RU2133782C1 - Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnaces - Google Patents
Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnaces Download PDFInfo
- Publication number
- RU2133782C1 RU2133782C1 RU97105879A RU97105879A RU2133782C1 RU 2133782 C1 RU2133782 C1 RU 2133782C1 RU 97105879 A RU97105879 A RU 97105879A RU 97105879 A RU97105879 A RU 97105879A RU 2133782 C1 RU2133782 C1 RU 2133782C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- vanadium
- furnace
- metal
- steel
- Prior art date
Links
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 38
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 38
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 25
- 239000010959 steel Substances 0.000 title claims abstract description 25
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 11
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 title claims abstract description 10
- 238000002844 melting Methods 0.000 title claims abstract description 6
- 230000008018 melting Effects 0.000 title claims abstract description 6
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 52
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 24
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 24
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 17
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 10
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 9
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 9
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 claims abstract description 9
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 9
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 6
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 7
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 abstract description 4
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 abstract description 4
- 238000005275 alloying Methods 0.000 abstract description 2
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000010079 rubber tapping Methods 0.000 abstract 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 6
- 229910000616 Ferromanganese Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 2
- 229910000720 Silicomanganese Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N Alumina Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 230000003111 delayed effect Effects 0.000 description 1
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 102200155720 rs121918465 Human genes 0.000 description 1
- -1 silicocalcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 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
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к черной металлургии, а именно к способам выплавки ванадийсодержащей стали в дуговых электросталеплавильных печах. The invention relates to ferrous metallurgy, and in particular to methods of smelting vanadium-containing steel in electric arc furnaces.
Известен способ выплавки ванадийсодержащей стали в дуговой электросталеплавильной печи [1] , при котором ванадиевый конвертерный шлак в смеси с мелкосеянным коксом и молотым ферросилицием присаживают в печь во время восстановительного периода. Через 5-10 мин после ввода смеси в печи образуется гомогенный жидкоподвижный шлак. При выдержке 20-40 мин усвоение ванадия металлом составило 80-90%. There is a method of smelting vanadium-containing steel in an electric arc furnace [1], in which vanadium converter slag mixed with fine seeded coke and ground ferrosilicon is placed in the furnace during the recovery period. 5-10 minutes after the mixture is introduced into the furnace, homogeneous liquid-mobile slag is formed. When holding for 20-40 minutes, the absorption of vanadium by the metal was 80-90%.
Недостатком данного способа является то, что после присадки ванадиевого конвертерного шлака происходит резкое повышение окисленности печного шлака и поэтому восстановление ванадия из шлака связано с большим расходом раскислителей, при этом продолжительность плавки затягивается на 20-40 мин. The disadvantage of this method is that after the addition of vanadium converter slag, there is a sharp increase in the oxidation of furnace slag and, therefore, the recovery of vanadium from slag is associated with a high consumption of deoxidizers, while the melting time is delayed by 20-40 minutes.
Известен способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи [2], при котором ванадиевый конвертерный шлак вводят совместно с известью в завалку или в период плавления. Окислительный шлак из печи не удаляют, раскисляют его смесью порошка кокса и ферросилиция. В качестве восстановителя используют также углерод, растворенный в металле. A known method of steelmaking in an electric arc furnace [2], in which vanadium converter slag is introduced together with lime into the filling or during the melting period. Oxidative slag is not removed from the furnace; it is deoxidized with a mixture of coke powder and ferrosilicon. Carbon dissolved in the metal is also used as a reducing agent.
Недостатком этого способа является то, что он может быть применен только при использовании металлошихты, чистой по содержанию вредных примесей, в частности фосфора. The disadvantage of this method is that it can be applied only when using a metal charge, pure in the content of harmful impurities, in particular phosphorus.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому техническому результату является способ выплавки ванадийсодержащей стали в дуговой электросталеплавильной печи, при котором после удаления окислительного шлака металл обрабатывается шлакообразующей раскислительной смесью, состоящей из ванадиевого конвертерного шлака, извести (известняка), разжижающей добавки (плавикового шпата) и углеродистого ферромарганца, взятых в соотношении 10: (5-8):(1-2):(4:5), а после нагрева металла в него вводят алюминий [3]. The closest in technical essence and the achieved technical result is a method of smelting vanadium-containing steel in an electric arc furnace, in which, after removal of oxidizing slag, the metal is treated with a slag-forming deoxidizing mixture consisting of vanadium converter slag, lime (limestone), a fluidizing agent (fluorspar) ferromanganese, taken in the ratio 10: (5-8) :( 1-2) :( 4: 5), and after heating the metal, aluminum is introduced into it [3].
Однако ферромарганец, входящий в состав смеси, вследствие своей высокой плотности растворяется в стали, и таким образом, раскисляет не шлак, а сталь, в связи с чем снижается извлечение ванадия из шлака. Углерод же, входящий в состав используемого углеродистого ферромарганца не раскисляет шлак, а попадая в жидкую сталь науглероживает последнюю, что в некоторых случаях нецелесообразно. Присадка известняка приводит к охлаждению шлака (протекает эндотермическая реакция), вследствие чего замедляются процессы восстановления ванадия из шлака. Использование сравнительно крупного кускового алюминия приводит не только к взаимодействию со шлаком (раскислению шлака), но и повышению содержания алюминия в стали, что не удовлетворяет требованиям Государственных Стандартов на рельсовую сталь. Кроме того, раскисление шлака (из наведенной смеси) проводится без использования кремния, что дополнительно повышает угар алюминия и загрязняет сталь неметаллическими включениями (оксидами алюминия). Таким образом повышается загрязненность стали неметаллическими включениями, снижается стабильность и степень усвоения ванадия из шлака. However, ferromanganese, which is part of the mixture, due to its high density dissolves in steel, and thus, it does not deoxidize slag, but steel, which reduces the extraction of vanadium from slag. Carbon, which is part of the used carbon ferromanganese, does not deoxidize the slag, but getting into liquid steel carburizes the latter, which in some cases is not practical. The limestone additive leads to cooling of the slag (endothermic reaction proceeds), as a result of which the recovery of vanadium from the slag slows down. The use of relatively large lumped aluminum leads not only to interaction with slag (slag deoxidation), but also to an increase in the aluminum content in steel, which does not meet the requirements of the State Rail Steel Standards. In addition, slag deoxidation (from the induced mixture) is carried out without the use of silicon, which further increases the aluminum burn and contaminates the steel with non-metallic inclusions (aluminum oxides). Thus, the contamination of steel with non-metallic inclusions increases, and the stability and degree of assimilation of vanadium from slag decreases.
Желаемым техническим результатом изобретения является обеспечение высокой степени усвоения ванадия при прямом легировании стали ванадиевым конвертерным шлаком при стабильном извлечении ванадия в сталь. The desired technical result of the invention is to provide a high degree of assimilation of vanadium during direct alloying of steel with vanadium converter slag with stable extraction of vanadium into steel.
Для этого ванадиевый конвертерный шлак, известь и плавиковый шпат присваивают при их следующем соотношении в смеси 1:(0,3-1,0):(0,2-0,4), соответственно, а после предварительного раскисления металла шлак в печи раскисляют смесью порошка кокса, дробленого ферросилиция и дроби алюминия при соотношении в ней C:Si: Al=1:(2,0-2,2):(1,5-1,6), причем из печи сначала выпускают шлак, а затем металл. После введения смеси плавиковый шпат позволяет быстро образовывать высокоосновной жидкоподвижный шлак, который интенсивно реагирует с углеродом металла, за счет чего резко снижается окисленность шлака. При достижении требуемого содержания углерода в металле и заданной температуры производят предварительное раскисление металла, а затем печной шлак раскисляют смесью порошка кокса, дроби алюминия и дробленого ферросилиция. Применение в качестве восстановителя алюминия в виде дроби способствует быстрому снижению окисленности и меньшему понижению основности шлака, вследствие чего стабилизируется усвоение ванадия. Опережающий выпуск шлака из печи способствует ускорению диффузионного процесса перехода ванадия из шлака в металл и дефосфорации стали за счет повышения межфазной поверхности контакта. Соотношение ванадиевого конвертерного шлака, извести и плавикового шпата в смеси установлено опытным путем и обеспечивает образование жидкоподвижного высокоосновного шлака, сохраняющего свои технологические свойства в восстановительный период. Предлагаемое соотношение раскислителей C:Si:Al обеспечивает наиболее полное восстановление ванадия из шлака. For this, vanadium converter slag, lime and fluorspar are assigned in the following ratio in the mixture 1: (0.3-1.0) :( 0.2-0.4), respectively, and after preliminary deoxidation of the metal, the slag in the furnace is deoxidized a mixture of coke powder, crushed ferrosilicon and aluminum fractions with a ratio of C: Si: Al = 1: (2.0-2.2) :( 1.5-1.6), moreover, slag is first released from the furnace, and then metal. After the mixture has been introduced, fluorspar allows the formation of highly basic liquid-mobile slag, which intensively reacts with the carbon of the metal, which dramatically reduces the oxidation of the slag. Upon reaching the required carbon content in the metal and the set temperature, preliminary metal deoxidation is performed, and then furnace slag is deoxidized with a mixture of coke powder, aluminum fractions and crushed ferrosilicon. The use of aluminum as a fraction in the form of a fraction promotes a rapid decrease in oxidation and a lower decrease in the basicity of slag, as a result of which vanadium assimilation is stabilized. Advance discharge of slag from the furnace accelerates the diffusion process of the transition of vanadium from slag to metal and dephosphorization of steel due to an increase in the contact interface. The ratio of vanadium converter slag, lime and fluorspar in the mixture was established empirically and ensures the formation of highly mobile highly basic slag, which retains its technological properties during the recovery period. The proposed ratio of deoxidizers C: Si: Al provides the most complete recovery of vanadium from slag.
Предлагаемые параметры технологии установлены экспериментальным путем. Найденное решение применимо для выплавки ванадийсодержащей стали с содержанием ванадия до 0,1% в дуговых электросталеплавильных печах. The proposed technology parameters are established experimentally. The solution found is applicable for the smelting of vanadium-containing steel with a vanadium content of up to 0.1% in electric arc furnaces.
Опытные плавки по заявляемой технологии проводили на дуговых электросталеплавильных печах типа ДСП-100И7 по принятой технологии выплавки стали [4] со следующими изменениями и дополнениями (см. таблицу). После спуска максимально возможного количества окислительного шлака в печь вводили смесь ванадиевого конвертерного шлака, извести и плавикового шпата при расходе ванадиевого шлака 8-10 кг/т стали. После достижения требуемого содержания углерода и заданной температуры проводили предварительное раскисление металла силикомарганцем. Затем шлак в печи раскисляли порошком кокса, дробленого ферросилиция и дробью алюминия. Выпуск организовывался с опережающим спуском шлака, затем сливался металл. В ковше проводилось окончательное раскисление стали ферросилицием, силикокальцием и силикомарганцем. Experimental melts according to the claimed technology was carried out on electric arc furnace type DSP-100I7 according to the accepted technology of steel smelting [4] with the following changes and additions (see table). After the maximum possible amount of oxidizing slag was drained, a mixture of vanadium converter slag, lime and fluorspar was introduced into the furnace at a flow rate of 8-10 kg / t of vanadium slag. After reaching the required carbon content and a predetermined temperature, preliminary metal deoxidation was carried out with silicomanganese. Then, the slag in the furnace was deoxidized with coke powder, crushed ferrosilicon and aluminum shot. The release was organized with leading slag, then the metal merged. In the ladle, the final deoxidation of steel was carried out by ferrosilicon, silicocalcium, and silicomanganese.
Приведенные в таблице данные показывают, что выплавка ванадийсодержащей стали марок КВ, Э76В, НЭ76В в дуговых электросталеплавильных печах по заявляемому способу позволяет повысить и стабилизировать степень восстановления ванадия из шлака в металл. Химический состав стали и весь комплекс аттестационных свойств соответствовал требованиям Государственных стандартов. Содержание ванадия в опытном металле в зависимости от использования сочетаний шлаковых компонентов колеблется от 0,04 до 0,08%. The data in the table show that the smelting of vanadium-containing steel of the grades KV, E76V, NE76V in electric arc furnace according to the present method allows to increase and stabilize the degree of recovery of vanadium from slag to metal. The chemical composition of steel and the whole range of certification properties met the requirements of State standards. The vanadium content in the test metal, depending on the use of combinations of slag components, ranges from 0.04 to 0.08%.
Источники
1. Довгопол В.И., Раковский Ф.С., Филлипенков А.А. и др./ Литейное производство, 1977. - N 4. - С. 12-13.Sources
1. Dovgopol V.I., Rakovsky F.S., Filipenkov A.A. and others / Foundry, 1977. - N 4. - S. 12-13.
2. А.с. СССР N 358374 C 21 С5/52. 2. A.S. USSR N 358374 C 21 C5 / 52.
3. А.с. СССР N 1046294 C 21 C5/52. 3. A.S. USSR N 1046294 C 21 C5 / 52.
4. Технологическая инструкция АО "Кузнецкий металлургический комбинат" 103-ЭС-388-91. 4. Technological instruction of Kuznetsk Metallurgical Plant JSC 103-ES-388-91.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97105879A RU2133782C1 (en) | 1997-04-10 | 1997-04-10 | Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnaces |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97105879A RU2133782C1 (en) | 1997-04-10 | 1997-04-10 | Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnaces |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU97105879A RU97105879A (en) | 1999-04-10 |
| RU2133782C1 true RU2133782C1 (en) | 1999-07-27 |
Family
ID=20191885
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU97105879A RU2133782C1 (en) | 1997-04-10 | 1997-04-10 | Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnaces |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2133782C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2291204C2 (en) * | 2005-03-28 | 2007-01-10 | Открытое акционерное общество "Новокузнецкий металлургический комбинат" | Method of making rail steel |
| RU2309181C1 (en) * | 2005-11-14 | 2007-10-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Конкрет" | Method for melting of vanadium-containing steel |
Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1046294A1 (en) * | 1982-06-14 | 1983-10-07 | Центральный научно-исследовательский институт материалов и технологии тяжелого и транспортного машиностроения | Method for smelting vanadium steels |
-
1997
- 1997-04-10 RU RU97105879A patent/RU2133782C1/en active
Patent Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1046294A1 (en) * | 1982-06-14 | 1983-10-07 | Центральный научно-исследовательский институт материалов и технологии тяжелого и транспортного машиностроения | Method for smelting vanadium steels |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Литейное производство, 1977, N 4, с. 12-13. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2291204C2 (en) * | 2005-03-28 | 2007-01-10 | Открытое акционерное общество "Новокузнецкий металлургический комбинат" | Method of making rail steel |
| RU2309181C1 (en) * | 2005-11-14 | 2007-10-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Конкрет" | Method for melting of vanadium-containing steel |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2254380C1 (en) | Method of production of rail steel | |
| US5037609A (en) | Material for refining steel of multi-purpose application | |
| US4097269A (en) | Process of desulfurizing liquid melts | |
| CA2559154C (en) | Method for a direct steel alloying | |
| RU2133782C1 (en) | Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnaces | |
| JP4765374B2 (en) | Desulfurization treatment method for chromium-containing hot metal | |
| RU2269577C1 (en) | Steel producing method in electric arc steel melting furnace | |
| RU2064509C1 (en) | Method of deoxidizing and alloying vanadium-containing steel | |
| RU2133281C1 (en) | Method of producing vanadium-containing rail steel in electric furnaces | |
| JP3496545B2 (en) | Hot metal desulfurization method | |
| SU1355632A1 (en) | Method of obtaining vanadium-containing steels | |
| RU2118380C1 (en) | Method of manufacturing vanadium-microalloyed steel | |
| RU2051972C1 (en) | Method for steel smelting in martin furnace | |
| SU1744122A1 (en) | Process of melting and out-of-furnace treatment of steel | |
| RU2291204C2 (en) | Method of making rail steel | |
| JP2003105423A (en) | Dephosphorization and desulfurization of hot metal | |
| JPH05156338A (en) | Method for reusing low phosphorus converter slag | |
| RU1319561C (en) | Method for blasting low-manganese iron in converter | |
| RU2103381C1 (en) | Method of smelting low-alloyed steel with vanadium | |
| US2049091A (en) | Manufacture of metallic alloys | |
| RU2212453C1 (en) | Method of making low-carbon constructional steel | |
| RU2347820C2 (en) | Method of steel melting | |
| RU2120477C1 (en) | Method of deoxidization, modification, and vanadium-alloying of steel | |
| RU2197537C2 (en) | Method of steel making | |
| JPS636606B2 (en) |