SU865922A1 - Method of smelting steel and alloys - Google Patents

Method of smelting steel and alloys Download PDF

Info

Publication number
SU865922A1
SU865922A1 SU792720774A SU2720774A SU865922A1 SU 865922 A1 SU865922 A1 SU 865922A1 SU 792720774 A SU792720774 A SU 792720774A SU 2720774 A SU2720774 A SU 2720774A SU 865922 A1 SU865922 A1 SU 865922A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
slag
furnace
mixture
smelting
melting
Prior art date
Application number
SU792720774A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Сергей Николаевич Петрухин
Михаил Маркович Клюев
Валентин Васильевич Топилин
Алексей Андреевич Пасынков
Константин Яковлевич Федоткин
Александр Павлович Сисев
Ирина Андреевна Краснова
Original Assignee
Электростальский Филиал Московского Ордена Трудового Красного Знамени Института Стали И Сплавов
Предприятие П/Я А-7845
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 Электростальский Филиал Московского Ордена Трудового Красного Знамени Института Стали И Сплавов, Предприятие П/Я А-7845 filed Critical Электростальский Филиал Московского Ордена Трудового Красного Знамени Института Стали И Сплавов
Priority to SU792720774A priority Critical patent/SU865922A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU865922A1 publication Critical patent/SU865922A1/en

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

Description

(54) СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ И СПЛАВОВ(54) METHOD FOR MELTING STEEL AND ALLOYS

Изобретение относитс  к черной металлургии , а именно к технике получени  ста ли и сшшвов в основных электропечах методом сплавлени  под одним шлаком. Известен способ выплавки стали и сплавов в дуговых печах, заключакнцийс  в том, что расплавление и окислительное ра(} 1нирование ведут под известк(юо-гл ноземистым шлаком, а после его скачивани  навод т известковый или известковошамотный шлак ij. Недостатком этого способа выппавки  вл етс  неустойчивый шлаковый режим в период плавлени , науглероживание, газона сышение металла и, кроме того, повышение угара металлошихты вследствие скачивани  известково-глиноземистого шлака . Известен также способ выплавки сплавов методом сплавлени  под одним известково-глиноземистым шлаком, заключак шнйс  в использовании механической смеси из извести и технического глинозема до 1ОО кг каждого дл  получени  примерного расчетного состава шлака 50% Авз. СаО. Через 5-7 мин после включени  печи начинают присадку этой смеси в печь под электроды. Вс  шлакова  смесь должна быть задана в печь в начале периода плавлени . На подину и в корзину шлаковую смесь не присажива- кгг 2. Недостатком этого способа выплавки {шл етс  мала  эффективность раннего (через 5-7 мин после включени  печи) введени  механической шлаковой смеси под электроды. Известно, что и(естково-глиноземный шлак состава 5О% СаСН-50% АВ О, составл етс  из механической смеси извести размером фракции около ЗО мм (применение пушонки запрещено) и техничеокого глинозема порошкообразной фраками Г-ОО. Введение шлаковой смеси под электроды , когда нет еще проплавленных кот лодцев, приводит к протеканию глинозо ма, вследствие его юлсокой текучести, на подину и откосы печи   оседа1 Ью взвести сверху шихты. После проплавлени  колодцев, в них образуетс  известковоглиноземистый шлак состава, далекого от состава 50% СаСН-50% Ле 02, следовательно , тугоплавкого, гетерогенного шлака . Неровное горение дуг при таком шлаковом режиме приводит к газонасыщени о, науглероживанию и повышенному угару металлошихты . Попадание значительного количества высокотекучего глинозема механической шлаковой смеси не под электроды , а на откосы и подину печи привод т к юс зарастанию вследствие образовани  тугоплавких алюмомагнезиальных шпинделей с температурой плавлени  и удлинению времени плавки из-за трудоемкой очистки заросших откосов в подины печи. Цель изобретени  - снижение содержани  углерода, газонасыщени , угара металлошихты , повышение качества выплавл емого металла и технико-экономических показателей плавки. Г1оставле1гна  цель достигаетс  тем, что 2О-6О% шлаковой смеси ввод т в корзину с шихтой и (или) на подину печи перед завалкой шихты в виде предварительно сплавленной смеси, а оставшуюс  часть шлаковой смеси ввод т в печь после проплавлени  колодиев псфци ми 0,52 кг/т завалки в каждый колодец, а после расплавлени  основной массы завалкив распад электродов, и прекращают за 10 30 мин до конца периода плавлени . В процессе плавлени  в шихте проплавл ютс  колодцы и образуютс  лужицы жидкого металла. Из присаженного в корзину с шихтой и (или) на подиду церед завалкой шихты предварительно сплав ленного шлака 5О% СаСН-50% ® подине образуетс  известково-глиноземис тый шлак близкий по составу к шлаку 5О СаО+5О% Ав О, имеющему низкую тем пературу плавлени  (л/ 1390 С). Это очень важно, так как незначительное от клонение от вышеприведенного состава в сторону большего содержани  одного из составл ющих приводит к гетерогенному шлакуввиду значительного его повышени температуры плавлени   , как следствие, к нестабильному горению дуг, науглероживашпо металла, гвзонасыщению и повы шению угара металлошихты. С момента пропла&лени  колодцев, гго определ етс  устойчивым горением дуг и остановкой движени  электродов вниз, в каждый колоаец или распад электродов после раоплавлени  основной массы завалки ввод  механически перемешанную кзвестковолиноземистую смесь. Введение шлаковой меси в проплавленный колодец способстует полному усвоению смеси, особенно линозема ванной, сохранению состава шлаа , очень близкого к составу 50% СаО + О% , предотвращению заращивак  подины и откосоь. Количество сплавленного шлака, вводиого в корзину с шихтой и (или) на поину печи перед завалкой шихты, опреде етс  химическим составом шихты, ее габаритностью , состо нием футеровки печи р находитс  в пределах 20%-60% от о&шего количества шлака, вводимого в печь в период плавлени . При введении в печь менее 20% шлаковой смеси количество шлака недостаточно дл  образовани  шлакового покрова в начале периода плавлени , предохран к щего жидкий металл от науглероживани , газонасыщени  и порышенного угара. Кроме того, при малом количестве шлака дуга горит нестабильно, что увеличивает врем  плавлени  металла. При количестве сплавленного шлака, вводимого в корзину с шихтой и (или) на подину печи перед завалкой шихты, более 6О%, создаютс  большие трудности в раннем получении жидкоподвижного шлака в начальный период плавлени , а вследствие нарушени  теплообмена в печи увеличиваетс  врем  периода плавлени . Присадка оставшейс  части шлаковой смеси в период плавлени  после проплавлени  колодцев диктуетс  необходимостью введени  шлака в колодцы на жидкий металл дл  получени  шлака, очень близкого по составу 5О% СаО+5О% , и исключением протекани  глинозема на псщику и откосы печи, и, как следствие, их зарапшвани . Псфоии шлаковой смеси, щ исажива мой после прошшвлеви  колодцев, определ ютс  услови ми проведени  периода шшвлеии , что определеио зкспериментальио на промышленных плавках. При мелких кусках шихтовых мвтериаж в процесс шшвлешш протекает форсированно, в этом случае порции присаживаемой смеси должны быть ие более 2 кг/т завалки, вводимых в каждый колодец или в распад электродов. При крупногабаритной щихте и зат жном периоде плавлени  количество шлаковой смеси составл ет не менее О,5 кг/т Збшалки. С момента проплавлени  колодцев на зеркало металла можно присаживать как механически смешанную  звестково-глиHoaeNracTyTO шлаковую смесь, так и предварительно сплавленную.The invention relates to ferrous metallurgy, namely, to the technique of producing steel and joints in main electric furnaces by fusing under one slag. There is a known method for smelting steel and alloys in arc furnaces, the conclusion being that melting and oxidizing steam (}} dosing is carried out under lime (after-slag earth slag, and after downloading it, lime or lime-slag ij is induced). unstable slag regime during the period of smelting, carburization, lawn, metal shrinkage and, moreover, increase of the charge of the metal charge due to the download of lime-alumina slag. There is also a method of smelting alloys by fusing one lime-alumina slag, concludes with the use of a mechanical mixture of lime and technical alumina to 1OO kg each to obtain an approximate calculated slag composition of 50% Av. CaO. 5-7 minutes after turning on the furnace, the additive of this mixture is started in the furnace under the electrodes The entire slag mixture must be set into the furnace at the beginning of the melting period. The slag mixture is not sitting on the hearth and into the basket — it does not sit down kgg 2. The disadvantage of this method of smelting is that the efficiency of the early (5-7 min after turning on the furnace) mechanization is low ical slag mixture under the electrodes. It is known that (HCO-alumina slag of composition 5О% СаСН-50% АВ О is made up of a mechanical mixture of lime with a fraction size of about 30 mm (the use of powder is prohibited) and technical alumina using T-OO powder fractions. Introduction of slag mixture under electrodes, when there are no boilers yet, leads to the flow of alumina, due to its low flowability, to bring the furnace and the slopes of the settling furnace to charge on top of the charge. After the wells are melted, the lime-alumina slag of the composition far from the 50% CaCN-50% Le 02, therefore, of a refractory, heterogeneous slag. Uneven burning of arcs in such a slag mode leads to gas saturation, carburization, and increased sludge of the charge stock. The ingress of a significant amount of high-flowing alumina of the mechanical slag mixture under electrodes, but on the slopes and bottom of the furnace leads to yus overgrowth due to the formation of refractory aluminomagnesian spindles with a melting point and lengthening of the melting time due to the laborious cleaning of overgrown slopes in the furnace bottom. The purpose of the invention is to reduce the carbon content, gas saturation, metal charge fines, improve the quality of the metal being produced and the technical and economic indicators of smelting. The goal is achieved by the fact that 2O-6O% of the slag mixture is introduced into the basket with the mixture and (or) on the furnace bottom before charging the mixture as a pre-alloyed mixture, and the remaining part of the slag mixture is introduced into the furnace after melting 52 kg / ton of filling in each well, and after the main mass is melted, the decomposition of electrodes is started, and it is stopped 10–30 minutes before the end of the melting period. During the smelting process, wells are melted and pools of liquid metal are formed. From a pre-alloyed slag slag of 5O% CaCH-50% ® poured into a basket with the charge and (or) on the side of the charge, a lime-alumina slag similar in composition to the slag of 5O CaO + 5O% ABO having a low temperature is formed melting (l / 1390 C). This is very important, since slight deviation from the above composition towards a higher content of one of the constituents leads to heterogeneous slag, due to its significant increase in the melting temperature, as a result, to unstable arc burning, carbonization of the metal, high saturation and increase of the metal charge. From the moment of the heating of the wells, the wells are determined by the steady burning of the arcs and the stopping of the movement of the electrodes down into each colo or disintegration of the electrodes after melting the bulk of the filling mass and introducing the mechanically mixed mineral fiber mixture. The introduction of slag mixture into the melted well contributes to the complete assimilation of the mixture, especially the bath's linozem, to the preservation of the composition of the slag, which is very close to the composition of 50% CaO + O%, to prevent overgrowth of bottom and slope. The amount of fused slag introduced into the basket with the charge and (or) on the furnace bottom before charging the charge is determined by the chemical composition of the charge, its overall size, condition of the furnace lining p is within 20% -60% of the total amount of slag introduced into the furnace during the melting period. When less than 20% of the slag mixture is introduced into the furnace, the amount of slag is not enough to form a slag cover at the beginning of the melting period, preventing the liquid metal from carburization, gas saturation and increased carbon loss. In addition, with a small amount of slag, the arc is unstable, which increases the melting time of the metal. When the amount of fused slag introduced into the basket with the charge and (or) on the furnace hearth before charging the charge is more than 6O%, great difficulties are encountered in early production of liquid slag during the initial melting period, and the melting period increases due to the heat exchange disturbance in the furnace. The addition of the remaining part of the slag mixture during the period of melting of the wells after melting is dictated by the necessity of introducing slag into the wells on the liquid metal to obtain slag, which is very similar in composition to 5O% CaO + 5O%, and excluding the flow of alumina to the furnace and the furnace slopes, and, as a result, their zarapshvani. The psfo of the slag mixture, which is located after the wells are completed, are determined by the conditions of the period of completion that are determined experimentally in industrial smelting. When small pieces of charge are mixed into the process, the process proceeds forcefully, in this case the portions of the sitting down mixture should not exceed 2 kg / ton of filling introduced into each well or into the disintegration of the electrodes. With a large size and a long melting period, the amount of the slag mixture is not less than O, 5 kg / ton of Zbalki. From the moment of the penetration of the wells, both the mechanically mixed slag mixture and the previously fused slag can be applied onto the metal mirror.

Ограничение конечного времени присадки шлаковой смеси обусловлено получением к концу периода плавлени  (началу рафинировани ) жидкоподвижного, гомогенного шлака.The limitation of the final time of the addition of the slag mixture is due to the formation of a liquid, homogeneous slag by the end of the melting period (the beginning of refining).

Врем  последней присадки шлаковой смеси составл ет до конца плавлени  1030 мин.. При введении в печь порций шлшсовой смеси 0,5 кг/т завалки в каж дый колодец, а после расплавлени  основной массы шкхты в распад элек1родов, врем  введени  шлаковой смеси составл ет не менее 10 мин. При введении в печь порций шлаковой смеси 2 кг/т завалки не более 30 мин.The time of the last addition of the slag mixture is up to the end of the melting time of 1030 minutes. When portions of the slurry mixture are introduced into the furnace, 0.5 kg / ton of filling in each well, and after the bulk of the bulk material is melted into the decomposition of the electrons, less than 10 min With the introduction into the furnace of portions of the slag mixture of 2 kg / ton of filling no more than 30 minutes.

Способ опробован при выплавке хромоникелевого металла с содержанием углерода до 0,10% в 5-т дуговой печи с основной футеровке с использованием в шихте 5О% собственных отходов.The method was tested in the production of a chromium-nickel metal with a carbon content of up to 0.10% in a 5-t arc furnace with the main lining using 5O% of its own waste in the charge.

Пример. В корзину печи од т 32 кг шлаковой смеси, что составл ет 2О% от обшего количества этой смеси, вводимой в период плавлени , предварительно сплавленной шлаковой смеси состава 50% АК/ 0. После проппавлени  колодцев.в каждый колодец, а после расплавлени  основной массы завалки в распад электродов, порци ми по 2 кг/т завалки ввод т механическую иэвестково-глиноземистую шлаковую смесь в количестве 128 кг на плавку. Механическую шлаковую смесь прекращают вводить в печь за ЗО мин до конца периода плавлени . Далее металл рафинируют и Выпускают из печи по действующей на заводе технологии.Example. In the furnace basket, one kilogram of slag mixture, which is 2% of the total amount of this mixture, introduced during the period of smelting, previously melted slag mixture of 50% AK / 0. After the wells are pored, and after the main mass is melted fillings in the decomposition of electrodes, portions of 2 kg / ton each of the fillings injected mechanical and alumina-alumina slag mixture in the amount of 128 kg per smelting. The mechanical slag mixture is ceased to be introduced into the furnace for 30 minutes before the end of the melting period. Then the metal is refined and released from the furnace according to the existing technology at the plant.

П р и м е р 2. Плавку ведут так же, как и в примере 1, только в корзину ввод т 96 кг/т завалки (6О%) предварительно |сш1авленной известково-глиноземиотой смеси. Затем, после проплавпени  колодцев в печь ввод т механическую известково-глиноземнстую смесь порци ми по О,5 кг/т завалки в количестве 64 кг на плавку. Механическую шлаковую смесь прекрашают вводить в печь за 10 мин до конца периода плавлени .PRI mme R 2. Melting is carried out in the same manner as in Example 1, except that 96 kg / ton of filling (6O%) of the previously pre-calcified lime-alumina-ized mixture is introduced into the basket. Then, after the wells were melted down, a mechanical lime-alumina mixture was introduced into the furnace in portions of O, 5 kg / ton of filling in the amount of 64 kg per smelting. The mechanical slag mixture is ceased to be introduced into the furnace 10 minutes before the end of the melting period.

П р и м е р 3. Плавку ведут так же, как и в примере 1, только предварительно сплавленную известково-глшюземистую смесь ввод т в корзину в количестве 64 кг (4О%), после проплавлени  колодцев в печь ввод т к еханическую известPRI me R 3. Melting is carried out in the same manner as in Example 1, only the pre-fused limestone mixture is introduced into the basket in an amount of 64 kg (4O%), after the wells are melted, the furnace is introduced into the furnace.

ково-глиноземистую смесь порци ми по 1,25 кг/т завалки в количестве 96 кг на плавку.forged-alumina mixture in portions of 1.25 kg / ton of filling in the amount of 96 kg per smelting.

П р и м е р 4, Плавку ведут так же, как и в примере 3, только предварительно сплавленную известково-глиноземистую смесь дают на подачу печи.PRI me R 4, Melting are the same as in example 3, only the pre-fused lime-alumina mixture is given to the furnace.

Дл  сравнени  проведены плавки этого же металла на такой же шихте по действующей на заводе технологии. После завалки шихты, через 5-7 мин включени  печи начинают присадку механической известковой-глиноземистой шлаковой смеси, состо щей из 80 кг технического глинозема и 80 кг извести, в печь под электроды. Всю шлаковую смесь ввод т в печь в начале периода плавлени . В корзину и на подину шлаковую смесь не ввод т . Далее металл рафинируют и выпускают из печи.For comparison, melts of the same metal were carried out on the same charge using the existing technology at the plant. After charging the charge, after 5–7 minutes of switching on the furnace, the additive of a mechanical lime-alumina slag mixture, consisting of 80 kg of technical alumina and 80 kg of lime, is started in the furnace under the electrodes. The entire slag mixture is introduced into the furnace at the beginning of the smelting period. No slag mixture is added to the basket and the bottom. Next, the metal is refined and released from the furnace.

В таблице приведены усредненные данные по предлагаемой и известной технологи м выплавки сплава ЭП-199, из которой видно, что предлагаемый способ позвол ет снизить содержание углерода, газонасышенн )сть и угар металлошихты, повысить качество металла и технико-экономические показатели плавки.The table shows the averaged data on the proposed and well-known smelting technologies of the EP-199 alloy, from which it can be seen that the proposed method allows to reduce carbon content, gas-richness and waste of the metal charge, to improve the quality of the metal and technical and economic indicators of smelting.

Повышение усвоени  металлошихты .и стабилизаци  маркировки позволи работать на нижесрюдних пределах по дефицитным , дорогосто щим элементам, что существенно улучшает технико-экономические показатели плавки.Improving the assimilation of the metal charge and stabilizing the markings make it possible to work at the lower limits by means of scarce, expensive elements, which significantly improves the technical and economic indicators of smelting.

Расчет показывает, что выплавка, например сплава ,ЭП-1О9 за счет повышени  усвоени  шихты в среднем от 6,5 до 3,75 кг/т металла позволит экономить никел  2,4 кг/т, хрома О,7О кг/т, вольфрама 0,35 кг/т, что составит, при цене за 21 кг никел  Н-19 3,92 руб., хрома Х-1-1,О7 руб., вольфрама мгеталлического - 14,45 руб., 15,2 руб./т металла .The calculation shows that smelting, such as alloy, EP-1O9 by increasing the assimilation of the charge from 6.5 to 3.75 kg / ton of metal on average will save nickel 2.4 kg / ton, chromium O, 7O kg / ton, tungsten 0.35 kg / t, which will amount to, at a price of 21 kg, nickel H-19, 3.92 rubles, chromium X-1-1, O7 rubles, and tungsten of metal, 14.45 rubles, 15.2 rubles. / ton of metal.

Стабильность маркировки при выплавке по предлагаемому способу позволит снизить расчетное содержание хрома и вольфрама с 19,7О до 19,50%, с 10,0 до 9,7О% соответственно, что даст экономию 45,5 руб/т.The stability of marking in the smelting process of the proposed method will reduce the calculated chromium and tungsten content from 19.7O to 19.50%, from 10.0 to 9.7O%, respectively, which will save 45.5 rubles / ton.

В сумме это обеспечит экономический эффект пор дка 60 руб/т сплава.In sum, this will provide an economic effect of about 60 rubles / ton of alloy.

Предлагаемый способ выплавки стали и сплавов может быть осуществлен при производстве высокочастотнь1Х сталей и сплавснв на заводах качественной мета/ьлургии .The proposed method of smelting steel and alloys can be carried out in the production of high-frequency steels and alloys in factories of high-quality metallurgy.

Предлагаема  технологи  0,01194,5Offered technology 0,01194,5

0,050 0.050

0,01134,5 0,052 0,01134,5 0,052

0,О1О83,0 0,О45 0, О1О83.0 0, О45

0,О1153,О 0,0400, O1153, O 0.040

Д звестна  техвопоги  0,01246,5I know technicals 0,01246.5

Claims (1)

0,06-0,10 Примечани Формула изобретени  Способ выплавки стали и сплавов, вклю чающий выплавку металла под известково глиноземистым шлаком с присадкой механической шлаковой смеси в период плавлени  в печь, отличающийс  тем, что, с целью снижени  содержани  углерода, газонасышенности и угара металлошихты , повышени  качества металла и технико-экономических показателей плав ки, 2О-60% шлаковой смеси ввод т в кор зину с шихтой и (или) на подину печтт перед завалкой шихты в виде предварительно сплавленной смеси, остальную часть0.06-0.10 Notes Formula of Invention A method of smelting steel and alloys, including smelting metal under calc-alumina slag with an additive of mechanical slag mixture during the period of melting into a furnace, characterized in that, in order to reduce carbon content, gas saturation and coal of charge , improving the quality of the metal and the technical and economic indicators of melting, 2O-60% of the slag mixture is introduced into the basket with the charge and (or) on the bottom of the furnace before filling the charge in the form of a pre-alloyed mixture, the rest 13,5 36,813.5 36.8 180 е: При получении углерода по расплаву 0,07 металл бракуетс  ввиду последующей неудовлетворительной пластичности шлаковой смеси ввод т в печь после проплавлеюш колодцев порпи ми 0,5-2 кг/т завалки в каждый колодец, а после расплавлени  основной массы завалки - в распад электродов, и прекращают за 1ОЗО мин до конца периода плавлени . Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1.Авторское свидетельство СССР № 52О406, кл. С 21 С 5/52, 1976. 2,Сбартт технологических инструкций по выплавке стали и сплавов в основных дуговых электропечах. Завод Элекгросталь/ , 1973, с, 348.180 e: When carbon is obtained from the melt, 0.07 metal is rejected due to the subsequent poor plasticity of the slag mixture is introduced into the furnace after the smelting of the wells with a powder of 0.5-2 kg / ton of filling in each well, and after the main mass of the filling is melted electrodes, and stop for 1OZO minutes before the end of the melting period. Sources of information taken into account during the examination 1. USSR author's certificate No. 52О406, cl. C 21 C 5/52, 1976. 2, Sbartt technological instructions for the smelting of steel and alloys in the main electric arc furnaces. Plant Elekgrostal /, 1973, s, 348.
SU792720774A 1979-02-05 1979-02-05 Method of smelting steel and alloys SU865922A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU792720774A SU865922A1 (en) 1979-02-05 1979-02-05 Method of smelting steel and alloys

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU792720774A SU865922A1 (en) 1979-02-05 1979-02-05 Method of smelting steel and alloys

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU865922A1 true SU865922A1 (en) 1981-09-23

Family

ID=20808552

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU792720774A SU865922A1 (en) 1979-02-05 1979-02-05 Method of smelting steel and alloys

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU865922A1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4528035A (en) Composition and process to create foaming slag cover for molten steel
JPS5681655A (en) Refining method for medium-carbon high-chromium molten metal
SU865922A1 (en) Method of smelting steel and alloys
KR920004673B1 (en) Process for melting scrap iron sponge iron and solid pig iron
RU2201467C2 (en) Method of production of vanadium-containing ferroalloy
DK206784A (en) PROCEDURE FOR MANUFACTURING RAABLY FROM SULFUL OXIDIC LEAVES
US3079247A (en) Process for the manufacture of steel
CN1022574C (en) Dusulfurization process for cupola furnace
GB1446021A (en) Method for the refining of molten metal
SU1008250A1 (en) Method for smelting steel in electric arc furnaces
SU836125A1 (en) Method of smelting vanadium-containing steel
SU1097682A1 (en) Method for smelting vanadium-containing steels
Roesch History of the Crucible Steel Process and of Tool Steel
SU1027259A1 (en) Method for smelting low-carbon ferrochrome
SU1122707A1 (en) Method for smelting steel
KR0128138B1 (en) Method for producing molten metal
DE1533942C (en) Gas-fired cupola furnace for melting cast iron
SU771168A1 (en) Exothermal briquet
US1622977A (en) Alloy
SU1014920A2 (en) Method for making vanadium steel
SU1678846A1 (en) Method of production cast iron in electric-arc furnaces
US703543A (en) Manufacture of crucible-steel.
SU992592A1 (en) Method for smelting steel in acid open-hearth furnaces
SU954431A1 (en) Method for melting steel
SU629233A1 (en) Method of producing synthetic slag