RU2048533C1 - Способ выплавки стали в кислородном конвертере - Google Patents
Способ выплавки стали в кислородном конвертере Download PDFInfo
- Publication number
- RU2048533C1 RU2048533C1 SU5019852A RU2048533C1 RU 2048533 C1 RU2048533 C1 RU 2048533C1 SU 5019852 A SU5019852 A SU 5019852A RU 2048533 C1 RU2048533 C1 RU 2048533C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- metal
- carbon
- iron
- thinner
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 29
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title claims abstract description 7
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 7
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 7
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 title claims abstract description 7
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 title abstract description 9
- 239000010959 steel Substances 0.000 title abstract description 9
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 37
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 22
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims abstract description 13
- 238000005087 graphitization Methods 0.000 claims abstract description 12
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims abstract description 9
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 9
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 239000002826 coolant Substances 0.000 claims description 17
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000012717 electrostatic precipitator Substances 0.000 claims description 6
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 6
- 239000003923 scrap metal Substances 0.000 claims description 5
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 150000001721 carbon Chemical class 0.000 claims 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical group [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 11
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 9
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 4
- 239000000969 carrier Substances 0.000 abstract description 2
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 12
- 230000008569 process Effects 0.000 description 12
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 10
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 9
- 238000010926 purge Methods 0.000 description 7
- HBMJWWWQQXIZIP-UHFFFAOYSA-N silicon carbide Chemical compound [Si+]#[C-] HBMJWWWQQXIZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910010271 silicon carbide Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 6
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 5
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 5
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 5
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 5
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- QZOVMCPHIQVUGV-UHFFFAOYSA-N [Si].[C].[Si] Chemical compound [Si].[C].[Si] QZOVMCPHIQVUGV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 3
- KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K Aluminium flouride Chemical class F[Al](F)F KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 2
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 2
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000004941 influx Effects 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000012935 Averaging Methods 0.000 description 1
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N anthracen-1-ylmethanolate Chemical compound C1=CC=C2C=C3C(C[O-])=CC=CC3=CC2=C1 RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 description 1
- JHLNERQLKQQLRZ-UHFFFAOYSA-N calcium silicate Chemical class [Ca+2].[Ca+2].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] JHLNERQLKQQLRZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 239000006229 carbon black Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007812 deficiency Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 1
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 1
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 1
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 1
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 1
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 description 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
- Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: в способах выплавки стали в сталеплавильном агрегате с использованием кусковых углеродсодержащих материалов. Сущность изобретения: способ выплавки стали в кислородном конвертере включает загрузку металлического лома, ввод в ванну углеродсодержащих теплоносителей - возвратную шихту печей графитизации, шлакообразующих, заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом. В качестве разжижителя шлака используют пыль электрофильтров электролизного производства. Теплоноситель и разжижитель загружают в виде брикетов после заливки чугуна при следующем соотношении ингредиентов, мас. возвратная шихта печей графитации 65 99; пыль элктрофильтров электролизного производства алюминия 10 35. 1 табл.
Description
Изобретение относится к черной металлургии, а именно к способам выплавки стали в сталеплавильном агрегате с использованием кусковых углеродсодержащих материалов.
Известны способы выплавки стали, в которых для снижения расхода жидкого чугуна используют кусковые углеродсодержащие теплоносители: кокс, антрацит, графитовый бой и др. [1] Эти способы позволяют за счет тепла экзотермического окисления углерода повысить расход металлического лома из расчета 2,0-2,5 кг/кг вводимого теплоносителя и снизить расход жидкого чугуна на 16-25 кг/т стали.
Это недостаточно для утилизации имеющихся запасов металлического лома. Кроме того, применение указанных теплоносителей в результате "холодного" начала процесса значительно ухудшает шлакообразование и качество готового металла, а также повышает потери металла с отходящими газами и шлаком.
Известен способ выплавки стали, в котором для более глубокого снижения расхода жидкого чугуна и уменьшения потерь с отходящими газами используют углеродкарбидкремний, содержащий теплоноситель [2] Коэффициент замены жидкого чугуна металлическим ломом в этом способе составляет 3,0-3,2 кг/кг теплоносителя, экономия жидкого чугуна 30-45 кг/т стали, снижение пылевыносов 3,5-6,5 кг/т стали.
Отсутствие технических решений, направленных на улучшение процессов шлакообразования и их синхронизацию с тепловым режимом, не позволяет использовать этот способ при выплавке качественных марок стали, а постоянный контроль за составом теплоносителя ограничивает сырьевую базу и возможность применения известных отходов производства, в том числе используемой в данном и других способах возвратной шихты печей графитации.
Наиболее близким по технической сущности и достигнутым результатам является способ выплавки стали, в котором для интенсификации шлакообразования и улучшения качества металла углеродкарбидкремний содержащий теплоноситель, вводят при определенном соотношении с разжижителем плавиковым шпатом [3] Соотношение расходов этих материалов изменяется в незначительных пределах и составляет 1 (0,75-0,85). Совместный ввод теплоносителя и разжижителя позволяет регулировать процессы шлакообразования и нагрева ванны по ходу продувки.
Недостаточное снижение расхода жидкого чугуна (66,8-72,3% от массы шихты), скоротечность разжижающего действия плавикового шпата и высокая стоимость этого материала, несмотря на высокое качество готового металла ограничивает область его применения, повышают себестоимость стали.
Цель изобретения интенсификация шлакообразования при использовании углеродкарбидкремнийсодержащих теплоносителей, а также снижение потерь металла со шлаком и отходящими газами за счет синхронизации теплового и шлакового режимов процесса.
Поставленная цель достигается за счет того, что в способе выплавки стали в кислородном конвертере, включающем загрузку металлической части шихты, ввод в ванну возвратной шихты печей графитизации в виде углеродсодержащего теплоносителя, шлакообразующих и разжижителя шлака, заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом, в качестве разжижителя используют пыль электрофильтров электролизного производства алюминия. Теплоноситель и разжижитель шлака загружают после заливки жидкого чугуна в виде брикетов при следующем соотношении ингредиентов, мас. возвратная шихта печей графитизации 65-90; пыль электрофильтров электролизного производства алюминия 10-35.
Предлагаемый материал содержит отходы алюминиевого производства, в т.ч. глинозем, а также комплексные фториды натрия и алюминия (например Na3AlF6), разжижающее действие которых в отличие от плавикового шпата сохраняется на большем протяжении периода продувки. Использование этих разжижителей позволит снизить требования, предъявляемые к теплоносителям, в том числе снять ограничения по химическому составу и зольности. Применяемая в составе брикетов возвратная шихта печей графитации электродного производства не нуждается в дополнительной подготовке (ограничению по содержанию SiC, золы и соотношению C SiC), а ее применение не окажет негативного влияния на процессы шлакообразования. Совместное использование двух ингредиентов, один из которых является высоко калорийным теплоносителем (удельная теплота сгорания возвратной шихты печей графитации составляет 28-30 МДж/кг), другой разжижителем сталеплавильного шлака, позволяет интенсифицировать процесс шлакообразования за счет синхронизации теплового и шлакового режимов. В отличие от известных оба эти материалы имеют относительно длительный и стабильный период взаимодействия с металлической ванной и шлаком, а брикетирование в заявляемых количествах повышает их активность и придает готовому продукту новые свойства, которые в условиях конвертерного производства обеспечивают синхронизацию теплового и шлакового режима процесса в различном диапазоне изменения фазового и химического состава металлошихты. Угар железа и его потери с отходящими газами и шлаком снижаются до уровня традиционного автотермического процесса с расходом металлического лома ниже 25
При недостаточном содержании в теплоносителе возвратной шихты печей графитации притока тепла от окисления компонентов этого материала и, особенно, карбида кремния, окисление которого происходит на начальных этапах продувки в период формирования начального шлака, будет недостаточно для требуемого прогрева ванны. Поступление в холодный шлак значительного количества разжижителей увеличит его склонность к вспениванию, повысит потери металла с отходящими газами и в результате резкого снижения коэффициента теплопроводности дестабилизируют тепловой и шлаковый режим процесса. Для осаждения пенистого шлака потребуется избыточное количество шлакообразующих и уменьшение скорости подачи окислителя. В совокупности это будет сопровождаться снижением производительности агрегата и увеличением потерь металла со шлаком и отходящими газами, т.е. противоречит достижению поставленной цели.
При недостаточном содержании в теплоносителе возвратной шихты печей графитации притока тепла от окисления компонентов этого материала и, особенно, карбида кремния, окисление которого происходит на начальных этапах продувки в период формирования начального шлака, будет недостаточно для требуемого прогрева ванны. Поступление в холодный шлак значительного количества разжижителей увеличит его склонность к вспениванию, повысит потери металла с отходящими газами и в результате резкого снижения коэффициента теплопроводности дестабилизируют тепловой и шлаковый режим процесса. Для осаждения пенистого шлака потребуется избыточное количество шлакообразующих и уменьшение скорости подачи окислителя. В совокупности это будет сопровождаться снижением производительности агрегата и увеличением потерь металла со шлаком и отходящими газами, т.е. противоречит достижению поставленной цели.
При избыточном содержании в теплоносителе возвратной шихты печей графитации (недостаточном содержании фторсодержащих отходов алюминиевого производства) поставленная цель не достигается по другим причинам, из которых основной является резкое ухудшение шлакообразования в результате дополнительного притока кремнезема и дефицита разжижителей. Это наблюдается на фоне интенсивного нагрева ванны за счет окисления карбида кремния и сопровождается повышенными выбросами и выносами металла с отходящими газами.
При заявляемом составе теплоносителя технологический процесс характеризуется высокой регулируемостью показателей, в том числе синхронизацией теплового и шлакового режимов. Последнее обеспечивает мягкую продувку металла и не сопровождается характерным для плавок с повышенным содержанием лома угаром железа и его выносом с отходящими газами.
Учитывая высокую дисперсность используемых в составе теплоносителя ингредиентов и, особенно, пыли электрофильтров электролизного получения алюминия, в предлагаемом техническом решении заявляемый состав теплоносителя обеспечивается брикетированием используемых материалов. Помимо усреднения химического состава, брикетирование исключает выносы высокодисперсных частиц отходящими газами и гарантирует стабильность состава независимо от срока эксплуатации и режима загрузки теплоносителя.
Совместное брикетирование углеродкарбидкремнийсодержащих материалов с шлакообразующими компонентами за счет начального прогрева и термической обработки резко повышает активность последних в период взаимодействия с конвертерным шлаком и предотвращает образование тугоплавких соединений ортосиликата кальция. Это ускоряет процесс шлакообразования и повышает гомогенность шлакового расплава. Поэтому предлагаемый способ не содержит признаков, характеризующих расход и режим загрузки теплоносителя и может быть использован в широком диапазоне фазового и химического состава металлошихты.
Способ отработан в 250-тонных конвертерах Днепровского металлургического комбината. В качестве теплоносителей использовали брикетированные отходы электродного и алюминиевого производств. Брикетирование производили в условиях Днепровского электродного завода. В составе брикетов использовали возвратную шихту печей графитации электродного производства (содержащую 50-85 углерода, 10-35 карбида кремния и 20-40 золы с размером частиц 1-10 мм) и пыль электрофильтров электролизного производства алюминия (содержащую 50-65 глинозема, 15-35 фторидов натрия и алюминия в виде NaF, AlF6, Na3AlF6 и 5-10 сажистого углерода; размер частиц 0,05-1 мм).
П р и м е р. После скачивания шлака предыдущей плавки в конвертер загружают 90 т металлического лома, 8 т извести и заливают жидкий чугун с содержанием 0,79 кремния, 0,48 марганца, 0,038 серы с температурой 1330оС в количестве 180 т. Затем вводят 3,0 т брикетированного теплоносителя, содержащего 80 возвратной шихты печей графитации и 20 пыли электрофильтров электролизного производства алюминия. Начинают продувку металла кислородом с интенсивностью 800-1000 м3/мин. Оставшееся количество извести (9 т) вводят в агрегат до начала интенсивного окисления углерода. Длительность продувки составляет 15-16 мин. В конце продувки получают металл с содержанием углерода 0,06 марганца 0,10 и серы 0,024 Температура металла 1640оС. Окисленность конечного шлака 17,8 Выход жидкого металла 91,8 Указанная последовательность действий сохраняется при изменении состава теплоносителя в соответствии с формулой изобретения. Полученные данные представлены в таблице в сравнении с известным способом выплавки стали с использованием отработанной угольной футеровки алюминиевых электролизеров.
Анализ представленных данных подтвердил высокую эффективность предложенного способа. Использование в качестве теплоносителя брикетированных отходов электродного и алюминиевого производств в заявляемых количествах по сравнению с известным способом позволяет за счет интенсификации шлакообразования на 15-25 повысить рафинирующую способность шлака и на 0,002-0,004 абс. снизить остаточное содержание серы в готовом металле, а также в результате синхронизации теплового и шлакового режимов процесса предотвратить угар железа и снизить его потери с отходящими газами (на 2-4 кг/т) и шлаком (на 1-5 кг/т). Это позволяет на 2,5-10 отн. повысить производительность агрегата и на 0,4-0,8 абс. повысить выход жидкого металла.
Claims (1)
- СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КИСЛОРОДНОМ КОНВЕРТЕРЕ, включающий загрузку металлического лома, ввод в ванну возвратной шихты печей графитизации в виде углеродсодержащего теплоносителя, шлакообразующих и разжижителя шлака, заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом, отличающийся тем, что в качестве разжижителя шлака используют пыль электрофильтров электролизного производства алюминия, при этом теплоноситель и разжижитель шлака загружают после заливки жидкого чугуна в виде брикетов при следующем соотношении ингредиентов, мас.Возвратная шихта печей графитизации 65 90
Пыль электрофильтров электролизного производства алюминия 10 35
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU5019852 RU2048533C1 (ru) | 1991-07-02 | 1991-07-02 | Способ выплавки стали в кислородном конвертере |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU5019852 RU2048533C1 (ru) | 1991-07-02 | 1991-07-02 | Способ выплавки стали в кислородном конвертере |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2048533C1 true RU2048533C1 (ru) | 1995-11-20 |
Family
ID=21593220
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU5019852 RU2048533C1 (ru) | 1991-07-02 | 1991-07-02 | Способ выплавки стали в кислородном конвертере |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2048533C1 (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2275430C2 (ru) * | 2004-06-01 | 2006-04-27 | Общество с ограниченной ответственностью "АМЮС" | Способ выплавки стали в конвертере |
-
1991
- 1991-07-02 RU SU5019852 patent/RU2048533C1/ru active
Non-Patent Citations (3)
| Title |
|---|
| 1. Баптизманский В.М. и др. Металлолом в шихте кислородных конвертеров. М.:Металлургия, 1982, с.136. * |
| 2. Назюта Л.Ю. и др. Использование углеродсодержащих отходов электродного производства в качестве дополнительного теплоносителя конвертерного производства. М.: Черная металлургия, 1991. (56) * |
| 3. Авторское свидетельство СССР N 1595922, кл. C 21C 5/28, 1988. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2275430C2 (ru) * | 2004-06-01 | 2006-04-27 | Общество с ограниченной ответственностью "АМЮС" | Способ выплавки стали в конвертере |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP5954551B2 (ja) | 転炉製鋼法 | |
| JP5408369B2 (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
| JP2013189714A (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
| US5725631A (en) | Composite charge for metallurgical processing | |
| RU2048533C1 (ru) | Способ выплавки стали в кислородном конвертере | |
| CN113056566B (zh) | 增碳材及使用了其的增碳方法 | |
| CN1030532C (zh) | 使用铝渣进行的钢铁冶炼方法 | |
| RU2201970C2 (ru) | Способ выплавки стали в высокомощных дуговых печах | |
| SU1574667A1 (ru) | Модифицирующие брикеты дл синтетического чугуна | |
| RU2805114C1 (ru) | Способ выплавки стали в электродуговой печи | |
| JP2842185B2 (ja) | 溶融還元によるステンレス溶湯の製造方法 | |
| RU2849856C1 (ru) | Способ внепечной обработки жидкого чугуна для фасонного литья | |
| JP2757761B2 (ja) | 溶融還元によるステンレス溶鋼の製造方法 | |
| SU1134607A1 (ru) | Способ подготовки металлической шихты дл выплавки стали | |
| JP2959368B2 (ja) | 含Ｎｉ・Ｃｒ溶銑の製造法 | |
| SU821491A1 (ru) | Шихта доменной печи дл получени лиТЕйНОгО СиНТЕТичЕСКОгО чугуНА | |
| RU2437941C1 (ru) | Способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи с повышенным расходом жидкого чугуна | |
| RU2088672C1 (ru) | Способ выплавки стали в кислородных конвертерах | |
| RU2113498C1 (ru) | Способ выплавки стали в конвертере | |
| SU1235968A1 (ru) | Шихта дл получени феррованади | |
| RU2031960C1 (ru) | Способ выплавки стали | |
| RU2108399C1 (ru) | Способ выплавки стали в дуговых электропечах из металлолома | |
| SU718481A1 (ru) | Способ выплавки стали | |
| SU1234450A1 (ru) | Способ производства низкоуглеродистого феррохрома | |
| SU1724640A1 (ru) | Способ получени плавленой извести |