CS213319B2 - Method of direct reduction of the powder oxide of metal - Google Patents
Method of direct reduction of the powder oxide of metal Download PDFInfo
- Publication number
- CS213319B2 CS213319B2 CS746247A CS624774A CS213319B2 CS 213319 B2 CS213319 B2 CS 213319B2 CS 746247 A CS746247 A CS 746247A CS 624774 A CS624774 A CS 624774A CS 213319 B2 CS213319 B2 CS 213319B2
- Authority
- CS
- Czechoslovakia
- Prior art keywords
- converter
- metal
- oxide
- blown
- molten
- Prior art date
Links
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 76
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 76
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 31
- 239000000843 powder Substances 0.000 title claims abstract description 14
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 34
- 230000006698 induction Effects 0.000 claims abstract description 24
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 24
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 claims abstract description 24
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 claims abstract description 19
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 51
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 50
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 34
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims description 25
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 claims description 24
- 239000010959 steel Substances 0.000 claims description 24
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 22
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 15
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 11
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 claims description 11
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 11
- 239000012255 powdered metal Substances 0.000 claims description 11
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 9
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 9
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 8
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 229910000480 nickel oxide Inorganic materials 0.000 claims description 5
- GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N oxonickel Chemical compound [Ni]=O GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000002826 coolant Substances 0.000 claims 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 abstract description 9
- 239000007787 solid Substances 0.000 abstract description 5
- 239000002245 particle Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000149 penetrating effect Effects 0.000 abstract 1
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 18
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 17
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 15
- 239000011651 chromium Substances 0.000 description 15
- 238000004804 winding Methods 0.000 description 15
- 235000008504 concentrate Nutrition 0.000 description 14
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 12
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 9
- WGLPBDUCMAPZCE-UHFFFAOYSA-N Trioxochromium Chemical compound O=[Cr](=O)=O WGLPBDUCMAPZCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 description 9
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 8
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 7
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 7
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000005275 alloying Methods 0.000 description 6
- 230000001965 increasing effect Effects 0.000 description 6
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 6
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 6
- 229910000423 chromium oxide Inorganic materials 0.000 description 5
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 5
- 235000014483 powder concentrate Nutrition 0.000 description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 4
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 4
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 4
- 229940117975 chromium trioxide Drugs 0.000 description 4
- GAMDZJFZMJECOS-UHFFFAOYSA-N chromium(6+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Cr+6] GAMDZJFZMJECOS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 4
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 4
- WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N tungsten Chemical compound [W] WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052721 tungsten Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010937 tungsten Substances 0.000 description 4
- 229910000851 Alloy steel Inorganic materials 0.000 description 3
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 3
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 3
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000010079 rubber tapping Methods 0.000 description 3
- 229910000599 Cr alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001315 Tool steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000033228 biological regulation Effects 0.000 description 2
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 2
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 2
- 239000000788 chromium alloy Substances 0.000 description 2
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 2
- 238000007710 freezing Methods 0.000 description 2
- 230000008014 freezing Effects 0.000 description 2
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 description 2
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 230000001939 inductive effect Effects 0.000 description 2
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 2
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 2
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 2
- 239000012256 powdered iron Substances 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 2
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000640 Fe alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000997 High-speed steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 description 1
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 230000003009 desulfurizing effect Effects 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 239000000839 emulsion Substances 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- -1 for example Chemical compound 0.000 description 1
- 239000000295 fuel oil Substances 0.000 description 1
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 1
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 238000000265 homogenisation Methods 0.000 description 1
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 description 1
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000734 martensite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 239000006262 metallic foam Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 229910000476 molybdenum oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- QGLKJKCYBOYXKC-UHFFFAOYSA-N nonaoxidotritungsten Chemical compound O=[W]1(=O)O[W](=O)(=O)O[W](=O)(=O)O1 QGLKJKCYBOYXKC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- PQQKPALAQIIWST-UHFFFAOYSA-N oxomolybdenum Chemical compound [Mo]=O PQQKPALAQIIWST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 229910001930 tungsten oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009489 vacuum treatment Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/56—Manufacture of steel by other methods
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0006—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
- C21B13/0013—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state introduction of iron oxide into a bath of molten iron containing a carbon reductant
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Abstract
Description
Vynález se týká způsobu přímé redukce práškového kysličníku kovu, dmýchaného v suspenzi s nosným plynem zdola do roztavené lázně v konvertoru dmyšní trubicí procházející vyzdívkou konvertoru.The invention relates to a process for the direct reduction of a metal oxide powder blown in suspension with a carrier gas from below into a molten bath in the converter through a lance passing through the converter lining.
Existují četné metalurgické postupy, při kterých se do roztaveného kovu přivádí jedna nebo ' dvě fáze, jež jsou emulgované a dispergované v tekuté fázi. Jednou z oblastí, kde jsou tyto postupy obzvláště důležité, je tzv. emulzní metalurgie. Postupy tohoto typu využívají přímého styku mezi roztaveným kovem, tuhými látkami a plynem v plně dispergované soustavě a hodí se zejména pro výrobu a rafinaci železa a oceli. Postupy, při kterých se suspenze prášků v tekuté fázi zavádějí pod hladinu roztaveného kovu, skýtají větší reakční plochy oproti způsobům, při kterých se činidlo přivádí na hladinu roztaveného kovu.There are numerous metallurgical processes in which one or two phases are introduced into the molten metal, which are emulsified and dispersed in the liquid phase. One area where these processes are particularly important is so-called emulsion metallurgy. Processes of this type utilize direct contact between molten metal, solids and gas in a fully dispersed system and are particularly suitable for the production and refining of iron and steel. Processes in which the suspensions of powders in the liquid phase are introduced below the level of the molten metal provide greater reaction areas compared to methods in which the reagent is brought to the level of the molten metal.
Při redukci práškových kysličníků kovů, to znamená redukci práškových kysličníků železa pro výrobu surového železa a/nebo pro účely oduhličení, je jedním z největších problémů udržování teploty roztavené lázně, protože dmýchání práškového kysličníku kovu a reakce mezi kysličníkem a redukčních činidel, obvykle uhlíkem, způsobují značný pokles teploty roztaveného kovu. Je samozřejmě možné a bylo již navrženo vyřešit tento problém tím, že se použije reaktorů ve tvaru konvenčních obloukových pecí. Běžné obloukové pece však nevyužívají přiváděnou elektrickou energii s dostatečnou účinností. Bylo jíž také navrženo ohřívat celé množství zpracovávaného kovu v reakční nádobě vytápěné indukčním ohřevem, kde se využívá elektrické energie mnohem účinněji než v elektrické obloukové peci. Indukční ohřev celého obsahu konvertoru by však vyžadoval kapitálové investice takového rozsahu, že by byly· v průmyslovém měřítku neúnosné. Mimoto k poměrně vysoké elektrické účinnosti reaktorů s indukčním ohřevem musí mít reaktor tenkou vyzdívku. Tenká vyzdívka reakční nádoby však není z praktických důvodů žádoucí, protože je nebezpečí, že se během provozu reaktoru poškodí. Když se naproti tomu tloušťka vyzdívky zvětší, ztrácí se vysoká elektrická účinnost.In the reduction of powdered metal oxides, i.e. the reduction of powdered iron oxides for the production of pig iron and / or for decarburization, one of the greatest problems is maintaining the temperature of the molten bath because the blowing of powdered metal oxide and reactions between the oxide and reducing agents, usually carbon a considerable drop in the temperature of the molten metal. It is of course possible and has already been proposed to solve this problem by using reactors in the form of conventional arc furnaces. However, conventional arc furnaces do not use the supplied electrical energy with sufficient efficiency. It has also been proposed to heat the entire amount of metal to be treated in a reaction vessel heated by induction heating, where electric energy is used more efficiently than in an electric arc furnace. However, the induction heating of the entire converter content would require capital investments to the extent that they would be unbearable on an industrial scale. In addition to the relatively high electrical efficiency of the induction heating reactors, the reactor must have a thin lining. However, the thin lining of the reaction vessel is not desirable for practical reasons, as there is a risk of damage to the reactor during operation. On the other hand, when the thickness of the lining increases, high electrical efficiency is lost.
K využití výhod indukčního ohřevu bylo navrženo ohřívat část roztavené lázně v topné zóně s tenkou vyzdívkou, která je celá obklopena indukčními topnými závity a ústí do konvertoru pod povrchem roztavené lázně během provozu. V topné zóně se poměrně malý zlomek z celkového množství roztavené lázně v konvertoru zahřívá na teplotu ležící dostatečně vysoko nad teplotou hlavní části roztavené lázně, aby vznikl dostatečný teplotní gradient k udržování nebo zvýšení teploty celé kovové lázně v konvertoru na požadovanou hodnotu.To take advantage of induction heating, it has been proposed to heat a portion of the molten bath in a thin lining heating zone that is completely surrounded by induction heating threads and opens into a converter below the molten bath surface during operation. In the heating zone, a relatively small fraction of the total amount of molten bath in the converter is heated to a temperature well above the temperature of the main portion of the molten bath to produce a sufficient temperature gradient to maintain or raise the temperature of the entire metal bath in the converter.
Při dmýchání suspenze práškového kysličníku kovu v nosném plynu zdola do konvertoru je nebezpečí, že dmýchaná suspenze vnikne do topné zeny, ochladí její obsah a nepříznivě ovlivní výměnu tepla mezi horkou kovovou, lázní z topné zóny a chladnější kovovou lázní v konvertoru. Účelem vynálezu je odstranit tuto nevýhodu.When blowing a powdered metal oxide slurry in the carrier gas from below into the converter, there is a risk that the blown slurry will enter the heating wall, cool its contents and adversely affect the heat exchange between the hot metal, hot zone bath and the colder metal bath in the converter. The purpose of the invention is to overcome this disadvantage.
Děje se tak způsobem přímé redukce práškového kysličníku kovu, dmýchaného v suspenzi s nosným plynem zdola do roztavené lázně v konvertoru dmyšní trubicí procházející vyzdívkou konvertoru, přičemž část roztavené lázně se odvádí z konvertoru a ohřívá se v ní indukčním ohřevem na teplotu udržující mezi obsahem konvertoru a obsahem topné zóny teplotní gradient podle vynálezu. Podstata vynálezu spočívá v tom, že suspenze práškového kysličníku kovu v nosném plynu se dmýchá do konvertoru mimo ústí topné zóny.This is done by direct reduction of the metal oxide powder blown in suspension with the carrier gas from below into the molten bath in the converter through the lance passing through the converter lining, part of the molten bath being removed from the converter and heated by induction heating to temperature zone according to the invention. SUMMARY OF THE INVENTION The principle of the invention is that a suspension of powdered metal oxide in the carrier gas is blown into the converter outside the mouth of the heating zone.
Částice pevného kysličníku kovu unášené v suspenzí vyvolávají, aniž by vstupovaly do topné zóny, rychlý pohyb teplejšího kovu od ústí topné zóny do všech částí roztavené lázně v konvertoru a tedy účinný průběh redukce při správné teplotě. Účinné odvádění horkého kovu od ústí topné zóny odstraňuje- nebo alespoň podstatně snižuje nebezpečí zamrznutí roztaveného kovu v okolí dmyšní trubice.The solid metal oxide particles entrained in the slurry cause, without entering the heating zone, a rapid movement of the warmer metal from the heating zone mouth to all parts of the molten bath in the converter and thus an effective reduction at the correct temperature. The effective removal of the hot metal from the mouth of the heating zone eliminates or at least substantially reduces the risk of the molten metal freezing around the lance.
Topná zóna je tvořena kanálem, který ústí do konvertoru dvěma otvory v jeho stěně nebo· , v jeho· dnu, přičemž oba otvory kanálu procházejí stěnou nebo dnem konvertoru ve stejné výši. Je možné pracovat s více než jedním kanálem nebo naopak použít jako topné zóny jednoduché protáhlé části hlavního- tělesa konvertoru, která je spojená s vnitřkem konvertoru jediným průchodem. Ať je přesný tvar topné zóny jakýkoliv, má být úplně obklopena topným indukčním vinutím.The heating zone is formed by a channel opening into the converter through two openings in its wall or in its bottom, both openings of the channel passing through the wall or bottom of the converter at the same level. It is possible to work with more than one channel or, on the contrary, to use as a heating zone a simple elongated part of the converter main body which is connected to the converter interior in a single pass. Whatever the exact shape of the heating zone, it should be completely surrounded by the heating induction winding.
Konvertor a topné zařízení může být konstruováno běžným způsobem- a může mít obvyklé · rozměry. To ' znamená, že · konvertor má dostatečně -silnou vyzdívku, -aby - vydržela velké namáhání- během provozu - a dostatečnou velkou - výšku - nad. hladinou ·roztavené lázně, aby se kov ' · mohl rozstřikovat a struska · a kov · pěnit. Volná · .výška nad hladinou tekuté · lázně · ' má být nejméně rovná hloubce taveniny během · provozu. · Topná zóna je připojena ke konvertoru v takové · poloze, že při sklopení konvertoru a vypouštění roztavené lázně nedochází k současnému vyprázdnění roztaveného kovu z topné zóny. Topný kanál může být konstruován podle návrhu, který byl obecně popsán v publikaci „Elektrougnar och Induktlva Omrorare,“ kapitola 5, 1969, autor Ingve Sundberg, Ugnehyran, ASEA, VasterSs, Švédsko.The converter and the heating device can be constructed in a conventional manner and can have the usual dimensions. This means that the converter has a sufficiently-strong lining-to withstand high stress-during operation -and a sufficiently large-height-above. the surface of the molten bath so that the metal can splash and slag and the metal foam. The free height above the surface of the liquid bath should be at least equal to the depth of the melt during operation. The heating zone is connected to the converter in such a position that when the converter is tilted and the molten bath is drained, the molten metal is not emptied simultaneously from the heating zone. The heating duct may be constructed according to the design generally described in "Elektrougnar och Induktlva Omrorare," Chapter 5, 1969, by Ingve Sundberg, Ugnehyran, ASEA, VasterSs, Sweden.
Způsobu podle vynálezu lze použít například pro přímou redukci práškových koncentrovaných kysličníkových rud uhlíkem na surové železo anebo ocel. Způsob podle vynálezu je rovněž použitelný pro výrobu velmi jakostní oceli, přičemž kysličníkem nemusí být kysličník železa, nýbrž alespoň částečně kysličníky jiných kovů, které lze redukovat uhlíkem na kov, přičemž tyto kovy slouží jako legující prvky přidávané do vyráběné oceli. Způsobu podle vynálezu lze využít v nějrůžnějších vzájemně odlehlých oblastech metalurgie, to znamená nejen v metalurgii železa, nýbrž i v metalurgii jiných kovů. Vynález umožňuje1 použití nejlevnějších surovin pro výrobu vysoce jakostní oceli nebo pro výrobu velmi čistých ocelí, které se podle dosavadního· stavu techniky vyrábějí v kyselých martinských pecích nebo elektrostruskovým přetavováním. Způsob podle vynálezu. lze s výhodou aplikovat na výrobu nástrojových ocelí, rychlořezných ocelí, martenzitických chromových ocelí, ložiskových ocelí, niklových ocelí pro kryogenické účely a křemíkových ocelí pro elektrotechnické účely. Dokonce je možné využít výhod způsobu podle vynálezu ve všech fázích výroby nerezavějících ocelí od redukce železné a chromové rudy až do konečného oduhličení taveniny. Kromě toho lze způsob podle vynálezu kombinovat jinými postupy než je redukce kysličníků kovů, prováděnými v konvertoru nebo v jiných reakčních nádobách. Posléze zmíněný případ znamená, že redukční způsob podle vynálezu může představovat jeden stupeň ve dvoustupňovém nebo několikastupňovém postupu.The process according to the invention can be used, for example, to directly reduce powdered concentrated oxide ores by carbon to pig iron or steel. The process according to the invention is also applicable to the production of high-grade steel, where the oxide does not have to be iron oxide but at least partly oxides of other metals which can be reduced by carbon to metal, these metals being alloying elements added to the steel being produced. The process according to the invention can be used in a wide variety of mutually remote areas of metallurgy, i.e. not only in iron metallurgy but also in metallurgy of other metals. The invention allows one the use of the cheapest raw material for producing high-quality steel or for the production of highly pure steel which is prior art · produce acidic hearth furnaces or electroslag remelting. The method of the invention. can be advantageously applied to the production of tool steels, high-speed steels, martensitic chromium steels, bearing steels, nickel steels for cryogenic purposes and silicon steels for electrical purposes. It is even possible to take advantage of the process according to the invention in all stages of the production of stainless steels from the reduction of iron and chromium ore to the final decarburization of the melt. In addition, the process of the invention may be combined by methods other than reduction of metal oxides carried out in a converter or other reaction vessel. The latter case means that the reduction process according to the invention may represent one stage in a two-stage or multi-stage process.
Vynález bude vysvětlen v souvislosti s výkresy, kde značí obr. 1 svislý řez konvertorem. к provádění způsobu podle vynálezu, obrázek 2 řez vedený v rovině II—II konvertorem z obr. 1, obr, 3 diagraih znázorňující výrobu nelegované oceli způsobem podle vynálezu, obr. 4 diagram vysvětlující schematicky výrobu nástrojové oceli s obsahem chrómu a obr. 5 diagram znázorňující schematicky výrobu nízkolegované nástrojové oceli obsahující chrom a wolfram.BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS The invention will be explained with reference to the drawings, in which FIG. FIG. 2 is a cross-sectional view taken along line II-II of the converter of FIG. 1; FIG. 3 is a diagram illustrating the production of non-alloy steel by the method of the invention; FIG. 4 diagrammatically illustrating the production of chromium-containing tool steel; showing schematically the production of low alloy tool steel containing chromium and tungsten.
Vynález bude nejprve vysvětlen podrobněji v souvislosti š obr. 1 a 2,The invention will first be explained in more detail with reference to FIGS. 1 and 2,
Konvertoy 1 má postranní stěny 6, na které navazují šikuié, opačně skloněné úseky 7a, 7b .dna 7». spojené skloněným středním úsekem 7e. Konvertor 1 je tvořen ocelovým pláštěm 2, který má uvnitř žáruvzdornou vyzdívku; 3 dostatečné tloušťky, aby vydržela namáhání během provozu. Nosnéhřídele 4 jsou uloženy; v neznázorněných ložiskách tak, že konvertor í lze sklápět kolem osy procházející nosnými hřídeli 4.:The converters 1 have side walls 6, to which adjoining inclined sections 7a, 7b, 7d, 7 adjoin. connected by the inclined middle section 7e. The converter 1 consists of a steel jacket 2 having a refractory lining therein; 3 of sufficient thickness to withstand stresses during operation. Support shafts 4 are mounted; in bearings not shown so that the converter 1 can be tilted about an axis passing through the axles 4:
Na dolním konci šikmého úseku 7a dna 7 je umístěn kanál 8 a žáruvzdorná vyzdívka 3 je Odstraněna, .takže vzniká mírně kuželováprohlubeň 5. Kanál 8 tvoří topnou zónu mezi dyěma otvory 9, 10, které, ústí do vnitřku konvertoru 1 ve stejné výšce prohlubně 5. Kanál 8 je obklopen indukčním vinutím. 12, které vyhřívá jeho obsah, a má neznázorněnou žáruvzdornou vyzdívku, která je chlazena vodou a je podstatně tenčí než vyzdívka 3 pláště 2, čímž je zajištěna vysoká topná účinnost indukčního vinutí 12.A channel 8 is located at the lower end of the inclined section 7a of the bottom 7 and the refractory lining 3 is removed, so that a slightly conical recess 5 is formed. The channel 8 forms a heating zone between the vents 9, 10 which opens into the converter 1 at the same height Channel 8 is surrounded by an inductive winding. 12 which heats its contents and has a refractory lining (not shown) which is water-cooled and substantially thinner than the liner 3 of the casing 2, thereby ensuring a high heating efficiency of the induction winding 12.
V šikmém úseku 7b dna 7 proti kanálu 8 je kolmo vsazena dmyšní trubice 14, která směřuje. к protilehlému, šikmému;, úseku 7a, v němž je prohlubeň: 5. Konvertor T má nad hladinou roztaveného kovu volnou výšku 18, aby se kov a struska mohly rozstřikovat a pěnit, což je během metalurgických reakcí nevyhnutelné. Podle provedení znázorněného na obr. 1 je volná výška 18 asi dvojnásobkem hloubky roztaveného kovu. Nad předpokládanou hladinou strusky je na téže straně jako kanál 8 umístěn odpichový otvor 15, uzavřený hradítkem 16, pokud je konvertor 1 v provozu. V horní části konvertoru 1 je zavážecí otvor 17.In the inclined section 7b of the bottom 7 opposite the channel 8, a lance 14 is directed perpendicularly. 5. The converter T has a free height 18 above the level of the molten metal, so that the metal and slag can splash and foam, which is inevitable during metallurgical reactions. According to the embodiment shown in Fig. 1, the free height 18 is about twice the depth of the molten metal. Above the presumed slag level, a tap hole 15 is closed on the same side as the channel 8, closed by a damper 16 when the converter 1 is in operation. At the top of the converter 1 there is a charging opening 17.
Neznázorněné dávkovači zařízení udržuje ve vznosu práškový kysličník kovu, který se má zavádět do konvertoru, a suspenze kovu je pak unášena nosným plynem a fluidizačním plynem do dmyšní trubice 14. Fluidizační plyn může být stejný jako nosný plyn nebo může být tvořen jiným plynem. Rovněž je možné použít dávkovačích zařízení, v nichž všechen nosný plyn slouží к uvádění práškového kysličníku kovu do vznosu.The dosing device (not shown) keeps powdered metal oxide to be introduced into the converter, and the metal suspension is then carried by the carrier gas and the fluidizing gas to the lance 14. The fluidizing gas may be the same as the carrier gas or may be formed by another gas. It is also possible to use metering devices in which all of the carrier gas serves to release the powdered metal oxide.
Třebaže shora popsané zařízení má jedinou topnou zónu, je možné, vytvořit konvertor s více než jednou zónou typu znázorněného na obr. 1 a 2. Není rovněž nezbytné, aby indukční topná zóna měla tvar kanálu 8 se dvěma otvory 9, 10 ve stěně konvertoru 1; místo toho, může mít protáhlý tvar s jediným otvorem ve stěně konvertoru 1. Rovněž je možné upravit více než jednu dmyšní trubici ve stěně nebo dnu konvertoru v kombinaci s jedním nebo několika kanály, které jsou s výhodou umístěny proti dmyšním trubicím, přičemž vždycky alespoň jedna dmyšní trubice směřuje ke každému: z kanálů končících ve stěně nebo ve dnu konvertoru. Normálně je kanál 8 neustále naplněn roztavenou lázní, která se udržuje v roztaveném stavu mezi jednotlivými, postupy, což znamená, že se kanál 8 během vypouštění roztaveného kovu odpichovým otvorem 15 nevyprazdňuje.Although the apparatus described above has a single heating zone, it is possible to provide a converter with more than one zone of the type shown in Figures 1 and 2. It is also not necessary that the induction heating zone be channel-shaped with two holes 9, 10 in the converter wall ; instead, it may have an elongated shape with a single opening in the wall of the converter 1. It is also possible to provide more than one lance in the wall or bottom of the converter in combination with one or more channels preferably located opposite the lance, always at least one the lance is directed to each of the channels ending in the wall or bottom of the converter. Normally, the channel 8 is constantly filled with a molten bath, which is kept in a molten state between the processes, meaning that the channel 8 is not emptied through the tap hole 15 during discharge of the molten metal.
Typický sled postupů při provádění způsobu podle vynálezu je tento: nejprve se do konvertoru 1 vpustí zavážecím otvorem 17 přiměřené množství roztaveného kovu. Teplota kovu se měří, a pokud je to zapotřebí pro žádanou redukci, zvyšuje se nastavováním příkonu elektrické energie do indukčního vinutí 12. Když lázeň dosáhne potřebné teploty, dmyšní trubicí. 14 se dmýchá suspenze práškového kysličníku kovu. Nejprve se samozřejmě suspenze připraví. v dávkovači a vede do dmyšní trubice neznázorněným potrubím. Dmyšní trubice 14 směřuje na protilehlý úsek 7a dna 7, kde je umístěn kanál 8, což v kombinaci s přiměřenou rychlostí dmýchání umožňuje rychlé nahrazování horkého kovu v prohlubní 5 a tedy v o<blasti koilemOtvoÍrů:9,10 kanálu 8, aniž by pevné, kysličníkové. částice z dmyšní trubice vnikaly do kanálu 8. Teplejší kov z prohlubně 5 kolem konců kanálu 8 je rychle nahrazován chladnějším kovem z ostatních částí roztavené lázně v konvertoru 1, čímž se zlepšuje výměna tep' la mezi kanálem 8 a roztavenou lázní. Kromě toho se kysličník kovu, dmýchaný:dmyšr ní trubicí 14, společně s horkým kovem z kanálu 8 rovnoměrně a rychle rozděluje v roz tavené lázni, což je důležité z hlediska kinetíky redukčního postupu a umožňuje, aby redukce probíhala reakcí mezi kysličníkem kovu a redukčním činidlem ve všech místech koiivertoru 1 při správné teplotě. Další výhodou interakce mezi horkým kovem z kanálu. 8 a suspenzí dmýchanou dmyšní trubicí 14 je to, že kov z kanálu 8 zabraňuje zamrznutí ústí dmyšní trubice 14> zatímco chladicí účinek dmychané suspenze chrání vyzdívku prohlubně 5, takže vyzdívka v oblasti otvorů 9, 10 kanálu 8 se příliš rychle nezničí.A typical sequence of processes for carrying out the process of the invention is as follows: first a suitable amount of molten metal is introduced into the converter 1 through the feed opening 17. The temperature of the metal is measured, and if necessary for the desired reduction, it is increased by adjusting the power input to the induction winding 12. When the bath reaches the required temperature, the lance. 14, a powdered metal oxide slurry is blown. First, of course, the suspension is prepared. in the dispenser and leads into the lance through a pipe (not shown). The lance 14 is directed to the opposite section 7a of the bottom 7 where the channel 8 is located, which, in combination with an adequate blow rate, allows the hot metal to be rapidly replaced in the recess 5 and hence within the openings 9.10 channel 8 without solid oxide. . the lances of the lance entered the channel 8. The warmer metal from the depression 5 around the ends of the channel 8 is rapidly replaced by the cooler metal from the other parts of the molten bath in the converter 1, thereby improving heat exchange between the channel 8 and the molten bath. In addition, the metal oxide blown through the lance 14 together with the hot metal from the channel 8 is distributed evenly and rapidly in the molten bath, which is important for the kinetic of the reduction process and allows the reduction to take place between the metal oxide and the reducing agent. at all locations of coiivertor 1 at the correct temperature. Another advantage of the interaction between the hot metal from the channel. 8 and the slurry through the lance 14 is that the metal from the channel 8 prevents the mouth of the lance 14 from freezing, while the cooling effect of the lance protects the lining of the depression 5 so that the lining in the area of the openings 9, 10 of channel 8 does not destroy too quickly.
Redukčním činidlem, kterého se obvykle používá při redukčním postupu, bývá uhlík. Uhlík může být rozpuštěn od počátku v roztavené lázni konvertoru nebo se může postupně přidávat během zpracování. Například uhlík ve formě práškového uhlí se může smíchat s práškovým kysličníkem kovu a dmýchat spolu s kysličníkem dmyšní trubicí, anebo se může zavádět na roztavený kov shora.The reducing agent typically used in the reduction process is carbon. The carbon may be dissolved from the beginning in the molten converter bath or added gradually during processing. For example, carbon in the form of pulverized coal may be mixed with powdered metal oxide and blown with the lance, or may be introduced onto the molten metal from above.
Když je redukce skončena, přeruší se dmýchání práškového kysličníku kovu, a po nastavení a úpravě chemického složení kovu se konvertor 1 skloní tak, že kov vyteče odpichovým otvorem 15. Před odpichem se obvykle odstraňuje struska otvorem 17, přičemž její odstraňování se podrobuje neustálým dmýcháním vzduchu nebo jiného plynu dmyšní . trubicí 14. Roztavený kov obvykle zůstává v kanálu 8 a v prostoru prohlubně 5, takže otvory 9, 10 kanálu 8 jsou propojeny a vzniká uzavřená smyčka. Před odpichem lze roztavený kov rafinovat zpracováním ve vakuu při současném dmýchání práškového kysličníku kovu dmyšní trubicí 14. Případně lze provádět další zpracování včetně rafinačních postupů.When the reduction is complete, the blowing of the powdered metal oxide is discontinued, and after adjusting and adjusting the chemical composition of the metal, the converter 1 is inclined so that the metal flows out through the tap hole 15. Prior to tapping, the slag is usually removed through the aperture 17. or other lance gas. The molten metal usually remains in the channel 8 and in the space of the depression 5, so that the openings 9, 10 of the channel 8 are interconnected to form a closed loop. Prior to tapping, the molten metal can be refined by vacuum treatment while blowing the metal powdered powder through the lance 14. Further processing can be performed, including refining processes.
Vynález bude vysvětlen na několika příkladech. ' 'The invention will be explained in several examples. ''
Příklad 1Example 1
Výroba surového železaManufacture of pig iron
Přímá redukce Železné rudy se dá provádět metalurgickým postupem podle vynálezu po vsázkách nebo kontinuálně. Přímá redukce po vsázkách může být prováděna v konvertoru popsaném v souvislosti s obr. 1 a 2. Postup může například probíhat tímto způsobem: Konvertor se nejprve naplní výchozí taveninou, s výhodou roztaveným surovým železem. Lze rovněž použít roztavené oceli. Výhodně však má roztavený kov být bohatý na uhlík, což znamená, že má obsahovat alespoň 3 hmot. % uhlíku, aby teplota liquldu byla nízká, což je předpokladem pro nízkou redukční teplotu, jež opět zajišťuje malé opotřebení vyzdívky. Množství výchozí taveniny je dáno rozměry konvertoru, poněvadž výchozí tavenina má mít dostatečnou hloubku, aby redukční pochody mohly probíhat.Direct reduction of the iron ore can be carried out batchwise or continuously by the metallurgical process according to the invention. Direct reduction by batch may be carried out in the converter described in connection with FIGS. 1 and 2. For example, the process may be carried out as follows: The converter is first filled with a starting melt, preferably molten pig iron. Molten steel may also be used. Preferably, however, the molten metal should be carbon rich, which means that it should contain at least 3 wt. % carbon to keep the temperature of the liquld low, which is a prerequisite for a low reducing temperature, which again ensures low wear of the lining. The amount of starting melt is determined by the dimensions of the converter, since the starting melt should be of sufficient depth to allow the reduction processes to proceed.
Vlastní redukční pochod začíná dmýchá ním práškového koncentrátu železné rudy do roztaveného kovu v konvertoru 1 dmyšní trubicí 14 pomocí nosného plynu. Shora lze do konvertoru 1 přivádět přídavnou železnou rudu ve formě aglomerátu, například jako pelety. Postupně se do roztaveného kovu přidává také uhlík ve stechiometrickém množství tak, aby v případě zpracování hematitu probíhala tato reakceThe actual reduction process begins by blowing the iron ore powder concentrate into the molten metal in the converter 1 through the lance 14 using a carrier gas. An additional iron ore in the form of an agglomerate, for example, as pellets, can be fed to the converter 1 from above. The stoichiometric amount of carbon is also gradually added to the molten metal so that the reaction occurs in the case of hematite treatment
Fe2Oi+ 3C-*2Fe(1) + 3CO(g>Fe2O1 + 3C- * 2Fe (1) + 3CO (g >
(1) a v případě magnetitu reakce(1) and, in the case of magnetite, the reaction
FEsO4+'4C->3Fe(1) + 4CO<g) (2)FEsO4 + 4C-> 3Fe (1) + 4CO ( g ) (2)
Lze použít také směsí různých rud, přičemž uhlík se v tomto případě přidává ve stechiometrickém poměru vzhledem ke koncentrátu, takže redukcí se uvolňuje veškeré železo v kombinovaném koncentrátu.Mixtures of different ores may also be used, in which case the carbon is added in a stoichiometric ratio with respect to the concentrate, so that the reduction releases all the iron in the combined concentrate.
Uhlík lze zavádět do konvertoru 1 ve formě pevného uhlíkatého materiálu, například grafitu, uhelných produktů — antracitu a dřevěného uhlí nebo koksu, avšak i ve formě hořlavých uhlíkatých sloučenin jako je palivový olej nebo plynné uhlovodíky. Výhodně se však přivádí ve formě uhlí a nejvýhodněji ve formě koksu. Uhlí lze do konvertoru 1 přidávat shora. Rovněž je však možné je zavádět dó lázně jednou nebo několika oddělenými neznázórhěnýmí dmyšními trubicemi. Výhodně se však směs jemného práškového koncentrátů a jemně rozemletého uhlíkatého materiálu připraví předem, přičemž má obsahovaťaléspoň-šťečhíónietrlóká množství uhlíku á rúďy pro' průběh rédukčiií reakce. Smícháním rudy a uhlí předem se Odstraní problémy spojené s regulací. Směs se dmýčhá do roztavené lázně'pomocí nosného plynu ďmýšní trubicí 14. Přídavnou rudu a uhlík lze přivádět do konvertoru 1 rovněž shora.The carbon can be introduced into the converter 1 in the form of a solid carbonaceous material, for example graphite, coal products - anthracite and charcoal or coke, but also in the form of flammable carbonaceous compounds such as fuel oil or gaseous hydrocarbons. However, it is preferably supplied in the form of coal and most preferably in the form of coke. Coal can be added to converter 1 from above. However, it is also possible to introduce them into the bath through one or more separate, not shown, lances. Preferably, however, a mixture of the fine powder concentrates and the finely ground carbonaceous material is prepared beforehand, having a low carbon monoxide content for the reduction reactions. Mixing the ore and coal beforehand eliminates control problems. The mixture is blown into the molten bath by means of the carrier gas through the lance 14. Additional ore and carbon can also be fed to the converter 1 from above.
Z ekonomických důvodů še jako nosného plynu к provádění redukčního pochodu nejvýhodněji používá vzduchu. Vyžaduje to ovšem další přísadu uhlíku, která odpovídá množství kyslíku přiváděného vzduchem. Místo vzduchu lze použít redukčních plynů, například určitých uhlovodíků, nebo netečných plynů jako je argon. Vzduchu se však dává přednost.For economic reasons, it is most advantageous to use air as the carrier gas for the reduction process. However, this requires an additional carbon additive which corresponds to the amount of oxygen supplied by the air. Instead of air, reducing gases such as certain hydrocarbons or inert gases such as argon may be used. However, air is preferred.
Při redukci se spotřebuje velké množství tepelné energie z roztavené lázně v konvertoru 1. Z tohoto důvodu je nebezpečí velmi rychlého poklesu teploty ve hmotě roztaveného kovu. Teplta se udržuje prakticky konstantní po celou dobu redukčního postupu tím, že se přivádí dostatečné množství elektrické energie do indukčního vinutí 12 obklopujícího kanál 8. Teplejší kov z kanálu 8 je „vyčerpáván“ do prohlubně 5, odkud proudí spolu s materiálem zaváděným dmyšní trubicí 14 do všech míst konvertoru 1. Následkem toho probíhá redukce v celé hmotě roz213219 tavené lázně při žádané teplotě. Teplota se s. výhodou udržuje na úrovni ležící těsné, nad teplotou liquidu kovu v konvertoru 1, zejména v rozmezí mezi teplotou liquidu a 2.00 “C nad touto teplotou. liquidu, s výhodou. nejvýše 100 °C nad teplotou liquidu; dosahuje se toho nastavováním příkonu elektrické energie do indukčního vinutí 12. Dmýchání koncentrátu a uhlí pokračuje tak dlouho, až se získá žádané množství železa. Potom lze roztavený kov podle druhu vyzdívky rafinovat a. zbavit síry dmýcháním kysličníku vápenatého nebo· jiných odsiřovacích činidel Stejnou dmyšní trubicí 14, která předtím sloužila ke dmýchání směsi. rudy a uhlí. Před litím se teplota roztaveného, kovu zvýší na licí teplotu zvětšením příkonu do. indukčního vinutí 12 obklopujícího, kanál. 8.The reduction consumes a large amount of thermal energy from the molten bath in the converter 1. For this reason, there is a danger of a very rapid temperature drop in the molten metal mass. The temperature is kept practically constant throughout the reduction process by supplying sufficient electrical energy to the induction winding 12 surrounding the channel 8. The warmer metal from the channel 8 is "pumped" to the depression 5, from where it flows along with the material introduced into the lance 14 into Consequently, the reduction in the whole mass of the molten bath takes place at the desired temperature. The temperature is preferably maintained at a level lying close to the temperature of the metal liquid in the converter 1, in particular in the range between the temperature of the liquid and 2.00 ° C above this temperature. liquid, preferably. not more than 100 ° C above the liquidus temperature; this is achieved by adjusting the power input to the induction winding 12. Blowing of the concentrate and coal continues until the desired amount of iron is obtained. Thereafter, the molten metal can be refined according to the type of lining and can be sulfur-free by blowing calcium oxide or other desulfurizing agents through the same lance 14 which previously served to blow the mixture. ore and coal. Prior to casting, the temperature of the molten metal is raised to the casting temperature by increasing the power input to. an induction winding 12 surrounding the channel. 8.
Příklad 2Example 2
Výroba nelegovaných o-celíManufacture of non-alloy steel
Při výrobě nelegovaných ocelí způsobem podle vynálezu se konvertor 1 nejprve naplní dostatečným množstvím·' roztaveného surového železa. Alternativně se vyrobí. v konvertoru shora uvedeným způsobem dostatečné množství surového železa. Teplota· roztaveného kovu se pak zvýší asi na 1 500- °C pomocí indukčního vinutí 12 obklopujícího kanál 8. Potom se začne dmyšní trubicí 14 dmýchat prášková železná ruda unášená vzduchem. Během první fáze dmýchání se okysličuje křemík a mangan. V závislosti na teplotě taveniny se současně odstraňuje i určité množství uhlíku. Po. skončeném okysličení křemíku a manganu se z hladiny roztaveného· kovu odstraní struska, načež může, začít odstraňování uhlíku. S výhodou v jediném stupni se obsah uhlíku v tavenině sníží na žádanou hodnotu pomocí práškového kysličníku železa, který se dmýchá dmyšní trubicí 14. Nosným plynem je obvykle. vzduch. jakmile se . dosáhne žádaného obsahu. uhlíku v tavenině, začne se místo vzduchu. dmýchat argon a přidávají. se legovací přísady, obvykle shora. Argonu se používá pouze k ' rychlé homogenizaci taveniny. Během ' oduhličení se teplota udržuje na žádoucí hodnotě regulací příkonu indukčního vinutí 12. Poněvadž teplota. liquidu kovu závisí na obsahu uhlíku v roztavené slitině železa . a uhlíku, má. se. teplota postupně zvyšovat vhodnou regulací příkonu do. indukčního vinutí 12 tak, aby se udržovala. mezi teplotou liquidu. a 200 °C nad teplotou liquidu, s výhodou mezi teplotou liquidu a 100? nad ní.In the production of non-alloy steels by the process according to the invention, the converter 1 is initially filled with a sufficient quantity of molten pig iron. Alternatively, they are produced. a sufficient amount of pig iron in the above process. The temperature of the molten metal is then raised to about 1500 ° C by means of an induction winding 12 surrounding the channel 8. Thereafter, powdered iron ore entrained in the air is blown through the lance 14. During the first blowing phase, silicon and manganese are oxidized. Depending on the melt temperature, some carbon is also removed. After. At the end of the oxidation of silicon and manganese, the slag is removed from the molten metal level and carbon removal can begin. Preferably, in a single stage, the carbon content of the melt is reduced to a desired value by the use of iron oxide powder, which is blown through the lance 14. The carrier gas is usually. air. as soon as. reaches the desired content. of carbon in the melt, starting instead of air. Blow argon and add. with alloying ingredients, usually from above. Argon is used only for rapid melt homogenization. During decarburization, the temperature is maintained at the desired value by controlling the power input of the induction winding 12. Because the temperature. The metal liquid content depends on the carbon content of the molten iron alloy. and carbon, it has. se. temperature gradually increase by appropriate regulation of power input to. the induction winding 12 so as to be maintained. between the liquidus temperature. and 200 ° C above the liquidus temperature, preferably between liquidus temperature and 100 ° C. above her.
Konvertoru 1 podle. obr. 1 a 2 lze rovněž použít k roztavení šrotu při výrobě. oceli. je-li. obsah uhlíku po roztavení železného šrotu příliš vysoký, lze přebytek uhlíku odstranit dmýcháním práškového koncentrátu železné rudy, přičemž teplota. taveniny se udržuje nad teplotou liquidu pomocí indukčního ohřevu.Converter 1 by. 1 and 2 can also be used to melt scrap in production. steel. if it is. the carbon content after melting the scrap iron too high, the excess carbon can be removed by blowing the iron ore powder concentrate at a temperature. The melt is maintained above the liquidus temperature by induction heating.
Obr. 3 znázorňuje oduhličení surového že leza. způsobem podle vynálezu. Konvertor z obr. i a. 2 byl naplněn množstvím asi 4,5 t roztaveného surového železa. Prohlubeň 5 a kanál 8 obsahovaly před naplněním konvertoru 800 kg roztavené oceli. Smíchaný roztavený kov·, měl' přibližně následující hmotnostní složení: 3,8 % uhlíku, . 1,4 % křemíku, 03 % manganu, zbytek. želelo a náhodné nečistoty. Dmyšní trubicí 14 byla do konvertoru 1 dmýcbána suspenze koncentrátu magnetitové rudy, tj. kysličník železnato-železitý. V roztaveném, surovém železe v konvertoru 1 bylo tímto způsobem emulgováno· asi 1000· kg kysličníku železnato-železitého. V diagramu . na obr. 3 znázorňuje křivka I množství koncentrátu dmychané během této fáze. Křivka teploty ukazuje, jak byla teplota roztaveného kovu zvyšována během, dmýchání z hodnoty 1480 °C na 1550. °C. Ostatní. křivky znázorňují změny obsahu uhlíku, křemíku a manganu během dmýchání kysličníku· železa.Giant. 3 shows the decarburization of the raw creep. according to the invention. The converter of FIGS. 1 and 2 was charged with about 4.5 tonnes of molten pig iron. The recess 5 and the channel 8 contained 800 kg of molten steel before the converter was filled. The mixed molten metal had approximately the following composition by weight: 3.8% carbon. 1.4% silicon, 03% manganese, residue. grief and random dirt. A slurry of magnetite ore concentrate, i.e. ferric iron oxide, is blown through the lance 14 into the converter 1. Approximately 1000 kg of ferric iron were emulsified in the molten pig iron in converter 1 in this way. In the diagram. in Fig. 3, curve I shows the amount of concentrate blown during this phase. The temperature curve shows how the temperature of the molten metal was increased during the blowing from 1480 ° C to 1550. ° C. Other. the curves show the changes in carbon, silicon and manganese content during the blowing of iron oxide.
Během počáteční fáze, proběhlo okysličení prakticky veškerého· křemíku a. manganu, načež probíhalo hlavně oduhličení. Když bylo do. roztaveného kovu dmýcháním zavedeno 10W kg koncentrátu rudy, poklesl- obsah uhlíku asi na 1,0 %. Koncentrát obsahovat přibližně 90' . %. kysličníku železnato-železit^Éří^Q. Když bylo dosaženo požadovaného obsahu uhlíku, byl shora do roztaveného kovu přidán křemík a mangan a směs byla homogenizována· dmýcháním argonu dmyšní trubicí 14. Součastně se zvyšovala teplota asi na 1800 °C, což j© hodnota vhodná pro odpich.During the initial phase, virtually all of the silicon and manganese were oxygenated, after which the decarburization was mainly carried out. When it was until. molten metal by blowing introduced 10W kg of ore concentrate, the carbon content decreased to about 1.0%. The concentrate will contain approximately 90 '. %. ferric-iron oxide. When the desired carbon content was reached, silicon and manganese were added to the molten metal from above, and the mixture was homogenized by blowing argon through the lance 14. At the same time, the temperature was raised to about 1800 ° C, a tapping value.
Příklad 3Example 3
Výroba legovaných ocelíProduction of alloy steel
Způsobem, podle. vynálezu lze vyrábět cceli o. středním obsahu chrómu, to· znamená s 1 až. 15%. chrómu, a to tímto postupem: nejprve se do konvertoru 1 . podle obr. 1 a 2 zavede roztavené železo bohaté na uhlík. Alternativně lze roztavené železo připravit přímo v konvertoru popsaným způsobem. Teplota roztaveného. kovu se zvýší pomocí indukčního vinutí 12 na hodnotu mezi ' 1800 a 1750 °C, s výhodou mezi 1800 a 1700 °C. Po. dosažení žádané teploty se dmyšní trubicí 14 dmýchá suspenze koncentrátu kysličníkové chromové rudy ve vzduchu. Rudou. je s s výhodou chromit, to znamená kysličník železa a. chrómu. — kysličník chromitoželezitý FeK&C)4, Práškový koncentrát, se rozloží v celém, objemu roztaveného kovu a unáší sebou teplejší. kov z prohlubně 5 kolem otvorů 9,10 kanálu 8.. Během dmýchání chromitu se teplota udržuje. v rozmezí 1600· až 1750 °C, s výhodou. 1800 až 1700. °C, regulací. příkonu indukčního vinutí 12. je-li obsah uhlíku v tavenině dostatečně vysoký, probíhá zleva do prava. následující reakce:The way according to. According to the invention, it is possible to produce a total chromium content, that is to say with from 1 to 10. 15%. using the following procedure: first into converter 1. 1 and 2 introduces molten carbon-rich iron. Alternatively, molten iron can be prepared directly in the converter as described. Melted temperature. The metal is increased by an induction winding 12 to a value between 1800 and 1750 ° C, preferably between 1800 and 1700 ° C. After. to reach the desired temperature, a suspension of the chromium oxide ore concentrate in the air is blown through the lance 14. Red. it is preferably chromite, i.e. iron and chromium oxide. - ferric chromium trioxide FeK & C14, the powder concentrate, decomposes throughout the molten metal volume and entraps the warmer. metal from the recess 5 around the holes 9, 10 of the channel 8. The temperature is maintained during the blowing of the chromite. in the range of 1600 ° to 1750 ° C, preferably. 1800 to 1700 ° C, by regulation. If the carbon content of the melt is sufficiently high, it proceeds from left to right. following reactions:
СГ2О5+ 3C----+ 3C0g (3)СГ2О5 + 3C ---- + 3C0g
Pro· výrobu chromových ocelí střední- tvrdosti způsobem podle vynálezu má být během dmýchání kysličníku chromitého obsah uhlíku alespoň 1 %. - To znamená, že do taveniny se musí přidávat přídavný uhlík, pokud se obsah uhlíku snížil na 1 % dřív, než - se dosáhlo - žádaného' - obsahu chrómu. Je možné přidávat uhlík během - dmýchání kysličníku chromitého, a to buď shora nebo společně s práškovým kysličníkem. Během- redukce - kysličníku chromitého uhlíkem se obsah uhlíku - s výhodou udržuje nad hodnotou 2 %. Jakmile tavenina dosáhne žádaného obsahu chrómu, lze snížit dále obsah uhlíku dmýcháním koncentrátu železné rudy při současném udržování teploty na přibližně konstatní hodnotě.For the production of chromium steels of medium hardness by the process according to the invention, the carbon content should be at least 1% during the blowing of chromium oxide. This means that additional carbon must be added to the melt when the carbon content has been reduced to 1% before the desired chromium content has been reached. It is possible to add carbon while blowing chromium trioxide, either from above or together with powdered oxide. During the reduction of chromium trioxide by carbon, the carbon content is preferably maintained above 2%. Once the melt reaches the desired chromium content, the carbon content can be further reduced by blowing the iron ore concentrate while maintaining the temperature at approximately constant value.
Diagram na obr. 4 schematicky - vysvětluje příklad výroby středně- tvrdé chromové oceli v konvertoru podlé obr. 1 a 2. -Do konvertoruThe diagram in Fig. 4 schematically - explains an example of the production of medium-hard chromium steel in the converter according to Figs. 1 and 2. - To the converter
I se nejprve zavede- surové železo, které se smíchá s roztaveným kovem v kanálu 8 a prohlubni 5, takže vzniklý - smíšený kov má následující hmotnostní - složení: 3,8 % uhlíku, 1,6 % křemíku, 0,8 % manganu, 0,01- % - síry, zbytek železo a - náhodné nečistoty.First, the pig iron is introduced, which is mixed with the molten metal in channel 8 and the depression 5 so that the resulting mixed metal has the following composition by weight: 3.8% carbon, 1.6% silicon, 0.8% manganese, 0.01-% - sulfur, the rest iron and - random impurities.
Teplota - tohoto roztaveného kovu se nejprve zvýší asi na 1650 °C pomocí indukčního vinutí 12. Po dosažení této- teploty se dmyšní - - trubicí- 14 dmýchá asi 1025 kg koncentrátu - chromitu v práškové formě - spolu s - práškovým kysličníkem vápenatým· jako strusko'tvorným - činidlem,- přičemž tyto - složky se .přivádějí jako suspenze ve vzduchu. KřivkaThe temperature of this molten metal is first raised to about 1650 ° C by means of an inductive winding 12. After reaching this temperature, about 1025 kg of the chromite powder concentrate is blown through the tube 14 together with the calcium oxide powder as a slag The constituents are introduced as suspensions in air. Curve
II ná obr. 4 znázorňuje množství koncentrá- tu dmýchaného do roztaveného kovu během této· fáze. Teplota se udržuje v rozmezí 1600 až 175O°C. s výhodou 1600 až 17(Ю°С během celé doby dmýchání chromitu. Dmýchaný prášek obsahoval asi 47 % kysličníku chrol mitého. Dmýchání bylo přerušeno, když obsah uhlíku poklesl.na - 1 %. Obsah chrómu v roztaveném kovu se pak zvýšil asi na 5,5 °/o. Současně - se zvýšil obsah síry v důsledku přítomnosti sirných nečistot v koncentrátu chromitu. K odstranění síry - byl proto podle křivky III na obr. 4 dmýchán do konvertoru 1 . kysličník vápenatý. Konečně byl upraven obsah - manganu a křemíku přidáním těchto legovacích prvků shora, přičemž dmyšní trubicí 14 byl k promíchávání taveniny dmýchán argon. .Fig. 4 shows the amount of concentrate blown into the molten metal during this phase. The temperature is maintained between 1600 ° C and 175 ° C. preferably 1600 to 17 (Ю ° C) throughout the chromite blowing period. The blown powder contained about 47% of chromium trioxide. Blowing was discontinued when the carbon content decreased to -1%. The chromium content of the molten metal then increased to about 5%. At the same time - the sulfur content increased due to the presence of sulfur impurities in the chromite concentrate, therefore, to remove the sulfur, calcium oxide was blown into the converter 1 according to curve III in Fig. 4. Finally, the content - manganese and silicon was adjusted. by adding these alloying elements from above, whereby argon is blown through the lance 14 to melt the melt.
Podle - shora uvedeného principu lze rovněž vyrábět nerezavějící ocel a jiné chromové slitiny s -obsahem chrómu nad 15 - %. Nerezavějící ocel a jiné slitiny se vysokým obsahem chrómu se však s výhodou nejprve taví běžným způsobem v obloukové peci, načež se roztavená slitina se - žádaným obsahem- chrómu naplní do konvertoru podle obr. 1 - a 2, kde se provádí oduhličení. K tomuto účelu se používá kysličníku železa nebo jiného kovu, který se dá snadněji redukovat néž kysličník - chromitý, - například - kysličníku nikelnatého. Oduhličení se - provádí dmýcháním práškového kysličníku v nosném plynu dmyšní trubicí 14.. I v - tomto - - případě - se -tep lota s výhodou udržuje mezi 1600 a 1750°C, nejvýhodněji mezi 1600- a 1700 °C, regulací příkonu indukčního vinutí 12. Jako nosného plynu se používá s výhodou vzduchu do té doby, než uhlík poklesne na množství 1 %. Potom se - s výhodou místo vzduchu použije jako- nosného plynu argonu anebo páry, aby se - zabránllo zachycení dusíku v roztavené oceli. - Aby - byl - obsah uhlíku nízký, aniž by docházelo k okysličení - chrómu, musí být koncentrace argonu anebo páry dostatečně vysoká. Rovněž je možné dmýchat rozpouštějící plyn jako argon anebo páru současně s evakuováním prostoru v konvertoru nad hladinou roztaveného- kovu pomocí vývěv, přičemž dmýchání koncentrované rudy neustále - pokračuje. Této kombinace zpracování rozpouštějícím - plynem a vakuového oduhličení se s výhodou používá pro výrobu ocelí s velmi nízkým obsahem uhlíku a dusíku.Stainless steel and other chromium alloys with a chromium content above 15% can also be produced according to the above principle. However, the stainless steel and other high chromium alloys are preferably first melted in a conventional manner in an arc furnace, after which the molten alloy is filled with the desired chromium content into the converter according to FIGS. 1 and 2, where decarburization is carried out. For this purpose, iron or other metal is used which can be more easily reduced by reducing chromium oxide, for example, nickel oxide. The decarburization is effected by blowing the powdered oxide in the carrier gas through the lance 14. In this case, too, the temperature is preferably maintained between 1600 and 1750 ° C, most preferably between 1600 and 1700 ° C, by controlling the power input of the induction winding. 12. Preferably, air is used as the carrier gas until the carbon has dropped to 1%. Then, preferably argon and / or steam as the carrier gas is used instead of air to prevent nitrogen from trapping in the molten steel. - In order for the carbon content to be low, without oxidizing the chromium, the concentration of argon and / or steam must be sufficiently high. It is also possible to blow the dissolving gas, such as argon or steam, simultaneously with evacuating the space in the converter above the level of the molten metal by means of vacuum pumps, while the blowing of the concentrated ore continuously continues. This combination of dissolution gas treatment and vacuum decarburization is preferably used to produce steels with very low carbon and nitrogen contents.
Velmi nízký obsah znamená, že celkové množství uhlíku a dusíku nepřekračuje -0,03 procent, s výhodou nepřevyšuje 0,015 %. Tyto- oceli obsahují často jako legovací prvek molybden. Molybdenu lze využít způsobem podle vynálezu tak, že oduhličení roztavené lázně obsahující - chrom se částečně provádí dmýcháním práškového kysličníku molybdenového způsobem, který je pro vynález charakteristický. K tomuto- účelu lze rovněž použít kysličníku nikelnatého.A very low content means that the total amount of carbon and nitrogen does not exceed -0.03 percent, preferably does not exceed 0.015%. These steels often contain molybdenum as an alloying element. Molybdenum can be utilized by the process of the invention such that decarburization of the molten chromium-containing bath is effected in part by blowing molybdenum oxide powder in a manner characteristic of the invention. Nickel oxide may also be used for this purpose.
V souvislosti s obr. 5 bude popsán příklad vysvětlující výrobu speciální oceli, která obsahuje víc než jeden legovací kov. Podle -obr. 5 měla výchozí kovová tavenina teplotu 1200 stupňů Celsia a obsahovala 3,5% uhlíku, 1,75 % křemíku a 0,5 % manganu. Teplota taveniny byla nejprve zvýšena indukčním - ohřevem na 16010¾. Po dosažení této- teploty bylo dmýcháno do konvertoru asi 200 kg chromitého koncentrátu, křivka II, stejného1 typu jako v předchozím případě, přičemž teplota byla udržována na přibližně konstantní hodnotě. Kysličník chrómu ve -dmýchaném práškovém chromitu - byl redukován křemíkem a manganem v tavenině a do určité míry i uhlíkem. Při této fázi se získá obsah 1,1 % chrómu v roztaveném kovu. Jako nosného plynu pro práškový chromit bylo použito vzduchu. V následujícím stupni bylodo - roztaveného- kovu dmýcháno ve formě prášku unášeného vzduchem 600 kg scheelitu, křivka IV J. Scheelit je kysličníková wolframová ruda, a koncentrát dmýchaný do roztaveného kovu obsahoval asi 32- % kysličníku wolframového. Teplota byla - udržována na konstantní hodnotě i během -dmýchání scheelitu regulací příkonu do- indukčního vinutí 12. Wolframová ruda -byla redukována uhlíkem přítomným v tavenině,.takže tavenina obsahovala asi 2,5 ·% wolframu. Během tohoto stupně poklesl obsah uhlíku z 2,25 - % asi na 1,75 %. K dalšímu snížení obsahu uhlíku v tavenině bylo dmýcháno -do konvertoru asi - -225 kg koncentrátu magnetitové rudy podle křivky I pomocí vzduchu. Dmýchání bylo přerušeno- v okamžiku kdy obsah uhlíku poklesl na 0,5 %. Po celou dobu byla teplota udržována přibližně na hodnotě 100'0 °C přiváděním dostatečného množství elektrické energie do indukčního vinutí 12. V posledním stupni bylo do taveniny dmýcháno asi 300 kg kysličníku vápenatého, křivka Ш, který byl unášen argonem a sloužil к odstranění síry.Referring to FIG. 5, an example will be described explaining the manufacture of a special steel that contains more than one alloying metal. According to FIG. 5, the starting metal melt had a temperature of 1200 degrees Celsius and contained 3.5% carbon, 1.75% silicon, and 0.5% manganese. The melt temperature was first raised by induction heating to 16010¾. Upon reaching této- temperature was blown into the converter, approximately 200 kg of concentrate chromium, curve II, one of the same type as in the previous case, while the temperature was maintained at an approximately constant value. The chromium oxide in the blown powdered chromite was reduced by silicon and manganese in the melt and, to some extent, by carbon. In this phase, a content of 1.1% chromium in the molten metal is obtained. Air was used as the carrier gas for the chromium powder. In the next stage, the molten metal was blown in the form of a powder entrained with 600 kg of scheelite, curve IV of J. Scheelit is tungsten ore, and the concentrate blown into the molten metal contained about 32% of tungsten oxide. The temperature was kept constant during the blowing of the scheelite by controlling the power input of the induction winding 12. The tungsten ore was reduced by the carbon present in the melt, so that the melt contained about 2.5% tungsten. During this stage, the carbon content fell from about 2.25% to about 1.75%. To further reduce the carbon content of the melt, about -225 kg of magnetite ore concentrate according to curve I was blown into the converter via air. Blowing was interrupted when the carbon content dropped to 0.5%. At all times, the temperature was maintained at about 100 ° C by supplying sufficient electrical energy to the induction winding 12. In the last step, about 300 kg of calcium oxide, a curve Ш, was blown into the melt, which was entrained with argon to remove sulfur.
Tento příklad vysvětluje dva charakteristické znaky postupu podle vynálezu, totiž, že při výrobě speciální oceli nebo· jiné slitiny s obsahem více než jednoho legovacího kovu se kysličníky kovů podle vynálezu dmýchají postupně, a že se tyto kysličníky přivádějí do taveniny v poradí odpovídajícím jejich zmenšující se afinitě ke kyslíku. To> znamená, že kysličník, který se uhlíkem nebo jiným redukčním činidlem re-dukuje nejsnadněji, se dmýchá do taveniny v posledním stupni, zatímco kysličník, který se redukuje nejobtížněji, se dmýchá do taveniny v prvním stupni, a případné další kysličníky kovů se dmýchají v mezidobí podle afinity ke kyslíku. Příklad rovněž ukazuje, že křemíku a manganu, který je přítomen ve výchozí tavenině, lze s výhodou využít к redukci například kysličníku chromitého dmýchaného do taveniny v prvním stupni postupu podle vynálezu.This example explains two characteristics of the process according to the invention, namely that in the manufacture of special steel or other alloy containing more than one alloying metal, the metal oxides according to the invention are blown gradually, and that these oxides are fed into the melt in an order corresponding to their decreasing affinity for oxygen. That is, the oxygen that is most easily reduced with carbon or other reducing agent is blown into the melt in the last stage, while the most difficult to reduce is blown into the melt in the first stage and any other metal oxides are blown. in the meantime, according to the oxygen affinity. The example also shows that the silicon and manganese present in the starting melt can be advantageously used to reduce, for example, the molten oxide blown into the melt in the first step of the process of the invention.
Dalším druhem legovaných ocelí, které lze vyrobit postupem podle vynálezu, jsouAnother type of alloyed steels that can be produced by the process of the invention are
Claims (2)
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SE7316039A SE397100B (en) | 1973-11-28 | 1973-11-28 | METAL OXIDITY REDUCTION KIT ACCORDING TO 7306894-2 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CS213319B2 true CS213319B2 (en) | 1982-04-09 |
Family
ID=20319218
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CS746247A CS213319B2 (en) | 1973-11-28 | 1974-09-11 | Method of direct reduction of the powder oxide of metal |
Country Status (4)
| Country | Link |
|---|---|
| BE (1) | BE819699A (en) |
| CS (1) | CS213319B2 (en) |
| SE (1) | SE397100B (en) |
| ZA (1) | ZA745627B (en) |
-
1973
- 1973-11-28 SE SE7316039A patent/SE397100B/en unknown
-
1974
- 1974-09-04 ZA ZA00745627A patent/ZA745627B/en unknown
- 1974-09-09 BE BE148344A patent/BE819699A/en not_active IP Right Cessation
- 1974-09-11 CS CS746247A patent/CS213319B2/en unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ZA745627B (en) | 1975-10-29 |
| BE819699A (en) | 1975-03-10 |
| SE7316039L (en) | 1975-05-29 |
| SE397100B (en) | 1977-10-17 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4089677A (en) | Metal refining method and apparatus | |
| US6063156A (en) | Production method of metallic iron | |
| KR100396071B1 (en) | Method and apparatus for manufacturing metal and metal alloy | |
| CA1193442A (en) | Steelmaking | |
| JP5552754B2 (en) | Arc furnace operation method | |
| US3918692A (en) | Apparatus for refining molten metals and molten metal refining process | |
| JPS6294792A (en) | Continuous preheating method and device for charging raw materials for steelmaking furnaces | |
| JP5877838B2 (en) | Direct smelting process | |
| US3942978A (en) | Metallurgical method | |
| US4032704A (en) | Method and apparatus for treating a metal melt | |
| JPS6023182B2 (en) | Melting method for medium carbon high chromium molten metal | |
| US3323907A (en) | Production of chromium steels | |
| EP3548640B1 (en) | Convertible metallurgical furnace and modular metallurgical plant comprising said furnace for conducting production processes for the production of metals in the molten state, in particualr steel or cast iron | |
| US4483709A (en) | Steel production method | |
| EP0793731B1 (en) | Process and apparatus for the manufacture of steel from iron carbide | |
| US3934863A (en) | Apparatus for refining molten metal and molten metal refining process | |
| CS213319B2 (en) | Method of direct reduction of the powder oxide of metal | |
| SU648118A3 (en) | Method of producing alloy steel | |
| JPH0136903Y2 (en) | ||
| Dutta et al. | Secondary steelmaking | |
| KR102574962B1 (en) | Method for injecting particulate material into a liquid metal bath | |
| RU1786089C (en) | Scrap process of steelmaking | |
| Gertsyk et al. | Improvement of the Electric Arc Furnace Manufacture of R6M5 Steel | |
| RU2588926C2 (en) | Method for production of vanadium-bearing slag suitable for producing directly commercial ferrovanadium therefrom | |
| SU729251A1 (en) | Method of steel casting in hearth steel-melting set |