CN110484679A - 一种转炉双渣冶炼的控制方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种转炉双渣冶炼的控制方法,包括以下步骤:第一步、将上炉炉渣部分或全部留给当前炉次;第二步、计算当前炉次的前期总耗氧量;第三步、当供氧量达到前期总耗氧量或者一氧化碳浓度大于15%时停止供氧;第四步、停止供氧后,立即通过氧枪向炉内吹氮;第五步、向炉内供氮气结束后倒炉放渣;第六步、放渣结束后继续向炉内供氧吹炼,直到完成吹炼。本发明可以有效避免前期供氧期间发生喷溅、后期炉渣泡沫化好并能够最终提高放渣量,而且能够降低前期放渣时炉渣的全铁含量,降低金属料损失。
Description
技术领域
本发明涉及一种转炉双渣冶炼的控制方法,适合控制转炉前期喷溅以及低磷钢种的冶炼。
背景技术
转炉双渣冶炼技术对于控制转炉冶炼前期金属喷溅,以及为了冶炼低磷钢种而排除前期形成的炉渣,是一种有效的控制措施,但是双渣冶炼的难点在于如何准确的控制前期停止供氧的时间,如何控制前期炉渣的碱度,以及如何调整提枪后炉渣泡沫化状态对排渣的影响,如果根据人工经验判断可能出现由于提枪迟而导致喷溅,或者由于提枪过早导致放渣量不足,无法将前期SiO2含量高的炉渣放出,进而影响后期冶炼的稳定性。
发明内容
本发明要解决的技术问题是:克服上述技术的缺点,提供一种可以有效避免前期供氧期间发生喷溅、后期炉渣泡沫化好并能够最终提高放渣量的转炉双渣冶炼的控制方法。
为了解决上述技术问题,本发明提出的技术方案是:一种转炉双渣冶炼的控制方法,包括以下步骤:
第一步、将上炉炉渣部分或全部留给当前炉次,根据当前炉次铁水的硅含量、前期炉渣二元碱度和当前炉次前期氧化镁的含量,在当前炉次前期添加石灰和/或含镁辅料作为造渣,前期添加的造渣量使当前炉次前期的炉渣二元碱度R满足1≤R≤1.3、氧化镁的含量大于6%;
其中,上炉炉渣的留渣量为:M留渣量=R×(M铁水质量×Si铁水%×2.14)/(CaO上炉炉渣%-R×SiO2上炉炉渣%);在计算留渣量、以及前期是否需要加入石灰和含镁辅料时,需要知道上炉炉渣中CaO和SiO2的含量,而铁水成分、炉渣成分可以通过化学分析得到,适当控制前期炉渣中的氧化镁含量目的保护炉衬。
而本发明中留渣的目的为了提高前期炉渣中SiO2的浓度,控制炉渣的碱度在0.8~1.3之间,其目的是控制前期加料量,最大程度放出高浓度的SiO2,达到减少中后期石灰、含镁辅料加入量的问题。
第二步、计算当前炉次的前期总耗氧量:
前期总耗氧量=当前炉次铁水中硅、锰元素的耗氧量+前期铁元素耗氧量+前期磷元素耗氧量+前期碳元素耗氧量=M铁水质量×(Si%×1.14×22.4/32+Mn%×0.285×22.4/32)+M铁水质量×P%×80/62/32×22.4×50%+(30%-TFe%)×M前期渣量×16/56/32×22.4+0.5×W烟气流量×T供氧时间×CO烟气%,其中M前期渣量=M留渣量+M前期添加的造渣量+M铁水质量×(Si铁水%×2.14+Mn铁水%×R),TFe%为上炉炉渣的全铁含量,T供氧时间=2~4分钟,CO烟气%=6~15%;
由于冶炼前期,在硅、锰元素氧化的同时,碳、铁元素的氧化也在进行,但是氧化的速度明显低于硅、锰元素,为了能够保证硅、锰元素氧化完全,根据现场大量试验数据发现当前期炉渣中全铁含量在30%左右时,硅、锰元素氧化基本结束,而此时提枪,由于炉渣的氧化性较低,还未发生大量的碳氧反应,喷溅的几率很低,且能够放出大量的高SiO2 含量的炉渣。发生碳氧反应的机理为:(FeO)+C=Fe+CO,通过反应式能够看出,要使反应向右进行,必须有大量的FeO和合适的温度(上述反应吸热),因此如果能够控制FeO大量生成,就能够降低前期发生喷溅的几率,而FeO的生成主要来自向炉内供氧而氧化生成的FeO,因此如果控制对炉内的供氧时间就能够控制碳氧反应。如果前期炉渣的全铁含量为30%,上炉炉渣中全铁含量为TFe%,认为前期炉渣中增加的全铁均为FeO,因此前期铁元素耗氧量为(30%-TFe%)×M前期渣量×16/56/32×22.4,而M前期渣量=M留渣量+M前期添加的造渣量+M铁水质量×(Si铁水%×2.14+Mn铁水%×1.3),前期添加的造渣料根据前期的二元碱度、氧化镁含量要求确定是否需要添加,造渣料主要包括石灰、轻烧白云石或镁球。
由于采取留渣操作,上炉炉渣中残留部分活性氧化钙、氧化铁,具备脱磷反应的条件,通过现场大量试验发现前期有50%以上的磷元素被氧化到炉渣中,形成P2O5,因此铁水中磷元素的耗氧量=M铁水质量×P%×80/62/32×22.4×50%。
由于采取留渣操作,上炉炉渣中有20%左右的TFe%,以及开始冶炼后铁元素的氧化,使得碳氧反应也在进行,吹炼前期炉内温度较低,碳氧反应进行的缓慢,随着温度的上升反应加速,通过现场试验跟踪,发现当转炉烟气中一氧化碳浓度达到15%以上时,发生喷溅的几率很高,因此提枪时机必须在一氧化碳浓度小于15%期间提枪,为了保证硅、锰元素氧化结束,必须考虑部分用于碳元素氧化消耗的氧量,同时考虑较低的喷溅风险。根据现场试验发现在供氧2~4分钟烟气中一氧化碳浓度在6~15%左右,此时提枪风险较低,因此计算当烟气中一氧化碳浓度达到10%时碳元素的耗氧量,由于烟气的流量可知,可以计算出吹炼2~4分钟时烟气中一氧化碳的总量,进而计算出消耗的氧量,碳元素耗氧量=0.5×W烟气流量×T供氧时间×CO烟气%,其中T供氧时间=3分钟,CO烟气%=6~15%,取10%最好,均为经验值。
因此本发明要求提供氧枪时,吹氧量大于前期铁水中碳、硅、锰、铁元素的耗氧量,总供氧量偏差控制在5%以内,且烟气一氧化碳浓度小于15%,可以避免喷溅发生。
第三步、制前期供氧流量为2.8~3.0m3/t·min向炉内吹氧,同时检测烟气中的一氧化碳浓度,当供氧量达到前期总耗氧量或者一氧化碳浓度大于15%时停止供氧。本发明采用低供氧强度的模式主要目的是有利于前期炉渣快速形成,达到提高放渣量的目的。
第四步、停止供氧后,立即通过氧枪向炉内吹氮气40~60秒,其中氮气压力为1.0~1.3MPa,供气总量为每吨铁水3~4.0m3,氮气强度在3.5~3.8m3/t·min。提枪以后通过氧枪向炉内供高压氮气,采用高压氮气向炉内吹氮气,可以使炉渣泡沫化,使炉渣形成大量气泡,由于气泡的表面张力低达到使炉渣中的铁珠迅速沉降的目的,同时由于炉渣泡沫化好,能够有效的排出40%以上的炉渣,从而快速形成炉渣,不需要再依靠人工经验判断是否形成泡沫渣。而控制供氮时间的目的是避免吹氮时间过长,炉内温度损失过多,炉渣温度降低较多流动性降低而影响放渣量。
第五步、向炉内供氮气结束后倒炉放渣,放渣角度为87~90度。这样可以保证放渣充分同时防止炉内铁水溢出。
第六步、放渣结束后继续向炉内供氧吹炼,吹炼时在后期总耗氧量的前40~50%以2.8~3.0m3/t·min的供氧强度供氧,后期总耗氧量的后50~60%以3.2~3.4m3/t·min的供氧强度供氧,直到完成吹炼,吹炼终点的温度最好为1630~1660℃,有利于防止回磷。需要说明的是,计算每一炉次的总耗氧量为现有技术,本领域技术人员可以很容易得到,而每一炉次的总耗氧量与前期总耗氧量之差即为后期总耗氧量。
在向炉内供氧的过程一般会有部分氧气逃逸,氧气的利用系数e=0.9~0.95,因此为了补偿向炉内供氧的过程逃逸的部分氧气,上述技术方案的进一步改进:第三步中实际所需供氧量=前期总耗氧量/e,当供氧量达到实际所需供氧量时停止供氧。
为了控制合适的枪位,有利于冲击炉渣、铁水,快速形成乳化状态炉渣,上述技术方案的再进一步改进:第四步中向炉内吹氮气时,氧枪喷头距离铁水液面的高度为2.0~5.0米。
当供氧持续4分钟以上时,熔池温度不断升高,碳氧反应导致炉渣中积聚了较多一氧化碳,容易导致喷溅,因此为了避免风险,上述技术方案的进一步改进是:第三中如供氧时间超过4分钟,则停止供氧并放渣直到炉内炉渣不再向外流动为止,然后再次向炉内吹完剩余氧量。放渣时,放渣角度控制在87~90度,以炉内炉渣少量流出或不再向外流动为止。由于进行了一次以上的放渣,炉内的渣量被大量放出,再次吹氧时炉内渣量的总量下降,也就是说炉渣中氧化铁总量被大量放出,再次吹氧时碳氧反应速率降低,同时炉渣总量下降降低了渣层厚度,有利于一氧化碳气体排出渣层,进而降低了喷溅的风险。
本发明带来的有益效果是:本发明是采用留渣的模式,为了达到比较好的脱磷效果采用将上炉炉渣部分或全部留给当前炉次,同时将前期铁水中碳、硅、锰、铁主要元素氧化时需要的耗氧量,并参考烟气中的一氧化碳浓度,并控制2≤供氧时间≤4分钟,做为前期提枪的参考依据,避免由于提枪迟而产生的金属喷溅。为了提高前期炉渣中SiO2 的浓度,控制炉渣的碱度在1.1~1.3之间,其目的是控制前期加料量,最大程度放出高浓度的SiO2, 达到减少中后期石灰、含镁辅料加入量的问题。提枪以后采用高压氮气向炉内吹氮气,使炉渣泡沫化,不依靠人工经验判断是否形成泡沫渣。通过氧枪向炉内供高压氮气,使炉渣形成大量气泡,由于气泡的表面张力低达到使炉渣中的铁珠迅速沉降的目的,同时由于炉渣泡沫化好,能够有效的排出40%以上的炉渣。本发明的有益之处在于能够避免由于提枪过迟而产生的喷溅,由于控制了前期向炉内供氧时间,能够有效降低炉渣的氧化铁含量,同时通过高压氮气对炉渣的冲击能够形成炉渣气泡,进而起到降低炉渣气泡表面张力的作用,使得炉渣中的铁珠能够迅速沉降到熔池中,达到铁水与炉渣分离的目的,达到提高放渣量和降低金属料损失的目的,使得前期炉渣中的氧化铁含量控制在21%以下,平均水平在16%左右。由于前期控制了炉渣的碱度在1.1~1.3,最大程度放出了高浓度的SiO2炉渣,使得后续炉渣碱度得到保证,进而转炉脱磷效率达到87%以上。
具体实施方式
实施例一
本实施例中以当前炉次铁水150吨,废钢20吨,转炉烟气流量100000m3/h,铁水成分如下表1所示。
表1
C% | Si% | M<sub>n</sub>% | P% | S% |
4.2% | 0.4% | 0.3% | 0.11% | 0.025% |
上炉炉渣成如表2所示:
表2
CaO% | SiO<sub>2</sub>% | MgO% | MnO% | P% | TFe% |
42% | 13.5% | 8% | 0.3% | 0.11% | 18.5% |
本实施例中的转炉双渣冶炼的控制方法,包括以下步骤:
第一步、将上炉炉渣部分或全部留给当前炉次,根据当前炉次铁水的硅含量、前期炉渣二元碱度和当前炉次前期氧化镁的含量,在当前炉次前期添加石灰和/或含镁辅料作为造渣,前期添加的造渣量使当前炉次前期的炉渣二元碱度R满足1.1≤R≤1.3、氧化镁的含量大于6%;
其中,上炉炉渣的留渣量为:M留渣量=R×(M铁水质量×Si铁水%×2.14)/(CaO上炉炉渣%-R×SiO2上炉炉渣%);二元碱度R=CaO/SiO2,R取值1.3。
即按照前期炉渣二元碱度为1.3的留渣量=1.3×(150000×0.4%×2.14)/(42%-1.3*13.5%)=7494kg,即将上炉炉渣留7494kg给当前炉次。
第二步、计算当前炉次的前期总耗氧量:
前期总耗氧量=当前炉次铁水中硅、锰元素的耗氧量+前期铁元素耗氧量+前期磷元素耗氧量+前期碳元素耗氧量=M铁水质量×(Si%×1.14×22.4/32+Mn%×0.285×22.4/32)+M铁水质量×P%×80/62/32×22.4×50%+(30%-TFe%)×M前期渣量×16/56/32×22.4+0.5×W烟气流量×T供氧时间×CO烟气%,其中M前期渣量=M留渣量+M前期添加的造渣量+M铁水质量×(Si铁水%×2.14+Mn铁水%×R),TFe%为上炉炉渣的全铁含量,T供氧时间=3分钟,CO烟气%=10%,R=1.3。
首先计算是否需要在前期添加造渣料,150吨转炉渣量约为80kg/t~100kg/t,因此产生的总渣量约为12000kg~150000kg,因此完全能够满足7494kg的留渣量,因此不需要添加石灰就能够满足R=1.3的二元碱度要求,前期渣量=7494+前期添加的造渣料+150000×(0.4%×2.14+0.3%×1.3)=9363+前期添加的造渣料,按照不加含镁辅料计算前期炉渣氧化镁是否>6%,前期炉渣氧化镁含量=7494×8%/9363×100%=6.4%,因此前期不需要加石灰、含镁辅料,因此前期渣量=9363kg。
当前炉次铁水中硅、锰元素的耗氧量=150000×(0.4%×1.14×22.4/32+0.3%×0.285×22.4/32)=568.6m3。
前期铁元素耗氧量=(30%-18.5%)×9363×16/56/32×22.4=215.3m3。
前期磷元素耗氧量=M铁水质量×P%×80/62/32×22.4×50%=150000×0.11×%80/62/32×22.4×50%80/62/32×22.4×50%80/62/32×22.4×50%=77m3。
前期碳元素耗氧量= 0.5×100000×3/60×10%=250m3。供氧时间按照平均3分钟计算,一氧化碳浓度按照10%计算。
因此,前期总耗氧量=568.6+215.3+77+250=1110.9m3。
第三步、控制前期供氧流量为2.8~3.0m3/t·min向炉内吹氧,同时检测烟气中的一氧化碳浓度,当供氧量达到前期总耗氧量或者一氧化碳浓度大于15%时停止供氧。
按照冶炼要求向炉内加入20吨废钢、150吨铁水,按照提枪前28000m3/h(3.0m3/t·min)向炉内吹氧,供氧枪位按照正常吹炼枪位进行,当供氧量大于1100.9m3时,停止供氧,供氧时间=1110.9×60/28000=2.38分钟。
第四步、停止供氧后,立即通过氧枪向炉内吹氮气40~60秒,最好控制在50秒,其中氮气压力为1.0~1.3MPa,供气总量为每吨铁水3~4.0m3,氮气强度在3.5~3.8m3/t·min。控制供氮时间的目的是避免吹氮时间过长,炉内温度损失过多,炉渣温度降低较多流动性降低而影响放渣量。
向炉内吹氮气时,枪位控制在氧枪喷头距离铁水液面的高度为2.0~5.0米,控制合适的枪位,有利于冲击炉渣、铁水,快速形成乳化状态炉渣。
第五步、向炉内供氮气结束后倒炉放渣,放渣角度为87~90度,保证放渣充分同时防止炉内铁水溢出。
第六步、放渣结束后继续向炉内供氧吹炼,吹炼时在后期总耗氧量的前40~50%以2.8~3.0m3/t·min的供氧强度供氧,有利于炉渣渣化,后期总耗氧量的后50%~60%以3.2~3.4 m3/t·min的供氧强度供氧,直到完成吹炼,终点温度最好控制在1630~1660℃,有利于防止回磷。
通过以上的操作,提枪时无喷溅冶炼过程平稳,转炉准点磷含量0.012%,脱磷效率89%,获得前期倒渣时炉渣的成分如下表3所示:
表3
序号 | TFe% | Cao% | SiO<sub>2</sub>% | 二元碱度 |
1 | 17.6 | 29.45 | 23 | 1.280 |
现场部分炉次前期放渣时炉渣的成分数据如表4所示:
表4
序号 | TFe% | CaO% | SiO<sub>2</sub>% | 二元碱度 |
1 | 16.49 | 31.5 | 33.92 | 0.929 |
2 | 15.7 | 32 | 33.83 | 0.946 |
3 | 12.44 | 35.84 | 32.57 | 1.100 |
4 | 14.42 | 35.36 | 31.2 | 1.133 |
5 | 18.5 | 33.75 | 29.53 | 1.143 |
6 | 9.84 | 36.86 | 31.44 | 1.172 |
7 | 17.87 | 33.37 | 27.49 | 1.214 |
8 | 12.41 | 36.3 | 29.58 | 1.227 |
9 | 19.53 | 34.17 | 27.42 | 1.246 |
10 | 17.37 | 35.07 | 27.82 | 1.261 |
11 | 12.72 | 37.05 | 28.36 | 1.306 |
12 | 13.88 | 33 | 25.5 | 1.294 |
本实施例还可以作以下改进:在向炉内供氧的过程一般会有部分氧气逃逸,氧气的利用系数e=0.9~0.95,因此为了补偿向炉内供氧的过程逃逸的部分氧气,第三步中实际所需供氧量=前期总耗氧量/e(本例中e取0.9),当供氧量达到实际所需供氧量时停止供氧,实际所需供氧量=1110.9/0.9=1234m3,当供氧量达到实际所需供氧量1234m3时停止供氧,供氧时间=1234×60/28000=2.64分钟。另外,通常供氧量的偏差控制在5%以内,因此供氧最大时间为2.77分钟,即实际供氧时间控制在2.64~2.77分钟。这样可以使硅、锰元素完全氧化的同时,避免发生喷溅。
本发明不局限于上述实施例所述的具体技术方案,除上述实施例外,本发明还可以有其他实施方式。对于本领域的技术人员来说,凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等形成的技术方案,均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (5)
1.一种转炉双渣冶炼的控制方法,包括以下步骤:
第一步、将上炉炉渣部分或全部留给当前炉次,根据当前炉次铁水的硅含量、前期炉渣二元碱度和当前炉次前期氧化镁的含量,在当前炉次前期添加石灰和/或含镁辅料作为造渣,前期添加的造渣量使当前炉次前期的炉渣二元碱度R满足1≤R≤1.3、氧化镁的含量大于6%;
其中,上炉炉渣的留渣量为:M留渣量=R×(M铁水质量×Si铁水%×2.14)/(CaO上炉炉渣%-R×SiO2上炉炉渣%);
第二步、计算当前炉次的前期总耗氧量:
前期总耗氧量=当前炉次铁水中硅、锰元素的耗氧量+前期铁元素耗氧量+前期磷元素耗氧量+前期碳元素耗氧量=M铁水质量×(Si%×1.14×22.4/32+Mn%×0.285×22.4/32)+M铁水质量×P%×80/62/32×22.4×50%+(30%-TFe%)×M前期渣量×16/56/32×22.4+0.5×W烟气流量×T供氧时间×CO烟气%,其中M前期渣量=M留渣量+M前期添加的造渣量+M铁水质量×(Si铁水%×2.14+Mn铁水%×R),TFe%为上炉炉渣的全铁含量,T供氧时间=2~4分钟,CO烟气%=6~15%;
第三步、控制前期供氧流量为2.8~3.0m3/t·min向炉内吹氧,同时检测烟气中的一氧化碳浓度,当供氧量达到前期总耗氧量或者一氧化碳浓度大于15%时停止供氧;
第四步、停止供氧后,立即通过氧枪向炉内吹氮气40~60秒,其中氮气压力为1.0~1.3MPa,供气总量为每吨铁水3~4.0m3,氮气强度在3.5~3.8m3/t·min;
第五步、向炉内供氮气结束后倒炉放渣,放渣角度为87~90度;
第六步、放渣结束后继续向炉内供氧吹炼,吹炼时在后期总耗氧量的前40~50%以2.8~3.0m3/t·min的供氧强度供氧,后期总耗氧量的后50~60%以3.2~3.4 m3/t·min的供氧强度供氧,直到完成吹炼。
2.根据权利要求1所述的转炉双渣冶炼的控制方法,其特征在于:第三步向炉内供氧的时会有部分氧气逃逸,氧气的利用系数e=0.9~0.95,因此实际所需供氧量=前期总耗氧量/e,当供氧量达到实际所需供氧量时停止供氧。
3.根据权利要求1所述的转炉双渣冶炼的控制方法,其特征在于:第三中如供氧时间超过4分钟,则停止供氧并放渣直到炉内炉渣不再向外流动为止,然后再次向炉内吹完剩余氧量。
4.根据权利要求1所述的转炉双渣冶炼的控制方法,其特征在于:第四步中向炉内吹氮气时,氧枪喷头距离铁水液面的高度为2.0~5.0米。
5. 根据权利要求4所述的转炉双渣冶炼的控制方法,其特征在于: 第六步中,吹炼终点的温度为1630~1660℃。
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Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN110904300A (zh) * | 2019-12-27 | 2020-03-24 | 安徽工业大学 | 一种转炉渣熔点控制模型的高效脱磷及护炉的方法 |
CN112322823A (zh) * | 2020-11-04 | 2021-02-05 | 中南大学 | 一种分阶段计算转炉炼钢过程供氧曲线的方法 |
CN113667794A (zh) * | 2021-07-07 | 2021-11-19 | 阳春新钢铁有限责任公司 | 一种使用自循环渣球团造前期渣方法 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2005206898A (ja) * | 2004-01-23 | 2005-08-04 | Kobe Steel Ltd | 転炉の操業方法 |
CN103540707A (zh) * | 2013-11-11 | 2014-01-29 | 莱芜钢铁集团有限公司 | 全留渣-单渣法转炉冶炼方法 |
CN105177216A (zh) * | 2015-09-11 | 2015-12-23 | 唐山不锈钢有限责任公司 | 一种判断转炉双渣提枪时机的方法 |
CN105525055A (zh) * | 2014-09-30 | 2016-04-27 | 上海梅山钢铁股份有限公司 | 一种转炉少渣冶炼脱碳期喷溅的控制方法 |
CN105755199A (zh) * | 2014-12-15 | 2016-07-13 | 上海梅山钢铁股份有限公司 | 针对转炉冶炼高硅铁水的防喷溅冶炼控制方法 |
CN107058672A (zh) * | 2017-05-19 | 2017-08-18 | 山东钢铁股份有限公司 | 一种采用低硅铁水转炉冶炼低磷钢的方法 |
-
2018
- 2018-03-27 CN CN201810256702.4A patent/CN110484679A/zh active Pending
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2005206898A (ja) * | 2004-01-23 | 2005-08-04 | Kobe Steel Ltd | 転炉の操業方法 |
CN103540707A (zh) * | 2013-11-11 | 2014-01-29 | 莱芜钢铁集团有限公司 | 全留渣-单渣法转炉冶炼方法 |
CN105525055A (zh) * | 2014-09-30 | 2016-04-27 | 上海梅山钢铁股份有限公司 | 一种转炉少渣冶炼脱碳期喷溅的控制方法 |
CN105755199A (zh) * | 2014-12-15 | 2016-07-13 | 上海梅山钢铁股份有限公司 | 针对转炉冶炼高硅铁水的防喷溅冶炼控制方法 |
CN105177216A (zh) * | 2015-09-11 | 2015-12-23 | 唐山不锈钢有限责任公司 | 一种判断转炉双渣提枪时机的方法 |
CN107058672A (zh) * | 2017-05-19 | 2017-08-18 | 山东钢铁股份有限公司 | 一种采用低硅铁水转炉冶炼低磷钢的方法 |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN110904300A (zh) * | 2019-12-27 | 2020-03-24 | 安徽工业大学 | 一种转炉渣熔点控制模型的高效脱磷及护炉的方法 |
CN112322823A (zh) * | 2020-11-04 | 2021-02-05 | 中南大学 | 一种分阶段计算转炉炼钢过程供氧曲线的方法 |
CN113667794A (zh) * | 2021-07-07 | 2021-11-19 | 阳春新钢铁有限责任公司 | 一种使用自循环渣球团造前期渣方法 |
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