[go: up one dir, main page]

SU1071645A1 - Способ производства стали - Google Patents

Способ производства стали Download PDF

Info

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

Links

Classifications

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

Landscapes

  • Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)

Description

О5 4 СП Изобретение относитс  к черной металлургии, конкретнее к способам выплавки стали в дуговых сталеплавильных печах. Извесаен способ производства стали в дуговой печи, включающий по ледовательный р д операций: расплав ление шихты, обновление шлака плавлени  присадками извести и твердого окислител  (железна  руда, агломерат , железорудные окатьшш И др.) продувку металла кислородом, часзтичное Каление окислительного ишака , введение в ванну кусковых Легирующих материалов, присадку шлакообразующих ,/раскисление рафинировоч ного шлака порошкообразными раскислител ми и выпуск металла и шлака в ковш til. Недостатками способа  вл ютс  низкие скорости растворени  извести в окисленном малоподвижном Снизкоактйвном ) ишаке, что приводит к длительному периоду растворени  извести (при вводе 30 кг/т извести в, 100-тонную печь ее растворени  в окислительном шлаке составл ет 57 МИН), а следовательно, к удлинению рафинировочного период ; высокие угары порошкообразных раскислителей из-за введени  их на поверх ность ванНы за 30-35 мин до выпуска металла из печи при работающих дугах; высокие угары легирующих элементов как из-за отсутстви  пред варительного раскислени  ванны-алюминием , так и вследствие раннего ( в начале рафинировки; легировани  металла на полный химический анализ невозможность обеспечени  низкого содержани  серы в стали из-за окис лени  порошкообразных раскислителей в процессе выдержки металла под дугами в печи и загущени  ишака, обусловленного повышением содержани в шлаке Mgp из футеровки печи. Указанные причины привод т к не обходимости проведени  длительного рафинировочного периода плавки в печи,составл ющего, как правило, 50-,80 мин. Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату  вл етс  способ выплавки стали в дуговой печи, включающий расплавление шихты, обновление шлака плавлени  присадками извести и окислител , продувку металла кислородом, частичное удаление окислительного шлака, легированиеметалла, присадку шлакообраэующих,раскисление рафи нировочного шлака и выпуск металла и шлака в ковш. Способ осуществл ют следующим образом: загружают ших ту и расплавл ют ее, ввод т известь и. железную руду, продувают распла  кислородом через фурму, окачивают окислительный ишак частично, присаживают легирующие ферросплавы, навод т рафинировочный шлак присадкой извести, производ т диффузионное раскисление шлака, после чего выпускают металл в ковш С2.1. Недостатком известной.технологии  вл ютс  низкие скорости растворени  шлакообразующих, что приводит к удлинению периода рафинировани  металла, низкие, скорости обменных реакций карбюризатор (а равно и порошок, раскислител ; - закись железа , что требует длительного времени дл  восстановлени  железа из окислов шлака, а также высокий угар раскислителей при длительной выдержке металла в печи дл  его рафиниров .ки при работающих мощных дугах электропечи. Целью изобретени   вл етс  сокращение времени рафинировани , снижение- содержани  серы в готовом металле и повышение степени усвоени  кремни . Поставленна  цель достигаетс  тем, что по способу производства стали, включак«г1ему расплавление, шихты, обновление шпака плавлени  присадками извести и окислител , продувку металла кислородом, частичное удаление окислительного шлака, легирование металла, присадку шлакообразующих , раскисление рафинироBOyjpro шлака и выпуск металла и шлака в остаток окислитель|Ного шлака ввод т карбюризатор в количестве 0,8-2,7 кг/т совместно. с известью в количестве 18-30 кг/т и разжижителем шлака в количестве 1,5-4,0 кг/т, легируют металл одновременно с раскислением шлака алюминием в количестве 0,5-1,2 кг/т, а за 1-4 мин до выпуска металла выключают печь и одновременно на поверхность ванны вврд , кг/т: силико .каЛыщй 1,1 - 2,8;, алюминий 0,72 ,0/ порошок феЕ росилици  1-3, разжижитель шлака 2-4,5 с последующим перемешиванием ванны. В качестве карбюризатора можно мен ть кокс, каменный или бурый уголь, нефт ной пек, графит и другие материалы на основе углерода, в качестве разжижител  шлака - шамот, боксит, плавиковый шпат и другие природные или синтетические материалы, обладающие способностью разжижать сталеплавильные шлаки. Прием удалени  части окислительного шлака из печи после окислени  примесей кислородом широко известен и позвол ет сократить рефосфорацию металла при. посл.едующем раскислении шпака. Присадка шлакообразующих и легирование металла позвол ет 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)

  1. > 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. 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. 3,0) разжижитель шпака 2,0-
  4. 4,5 с последующим перемешиванием ванны . ‘
SU823520212A 1982-12-09 1982-12-09 Способ производства стали SU1071645A1 (ru)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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

Non-Patent Citations (1)

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

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2643292C2 (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