SU1089144A1 - Method for smelting vanadium-containing steels - Google Patents
Method for smelting vanadium-containing steels Download PDFInfo
- Publication number
- SU1089144A1 SU1089144A1 SU833584950A SU3584950A SU1089144A1 SU 1089144 A1 SU1089144 A1 SU 1089144A1 SU 833584950 A SU833584950 A SU 833584950A SU 3584950 A SU3584950 A SU 3584950A SU 1089144 A1 SU1089144 A1 SU 1089144A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- vanadium
- melting
- lime
- slag
- silumin
- Prior art date
Links
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 45
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 45
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 13
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 13
- 239000010959 steel Substances 0.000 title claims abstract description 13
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title description 9
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 33
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 24
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 24
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 21
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 21
- 229910000551 Silumin Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 12
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 12
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims abstract description 12
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims abstract description 10
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 9
- 238000005275 alloying Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 4
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 7
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 6
- 229920005610 lignin Polymers 0.000 claims 1
- 238000007600 charging Methods 0.000 abstract description 3
- -1 heated to 950-1ZOO.C Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000002440 industrial waste Substances 0.000 abstract 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 6
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 5
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 4
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 2
- 230000029087 digestion Effects 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 238000003892 spreading Methods 0.000 description 2
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L manganese oxide Inorganic materials [Mn].O[Mn]=O.O[Mn]=O AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 description 1
- 238000005070 sampling Methods 0.000 description 1
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical class [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 150000003682 vanadium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910001935 vanadium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
1, СПОСОБ ВЫПЛАВКИ ВАНАДИЙСОдаРЖАЩИХ СТАЛЕЙ, включающий завалку шихты, расплавление, проведение операций рафинировани , легирование ванадием путем присадки ванадийсодержащих материалов в виде окислов. : вводимьк в количестве 5 - 60 кг на 1 т металлической завалки, извести и раскйслителей, вз тых в соотношении 1:(О,5-1,25):(О,2-0,5), отличающийс тем, что, с целью повышени степени усвоени ванади и снижени себестоимости стали, нагретый до 950-1ЗОО С ванадийсодержащий материал и известь ввод т после скачивани окислительного шлака и, после их расплавлени присаживают раскислитель в виде отходов производства силумина в кусках величиной не менее 100 мм. 2. Способ по п. 1, отличаюi щийс тем, что расчетное количество отходов производства силумина сл ввод т в несколько приемов, причем первую порцию - после расплавлени ванадийсодержащего материала и извести, последнюю - после присадки легирующих добавок, но не позднее, чем за 20 мин до выпуска плавки, а остальные порции - в промежутке эо между первой и последней порци ми X через каждые 10-40 мин. iiih1, THE METHOD OF MELTING VANADIUM SUSPENSIVE STEELS, including charging of the charge, melting, refining operations, doping with vanadium by the addition of vanadium-containing materials in the form of oxides. : Injected in an amount of 5 to 60 kg per 1 ton of metal filling, lime and decomposers, taken in a ratio of 1: (O, 5-1.25): (O, 2-0.5), characterized in that In order to increase the degree of assimilation of vanadium and reduce the cost of steel, heated to 950-1ZOO.C, vanadium-containing material and lime are added after oxidizing slag has been downloaded, and after melting, deoxidizer is applied as silumin min production waste in pieces not less than 100 mm. 2. The method according to claim 1, characterized in that the calculated amount of industrial waste silumin sul is introduced in several stages, the first portion being after the melting of the vanadium-containing material and lime, the last portion after the addition of alloying additives, but no later than 20 minutes before the release of the heat, and the remaining portions in the interval eo between the first and last portions of X every 10-40 minutes. iiih
Description
Изобретение относитс к черной металлургии, а именно к выплавке ванадийсодержащих сталей в электродуговых печах.The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to the smelting of vanadium-containing steels in electric arc furnaces.
Способом легировани стали ванадием вл етс применение ферросплавов , содержащих ванадий, ввиДу дефицитности которых и высокой сто .имости предложено использование дл этой цели различных ванадийсодержащих материалов - шлаков, шламов и других, в которых ванадий находитс в виде окислов.A method of alloying steel with vanadium is the use of ferroalloys containing vanadium, due to the scarcity and high cost of which it has been proposed to use various vanadium-containing materials for this purpose - slags, sludge and others, in which vanadium is in the form of oxides.
Известен способ дыплавки ванадийсодержащих , сталей.с использованием ванадийсодержащего шлака, присажи1;аемого в количестве 0,5-3% от веса металла в печь в окислительньй период плавки за 10-60 мин до полного удалени из печи окислительного шлака. При этом за 2-10 мин до его полного удалени из печи присаживают молотые раскислители в количестве 0,05-0,30% от веса металла fij .The known method of melting vanadium-containing steels using vanadium-containing slag is prisazh1; in an amount of 0.5-3% by weight of the metal in the furnace in the oxidative melting period for 10-60 minutes to complete removal of oxidizing slag from the furnace. At the same time, 2-10 minutes before it is completely removed from the furnace, ground deoxidizing agents sit in an amount of 0.05-0.30% by weight of metal fij.
Недостатком данного способа вл етс низка степень извлечени ванади из ванадийсодержащего щлaka.The disadvantage of this method is the low recovery of vanadium from a vanadium-containing matrix.
Наиболее близким к предлагаемому вл етс способ выплавки ванадийсодержащих сталей, включающий завалку шихты, расплавление, проведенце операций рафинировани , легирование ванадием путём присадки ванадийсодержащих материалов в виде окислов вводимых в количестве 5-60 кг на- 1 т металлической завалки извести и раскислителей , вз тых в соотношении 1: (0,5-1,25): (0,2-0,5) 2 .The closest to the present invention is a method for smelting vanadium-containing steels, including charging, melting, refining operations, doping with vanadium by adding vanadium-containing materials in the form of oxides injected in an amount of 5-60 kg per 1 ton of a metal filling of lime and deoxidants taken ratio 1: (0.5-1.25): (0.2-0.5) 2.
Недостатки известного способа залючаютс в том, что ванадийсодержащий шлак присаживаетс в завалку, в плавление или в окислительный период что приводит к снижению концентраци окислов ванади в шлаковом расплаве в результате разбавлени плавильным или окислительным шлаками (т.е. к снижению активности окислов ванади и, следовательно, к ухудшению условий их восстановлени . Ранн присадка ванадийсодержащего шлака, имеющего в своем составе около 40% окислов железа и по 10-20% окислов марганца и кремни , снижает огнеупорность , а следовательно, и стойкость футеровки печи.The disadvantages of this method are that vanadium-containing slag is seated in the filling, melting or during the oxidation period, which leads to a decrease in the concentration of vanadium oxides in the slag melt as a result of dilution with the melting or oxidative slags (i.e. to the deterioration of the conditions for their reduction. The early addition of vanadium-containing slag, which contains about 40% of iron oxides and 10-20% of manganese and silicon oxides, reduces the refractoriness, and therefore Oh, and the resistance of the lining of the furnace.
Кроме того, восстановление ваннади из его окислов осуществл етс путем раскислени шлакового, расплава молотыми порошкообразными раскислител ми , значительна часть которых сгорает при взаимодействии с кислородом атмосферы печи. Этому способствует огромна реакционна поверхность молотых порошкообразных раскислителей. К тому же сам легируемый ванадием металлический расплав к этому времени недостаточно раскислен, содержит много кислорода что также преп тствует переходу восстановленного ванади из шлака вметалл.In addition, the recovery of the bath from its oxides is carried out by deoxidation of the slag melt with ground powdered deoxidizing agents, most of which are burned when the atmosphere of the furnace interacts with oxygen. This is facilitated by the huge reactionary surface of ground powdered deoxidizers. In addition, the metal melt alloyed by vanadium is not sufficiently deoxidized by this time, it contains a lot of oxygen, which also prevents the transition of reduced vanadium from slag to the metal.
Все это приводит к увеличению длительности восстановительного периода, а при попытке сократить его - к снижению степени восстановлени ванади из шлака.All this leads to an increase in the duration of the recovery period, and in an attempt to shorten it, to a decrease in the degree of recovery of vanadium from slag.
Цель изобретени - повышение степени усвоени ванади и снижение себестоимости стали.The purpose of the invention is to increase the degree of absorption of vanadium and reduce the cost of steel.
Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу выплавки jванадийсодержащих сталей, включаю|щему завалку шихты, расплавление, проведение операций рафинировани , легирование ванадием путем присадки ванадийсодержащих материалов в виде окислов, вводимых в количестве 5-60 кг на 1 т металлической завалки , извести и раскислителей, вз тых в соотношении 1:(0,5-1,25):(0,2-0,5 нагретый до 950-1300 С ванадийсодержащий материал и известь ввод т посл скачивани окислительного шлака и после их расплавлени присаживают раскислитель в виде отходов производства силумина в кусках величиной не менее 100 мл.The goal is achieved by the fact that according to the method of smelting vanadium-containing steels, including charging, melting, refining operations, doping with vanadium by adding vanadium-containing materials in the form of oxides, injected in an amount of 5-60 kg per 1 ton of metal filling, lime and deoxidizers , taken in a ratio of 1: (0.5-1.25) :( 0.2-0.5 Vanadium-containing material heated to 950-1300 ° C and lime is added after the oxidizing slag is downloaded, and after melting, the deoxidizing agent is squatted as waste production Dilya silumin in pieces of at least 100 ml.
Расчетное количество отходов производства силумина ввод т в несколько приемов, причём первую порцию после расплавлени ванадийсодержащего материала и. извести, последнюю после присадки легирующих добавок, н не позднее, чем за 20 мин до выпуска плавки, а остальные порции - в промежутке между первой и последней порци ми через каждые 10-40 мин.The estimated amount of the waste material produced by silumin is introduced in several stages, with the first batch after melting the vanadium-containing material and. lime, the last after the addition of alloying additives, no later than 20 minutes before the release of smelting, and the remaining portions in the interval between the first and the last portions every 10-40 minutes.
Нагрев ванадийсодержащего шлака осуществл ют как дл повышени вносимого физического тепла, так и дл окислени трехвалентного ванади (VfOj,npii ) в четырехвалентный (VO, ,при 1545С) и п тивалентный (VjO(j,npH 675 С), что ускор ет его расплавление. При температурах ниже процесс окислени протекает 3 недостаточно интенсивно. При температурах выше высоковалентные соединени ванади станов тс метастабильными , а температура плавлени шлака снижаетс незначительно. Поэтому нагрев вьше 1300 С становитс нецелесообразным (в том числе эконо мически) . Фракционный состав раскислител диктуетс необходимостью погружени его кусков в шлаковый расплав вплот до соприкосновени с металлическим расплавом, в результате чего происходит растекание расплавом, что обеспечивает растекание расплавленного раскислител на границе раздела шлак - металл и распределение его в шлаковом расплаве. В этом случае восстановленный из шлак ванадий дш фундирует в металлический расплав в сопровождении раскислителей (А1, Si) и не окисл етс кислородом металлического расплава. Hoj верхность кусковых раскислителей невелика по сравнению с поверхностью молотых порошкообразных раскис лителей , дол сгорающего в кислороде атмосферы печи такого раскислител значительно меньше и, следовательно больша часть его расходуетс на раскисление шлака и металла. Размеры кусков раскислител определ ютс .следующим образом. Плотность жидких металлургических шлаков находитс в пределах 2,83 ,0 г/см(принимаем 3,0 г/см). Толщина сло восстановительного шлака в печи измен етс в пределах 2,5-10 (принимаем 10 см). Плотность отходов силумина равна 2,7 г/см. При таких соотношени х плотностей шлака и кусков раскислител (плавающее тело по закону Архимеда 90% объема последнего , ( |А- 0,90) находитс в J ,0 11шаке. Чтобы куски раскислител , погрузившись в шлак, достигли повер ности расплавленного металла, необходимо , чтобы они имели объем, равный (дл простоты расчета принимаем что раскислитель имеет форму куба): V 1110 см, т.е. йто будет 0,93 куб с ребром, равным а 1110; 10,32 см.. . Дл более полного извлечени ванади из шлакового расплава расА четное количество кусковых раскислителей целесообразно вводить порци ми в течение восстановительного периода плавки. Первую порцию ввод в начале восстановительного периода, как описано вьше, последнюю - после присадки легирующих добавок, но не позднее, чем за 20 мин до выпуска плавки, а остальные порции - в промежутке между пе-рвойИ последней порци ми через 10-40 мин. Пример 1. Сталь марки 40ХФА выплавл ют в тридцатитонной электродуговой печи. По расплавлении шикты, окислени примесей, достаточного нагрева металла, окислительный шлак скачивают. Присаживают известь в количестве 20 кг на 1 т металлощихты, ванадиевый шлак в количестве 18 кг на 1т металлошихты . После расплавлени этой смеси присаживают кусковый раскислитель - отходы производства силумина АК19 - в кусвах величиной 100-200 мм в количестве 5 кг на тонну металлошихты. После расплавлени раскислител и получени раскисленного шлака металл и шлак тщательно перемешивают и посылают пробы металла на химический анализ. По результатам анализа корректируют химический состав плавки :Добавлением ферросплавов. От момента отбора проб до выпуска плавки шлак раскисл ют порошками кокса, ферросилици и алюмини . Плавку выпускают в ковш вместе со шлаком. Усвоение ванади составл ет 98%. Пример 2. Сталь марки 4Х5МФС выплавл ют в двадцатитонной электродуговой печи. По расплавлении шихты, окислени примесей, достаточного нагрева металла, окислительный шлак скачивают. Присаживают известь в количестве 25 кг на 1 т металлошихты, ванадиевый шлак - в количестве 50 кг на 1 т металлошихты. После расплавлени этой смеси присаживают кусковый раскислитель - отходы производства силумина АК19 - в кусках величиной 150-300 мм в количестве 2,5 кг на 1 т металлошихты. Через 30 мин после присадки первой порции присаживают вторую порцию отходов производства силумина в количестве 2,5 кг на 1 т металлошихты. Последнюю (третью) порцию отходов производства силумина в количестве 2,5 кгHeating of vanadium-containing slag is carried out both to increase the physical heat input and to oxidize trivalent vanadium (VfOj, npii) to tetravalent (VO, at 1545 ° C) and pyvalent (VjO (j, npH 675 C), which accelerates its melting At temperatures below the oxidation process proceeds insufficiently rapidly 3. At temperatures above, the high-valence vanadium compounds become metastable, and the slag melting temperature decreases slightly. Therefore, heating above 1300 ° C is impractical (including economically). The ionic composition of the deoxidizer is dictated by the need to immerse its pieces in the slag melt close to contact with the metal melt, resulting in melt spreading, which ensures the spreading of the molten deoxidizer at the slag-metal interface and its distribution in the slag melt. The ds are ground into a metal melt accompanied by deoxidizing agents (A1, Si) and are not oxidized by the oxygen of the metal melt. Hoj the surface of the lumpy deoxidizers is small compared to the surface of the ground powdered deoxidizers, the proportion of the kiln burning oxygen in the oxygen atmosphere of this deoxidizing agent is much smaller and, therefore, most of it is spent on deoxidation of slag and metal. The sizes of the deoxidizing pieces are determined as follows. The density of the liquid metallurgical slag is in the range of 2.83, 0 g / cm (taken as 3.0 g / cm). The thickness of the layer of reducing slag in the furnace varies from 2.5 to 10 (taken 10 cm). The density of silumin waste is 2.7 g / cm. At such ratios of the densities of slag and deoxidizing pieces (the floating body according to Archimedes' law, 90% of the latter’s volume, (| A - 0.90) is in J, 0–11). In order for the deoxidizing pieces to reach the molten metal, it is necessary so that they have a volume equal to (for simplicity of calculation we assume that the deoxidizer has the shape of a cube): V 1110 cm, i.e. it will be 0.93 cube with an edge equal to a 1110; 10.32 cm ... For more complete extraction of vanadium from slag melt ras an even amount of lumpy deoxidizers it is advisable to introduce porc and during the recovery period of smelting. The first portion of the input at the beginning of the recovery period, as described above, the last - after the addition of alloying additives, but no later than 20 minutes before the release of smelting, and the remaining portions - between the last portions in 10–40 minutes Example 1. 40HFA steel is smelted in a thirty-ton electric arc furnace.On melting shikty, oxidation of impurities, sufficient heating of the metal, the oxidizing slag is downloaded. Lime is applied in the amount of 20 kg per 1 ton of the metal-scale, vanadium slag in the amount of 18 kg per 1-ton of the metal charge. After this mixture is melted, a lumpy deoxidizer is sown - production waste of silumin AK19 - in pieces of 100-200 mm in an amount of 5 kg per ton of metal charge. After the deoxidizing agent is melted and the deoxidized slag is obtained, the metal and slag are thoroughly mixed and the metal samples are sent for chemical analysis. According to the results of the analysis, the chemical composition of the melt is adjusted: By adding ferroalloys. From the moment of sampling to the release of smelting, slag is deoxidized with coke, ferrosilicon and aluminum powders. Melting produced in the ladle with slag. Vanadium digestion is 98%. Example 2. A 4X5MPM steel was melted in a twenty ton electric arc furnace. By melting the charge, oxidizing impurities, sufficiently heating the metal, the oxidizing slag is downloaded. Lime is applied in the amount of 25 kg per 1 ton of metal charge, vanadium slag in the amount of 50 kg per 1 ton of metal charge. After this mixture is melted, a lumpy deoxidizer is sown - production waste of silumin AK19 - in pieces of 150-300 mm in the amount of 2.5 kg per 1 ton of the charge. 30 minutes after the addition of the first portion, a second portion of silumin production waste in the amount of 2.5 kg per 1 ton of charge is placed. The last (third) portion of waste silumin in the amount of 2.5 kg
$10891446$ 10891446
на 1 т металлошихты присаживаютсилумина шлак раскисл ют порошками1 ton of metal charge is applied to silumin slag is deoxidized with powders
за 20 мин до выпуска плавки,кокса, ферросилици и алюмини .20 minutes before the release of smelting, coke, ferrosilicon and aluminum.
Пробы металла на химический ана-шлаком.Metal samples for chemical ana-slag.
ЛИЗ отбирают после расплавлени 5 Усвоение ванади составит 99%, первой порции отходов производства Производство ванадийсодержащейLIZ is taken after melting. 5 Vanadium digestion will be 99% of the first portion of production waste. Production of vanadium-containing
силумина и получени раскисленногостали предлагаемым способом обеспешлака . По результатам анализа кор- чинает повышение степени извлечени silumin and obtaining a liquefied layer by the proposed method of the state of slag. According to the results of the analysis, it increases the degree of extraction
ректируют химический состав плавкиванади из ванадийсодержащего матедобавлением ферросплавов. При необхо-Ориала до 98-99%, что способствуетThe chemical composition of melts of vanadium from vanadium-containing material is added by adding ferroalloys. If necessary, up to 98-99%, which contributes
димости в промежутках между присацкойзначительному снижению ее себестоотдельных порций отходов производстваимостиin the intervals between the inflow of significant reductions in its cost of individual portions of waste production
Плавку выпускают в ковш вместе соMelting produced in the bucket along with
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU833584950A SU1089144A1 (en) | 1983-02-28 | 1983-02-28 | Method for smelting vanadium-containing steels |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU833584950A SU1089144A1 (en) | 1983-02-28 | 1983-02-28 | Method for smelting vanadium-containing steels |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1089144A1 true SU1089144A1 (en) | 1984-04-30 |
Family
ID=21061107
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU833584950A SU1089144A1 (en) | 1983-02-28 | 1983-02-28 | Method for smelting vanadium-containing steels |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1089144A1 (en) |
-
1983
- 1983-02-28 SU SU833584950A patent/SU1089144A1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 1. Авторское свидетельство СССР № 697571, кл. С 21 С 5/52, 1977, 2, Авторское свидетельство СССР № 285822, кл, С 21 С 5/52, 1968, * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| SU1089144A1 (en) | Method for smelting vanadium-containing steels | |
| RU2566230C2 (en) | Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal | |
| RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
| SU1355632A1 (en) | Method of obtaining vanadium-containing steels | |
| SU1754784A1 (en) | Charge for steelmaking in open hearth furnace and method of charging | |
| RU2103381C1 (en) | Method of smelting low-alloyed steel with vanadium | |
| RU2091494C1 (en) | Method of smelting steel alloyed with chromium and nickel | |
| RU2058412C1 (en) | Method for production of silicomanganese | |
| RU2051981C1 (en) | Conversion burden charge | |
| SU1073291A1 (en) | Stainless steel melting method | |
| RU2144089C1 (en) | Method of making vanadium-containing steels and alloys | |
| SU1086019A1 (en) | Method of smelting manganese austenitic steel | |
| SU447441A1 (en) | The method of steel and alloys | |
| SU956574A1 (en) | Method for melting low-carwon correr-containing high-chromium steels | |
| RU1786089C (en) | Scrap process of steelmaking | |
| SU605839A1 (en) | Method of smelting vanadium-containing steels and alloying-reducing mixture for effecting same | |
| SU510525A1 (en) | Method for producing carbon-free ferrochrome | |
| SU1063843A1 (en) | Slag-forming alloying mix for smelting vanadium steel | |
| SU530904A1 (en) | The method of steelmaking | |
| SU954432A1 (en) | Method for diffusion reduction of high-manganeze steel | |
| SU1006530A1 (en) | Method for producing vanadium alloys | |
| RU1803432C (en) | High-manganese vanadium-bearing cast steel smelting method | |
| SU1122707A1 (en) | Method for smelting steel | |
| SU446557A1 (en) | Smelting method of silicon vanadium alloy | |
| SU1675347A1 (en) | Method of deoxidizing and modifying stainless steel |