SU1013489A1 - Method for smelting steel in converter - Google Patents
Method for smelting steel in converter Download PDFInfo
- Publication number
- SU1013489A1 SU1013489A1 SU813261029A SU3261029A SU1013489A1 SU 1013489 A1 SU1013489 A1 SU 1013489A1 SU 813261029 A SU813261029 A SU 813261029A SU 3261029 A SU3261029 A SU 3261029A SU 1013489 A1 SU1013489 A1 SU 1013489A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- lime
- steel
- metal
- converter
- Prior art date
Links
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 title claims description 18
- 239000010959 steel Substances 0.000 title claims description 18
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 11
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title description 6
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 31
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 17
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 15
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 15
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 15
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims description 15
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims description 11
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 9
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims description 8
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 8
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 6
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 5
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 3
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 3
- 238000010926 purge Methods 0.000 claims description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 2
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 description 2
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 description 2
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 2
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000628 Ferrovanadium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- WCCJDBZJUYKDBF-UHFFFAOYSA-N copper silicon Chemical compound [Si].[Cu] WCCJDBZJUYKDBF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N iron vanadium Chemical compound [V].[Fe] PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000010606 normalization Methods 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 1
- 238000005496 tempering Methods 0.000 description 1
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 description 1
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Landscapes
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Description
CfOCFO
4;:four;:
0000
оabout
110110
Изобретение относитс к металлургии и может быть использовано при выплавке стали из низкомарганцовис тых чугунов в кислородных конвертерах с верхним и нижним дутьем.The invention relates to metallurgy and can be used in the smelting of steel from low-manganese iron in oxygen converters with upper and lower blast.
Известен способ производства стали из низкомарганцовистых чугунов, включающий продувку металла кислородом , наведение шлака подачей извести fl По этому способу основность шлака составл ет 5,0-6,0.A method of producing steel from low-manganese iron is known, which involves blowing metal with oxygen, directing slag by supplying lime. In this method, the basicity of slag is 5.0-6.0.
Недостатками указанного способа вл ютс высока основность шлака и, как следствие этого, низка скорость протекающих рафинировочных реакций и всего процесса в целом.The disadvantages of this method are the high basicity of the slag and, as a result, the low rate of the refining reactions and the whole process as a whole.
Наиболее близким к изобретению по технической сущности и достигаемому результату вл етс способ выплавки стали в конвертере, включающий продувку металла кислородом сверху {и снизу, скачивание окислительного шлака, наведение нового шлака подачей малофосфористого марганецсодержащего шлака ферросплавного производства и извести, подачу кремнийсодержащих материалов и ирвести до получени основности 2-3,5, перемешивани металла и шлака С - 1 The closest to the invention to the technical essence and the achieved result is a method of steel smelting in a converter, including blowing metal with oxygen from above {and below, downloading oxidative slag, directing new slag by feeding low-phosphorous manganese-containing slag from ferroalloy production and lime, feeding silicon-containing materials and recovering it. basicity 2-3.5, mixing of metal and slag C - 1
Недостатком известного способа вл етс высока основность шлака в начале процесса восстановлени , что обусловливает повышенный расход кремнийсодержащих материалов, а с11едовател .ьно, и высокую себестоимость получаемой стали.The disadvantage of this method is the high basicity of the slag at the beginning of the reduction process, which leads to an increased consumption of silicon-containing materials, and with the use of a thinner, and the high cost of steel produced.
Целью изобретени вл етс снижение себестоимости стали.The aim of the invention is to reduce the cost of steel.
Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу выплавки стали в конвертере, включающему продувку металла кислородом сверху и снизу, скачивание окислительного шлака, наведение нового шлака подачей малофосфористого марганецсодержащего шлака ферросплавного производства и извести, подачу кремнийсодержащих материалов и извести до получени основности 2-3,5, перемешивание металла и шлака, подачу кремнийсодержащих материалов и извести провод т порционно каждые 2- 3 мин, причем порции составл ют 1025 от общего расхода, после подачи последней порции осуществл ют выдержку в течение 2-3 мин, а перемешивание ведут продувкой металла нейтральным газом с интенсивностью 1,,0м7тх X мин.The goal is achieved in that according to the method of steelmaking in the converter, which includes blowing the metal with oxygen from above and below, downloading oxidative slag, directing new slag by supplying low-phosphorous manganese-containing slag of ferroalloy production and lime, supplying silicon-containing materials and lime to obtain basicity of 2-3.5 , mixing metal and slag, supplying silicon-containing materials and lime is carried out in portions every 2–3 minutes, and the portions are 1025 of the total consumption, after the supply the last one exposure portion is carried out for 2-3 minutes and stirring lead metal by blowing inert gas with the intensity of 1, X 0m7th min.
892892
Сущность изобретени заключаетс в следующем.The essence of the invention is as follows.
При производстве марганцевых ферг росплавов образуетс малофосфорис5 тый марганецсодержащий шлак следующего состава, вес.: МпО Ц-70 . SiOn , СаО 0,, MgO 0,2-3,0, FeO 0,2-0,8: 0,1-i«,o: Р 0,010 ,05. Когда при выплавке марганец10 содержащих сталей в конвертере навод т шлак из малофосфористого марганецсодержащего шлака ферросплавного производства, а затем провод т восстановление элементов кремнийсодер15 жащими материалами, то должны воестанавливатьс элементы, имеющие меньшее сродство к кислороду, чем кремний . При этом идут реакции восстановлени железа, фосфора и марганца:In the production of manganese fergus rosflavs, low-phosphorus manganese-containing slag of the following composition is formed, weight: MnO C-70. SiOn, CaO 0, MgO 0.2-3.0, FeO 0.2-0.8: 0.1-i “, o: P 0.010, 05. When smelting manganese-containing 10 steels in the converter leads to slag from low-phosphorous manganese-containing slag from ferroalloy production, and then the silicon-copper elements are reduced by burning materials, elements that have a lower affinity for oxygen than silicon should be recovered. At the same time, reactions of reduction of iron, phosphorus and manganese take place:
° 2FeO + Si Si02. + 2Fe° 2FeO + Si Si02. + 2Fe
2P20j+ 5Si 5Si02 + P 2MnO + Si SiOj, -f 2Mn В св зи с тем, что используетс малофосфористый шлак, восстановление незначительного количества фосфора существенного вли ни на свойства стали не оказывает. При восстановлении марганца из окислов маргонца основность шлака должна быть не менее2P20j + 5Si 5Si02 + P 2MnO + Si SiOj, -f 2Mn Due to the fact that low-phosphorous slag is used, the recovery of a small amount of phosphorus does not significantly affect the properties of the steel. When manganese is reduced from Margon oxides, slag basicity must be at least
0 двух, иначе кремний будет переходить в металл и не работать . как восстановитель , например, при основности 1,3 количество кремни в металле может быть до 1,5. При основности более0 two, otherwise the silicon will go into the metal and not work. as a reducing agent, for example, with a basicity of 1.3, the amount of silicon in the metal can be up to 1.5. With basicity more
5 3,5 в шлаке увеличиваетс количество неассимилированнрй извести, шлак становитс гетерогенным и дл его разжижени необходимо проводить дополнительные операции - ввод в шлак5 3.5 in the slag, the amount of unassimilated lime increases, the slag becomes heterogeneous and additional operations are necessary to dilute it — entering the slag
0 Сар2, Si02 или кремни и раздув шлака.0 Sar2, Si02 or silicon and slag blowing.
Кроме того, при восстановлении элементов из шлака продуктом восстановлени вл етс также кремнезем, который значительно снижает основность шлака. Величина порций кремнийсодержащих материалов и извести в количестве 10-25% их общего необходимого количества выбраны из расчетаIn addition, in the reduction of elements from the slag, the product of the reduction is also silica, which significantly reduces the basicity of the slag. The size of portions of silicon-containing materials and lime in the amount of 10-25% of their total required amount is chosen from the calculation
удобства поддержани необходимой основности и технологичности процесса . Так, использование порций ниже 10 их общего количества нецелесообразно , так как приводит к охлаждению ванны и увеличению длительности плавки, использование свыше 251 также нецелесообразно в св зи с тем, что возникают сложности в подаче 3Г больших порций материалов и трудности в поддержании необходимой основности . Интервал между подачей порций выб ран 2-3 мин, так как, если интервал будет менее двух минут, Может не образоватьс необходимый шлак и не успеют полно пройти реакции восстановлени . Выдержка более 3 мин также нецелесообразна, так как это приводит лишь к удлинению плавки и охлажд нию ванны. С целью улучшени перемешивани реагирующих фаз, в процессе восстановлени ведут продувку инертным газом или азотом с интенсив ностью 1,5-2,0 на тонну стали Интенсивность продув,ки менее 1,5 на тонну стали не обеспечивает достаточного перемешивани , а свыше 2 м /мин на тонну стали нежелательна , так как увеличиваетс расход газов и значительно быстрее понижаетс температура ванны. П Р и м е Р . Выплавку марганецсодержащей стали марки провод т в 60-килограммовом конвертере с верхней и донной продувкой. На дно конвертера загружают 2,5 кг извё сти и заливают 50 кг чугуна с температурой следующего химического состава,: С 3.9 MnlO,72, ,8 S 0, Р 0,020. Ванну продувают кислородом с интенсивностью Ц х X мин (содержание кислорода 39,2% ) через верхнюю фурму с соплом диаметром 2 мм, расположенную на рассто нии 60 мм над уровнем спокойного металла. Продувку прекращают на вось мой минуте.при содержании углерода в металле 0,03% и t . После скачивани максимально возможного в этих услови х количества шлака (около 95%) в конвертер загружают 5 кг малофосфористого марганецсодерЭ жащего шлака ферросплавного производства следующего химического состава Д: SiOg 25 МпО 65; СаО 5-,5: FeO 0,2: APgOs 2,2; М 2,3, Р 0,01. Одновременно с подачей шлака дают. 2,5 кг извести и продувают ванну аргоном в течение 12 мин через донную фурму с соплом диаметром 2 мм и интенсивностью 1,5 м /мин на тонну стали. Основность в этом случае составл ет 2,3. Затем, начина со второй минуты продувки, в конвертер дают п ть порций по 0,175 кг 75%-ного ферросилици и 0,6 кг извести, ин;тервал между подачей порЦий состав1л ет 2 мин. Благодар таким подачам извести основность шлака поддерживают на уровне 2,2-2,25. Через две минуты после подачи последней порции ферросилици и извести металл сливают в ковш. Перед сливом температура металла составл ет 1бОО°С. При сливе металла под струю дают 1бО г феррованади содержание ванади t5%), азотированный марганец с содержанием азота 5% в количестве 258г и 50г алюмини . Полученный металл разливают в изложницы дл слхтка массой 20 кг. Слитки проковывают на карт41 толщиной мм и после термообработки на них определ ют механические свойства. Дл сравнени качества стали , полученной по предлагаемой технологии и по известной схеме, была проведена сравнительна плавка стали в том же конвертере с вводом металлического марганца. Полученный металл также был пррко - ван на карты толщиной 20 мм. На опытных и сравнительных картах определ ли химический состав (табл.1) и механические свойства (табл. 2) стали после нормализации и отпуска. Таблица 1 , convenience of maintaining the required basicity and processability. Thus, the use of portions below 10 of their total amount is impractical because it leads to cooling of the bath and an increase in the duration of smelting, the use of over 251 is also impractical due to the fact that difficulties arise in supplying 3G large portions of materials and difficulties in maintaining the required basicity. The interval between the feeding of portions is selected for 2-3 minutes, since, if the interval is less than two minutes, the necessary slag may not be formed and the reduction reaction will not have time to complete. Exposure of more than 3 min is also impractical, since it only leads to elongation of melting and cooling of the bath. In order to improve the mixing of the reacting phases, in the reduction process they inject with an inert gas or nitrogen with an intensity of 1.5-2.0 per ton of steel. Purging intensity less than 1.5 per ton of steel does not provide sufficient mixing, and over 2 m / min per ton of steel is undesirable as the gas flow rate increases and the bath temperature drops much faster. PRIme R. The smelting of manganese-containing steel grade is carried out in a 60-kilogram converter with top and bottom blowing. At the bottom of the converter, 2.5 kg of lime is charged and 50 kg of cast iron are poured with the temperature of the following chemical composition: C 3.9 MnlO, 72, 8 S 0, P 0.020. The bath is purged with oxygen with an intensity of χ x X min (oxygen content 39.2%) through the upper lance with a nozzle with a diameter of 2 mm, located at a distance of 60 mm above the level of the quiescent metal. Blowing is stopped at the eighth minute. When the content of carbon in the metal is 0.03% and t. After downloading the maximum possible amount of slag (about 95%) under these conditions, 5 kg of low-phosphorous manganese-containing ferrous alloy slag from the following chemical composition D is loaded into the converter: SiOg 25 MpO 65; CaO 5-, 5: FeO 0,2: APgOs 2,2; M 2.3, P 0.01. Simultaneously with the supply of slag give. 2.5 kg of lime and rinse the bath with argon for 12 minutes through a bottom tuyere with a nozzle with a diameter of 2 mm and an intensity of 1.5 m / min per ton of steel. The basicity in this case is 2.3. Then, starting from the second minute of the purge, five pieces of 0.175 kg of 75% ferrosilicon and 0.6 kg of lime are given in the converter; the interval between feeding the portion is 2 minutes. Due to such lime feeds, the slag basicity is maintained at a level of 2.2-2.25. Two minutes after the last portion of the ferrosilicon and the lime are supplied, the metal is poured into the ladle. Before discharge, the metal temperature is 1 ° C. When metal is discharged under the stream, 1bOg of ferrovanadium gives a vanadium content of t5%), nitrated manganese with a nitrogen content of 5% in an amount of 258g and 50g of aluminum. The resulting metal is cast into molds for a weight of 20 kg. The ingots are forged onto cards41 with a thickness of mm and, after heat treatment, mechanical properties are determined on them. To compare the quality of steel obtained by the proposed technology and the known scheme, a comparative melting of steel in the same converter with the introduction of metallic manganese was carried out. The resulting metal was also installed on cards with a thickness of 20 mm. The chemical composition (Table 1) and mechanical properties (Table 2) of the steel after normalization and tempering were determined on experimental and comparative maps. Table 1 ,
Таблица2Table 2
Опытна Experienced
плавка64,0melting64,0
73,tr73, tr
Металл, полученный согласно пред- Ожидаемый экономический эффектThe metal obtained according to the expected expected economic effect
лагаейому способу, соответствует ме-от внедрени предлагаемого изобталлу , полученному по обычной тех- ,ретени при производстве 100000 тThe way to the method corresponds to the me-from the implementation of the proposed isobalt, obtained by the usual technique, reteni in the production of 100,000 tons
нологии, при снижении себестоимости слитков стали в год состастали на 1,21.вит 1,5 млн. руб.At the same time, while reducing the cost of steel ingots, the average cost was 1.21. rubles, 1.5 million rubles.
58,0 16,058.0 16.0
5.65.6
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU813261029A SU1013489A1 (en) | 1981-03-18 | 1981-03-18 | Method for smelting steel in converter |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU813261029A SU1013489A1 (en) | 1981-03-18 | 1981-03-18 | Method for smelting steel in converter |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1013489A1 true SU1013489A1 (en) | 1983-04-23 |
Family
ID=20947900
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU813261029A SU1013489A1 (en) | 1981-03-18 | 1981-03-18 | Method for smelting steel in converter |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1013489A1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1991009143A1 (en) * | 1989-12-08 | 1991-06-27 | Donetsky Politekhnichesky Institut | Method for smelting general-purpose steel |
-
1981
- 1981-03-18 SU SU813261029A patent/SU1013489A1/en active
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1991009143A1 (en) * | 1989-12-08 | 1991-06-27 | Donetsky Politekhnichesky Institut | Method for smelting general-purpose steel |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JPH08225880A (en) | Alloy steel manufacturing method and alloy steel manufacturing plant | |
| CA1230740A (en) | Process of makingsteel in converter using a great amount of iron-bearing cold material | |
| JP3428628B2 (en) | Stainless steel desulfurization refining method | |
| CA1234989A (en) | Process for refining hot metal | |
| SU1013489A1 (en) | Method for smelting steel in converter | |
| CA1157660A (en) | Method for producing steel having a low hydrogen content in an oxygen blow-through converter | |
| JP2000109924A (en) | Melting method for extremely low sulfur steel | |
| KR100946128B1 (en) | Method of refining molten steel | |
| JPH0346527B2 (en) | ||
| JP3158912B2 (en) | Stainless steel refining method | |
| SU1044641A1 (en) | Method for alloying steel with manganese | |
| JP4461495B2 (en) | Dephosphorization method of hot metal | |
| FI73241C (en) | FOERFARANDE FOER HOEJANDE AV KYLAEMNESTILLSATSER VID FRAMSTAELLNING AV STAOL MEDELST SYREBLAOSNING. | |
| JP2607329B2 (en) | Hot metal dephosphorization method | |
| RU2192482C2 (en) | Method of steelmaking | |
| EP0087328B1 (en) | Process to produce low hydrogen steel by argon-oxygen decarburization | |
| US4065297A (en) | Process for dephosphorizing molten pig iron | |
| SU1035079A1 (en) | Manganese slag | |
| US4165980A (en) | Method of rapidly decarburizing ferro- alloys with oxygen | |
| RU2091494C1 (en) | Method of smelting steel alloyed with chromium and nickel | |
| JPH05247511A (en) | How to dephosphorize hot metal | |
| SU1002370A1 (en) | Method for refining stainless steel | |
| SU819181A1 (en) | Method of steel production | |
| CA1075012A (en) | Process for dephosphorizing molten pig iron | |
| EP0217983B1 (en) | Steel-making process in converter |