metal oxide can be introduced simultaneously in in the form of dust through nozzles 14 and metal oxide in the form of agglomerate from above, through throat 17. In further embodiments of the invention, the carrier gas in the case of decarburization is preferably oxygen, a mixture of air and oxygen or a mixture of another gas and oxygen. In these cases, oxygen is primarily the decarburizing agent, and the metal oxide injected together with the gas primarily serves as a cooling agent and an agent increasing the energy of the gas and dust mixture introduced into the metal bath. ''"i'' '"' ".91717 1800 1700 -I 1600 \ 1500 1400 1300-\ 1200 U00-\ 1000 Fig3 'Ci 1700- 1500 1500 1400- 1300- 1200 iioo- \ % 7- 6 4-j 3- 2 1- i I 1 1 i— 1 Fig. 4 / / s / * / / / JXZ\ ///W / /^ ^ i/ 'V V%s/ / \ i i ' }c _ii w %C - %Mn ^/.5/ 1 EM' \Kg -1400 -1200 -1000 -800 -600 \-400 -200 ::x^^191717 Fig.5 im* kKg LZG Z-d No. 2 order 575/77 110 copies A4 Ctna 10,— al PL PL PL PL PL PL