SU1071645A1 - Способ производства стали - Google Patents
Способ производства стали Download PDFInfo
- Publication number
- SU1071645A1 SU1071645A1 SU823520212A SU3520212A SU1071645A1 SU 1071645 A1 SU1071645 A1 SU 1071645A1 SU 823520212 A SU823520212 A SU 823520212A SU 3520212 A SU3520212 A SU 3520212A SU 1071645 A1 SU1071645 A1 SU 1071645A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- metal
- furnace
- lime
- aluminum
- Prior art date
Links
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
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Description
О5 4 СП Изобретение относитс к черной металлургии, конкретнее к способам выплавки стали в дуговых сталеплавильных печах. Извесаен способ производства стали в дуговой печи, включающий по ледовательный р д операций: расплав ление шихты, обновление шлака плавлени присадками извести и твердого окислител (железна руда, агломерат , железорудные окатьшш И др.) продувку металла кислородом, часзтичное Каление окислительного ишака , введение в ванну кусковых Легирующих материалов, присадку шлакообразующих ,/раскисление рафинировоч ного шлака порошкообразными раскислител ми и выпуск металла и шлака в ковш til. Недостатками способа вл ютс низкие скорости растворени извести в окисленном малоподвижном Снизкоактйвном ) ишаке, что приводит к длительному периоду растворени извести (при вводе 30 кг/т извести в, 100-тонную печь ее растворени в окислительном шлаке составл ет 57 МИН), а следовательно, к удлинению рафинировочного период ; высокие угары порошкообразных раскислителей из-за введени их на поверх ность ванНы за 30-35 мин до выпуска металла из печи при работающих дугах; высокие угары легирующих элементов как из-за отсутстви пред варительного раскислени ванны-алюминием , так и вследствие раннего ( в начале рафинировки; легировани металла на полный химический анализ невозможность обеспечени низкого содержани серы в стали из-за окис лени порошкообразных раскислителей в процессе выдержки металла под дугами в печи и загущени ишака, обусловленного повышением содержани в шлаке Mgp из футеровки печи. Указанные причины привод т к не обходимости проведени длительного рафинировочного периода плавки в печи,составл ющего, как правило, 50-,80 мин. Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату вл етс способ выплавки стали в дуговой печи, включающий расплавление шихты, обновление шлака плавлени присадками извести и окислител , продувку металла кислородом, частичное удаление окислительного шлака, легированиеметалла, присадку шлакообраэующих,раскисление рафи нировочного шлака и выпуск металла и шлака в ковш. Способ осуществл ют следующим образом: загружают ших ту и расплавл ют ее, ввод т известь и. железную руду, продувают распла кислородом через фурму, окачивают окислительный ишак частично, присаживают легирующие ферросплавы, навод т рафинировочный шлак присадкой извести, производ т диффузионное раскисление шлака, после чего выпускают металл в ковш С2.1. Недостатком известной.технологии вл ютс низкие скорости растворени шлакообразующих, что приводит к удлинению периода рафинировани металла, низкие, скорости обменных реакций карбюризатор (а равно и порошок, раскислител ; - закись железа , что требует длительного времени дл восстановлени железа из окислов шлака, а также высокий угар раскислителей при длительной выдержке металла в печи дл его рафиниров .ки при работающих мощных дугах электропечи. Целью изобретени вл етс сокращение времени рафинировани , снижение- содержани серы в готовом металле и повышение степени усвоени кремни . Поставленна цель достигаетс тем, что по способу производства стали, включак«г1ему расплавление, шихты, обновление шпака плавлени присадками извести и окислител , продувку металла кислородом, частичное удаление окислительного шлака, легирование металла, присадку шлакообразующих , раскисление рафинироBOyjpro шлака и выпуск металла и шлака в остаток окислитель|Ного шлака ввод т карбюризатор в количестве 0,8-2,7 кг/т совместно. с известью в количестве 18-30 кг/т и разжижителем шлака в количестве 1,5-4,0 кг/т, легируют металл одновременно с раскислением шлака алюминием в количестве 0,5-1,2 кг/т, а за 1-4 мин до выпуска металла выключают печь и одновременно на поверхность ванны вврд , кг/т: силико .каЛыщй 1,1 - 2,8;, алюминий 0,72 ,0/ порошок феЕ росилици 1-3, разжижитель шлака 2-4,5 с последующим перемешиванием ванны. В качестве карбюризатора можно мен ть кокс, каменный или бурый уголь, нефт ной пек, графит и другие материалы на основе углерода, в качестве разжижител шлака - шамот, боксит, плавиковый шпат и другие природные или синтетические материалы, обладающие способностью разжижать сталеплавильные шлаки. Прием удалени части окислительного шлака из печи после окислени примесей кислородом широко известен и позвол ет сократить рефосфорацию металла при. посл.едующем раскислении шпака. Присадка шлакообразующих и легирование металла позвол ет снизить
активность закиси железа шлака как за счет разбавлени шлака- известью и плавиковым шпатом, так и за счет восстановлени карбюризатором за сими железа шлара при совм стном вводе шлакообразующих и карбюризоатора. Введение извести совместно с разжижитечем шлака, например бокситом, позвол ет, иметь активный высокоподт вижный шлак в самый начальный пе-/ риод рафинировани металла, а добавка карбюризатора,, с одной сторойы,ч позвол ет сократить врем растворени извести в окислительно шлаке с 7-8 ДО 1 - 2 мин, а, с другой иметь перед- легированием металла 15 низкие концентраоди окислов железа в шлаке (менее 10%).
Добавка к извести менее 1,5 кг/т разжижител шлака не позвол ет получить жидкоподвижный шлак, а добав- 20 ка 4,0 кг/т разжижител обеспечивает жидкотекучесть даже магнезиального шпака (Сс содержанием окиси магни пор дка 18-22%).
Добавка .к извести менее 0,8 кг/т 25 карбюризатора не позвол ет снизить концентрацию суммы окислов железа в шлаке менее 10%, а добавка более
2,7 кг/т карбюризатора приводит кнауглероживанию металла. JQ
Совмещение предварительного раскислени шлака алюминием с легированием металла позвол ет стабилизировать усвоение легирующих сталью за счет снижени содержани кислоро ,/ да в шлаке в зоне легировани , при этом совмещение этих операций позвол ет сократить врем рафинировочного периода на ;3-5 мин без ущерба дл качества стали.
При этом последующее введение в 0 металл силикокальци обуславливает неполное легирование металла кремнием (легирование с учетом кремни , вносимого силикокальцием),
Введение в шлак вместе с легиру- 45 ющими менее 0,5 кг/т алюмини не предохран ет легирующие от окислени шлаком, так как содержание
окислов железа в шлаке не снижаетс
lu%, а введение более 1,2 кг/т 50 алюмини в шлак не приводи:т к получению дополнительного положительного эффекта.. .
Одновременное введение ,за мин
до выпуска порошкообразногс5. Ферроси-. 55 лици дл раскислени шлака, гшюми-.. ни , силикокальци и разжижител шлака при отключенной печи; позвол ет полностью исключить угары элементов в шлаке и металле за счет длительнос-60 ти рафинировочного периода и работы в это врем электрических дуг,
Одновременное введение порошкообразных раскислителей в шлак и кусковых материалов в металл.позвол - з
ет еовместить операции и тем самым сократить длительность рафинировочного периода, исключить угар порошкообразных и кусковых материалов за счет исключени вли ни , дуги и сокращени времени выдержки в печи в течение 1,4 мин. Времени 1 мин не хватает дл дачи., материалов и их перемешивани , а врем нахождени ванны печи 4 мин без вли ни дуг приводит к потере температуры металла и. необходимости вк.лючени печи.
Нижний предел введени в металл силикокальци , равный 1,1 кг/т, обусловлен необходимостью получени оп-. тимальной степени десульфурации металла , а введение более 2,8 кг/т силикокальци эконсадически не оправдано . Введение алюмини целесообразно производить 50% порошком, а 50%куском дл раскислени шлака и ме- . талла соответственно.. Дача менее 0,7 кг/т алюмини не приводит к получению раскисленности шлака и металла , необходимой дл получени содержани серы в металле менее 0,020%, а введение более 2 кг/т алюмини приводит к зат гиванию канала сталеразл ивочного стаканчика разливочного ковша. Пределы введени порошкосЗбраз.ного ферросилици в шлак кг/т обусловлены выплавкой стали различного назначени , при этом большие значени расхода относ тс к низкоуглеродистым стал м , а меньшие - к выоокоуглеродистым и легированным.
Введение в шлак мене.е 2 кг/т разжижител не позвол ет получить жидкоподвижный шлак, а введение более 4,5 кг/т-разжижител не приводит к дальнейшему повышению жидкотекучести шлака.
. П р и м е р 1. В 100-тонной дуговой печипри выплавке Ст 20 расплавл ли шихту, обновл ли шлак плавлени спуском и присадками 20 кг/т извести и 100 кг/т железорудных окатышей, продували металл кислородом с расходом 2рОО , удал ли 50% окислительного шлака, что соответствует оставлению 3 тшлака в печи, бросковой машиной присаживали на шлак смесь извести 1800 кг (18 кг/т), кокса 80 кг (0,8 кг/т) и боксита 150 кг {1,5 кг/т), легировали сталь кремнием до получени .. его в металле 0,15% и марганцем на полный химический анализ введением сил1 комарганца в металл одновременно с введением 50 кг fO,5 кг/т. алюминием в шлак, нагревали металл до температуры выпуска , за 4 мин до выпуска выключали печь, поднимали электроды, вводили одновременно мульдой 110 кг (-1,1 кг/т), силикокальци , 70 кг (0,7 кг/т) алюМИНИН с35 кг порошка и 35 кг кусково Го алюмини .), 100 кг XI кг/т) порошка ферросилици , 200 кг (2 кг/т)) плавикового шпата/ перемешивали ванну и без включени печи выпускали металл и шлак в сталеразливочный ковш.
Врем рафинировани металла в печи сокращаетс на 18 мин (по сравнению с известным Способом), полностью ликвидируетс дача материалов в печь вручную fлопатами), содержание серы сокращаетс на 0,010 абс.%, а сквозное усвоение кремни повышаетс на 17%.
П р и м е р 2. В 50-тонной печи при выплавке стали 25Г2С после раскислени шихты обновл ли шлак скачиванием , .присадками извести 15 кг/т и прокаткой окалины 10 fcr/т, продували металл кислородом с расходом 1800 м/ч, удал ли 30% шлака с оставлением его в печи в количестве 4 т. -На остаток окислительного шлака вводили смесь, состо щую из из- . вести в количестве 1200 кг (24 кг/т) каменного угл 87,5 кг .(17,5 кг/т) флюр итового концентрата 137,5 кг (2,75 кг/т). Легировали металл кремнием до получени его в металле 0,20% и марганцем с одновременным введением в шлак 42,5 кг (0,85 кг/т) алюмини . За 2,5 мин до выпуска при температуре металла выключали печь, поднимали электроды, одновременно вводили в печь 97,5кг силикокальци tl,95 кг/т), 67,5 (1,35 кг/т) алюмини (33,75 кг порошка и 33,75 кускового алк 4ини ), 100 кг (2 кг/т) порошка ферросилици и 162,5 кг (3,25 кг/т) плавикового шпата. После перемешивани ванны производили выпуск металла и шлака из печи.
Врем рафинировочного периода сокращено на 17 мин, полностью исключена дача материалов в печь вручную , содержание серы сокращаетс на 0,0120 абс.%, а сквозное усвоение |фемни повышаетс на 11%.
Пример 3. При выплавке стали 4ОХ в 10-тонной печи расплавл ли шихту, обновл ли шлак присадками извести и железной руды, продували металл кислороде с расходом 4ОХ удал ли 10% окислительного шлака с оставлением его в количестве 500 кг, на остаток шлака ввели механическую смесь извести 300 кг (30 кг/тУ, пекового кокса 27 кг 2,7 кг/т) и боксита 40 кг (4,.О кг/т), ввели в металл феррохром и ферросилиций на 0,15% его содержани , а в шлак - 12 кг (1,2 кг/т) кускового алюмини , нагрели металл до , выключали печь, поднимали электроды, дали на поверхность ванны одновременно (одной мульдой V 28 кг силикокальци (2,8 кг/т), 20 кг ( кг/т) алюми ш (10 кг порошка и 10 кг кускау, 30 кг ( 3 кг/т) порошка ферросилици и 45 кг (4,5 кг/т) шамота. После перемешивани ванны металл и шлак выпускали в сталеразливочный ковш.
Врем рафинировочного периода сокращено на 11 мий, полностью исключена дача материалов в печь вручную , содержание серы сокргццатес на 0,009 абс.%, а сквозное усвоение кремни повышаетс на 15%.
Применение предлагаемого способа выплавки стали в ЭСПЦ Узбекметзавода позвол ет полностью отказатьс от дачи порошкообразных раскислителей на шлак лопатами, сократить длительность рафинировочного периода на 12 мин (в среднем), сократить содержание серы в готовом металле и сообразно зтому количество прорывов металла при разливке на УНРС повысить усвоение кремни на 15%. Гбдовой экономический эффект от использовани составл ет 1,4-1,6руб/т в зависимости от марки стали.
Claims (4)
- > СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА СТАЛИ,; включающий расплавление шихты, обновление шлака плавления присадками извести и окислителя, продувку металла кислородом, частичное удаление окислительного шлака, легирование металла, присадку шлакообразую щих, раскисление рафинировочного шлака и выпуск металла и шлака в ковш, о т л и ч а ю щ и й с я тем, что, с целью сокращения времени рафинирования, снижения содержания серы в готовом металле и повышения степени усвоения кремния, на остаток окислительного шлака вводят карбюризатор в количестве 0,8-
- 2,7 кг/т совместно с известью в количестве 18-30 кг/т и разжижителем шлака в количестве 1,5-4,0 кг/т, легируют металл одновременно с раскислением .шпака алюминием в количестве .0,5 1,2 кг/т, а за 1-4 мин до выпуска металла выключают печь и одновременно на поверхность ванны вводят, кг/т: силикокальций 1,1-2,8) алюминий 0,7-2,0) порошок ферросилиция 1,0-
- 3,0) разжижитель шпака 2,0-
- 4,5 с последующим перемешиванием ванны . ‘
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU823520212A SU1071645A1 (ru) | 1982-12-09 | 1982-12-09 | Способ производства стали |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU823520212A SU1071645A1 (ru) | 1982-12-09 | 1982-12-09 | Способ производства стали |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1071645A1 true SU1071645A1 (ru) | 1984-02-07 |
Family
ID=21038618
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU823520212A SU1071645A1 (ru) | 1982-12-09 | 1982-12-09 | Способ производства стали |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1071645A1 (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2643292C2 (ru) * | 2016-06-14 | 2018-01-31 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт машиноведения и металлургии Дальневосточного отделения Российской академии наук | Способ производства стали в дуговой сталеплавильной печи |
-
1982
- 1982-12-09 SU SU823520212A patent/SU1071645A1/ru active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 1. Крамаров А.Д. Производство стали в электропечах. М., Металлурги , 1969, с. 143-171. 2. Производство электростали. Сборник Чел бНИИМ, 1975, 3 с.394Г. ... , . : * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2643292C2 (ru) * | 2016-06-14 | 2018-01-31 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт машиноведения и металлургии Дальневосточного отделения Российской академии наук | Способ производства стали в дуговой сталеплавильной печи |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| GB2045281A (en) | Multi stage conversion of crude iron to steel with minimised slag production | |
| JP2004190101A (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
| JP2006233264A (ja) | 高クロム溶鋼の溶製方法 | |
| RU2135601C1 (ru) | Способ выплавки стали в конвертере | |
| SU1071645A1 (ru) | Способ производства стали | |
| RU2201970C2 (ru) | Способ выплавки стали в высокомощных дуговых печах | |
| JP4192503B2 (ja) | 溶鋼の製造方法 | |
| KR100423452B1 (ko) | 전로 취련중 용철의 탈황방법 | |
| RU2805114C1 (ru) | Способ выплавки стали в электродуговой печи | |
| JP4224197B2 (ja) | 反応効率の高い溶銑脱燐方法 | |
| JP3496545B2 (ja) | 溶銑の脱硫方法 | |
| RU2135611C1 (ru) | Способ получения легированного сплава, содержащего тугоплавкие металлы вольфрам и молибден технологией жидкофазного восстановления | |
| JP3233304B2 (ja) | Mn鉱石の溶融還元を伴った低Si・低S・高Mn溶銑の製造 | |
| JP2842185B2 (ja) | 溶融還元によるステンレス溶湯の製造方法 | |
| JP3462659B2 (ja) | ステンレス鋼用電気アーク炉溶銑の脱硫方法 | |
| JP2959368B2 (ja) | 含Ni・Cr溶銑の製造法 | |
| JPS6121285B2 (ru) | ||
| JP2802799B2 (ja) | ステンレス粗溶湯の脱燐、脱硫方法及びそれに使用するフラックス | |
| SU981379A1 (ru) | Способ выплавки низколегированной стали | |
| SU691497A1 (ru) | Способ выплавки стали | |
| SU1122707A1 (ru) | Способ выплавки стали | |
| JP2615728B2 (ja) | 含Cr銑の脱炭方法 | |
| SU821501A1 (ru) | Способ производства стали | |
| JP2757761B2 (ja) | 溶融還元によるステンレス溶鋼の製造方法 | |
| JP2856106B2 (ja) | 溶銑の脱硫方法 |