CZ286478A3 - Process for producing steel using solid iron-bearing substances - Google Patents

Process for producing steel using solid iron-bearing substances Download PDF

Info

Publication number
CZ286478A3
CZ286478A3 CS782864A CS286478A CZ286478A3 CZ 286478 A3 CZ286478 A3 CZ 286478A3 CS 782864 A CS782864 A CS 782864A CS 286478 A CS286478 A CS 286478A CZ 286478 A3 CZ286478 A3 CZ 286478A3
Authority
CZ
Czechia
Prior art keywords
solid
converter
scrap
oxygen
melt
Prior art date
Application number
CS782864A
Other languages
Czech (cs)
Inventor
Karl Dr-Ing Brotzmann
Hans-Georg Dr-Ing Fassbinder
Original Assignee
Kloeckner Cra Patent
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
Priority claimed from DE2719981A external-priority patent/DE2719981C3/en
Priority claimed from DE2729982A external-priority patent/DE2729982B2/en
Priority claimed from DE2729983A external-priority patent/DE2729983B2/en
Priority claimed from DE2756432A external-priority patent/DE2756432B2/en
Application filed by Kloeckner Cra Patent filed Critical Kloeckner Cra Patent
Publication of CZ286478A3 publication Critical patent/CZ286478A3/en
Publication of CZ281854B6 publication Critical patent/CZ281854B6/en

Links

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
    • C21C5/28—Manufacture of steel in the converter
    • C21C5/42—Constructional features of converters
    • C21C5/46—Details or accessories
    • C21C5/48—Bottoms or tuyéres of converters
    • 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
    • C21C5/28—Manufacture of steel in the converter
    • C21C5/30—Regulating or controlling the blowing
    • C21C5/34—Blowing through the bath
    • 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
    • C21C5/562—Manufacture of steel by other methods starting from scrap
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • 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)

Description

Oblast techniky

Vynález se týká způsobu výroby oceli, využívajícího vsázky tuhých železonosných látek, zejména šrotu, v konvertoru se spodním dmýcháním, kde tryskami v jeho spodní části se dmýchá středovým proudem oxidační plyn, zejména kyslík, a jako ochranné medim plynné uhlovodíky.

Dosavadní stav techniky

Je známá celá rada způsobů výroby oceli v konvertoru, při kterých se dmýcháním kyslíku zkujňuje surové železo na ocel. Při oxidaci legovacích přísad v taveninš se vyvíjí značné množství tepla, které se využívá k roztavení pevného šrotu.

Tak se například k výrobě jedné tuny oceli sází do ocelářského agregátu 300 kg roztaveného surového železa s obsahem v % hmot. 4,2 % uhlíku, 1,0 % křemíku a 0,3 % manganu a 300 kg pevného šrotu. Protože šrot je odpadovou surovinou, která je k dispozici ve velkém množství a za výhodnou cenu, zatímco výroba surového železa ve vysoké peci je nákladná záležitost, je snaha při výrobě oceli vsázet co nejvíce šrotu. Vyšší podíl šrotu ve vsázce zvyšuje hospodárnost výroby oceli a tudíž není zapotřebí zvyšovat objem výroby roztaveného surového železa pro vsázku ve vysoké peci.

Jako další vhodné tuhé železonosné látky pro konvertorování, které jsou k dispozici za poměrně výhodné ceny, přicházejí v úvahu předredukované pelety, železná houba, nebo pevné surové železo. Jejich použití vede právě tak jako u šrotu ke zvýšení výrobní kapacity oceli bez potřeby zvětšení objemu výroby surového železa ve vysoké peci.

Velikost podílu pevného šrotu je omezena množstvím tepla, které se uvolňuje při exotermické oxidaci doprovodných prvků železa. Aby bylo možno použít větší podíl šrotu, byl učiněn pokus roztavit šrot pomocí hořáku s plochým plamenem ve zvláštním agregátu a taveninu bezprostředně nato zkujňovat v konvertoru na ocel, společně s roztaveným surovým železem.

- 2 Tento postup je však nákladný, protože vyžaduje zvláštní tavící agregát pro pevný šrot a roztaveni šrotu plamenem horáku je časově náročné. Kromě toho, v důsledku vysokého oxidačního potenciálu taveniny šrotu s nízkým obsahem uhlíku a taveniny' suťového železa s vysokým obsahem uhlíku, není bezpečné zavážet roztavený šrot do taveniny surového železa, nacházející sé právě v konvertoru, když tato samotná byla již částečně předzkujněna.

Také se příležitostně používá predehřívání šrotu v konvertoru pomocí tryskového hořáku na zemní plyn, případně na směs topného oleje a kyslíku, avšak výhřevnost paliva je nízká a při relativně dlouhém předehřívacím čase dochází ke značnému opotřebení ohnivzdorné vyzdívky a navíc během předehřívacího času není konvertor k dispozici pro zkujnování. Při poměru časů předehřívání ku zkujnování asi 2 : 3^· jde predehřívání pevného šrotu na úkor výkonu konvertoru.

Vynález si proto klade za cíl vytvořit způsob výroby ocele, při kterém se pracuje s vyššími podíly tuhých železonosných látek jako je šrot, předredukované pelety, železná houba a pevné surové železo, nebo jen výlučně s tuhými železonosnými látkami, kdy během relativně rychlého ohřevu tuhých železonosných látek při vysoké tepelné účinnosti a nízkém propalu dochází k vývinu odpadních plynů o poměrně nízké teplotě a v důsledku toho k vyšší trvanlivosti ohnivzdorné vyzdívky konvertoru.

Podstata vynálezu

Uvedeného cíle je dosaženo způsobem výroby oceli za použití vsázky tuhých železonosných látek, zejména šrotu, v konvertoru se spodním dmýcháním, kde tryskami v jeho spodní části se dmýchá středovým proudem oxidační plyn, zejména kyslík, a jako ochranné obalové médium , ’ uhlovodíky, kdy po předehřátí vsázky tuhých železonosných látek se stechiometricky spalují uhlíkaté látky a vzniklé horké spaliny prostupují vsázkou předehřátých tuhých železonosných látek £dola nahoru, přičemž se předehřátá tuhé železonosné látky taví a případně se dodatečně přisadí roztavené surové železo načež se v tomtéž konvertoru tavenina zkujňuje, podle vynálezu, jehož podstata spočívá v tom, že po překrytí ústí trysek taveninou se přisazují pevné uhlíkaté látky a množství dmýchaných uhlovodíků se sníží na mnozstvíy^

- 3 nezbytné pro tepelnou ochranu trysek.

U způsobu podle vynálezu je dosaženo vysoké tepelné íčinnosti a tím velmi krátkého predehřívacího času, což plyne z toho, že horké spaliny z uhlíkatých látek protékají vsázkou tuhých železonosných látek v konvertoru sdola nahoru a přitom v důsledku intenzivního styku s velkou plochou tuhých železonosných látek odevzdávají podstatnou část svého citelného tepla. Proto je teplota spalin v horní části konvertoru nízká, takže opotřebení ohnivzdorné vyzdívky konvertoru je právě tak malé. Velkoplošné spalování uhlíkatých látek pomocí více trysek ve dnu konvertoru nebo ve spodní části jeho boční stěny dává předpoklad stejnoměrného rozdělení horkých spalin při průchodu vsázkou tuhých železonosných látek.

Pochody, které probíhají při výrobě oceli způsobem podle vynálezu, je možné rozdělit do tří fází :

první fáze je dále označena jako předehřívací·fáze, ve které se šrot ohřeje v podstatě až ke střední teplotě asi 1100°C aniž by se tvořila ve větším rozsahu tavenina· ·. a ve které jsou k dispozici převážně oxidační spaliny, druhá fáze se označuje jako předtavovací fáze, ve které se už roztaví větší část šrotu a u dna konvertoru vzniká tavenina vjtakovém množství, že překrývá ústí trysek dna konvertoru a kdy vznikající spaliny již nemají oxidační povahu jako v předehřívací fázi, třetí fáze je čistě zkujňovací, při které se v tavenině snižuje obsah uhlíku a dalších doprovodných prvků.

Pro předehřívání vsázky přicházejí v úvahu uhlíkaté látky jako zemní plyn, metan, propan, butan, benzen, surový olej topný olej, surový dehet a rafinační zbytky. Tyto je možno dodávat zejména skrze prstencové mezery trysek , tvořených soustřednými trubkami, jejichž vnitřní trubkou se dmýchá oxidační plyn, příkladně vzduch nebo technicky čistý kyslík, do konvertoru.

V tomto .případě se mění poměrové množství oxidačního plynu k uhlíkatým látkám, podle jednotlivých fází způsobu podle vynálezu, kdy uhlíkaté látky současně fungují jako ochranné obalové médium. Tak například během začátku předehřívací fáze se· zavádí tolik kapalných nebo plynných uhlíkatých látek, kolik

- 4 je zapotřebí pro stechiometrické spalování oxidačními plyny na oxid uhličitý CO2 a vodní páru ^O, zatímco po překrytí ústí trysek ve dnu konvertoru taveninou a ve zkujňovací fázi se ‘zavádí pouze tolik - ' uhlovodíků, kolik je zapotřebí pro tepelnou ochranu trysek.

Plynné nebo kapalné uhlíkaté látky je možno pro předehřívací fázi zavádět i mimo trysky sloužící ke zkujílováni, a to zvláštními přívody, příkladně trubkou, upravenou ve vypouštěcím otvoru konvertoru. Kapalné uhlíkaté látky jako topný olej nebo lehký olej přitom stékají dolů po stěně konvertoru a hoří s kyslíkem, dmýchaným tryskami ve dnu konvertoru nebo ve spodní části stěny konvertoru.

Ve všech případech je rozhodující, aby spalování uhlíkatých látek nastávalo co možno nejníže, u dna konvertoru, pod vsázkou tuhých železonosných látek, aby vzniklé spaliny při svém proudění sdola nahoru procházely po poměrně dlouhé dráze skrze vsázku tuhých železonosných látek.

Využití popsaného krátkodobého předehřívání tuhých železonosných látek, zejména šrotu, vede ke zvýšení podílu šrotu ve vsázce.

Pro aplikaci způsobu podle vynálezu se jako obzvláště výhodné ukázaly konvertory OEM. / Q - BOP, které mají trysky pro dmýchání kyslíku, obklopeného ochranným mediem, pod hladinou taveniny.

V průběhu předehřívací fáze se tedy do konvertoru vedou skrze prstencovou mezeru kapalné uhlíkaté látky, zatímco v průběhu zkujnování se dmýchají plynné uhlíkaté látky, příkladně až 3 obj. propanu nebo 8 % obj. zemního plynu, vztaženo na průtočné množství zkujňovacího kyslíku, pouze pro tepelnou· ochra nu trysek. Přepojení médií z kapalných na plynné uhlíkaté látky nastává už v průběhu předtavovací fáze, po překrytí ústí trysek ve dnu konvertoru taveninou.

V průběhu předehřívací fáze se prstencovou mezerou trysek přivádějí do konvertoru kapalné uhlíkaté látky, zejména olej v množství 1 až 10 litrů za minutu na 1 tunu tuhých železononých láte& s. současně vnitřní trubkou trysek proudí oxidační plyn, jpMkSasš® vzduch nebo kyslík, v množství 1,5 až 2,5 na 1 litr kapalných uhlíkatých látek. Trysky tedy pracují během

- 5 předehřívací fáze jako hořáky* Používá se přitom obvyklých trysek složených ze dvou soustředných trubek, přičemž prstencová mezera trysky, která je normálně široká 1 mm, sestává z jednotlivých kanálků přibližně čtvercového průřezu s délkou hrany 2 až 3 mm* Po ukončení předehřívací fáze se v průběhu předtavení tuhých železonosných látek , po překrytí ústí trysek ve dnu konvertoru, a při zkujňovací fázi 7 vedou prstencovou mezerou trysek plynné uhlovodíky jako ochranná obalová media trysek , příkladně 2 až 3 % obj. propanu, vztaženo na průtočné množství zkujňovacího kyslíku. Plynná ochranná obalová média trysek se v provozní praxi ukázala pro zkujňovací fázi jako bezproblematická a velmi spolehlivá.

Eěhem zkujňovací fáze se kupříkladu v 60-ti tunovém konvertoru nadmýchá 15 000 až 13 000 Nm^ kyslíku za hodinu středovými trubkami 10-ti trysek a současně se nadmýchá asi 300 Nm^ propanu za hodinu prstencovými mezerami těchto trysek.

Přepojování z kapalného na plynné médium v prstencové mezeře trysek lze provést podle potřeby v každém libovolném okamžiku, bez přerušení probíhajícího konvertorového procesu.

Vsázku tuhých železonosných látek, jmenovitě šrotu, v poměru k roztavenému surovému železu, je možno zvýšit asi o 10 %, příkladně ze 30 % na 40 %, jestliže se tuhé železonosné látky předehřívají přímo v konvertoru.

Přisazování pevných uhlíkatých látek, příkladně koksu, není během předehřívací fáze potřebné.

Při použití plynných uhlíkatých látek, především zemního plynu, k předehřívání, není zapotřebí žádné přestavby napájení trysek konvertoru. Je však výhodnější nasadit kapalné uhlíkaté látky v průběhu předehřívání s pozdějším přepojením na plynné uhlíkaté látky po překrytí ústí trysek taveninou v konvertoru, dloužící pouze jako ochranné obalové mediútytrysek.

Touto předehřívací technikou, která se provádí v méně než 10-ti minutách, výhodně ve 2 až 5 minutách, je možno zvýšit todíl tuhých železonosných látek při výrobě oceli až o 10 %, až na podíl šrotu asi 40 bez citelné ztráty produkční doby.

Při výrobě oceli jsou s tím spojeny značné výrobní výhody.

Další zvyšování podílu vsázky tuhých železonosných látek, zejména šrotu, nad řečené zvýšení přídavku šrotu o 10 £, až k výrobě oceli pouze z tuhých železonosných látek, bez použití tekutého surového železa, vede k úplnému roztavení tuhých železonosných látek v konvertoru· 7 předtavovací fázi se pó překrytí ústí trysek taveninou sází do konvertoru pevné uhlíkaté látky, hlavně koks, antracit, grafit a uhlí, nebo jeho směsi.

Od tohoto okamžiku též stoupá podíl oxidu uhelnatého CO v oc/- tahováných spalinách z konvertoru. Plynné uhlovodíky, které jsou vedmýchávány prstencovou mezerou trysek} jsou .zredukovány pouze na množství, nezbytné pro tepelnou ochranu trysek, t.j. pod 10 % hmot., vztaženo na průtočné množství kyslíku.

Je výhodné přivádět do konvertoru pevné uhlíkaté látky teprve po předehřívací fázi na předehřáté, tuhé železoríbsné látky. Pro zvýšení tepelně technického účinku se jeví jako zvlášt výhodné přisazovat pevné uhlíkaté látky již předehřáté.

U způsobu podle vynálezu se stoupajícím množstvím tuhých železonosných látek a prodlužující se dobou předehřívání se zvyšuje množství pevných uhlíkatých látek, které se dávkují do konvertoru.

Tak pro zvýšení vsázky šrotu o dalších 10 % přes zvýšení podílu šrotu ve vsázce, které je dosažitelné předehřátím, postačí příkladně ze 40 % na 50 % podílu šrotu ve vsázce asi 20 kg koksu na tunu šrotu, pro zvýšení vsázky šrotu o dalších 60 %f t.zn. pro taveninu oceli ze 100 % šrotu,se množství pevných uhlí katých látek stupňuje přibližně lineárně.

Podle dalšího význaku způsobu podle vynálezu se pevné uhlíkaté látky přisazují v množství 10 až 150 kg na 1 tunu vsázky tuhých železonosných látek.

Spotřeba pevných uhlíkatých látek, například koksu, který by byl aspoň částečně dávkován s tuhými železonosnými látkami, by byla v předehřívací fázi nepatrná, nebol: koks domněle s odpadními plyny, spalinami, sestávajícími z oxidu uhličitého CO2 a vodní páry HgO , v daném případě i z dusíku N, nereaguje, jako je tomu s plyny obsahujícími kyslík. Tak by se koks v průběhu předehřívací fáze v podstatě jen zahříval, zatímco v průběhu předtavovací fáze, kdy se poměr množství kyslíku k množství plynných uhlovodíků zvyšuje, celkově exotermicky reaguje na oxid uhelnatý CO s volným, nebo s oxidy vázaným kyslíkem. Odpadní plyny obsahují tak v horním rozsahu sázených

- 7 ^tuhých železonosných látek teprve od asi 1000° C do 1200° C, t.zn. v předtavovací fázi, oxid uhelnatý CO a od tohoto okamžiku vzniká taviči teplo - v prvé radš ze spalování pevných, uhlíkatých látek, příkladně koksu, nebo antracitu.

Teprve od tohoto okamžiku je proto výhodné sázet tuhé uhlíkaté látky. Protože se pak v konvertoru alespoň částečně nalézá tavenina, přechází část uhlíku do roztoku a je postupně z taveniny odstraněn·

Výhodně podle vynálezu mohou být pevné uhlíkaté látky vnášeny do konvent o ru jako prach s nosným plynem, který je. inertní plyn, příkladně dusík nebo argon, soustředně s proudem oxidačního plynu· To dovoluje obzvláště rychlé spalování a výborný přestup tepla na tuhé a částečně již i tekuté železonosrfe látky v konvertoru.

Dále podle vynálezu mohou být do taveniny v konvertoru ^přiváděny pevné uhlíkaté látky v práškové formě s nosným hořlavým plynem,též soustředně s proudem oxidačního plynu, například zvláštní přiváděči trubkou, nacházející se v trubce pro oxíidační plyn, zejména kyslík. K tomu lze používat trysky z více soustředných trubek, zvláště se osvědčily trysky podle německého patentu č. 24 38 142.

Podle dalšího význaku vynálezu se na hladinu taveniny (po překrytí ústí trysek taveninou dmýchá kyslík.

Kyslík , obklopený uhlovodíky, může být dmýchán tryskaÍmi z koncentrických trubek, uspořádaných v ohnivzdorné vyzdívce pod otočnými čepy. Kvantitativní podíl uhlovodíku vzhledem k obsáhu kyslíku dmýchaného v průběhu zkujňovací fáze leží pod 10 % hmot. a činí příkladně 0,5 až 5 & hmot., výhodně 1 až 2 % hmot. (Kyslík slouží předvším k tomu, aby se oxid uhelnatý 00, který vzniká vzrůstající měrou od začátku předtavovací fáze, podle možnosti spálil již při opuštění,tuhých železonosných látek nebo taveniny, alespoň částečně n;a oxid uhličitý CO2· Též může být vedmýcháván během předehřívací fáze jako oxidační plyn vzduch a :během předtavovací fáze již jen technicky čistý kyslík.

průběhu předehřívací fáze lze přivádět více než 10 % hmot. uhlovodíků, vzhledem k průtokovému množství dmýchaného kyslíku.

Doba trvání předehřívací a předtavovací fáze tuhých železcnosných látek se mění v závislosti na okamžitém množství podílu šrotu, od 2 do 20-ti minut· Po předehřátí ne’oo předtavení; pokud se nejedná čistě jen o vsázku šrotu, dávkuje se přídavně tekuté surové železo, které společně s taven—inou, vzniklou ze šrotu, při dalším vývinu tepla z exotermických reakcí a zbylých pevných uhlíkatých látek, zaručuje rychlé roztavení zbylého šrotu Tak je možno například až 300 kg šrotu na tunu oceli předehřát a předtavit.a nato sázet nejméně 300 kg tekutého surového železa na tunu oceli. 7 tomto případě činí předehřívací doba 5 minut, předtavovací doba 15 minut a čistá doba zkujňování jen 4 minuty. Při nízkém podílu šrotu ve vsázce na tunu oceli a větším podílu surového železa,, zkracuje se předehřívací a předtavovací doba odpovídajícím způsobem a prodlužuje se doba zkujňovací, příkladně asi na 3 až 10 minut.

Při nepatrném podílu tekutého surového železa, od 200 do 300 kg na tunu oceli, by mohlo nastat nebezpečí explozivních reakcí, pro velký rozdíl v oxidačním potenciálu taveniny, vzniklé ze šrotu a dodatečně sázeného tekutého surového železa.

U způsobu podle vynálezu toto nebezpečí nevznikne, nebot tavenina, vznikající ze šrotu průběžně pohlcuje uhlík z pevných uhlíkatých látek.

Popsaný způsob se provádí v konvertoru, v jehož ohnivzdorné vyzdívce se nacházejí trysky z nejméně dvou soustředných trubek. Tyto trysky mohou být upraveny ve dnu konvertoru, v postranní stěně konvertoru pod a/nebo nad hladinou lázně, jakož i v oblasti konvertorového klobouku. Trysky uspořádané pod hladinou taveniny mohou sestávat ze čtyř soustředných trubek, t.zn. že mají tři prstencové mezery. Skrze vnější prstencovou mezeru může být vefukováno plynné ochranné obalové medium, příkladně propan, zatímco skrze obě ostatní prstencové mezery se dodávají kalné uhlíkaté látkyřjako olej různé viskozity a středovou trubkou se dmýchá oxidační plyn, potřebný pro předehřátí a pro zkujňování. To může být realizováno v průběhu předhřívací fáze pomocí vzduchu nebo kyslíkem obohaceného vzduchu,.zatímco ve fázi předtavení a zkujňování se výhodně dmýchá kyslík, který se aspoň občas dávkuje vápenným prachem a jinými struskotvornými přísadami.

Je důležité f aby trysky pod konvertorem byly spojeny přepojovacími ventily se dvěma samostatnými potrubími,

- 9 jednou pro plynná a podruhé pro kapalná média, příkladně kapalné uhlíkaté látky, aby pro jednotlivé fáze způsobu podle vynálezu bylo možno přepojovat vhodně z jednoho média na druhé, například z dusíku na olej a opět na dusík a potom na propan pro zkujňovací fázi.

Přepojování z jednoho na druhé plynné médium nastává výhodně pomocí třícestného ventilu, uspořádaného přímo na montážní přírubě trysky, a jeho výstupní otvor je spojen s prstencovou mezerou trysky, zatímco jedejz obou vstupních otvorů je ve spojení s přívodním potrubím pro tekutou uhlíkatou látku a druhý vstupní otvor je ve spojení s přiváděčím potrubím pro plynné uhlovodíky, zejména plynné ochranné médium. Tímto způsobem je zaručeno rychlé přepojení médií též při' velkých rozdílech množství, příkladně při velkém prosazení oleje a navazujícím poměrně nepatrném prosazení ochranného média během předtavovací a zkujňovací fáze.

Jednotlivé trysky během předehřívací a/nebo předtavovací fáze, během kterých se konvertor nachází ve svislé poloze, mohou být dávkovány také výlučně plynnými' uhlovodíky ·

PřehledObrázků na výkrese

Vynález bude blíže osvětlen pomocí příkladných proveder. způsobu výroby oceli na kyslíkovém konvertoru, znázorněném na výkrese, kde na obrázku 1 je vertikální rez kyslíkovým OBM konvertorem s tryskami ve dnu a na obrázku 2 je podélný řez jednou z trysek ve dnu s přepojovacím ventilem pro přívod médií k prstencové mezeře trysky.

Konvertoři, má ohnivzdornou vyzdívku 2 s tryskami 4 v boční stěně a vyměnitelné dno 3 s tryskami _4, ve dnu 3 · Každá tryska 4 je spojena s přívodem 5 pro oxidační plyn, který může být dmýchán současně s prachovými látkami. To se provádí pomocí rozdělovače 12 prachových látek. Prstencová mezera_£ každé trys ky 4 se šířkou asi 1 mm je přes montážní kus 7 spojena se vždy jedním plynovým potrubíma kapalinovým potrubím_9_ . Potrubí 3 , 9 jsou v otočném čepu 11 konvertoru vedena přes vícenásobnou otočnou průchodku 10 a spojena s napájecími potrubími, ve kterých se nacházejí regulační ventily.

10Skrze vypouštěcí otvor 13 vyčnívá pqjváděcí trubka 14- pro tekuté uhlíkaté látky· Nad povrchem taveniny se v boční stěně konvertoru 1 nacházejí další trysky 4 , kterými se dmýchá pro dodatečné spalování oxidu uhelnatého CO kyslík, obklopený ochranným médiem·

Trysky 4 ve dnu jsou na půdní desce 15 konvertoru 1 upevněny pomocí navařeného vodítka 16 , procházejí . vývr tem 17. v půdní desce 15 K,nalézají se ve vývrtu 13 konverto rového dna 19 · Mezi přírubou 20 trysky 4 a protipřírubou 21 na vodítku 16 je tryska 4 sepnuta pomocí svorníků 22 a těsnění 23 · Vnitřní trubka 24 trysky 4 je spojena přívodním potrubím 25 pro oxidační plyn, případně směs prachových látek s oxidačním plynem. Prstencová mezera 6 je přes přepojovací ventil 26 spojena s přívodním potrubím 3 pro plynné médium , jako je argon, dusík a/nebo plynné uhlovodíky na stra ně jedné a s přívodním potratím 9 pro tekutá média, jako je olej na straně druhé.'V přepojovacím ventilu 26 ventilové těleso uvolňuje výstupní otvor 28 , který je spojený s prsten covou mezerou trysky 4 , bučí pro kapalné medium, přiváděné přes potrubí 9 nebo pro plynné medium, přiváděné potrubím 8 .

Podobně jsou zainstalovány trysky 4 bočních stěn na plášti ocelového plechu konvertoru 1 a spojeny s příslušnými přívodními potrubími, přičemž pro trysky boční stěny odpadá spojení k rozdělovači 12 prachových látek nad povrchem taveniny® ;íkl<

Drovs.iĚ£i vvna-enu ;i tunového konvertoru s doseti tryskaný _ xi ve dnu,íf přibližné kulovým crúřezen dxkoú objemem

7' ' /1

0,8 x/t oceli *—aéuiacř nnénorr.éného ca obráncích 1 a 2 33 naváží 22 t šrotu · írot se skládá z 2 t svánku plechu, 10 t vratného šrotu n válcovny a 10 t sníženého šrotu. ?o ·.·?»v;>spní .šrotu se trv3kv vg dnu pír \ duníkcn a nice fiQQQ Jíra /h pro vnitřní trubku a 6QG Nr//h pro prsténcovou mencru. 7 ncuvislcsti a vyklopením konvertoru nahoru do vertikální!

‘ <Í3 OCO »aJ/h fení byly vnitřní trvbky trysek olneny a oraténcová meserá/w QOG l/h,3ie4eí.

?o předehřívací době 5 minut bylo -novu přepojeno na ducv aíki-Et konvertoraotocea do horizontály^^akoň byl plnšn V % ÁAtA+č'. ) t aurovéno želenaVTTTS^% uhlíku, 0,7 % křemíku, 1»t

manganu α 1,6 & fosforu. Tj3to/vrvala^2 alsu.ty, nace2 konvertor

i 8 OCC Κα. káln

/ \ při vpouštění dásiku opét otočen do verti— ί a jeho trysky byly 1 oiminut zásobovány /350 SarTh^apSnE. ?o tříainutová mauee pro rozbor oceli se 2 minuty dodatečná zkujílovalo za 3tejných podmínek. Celková potřeba kyslíku činila 4200 foukaná množství vápenného prachu 5 t a množství propanu 70 Hm\ Množství oceli činilo 60 t a analysa •---^*5^ L J s tanovila/íJT^Ž^iíhlíku a 0,2% manganu.

Při aorwnávací šarži se stejnou analysou aurového železa mohlo být vsazeno jen 18 t šrotu a/ódpovídajících 50 t surového železa, podle toho dodatečné mu8z3Íví

Šrotu Činí u šarže sodle vynálezu 6 t, pro jejíž ořede-x, d/vřv>4r^>r~ hřátí bylo zapotřebí množství tepla 4»3o Gcalrspalováním oleje, přiváděného prsténcovou mezerou, 3 kyslíkem. Toto množství tapla zahrnuje také podíl, ki-rý odpovídá zisku o

tapla, jenž vyplývá z ox/dace průvodních prvků železa onoho muozsiví surového železa, ítiré bylo nahrazeno dodatečným rpnožstvín šrotu. Termická-úč-innost zavedeného oleje činí celkové 64.%.

Při dalších asi 100.

t— :n 3 množstvím sro iržích s_množstvím šrotu zvýšeným o 6 t, ρί’ίρ. vsázce šrotu 36%» předehřívací doby v průměru 5 minut pří termické úcínnosti^prúmar^C^

65%. p —

Ve všech případech bylo gřaco-váno—se^zkus^noa^

£Í dvouýstrusek, jř&ts^e^zd^ačSfefcseKáĚKfe při zkujnová— -ní ouraváho železa, bohatého na fosfor. Ha konci zkuj-< nování -j^ten. zůstává všechna s treska, ^/v orúm-frU aai 7 t, pro následující Šarži v konvertoru· Studený 5rot, který se sází do strusky, byl struskou sehrát na teplotu 700°C a hned nato předehřát na 1lOQ°C. Při zkujňování bez výměny strusky Je nožno dodatečná množattí Šrotu zvýdit as 25 t a to odpovídá fvsazky šrotu při stávajícím zkuj no vání v kyslíkovém konvertoru na 41 %,

t.zcVloxsroeeat. Toto další ^Upňování vsázky šrotu je

O&tfílsaf·— pouiqgíáSno tía, ža, já možno jef»*át studený šrot ve srovnaní so Šrotem, předehřátý» .-Jbwbrbhbi struskou, zůstávající v konvertoru,3 vjrsáí termickou účinností.

Při ťánl^fí srovnávací šarží se do vzpomenuté-___ ho 60 t konvertoru ifafc»aetí3y nejprve 19 t Srotu^a^í? t surového železa a£3,5 % uhlíku, 1 ,C0$cre0iíku, 1 »0S manganu se zkujňovslo stávajícím způsoben s kyslíkem, obklopeným nro panem >ř4 3 obj. % propanu^^vztaženo n^k’-3lík<YÍsežwtí/T0 minut, o iocvidaj ící«8-následné době šarže 35 minut na 60 t oceli^8^0,03 % uhlíku, 0,10 Jo a 2 & fosforu, manganu a 0,025 » fosforu·

U způsobu pťovosu podle vynálezu bylo možno v tomto konvertoru dávkovat proti 33 t šrotu 3poleSno

1,6 t koksu a bene» 6 minut předehřívat

6QQ 1 a spotřebě kyslíku 3000 5Í®\ ?o předehráti/s9/33 t '-U ··. -r ^xýíSc^tíJS^·— surového železa dříve vzoomer«tébo rozboru '&ávk9$fl&>*a

... ·. . -'^rrT<*3?^, · —--½ r-f. ·. .' >

tavenina byla následnou dobu vsázky 4t šinut za stejných.'?; podmínek zkujnevána. Doba úpravy se zvýšila o δ minut pře— dehrívání, ^gý&ti tcnc je věak Výhodu' zvýšení množství ·.. ·-.

yŠTotu. z 13 t na 33 t.

IT šarže bez přidání tekutého surového železa ^ítrjE.6O t konvertoru s deseti tryskami ve dnu W. dávkovalo celkově 40 t šrotu různého charakteru a obsahem železa ___Á4=*z£>^r7 $, odpovídajícíhoVOe t železa, 3?ole-*ne se 7 t vysokopecního koksu. Trysky byly běhen <®=fcy#3vásá konvertoru 'Áx.^2^ ; ____._ plněny dusíkem, cgassto bylo jořcoc jeso(davkov?íní trysek] />— nafylO^OGO Nm/h kyslíku a 3 obj. $ propanu. 7e svinléepιί se dávkovalo trubkou, procházející odpichovým, otvorem 150 1 lehkého topného oleje s rychlostí proudění 50 kg/nin, aby se zvýšila nabídka nosičů uhlíků a aby se 4c<4ca3ně- dosáhlo velkoplošného zapálení koksu. Sčhem pře— dehrívání Šrotu se nnozství kyslíku nezvolná stupňovalo na i? 000 NnrVh. ?o 3po třébe5 kyslíku celkem 7GQ0 Nm^ znatělně ustoupilo vyvíjení ρly ňu,^z^j^h^ř^^dckonal^s^pálení koksu. ?c celkea 20 ninptúch ar-dgaeasfra teploty lásně l£ZOaC a anyly^řt^To %~Iíhlíků7 0,10 ío manganu, 0,03 % íocíoru a 0,15 Λ síry. Nato ad/1,5 minut’/ foukalo 00 Z.a nyslíku, plněného celkem 2 000 kg váona, u stojné množství propenu, kpnecná analysa ocelí ,02 % uhlíku, 0»05 % . . <zkj£A»<.

manganu, 0,010 % fosforu a 0,04 % sirý' ; pří dasrsvevae£=

-1Γ--- --~ ' IT-. - ~--- * ' době MOminut^^ukui množství oceli 35 t a teplotě lázně 1^40° C, ! U dnící ěr.rže se stejnou vsázkou avšak bez koksu bylo po 'tetycení konvartorufaávkováno trýskami cel- i kea 753 1 olejo a rychlostí proudění 75 l/ainfSia konve íoruia trysky byly současně 03tříknuty stechiometrickýa axnožstfin kyslíku asi 150 Ha^/nla. Po 10 minutách teplota are tu 1l00°C a bylo sázeno 5,5 t koksu· Po daluía a / sJo> íoukání/áó&. 200 ífmKkyslíku minutovou foukání/ása. 200 íím/kyslíku a^oiiufeEVg a 3odbj /U7tSA ζη propanu jnko^S ochrmy trysek^ bylo celí serže tekutá a mohla být po celková fpukseí době 30 minut cdpíchnuto 5b t oceli s přibližné /drive x-epo-ňsn«tcu analysou.

U šarže bez přidání surového železa by& do £0 t konvertoru sázeno 66 t šrotu a 6,5 t vysokopecního koksu, dehen předohřívací doby 12 minut proudilo deseti tryskami ve dnu ze dvou soustředných trubek 220 NcP/ aia.

kyslíku a prsténcovou .mezerou 100 Hsto se v předtavovací fázi množství kyslíku zvýřilo na 34θ Ěím^/min 4«·μ<β*Μ> °cAr^k.<\, a mnokotví oleje ae zmenšilo ha 20 l/řňiní ?b dalších 1žHř minutích byl šrot při ^a^lotó lázn^l^Q^^ú^lnn rozpuštěn a«»l analysu -oceli\^3Toženír0725 % uhlíku, 0,5 % manganu, 3,03 /¾ fosforu a 0,09 % síry. Ocel byla cdpíchnuta a desulíurována obvyklým způsoben v pánvi. tiýtřžpk Jbři t&s&s&oí kysličníku železaatáfc

Činil #}1 /^velni

- fe— _ «η $ další šarži er^v^pontranní 3tóna ientoru^nalýzniy^ přídavné ^^^ačngui ceny?ácopverioru.

ca nad^^an^IcsHvertoeu, dve nnvzá j en^iOtíleWLétiygky z jedná kyslíková roury o prunSru 50 aa a jedné soustředné roury o průněru 54 »· 3o konvertoru se sázelo stejné xnožství srotU/avaak pouze 4 t kolesu· 3ěhen 15 minutového předehřívaní aa vnítřníni trub káni trysek přivádělo 300 (íto^ kyslíku /atn a prsténcovou nežerou 100 1 cleje/nin. —

Yq druhé oředtevovneí fúzí t2 nínut/se -^dc=· množství kyslíku zvýšilo na. 340 Nn^/raín a množství oleje

Λ ,— zí*<-Ž^n.

so znenšilc na. 20 1/cain· iB3hSřb^íívaídpícXhuta ocel Jff podobnou saalysfrd^a. teplo ttuk· t/ / Podobným splooc^m se nkujnovale. třetí éarle· , S chladnýn šito ten však nebyl sázen žádný koka, zsstéa—CEF 3 t koksuj předehřátého na ·90ϋ°0^3β sázelo^óo-10 ainutách pradehřívadí dob'', t. zn· oribltzne oo ko/.cí předehřivaci fáze· Šeru a byle po dávkováni horkého kok^u aiíUj .'éhia b 5 Sem *0 minut a fti51a přibližné -^s^juvsponwa&těuTanalyZ u_ r3tr;

Jestliže 3e u s^&ccbu podle vynálezu po předehrotí pevných nooiču zeleza sází surové Železo, pak/ zvýšení vsázky šrotu o 4Q'vi,asai_t<reu asi íd % podílu Šrotu· 5 tí'2 není prakticky 3 co jene žádná prodloužení doby postupu šarží· Přídavné .množatvi rotu se oroto orojevúje prí— /b>4? . , , no jako svýš ní produkce. SíA^ je obnvlářtí vyhodne pou—

žití způsobu podle vynálezu.

K dalšímu zvýšení podílu šrotu ve vsázce pro případ, kdy se na předehřev napojí předtavovací fáze v přítomnosti pevných nosičů uhlíku před sázením surového železa. Tento pracovní postup představuje možnost stupňovat vsázku šrotu prakticky libovolně, například na 50 až 60 % objemu vsázky. Následkem toho může způsob podle vynálezu nahradit způsob výroby oceli v Siemens-martinské peci, nebot umožňuje vsázku šrotu a představuje tak možnost nahrazení siemens-martiského způsobu přetavování hospodárnějším způsobem přetavování v kyslíkem profukovaných konvertorech (jedna se o /konvertory OBM nebo Q-BOP). Není-li občas, například

níhy jt tím dosažitelný dobrý přestup tepla mezi tavsr.ifcwu a. šrotem významným způsobem k 'cezcoruchovámu a rychlému zkapalnění pevných ncsiču íeleza.

Technical field

BACKGROUND OF THE INVENTION 1. Field of the Invention The present invention relates to a method for producing a steel utilizing solid iron-bearing charge, in particular scrap, in a bottom-blow converter, wherein an oxidizing gas, in particular oxygen, is blown through the central jet through the nozzles in its lower portion and gaseous hydrocarbons as protective medium.

Background Art

A variety of methods for producing steel in a converter are known in which pig iron is blasted into steel by blowing oxygen. In the oxidation of alloying additives in the melt, a considerable amount of heat is generated which is used to melt the solid scrap.

Thus, for example, to produce one tonne of steel, 300 kg of molten pig iron with a content in% by weight are put into the steel aggregate. 4.2% carbon, 1.0% silicon and 0.3% manganese and 300 kg solid scrap. Since scrap is a waste material that is available in large quantities and at a bargain price, while the production of pig iron in a blast furnace is a costly matter, the effort to produce as much scrap as possible is to try to produce steel. The higher scrap in the batch increases the cost-effectiveness of steel production and therefore does not need to increase the volume of molten pig iron production for the blast furnace charge.

Other suitable iron-bearing solids for converting, which are available at relatively advantageous prices, are pre-reduced pellets, sponge iron or solid pig iron. Their use leads, as with scrap, to increase steel production capacity without the need to increase the production volume of pig iron in the blast furnace.

The proportion of the solid scrap is limited by the amount of heat that is released by the exothermic oxidation of the accompanying iron elements. In order to use a larger proportion of scrap, an attempt was made to melt the scrap with a flat-flame burner in a separate aggregate and immediately melt the melt in a converter to the steel, together with the molten pig iron.

However, this procedure is costly because it requires a separate solid scrap melting aggregate and the burner flame melting is time consuming. Furthermore, due to the high oxidation potential of the low carbon melt scrap and the high carbon scree iron melt, it is not safe to introduce the molten scrap into the pig iron melt just in the converter when it has already been partially pre-filled.

It is also occasionally used to preheat scrap in a converter using a natural gas jet burner or a mixture of fuel oil and oxygen, but the fuel calorific value is low and, with a relatively long preheating time, considerable wear of the refractory lining occurs and, moreover, the converter is not available for pre-heating time. refining. At a ratio of preheating times to refining of about 2: 3, the preheating of the solid scrap is at the expense of converter performance.

It is therefore an object of the present invention to provide a method for producing steel in which higher proportions of solid iron-bearing substances are employed, such as scrap, pre-reduced pellets, sponge iron and solid pig iron, or solely with solid iron-bearing substances, where during relatively rapid heating of solid iron-bearing materials In the case of high thermal efficiency and low propellant, waste gases are produced at a relatively low temperature and consequently a higher durability of the converter refractory lining.

SUMMARY OF THE INVENTION

This object is achieved by a method of producing steel using a charge of solid iron-bearing substances, in particular scrap, in a low-blow converter where the oxidizing gas, in particular oxygen, is blown through the central jet through the central stream, and as a protective coating medium, hydrocarbons when the preheating of the solid ferrous material charge stoichiometrically burns the carbonaceous material and the resulting hot flue gas passes through the charge of the preheated solid ferrous substance upwards, whereby the preheated solid ferrous substance is melted and optionally the molten pig iron is subsequently added and the melt is refined in the same converter, according to the invention, characterized in that solid carbonaceous substances are adhered to after the nozzle orifice is covered by the melt and the amount of hydrocarbon blown is reduced to a plurality of?

- 3 necessary for thermal nozzle protection.

In the method according to the invention, a high thermal efficiency and hence a very short preheating time is achieved, which results from the fact that the hot carbonaceous flue gases flow through the charge of solid iron-bearing substances in the up-converter and yet give up substantial part of its sensible heat. Therefore, the temperature of the flue gas at the top of the converter is low, so that the wear of the refractory lining of the converter is just as small. Large-scale combustion of carbonaceous substances by means of multiple nozzles in the bottom of the converter or at the bottom of its side wall gives the assumption of a uniform distribution of the hot exhaust gas as it passes through the batch of solid ferrous substances.

The steps that take place in the production of steel by the process of the invention can be divided into three phases:

the first phase is hereafter referred to as the preheating phase, in which the scrap is substantially heated up to an average temperature of about 1100 ° C without forming a larger melt. and in which predominantly oxidizing flue gas is available, the second phase is referred to as the melting phase in which a major portion of the scrap is melted, and at the bottom of the converter a melt is formed in such a quantity that it overlaps the mouth of the converter bottom nozzles and the resulting flue gas is no longer of an oxidizing nature as in the preheating phase, the third phase is purely refining, in which the carbon content and other accompanying elements are reduced in the melt.

For preheating the charge, carbonaceous materials such as natural gas, methane, propane, butane, benzene, crude oil, crude oil, crude tar and refining residues are suitable. In particular, these can be supplied through annular nozzle gaps consisting of concentric tubes, the inner tube of which is blown into the converter by an oxidizing gas, for example air or technically pure oxygen.

In this case, the ratio of the oxidizing gas to the carbonaceous substances varies according to the phases of the process according to the invention, wherein the carbonaceous substances simultaneously act as a protective coating medium. For example, during the start of the preheating phase, as many liquid or gaseous carbonaceous materials are introduced as many

4 is required for stoichiometric combustion of carbon dioxide CO 2 and water vapor, while only as much hydrocarbon is needed to heat the nozzles after overlapping the nozzle orifice in the bottom of the converter with melt and refining phase.

Gaseous or liquid carbonaceous substances can also be introduced outside the nozzle serving to the preheating phase by special feeds, for example by a tube provided in the discharge opening of the converter. Liquid carbonaceous materials such as fuel oil or light oil run down the converter wall and burn with oxygen, blowing nozzles at the bottom of the converter or at the bottom of the converter wall.

In all cases, it is crucial that the combustion of the carbonaceous substances occurs as low as possible at the bottom of the converter, under the charge of solid ferrous substances, to pass through the relatively long path through the charge of solid iron-bearing substances during their flow downward.

The use of the described short-term preheating of solid ferrous substances, in particular scrap, leads to an increase in the amount of scrap in the charge.

OEM converters have proven to be particularly advantageous for applying the method of the invention. / Q - BOP, which have nozzles for blowing oxygen, surrounded by a protective medium, below the surface of the melt.

Thus, during the preheating phase, liquid carbonaceous material is passed through the annular gap through the annular gap, while during the refining process, gaseous carbonaceous materials are blown, for example up to 3 vol. Propane or 8 vol.% Natural gas, based only on the flow rate of refining oxygen. · Nozzle protection. The transfer of the media from the liquid to the gaseous carbonaceous material occurs already during the melting phase, after the nozzle orifice is covered by the melt in the bottom of the converter.

During the preheating phase, liquid carbonaceous substances are fed into the converter through the annular nozzle gap, in particular from 1 to 10 liters per minute per 1 ton of solid iron oxide, and an oxidizing gas flows through the inner nozzle tube. , 5 to 2.5 per liter of liquid carbonaceous substances. Thus, the nozzles operate during

- 5 preheating phases as burners * The usual nozzles consisting of two concentric tubes are used, the annular gap of the nozzle, which is normally 1 mm wide, consists of individual channels of approximately square cross section with an edge length of 2 to 3 mm * during the pre-melting of the solid ferrous substances, after covering the nozzle orifices in the bottom of the converter, and at the refining phase 7 gaseous hydrocarbons pass through the annular gap of the nozzles as protective coating media of the nozzles, for example 2 to 3% by volume propane, based on the flow rate of refining oxygen. Gaseous protective nozzle media have proven to be unproblematic and very reliable for the refining phase.

During the refining phase, for example, 15,000 to 13,000 Nm @ 2 of oxygen per hour in the 60-ton converter is blown through the central tubes of 10 nozzles while simultaneously blowing about 300 Nm @ 2 of propane per hour through the annular gaps of the nozzles.

Switching from liquid to gaseous medium in the annular nozzle gap can be performed as desired at any desired time, without interrupting the ongoing converter process.

The charge of solid ferrous substances, namely scrap, relative to the molten pig iron, can be increased by about 10%, for example from 30% to 40%, if the solid ferrous substances are preheated directly in the converter.

Solid carbonaceous substances, such as coke, are not needed during the preheating phase.

When using gaseous carbonaceous substances, especially natural gas, for preheating, no conversion of the converter nozzle nozzles is required. However, it is preferable to use the liquid carbonaceous substances during the preheating with later transfer to the gaseous carbonaceous material after the nozzle orifice is overcoated with the melt in the converter, which only serves as a protective coating medium.

This preheating technique, which is carried out in less than 10 minutes, preferably in 2 to 5 minutes, makes it possible to increase the proportion of solid ferrous substances in steel production by up to 10%, up to a scrap fraction of about 40 without appreciable loss of production time.

There are considerable manufacturing advantages in steelmaking.

Further increasing the proportion of the charge of solid ferrous substances, in particular scrap, above said increase in the addition of scrap of 10, up to the production of steel only from solid ferrous substances, without the use of liquid pig iron, leads to the complete melting of the ferrous substances in the converter. in the melt overlap of the nozzle orifice, solid carbonaceous materials, mainly coke, anthracite, graphite and coal, or mixtures thereof are charged to the converter.

From this point onwards, the proportion of carbon monoxide CO in the oc / - flue gas from the converter also increases. Gaseous hydrocarbons that are injected through the annular nozzle gap } they are reduced only to the amount necessary for the thermal protection of the nozzles, ie below 10% by weight, based on the oxygen flow rate.

It is advantageous to feed the solid carbon converter to preheated solid ferrous substances only after the preheating phase. In order to increase the thermal performance, it seems to be particularly advantageous to apply solid carbonaceous substances already preheated.

In the process according to the invention with increasing amount of solid ferrous substances and prolonged preheating time, the amount of solid carbonaceous substances which are fed to the converter is increased.

Thus, to increase the scrap charge by an additional 10% over an increase in the scrap content of the charge that is achievable by preheating, about 20 kg of coke per tonne of scrap is sufficient, for example, from 40% to 50% scrap in order to increase the scrap charge by an additional 60% F t.zn. for a steel melt of 100% scrap, the amount of solids of the particulates is increased approximately linearly.

According to a further feature of the process according to the invention, the solid carbonaceous substances are added in an amount of 10 to 150 kg per 1 ton of solid iron-bearing material.

Consumption of solid carbonaceous substances, such as coke, which would be at least partially dosed with solid iron-bearing substances, would be low in the preheating phase, not: coke presumably with waste gases, flue gases consisting of carbon dioxide CO2 and water vapor HgO, in this case also N, does not react, as with oxygen-containing gases. Thus, during curing during the preheating phase, the coke would be substantially heated, while during the melting phase, when the ratio of oxygen to amount of gaseous hydrocarbons increases, it exothermically reacts with carbon monoxide CO with free or oxides bound. Thus, waste gases contain betting in the upper range

Solid iron-bearing substances only from about 1000 ° C to 1200 ° C, i. in the pre-melting phase, carbon monoxide CO, and from that point on, the melting heat is generated - first of all by burning solid, carbonaceous substances, e.g.

It is therefore advantageous to plant solid carbonaceous materials only from this point onwards. As the melt is then at least partially found in the converter, a portion of the carbon passes into the solution and is gradually removed from the melt.

Advantageously, according to the invention, solid carbonaceous substances can be introduced into the convent as dust with a carrier gas which is. an inert gas, for example nitrogen or argon, concentrically with the oxidant gas stream. This permits particularly rapid combustion and excellent heat transfer to the solid and partly already liquid ferrous material in the converter.

Further, according to the invention, solid carbonaceous substances can be fed into the melt in the converter in powder form with a flammable gas carrier, also concentrically with the oxidizing gas stream, for example a separate feed tube located in the oxidizing gas tube, in particular oxygen. For this purpose, nozzles may be used from a plurality of concentric tubes, in particular nozzles according to German Patent No. 24 38 142 have proved to be useful.

According to a further aspect of the invention, oxygen is blown onto the melt surface (after the nozzle orifice is covered by the melt).

Oxygen, surrounded by hydrocarbons, can be blown by nozzles from concentric tubes arranged in a refractory lining below the pivot pins. The quantitative proportion of the hydrocarbon relative to the oxygen content blown during the refining phase is below 10% by weight. and is, for example, 0.5 to 5% by weight, preferably 1 to 2% by weight. (Oxygen is mainly used for carbon monoxide 00, which arises increasingly from the beginning of the melting phase, to be burned as soon as it leaves, solid ferrous substances or melt, at least partly carbon dioxide). It can also be injected during preheating. phase as oxidizing gas air a: only technically pure oxygen during the melting phase.

during the preheating phase, more than 10 wt. hydrocarbons, relative to the oxygen flow rate.

The duration of the preheating and pre-melting phase of solid ferrous materials varies depending on the instantaneous amount of scrap, from 2 to 20 minutes. ; if it is not merely a scrap charge, additional liquid pig iron is added, which together with the melting point, resulting from the scrap, during the further development of heat from the exothermic reactions and the remaining solid carbonaceous substances, ensures a rapid melting of the remaining scrap. 300 kg of scrap per tonne of steel preheat and pre-melt and then plant at least 300 kg of pig iron per tonne of steel. In this case, the preheating time is 5 minutes, the pre-melting time is 15 minutes and the net refining time is only 4 minutes. With a low scrap content in the batch per tonne of steel and a larger proportion of pig iron, the preheating and pre-melting times are reduced accordingly and the refining time is extended, for example, for about 3 to 10 minutes.

With a small proportion of liquid pig iron, from 200 to 300 kg per tonne of steel, there could be a risk of explosive reactions because of the large difference in the oxidation potential of the melt resulting from scrap and the additionally cast liquid pig iron.

In the method according to the invention, this danger does not arise because the melt resulting from the scrap continuously absorbs carbon from the solid carbonaceous substances.

The described method is carried out in a converter in which the nozzles of at least two concentric tubes are located in the refractory lining. These nozzles can be provided in the bottom of the converter, in the side wall of the converter below and / or above the surface of the bath, as well as in the region of the converter hat. The nozzles arranged below the surface of the melt may consist of four concentric tubes, i. that they have three annular gaps. Through the outer annular gap, a gaseous protective coating medium, such as propane, can be blown, while turbid carbonaceous materials are supplied through both other annular gaps. ř as a different viscosity oil, the oxidation gas required for preheating and refining is blown through the center tube. This can be accomplished during the preheating phase by means of air or oxygen-enriched air, while oxygen is preferably blown in the pre-melting and refining phase, which is at least occasionally dosed with lime dust and other slag-forming additives.

It is important F that the nozzles below the converter are connected by switching valves with two separate pipes,

For example, once for the gaseous and the second for liquid media, for example liquid carbonaceous substances, it is possible for the individual phases of the process of the invention to be suitably transferred from one medium to another, for example from nitrogen to oil and again to nitrogen and then to propane for the refining phase.

Switching from one to the other gaseous medium preferably takes place by means of a three-way valve arranged directly on the nozzle mounting flange, and its outlet opening is connected to the annular nozzle gap while the two inlet openings are in communication with the liquid carbon feed line and the second inlet it is in connection with a feed line for gaseous hydrocarbons, in particular a gaseous protective medium. In this way, the rapid transfer of the media is also ensured, even with large variations in the quantity, for example in the case of high throughput of the oil and the relatively slight penetration of the protective medium during the pre-melting and refining phase.

The individual nozzles during the preheating and / or pre-melting phase, during which the converter is in a vertical position, can also be dispensed exclusively with gaseous hydrocarbons.

OverviewPictures on the drawing

The invention will be explained in more detail by means of exemplary embodiments. 1 shows a vertical section through the oxygen OBM converter with nozzles in the bottom and FIG. 2 is a longitudinal section through one of the nozzles in the bottom with a changeover valve for supplying media to the annular nozzle gap.

The converters have a refractory lining 2 with nozzles 4 in the side wall and a replaceable bottom 3 with nozzles 4 in the bottom 3. Each nozzle 4 is connected to an inlet 5 for an oxidizing gas which can be blown simultaneously with the dust substances. This is done by means of a dust separator 12. The annular gap 4 of each nozzle 4 with a width of about 1 mm is connected to the gas conduit 9 via a mounting piece 7. The conduits 3, 9 are guided in the pivot pin 11 of the converter via a multiple rotary bushing 10 and connected to supply lines in which the control valves are located.

The discharge opening 13 protrudes through the feed tube 14 for liquid carbonaceous substances. Further nozzles 4 are located above the melt surface in the side wall of the converter 1, through which oxygen is blown for additional combustion of carbon monoxide, surrounded by a protective medium.

Bottom nozzles 4 are mounted on the soil plate 15 of converter 1 by means of a welded guide 16, passing through. The nozzle 4 is closed by means of bolts 22 and a seal 23 between the flange 20 of the nozzle 4 and the counter-flange 21 on the guide 16. The inner tube 24 of the nozzle 4 is connected by an inlet by line 25 for oxidizing gas, optionally a mixture of dust substances with oxidizing gas. The annular gap 6 is connected via a switching valve 26 to a supply line 3 for a gaseous medium such as argon, nitrogen and / or gaseous hydrocarbons on one side and a feed abort 9 for liquid media such as oil on the other. 26, the valve body releases the outlet opening 28, which is connected to the annular gap of the nozzle 4, for the liquid medium supplied through the pipe 9 or for the gaseous medium supplied through the pipe 8.

Similarly, sidewall nozzles 4 are installed on the steel sheet shell of converter 1 and connected to respective supply lines, whereby a connection to the dust distributor 12 above the melt surface is no longer required for the side wall nozzles. ; he said <

In the case of a ton converter with a shot blasted in the bottom, the approximate size of the bead crushed by the volume.

7 '' / 1

0.8 x / t of steel * —aeuiacre nnnr.e c a c of the defenders 1 and 2 33 weighs 22 t of scrap · the ore consists of 2 t of sheet metal, 10 t of rolling mill n and 10 t of scrap. in the bottom of the tube is in the bottom of the cup and the cup is for the inner tube and the 6QG Nr // h for the ring gauge. 7 ncuvislcsti and flip the converter up to vertical!

'<3 OCO »a J / h feni were the inner lengths of the nozzles of the lead and the orangen meser / w QOG l / h, 3i 4e.

The pre-heating time of 5 minutes was reconnected to the duc and the converter to the horizontal and filled with AAAA + no. ) t auritonTTTS%% carbon, 0.7% silicon, t t

manganese α 1,6 & phosphorus. Tj3to / vrvala ^ 2 alsu.ty, nace2 converter

i 8 OCC Κα. káln

when entering the gum again turned into the vertical and its nozzles were supplied for 1 minute / 350 SarTh ^ apSnE. The three-minute mauee for steel analysis was refined for 2 minutes under the same conditions. The total oxygen demand was 4200 blown lime dust 5 tons and the amount of propane was 70 µm The amount of steel was 60 t and the analysis was carried out with 0.2% manganese.

With a batch of the same auric iron analysis, only 18 t of scrap and / or 50 tons of pig iron could be inserted, accordingly additional mu8z3i

For the batch of sodium of the invention, the amount of scrap is 6 t, for which the amount of heat required to heat the oil supplied by the annular gap is 3 oxygen. This amount of tapla also includes a share that corresponds to the profit

The tapla, which results from the oxidation of the accompanying elements of the iron pig iron, was replaced by an additional amount of scrap. The thermal efficiency of the oil introduced is a total of 64%.

At about 100 more.

t—: n 3 lots of scrap yards with 6 t of scrap, ρί'ίρ. a scrap charge of 36% of the preheating time averaged 5 minutes of thermal efficiency.

65%. p -

In all cases, it was sprayed

2. The method of claim 1, wherein the phosphorus-rich refining iron is rich in phosphorus. Ha end try- <ning -j ^ ten. remains all cod, ^ / in the nut-frU aai 7 t, for the next batch in the converter · Cold slag is slaged to 700 ° C and then preheated to 110 ° C. When refining without changing slag It is foot additional amounts of scrap to increase and with 25 tons this corresponds to scrap batches when existing in the oxygen converter at 41%

t.zcVloxsroeeat. This further clamping of the scrap charge is

In that the cold scrap can be compared with the scrap, it is preheated by a slag remaining in the converter and thermally activated.

When comparative batches are made, the 60 t of the converter is first mentioned. t of pig iron and 3,5 3.5% of carbon, 1, 0% of carbon, 1 »S of manganese, the quenching agent is present with oxygen, surrounded by n-pan-3 3, 3% by volume of propane, based on n-k'-3líklík. <minutes/t0minutes/including «8-consecutive batch time of 35 minutes to 60 t of steel ^ 8 ^ 0.03% carbon, 0.10 Jo and 2 & phosphorus, manganese & 0.025 &quot;

In the process of the invention, it was possible to dispense 3 tons of scrap in this converter against 33 t of scrap

1.6 t coke and ben »preheat for 6 minutes

6QQ 1 and Oxygen Consumption 3000 5Í® \ t 9 / 33 t '-U ··. - iron pig formerly "or analysis" and "fl"&quot;

... ·. . - '^ rrT <* 3? ^, · —-- ½ rf. ·. . '>

the melt was the same for the subsequent batch time of 4 tons; conditions. The treatment time was increased by δ minutes of overheating, but the benefit of increasing the amount.

ystote. from 13 t to 33 t.

The IT batch without the addition of a liquid pig iron with a tens of 10 tons in the bottom W. dosed a total of 40 t of scrap of different character and iron content. with 7 t of blast furnace coke. The jets were running <® = fcy # 3 feeds the converter 'x'. ^ 2 ^ ; nitrogen filled, cgassto has been (nozzle nozzle) naphthylO2 OGO Nm / h oxygen and 3 vol. propane 7e coil is metered by tube passing through tap hole 150 1 of light fuel oil with speed flow of 50 kg / nin to increase the supply of carbon carriers and to make 4c <4ca3ne- achieved large-scale ignition of coke. In the course of shredding, the amount of oxygen was not graded to i? 000 NnrVh. As a result of the oxygen agitation of a total of 7GO0 Nm @ 3, the coke formation of the coke was resolved. ? c whole 20 ninptúch ar-dgaeasfra temperature love l £ ZO and C and any of the compounds are 0.10% manganese, 0.03% acetone and 0.15% sulfur. After that, 1.5 minutes were blown by the oxygen, filled with a total of 2,000 kg of vapor, in the amount of propene, by the analysis of steel, by 02% carbon, by 0.05%. . <skj £ A » <.

manganese, 0.010% phosphorus and 0.04% sulfur; pří dasrsvevae £ =

-1Γ --- - ~ 'IT-. The amount of steel 35 to the bath temperature is 40 ° C. In the case of the same batch, but without coke, the convection was effected by oil and 753 l oil jets and the stoichiometric and oxygen particle size of about 150 [mu] g / ml was simultaneously injected at the flow rate of 75 [mu] l / ml of the nozzle. After 10 minutes the temperature is here 1l00 ° C and 5.5 tons of coke were fed · After the and / / with Yeah > whistling / áó &. 200 microns minute blowing / blowing. 200 [mu] m / oxygen and [mu] oeufeVVg and 3odbj /AT The pH of the propane was somewhat liquid, and 5b of steel could be added to the nozzle after an overall period of 30 minutes, with an approximate analysis.

In a batch without the addition of pig iron, 66 t of scrap and 6.5 t of blast furnace coke would be fed to a tertiary tonnage converter, flowing through ten nozzles in the bottom of two concentric tubes of 220 NcP / aia through the pre-heating time of 12 minutes.

of oxygen and annular space of 100 Hsto, the amount of oxygen in the premelting phase was increased to 34 ° C / min. <β * Μ> ° cAr ^ k. and the quantity of oil was reduced to 20 liters per minute and the scrap was dissolved in the bath and dissolved in water. 2 5% carbon, 0.5% manganese, 3.03 µl phosphorus and 0.09% sulfur. The steel was pinned and desulphurized in the usual manner in the pan. tiýtřžpk Jbři t & s & s & oí železaatáfc

He did # 1 / ^ velni

The next batch is mounted on the top side of the additional surface of the additional cost of the transvertor.

The oxygen tubes of the tube 50 and a concentric tube having a diameter of 54 &lt; tb &gt;< tb &gt;&lt; tb &gt; 3o &lt; tb &gt; the nozzle tubing inside the tubs supplied 300 (^ of oxygen) and a ou je 1 1 1.

Yq the second is the flux t2 of the nut / se - ^ dc = · the amount of oxygen increased to. 340 Nn ^ / rain and oil quantity

Λ, - zí * <-Ž ^ n.

so znenšilc na. 20 1 is a steel similar to a saline resin. The heat of fat is similar. the third éarle ·, however, no coca was planted with the cold cut, but the CEF 3 t coke preheated to · 90ϋ ° 0 ^ 3β bet ^ óo - 10 minutes of the sheath of the sheath, i.e., the shade of the preheating phase, and after the hot coke dispensing, the sheath is 5 minutes and approximately 5 minutes and approx.

If the iron according to the invention feeds raw iron after the pre-preheater of solid iron, then the scrap charge is increased by 4%. , asai_t There is practically no increase in batch run time at about 3% of scrap scrap. · Additional batch quantity is added to the batch. . , but as a top production. SiA ^ is a good use of

of the invention.

In order to further increase the scrap fraction in the case where pre-melting phases in the presence of solid carbon carriers are bonded to the preheating before pig iron is planted. This process represents the possibility of scaling up the scrap charge virtually as much as, for example, 50 to 60% of the batch volume. As a result, the process of the invention can replace a steel-making process in a Siemens-Martin furnace because it allows scrap charging and thus represents the possibility of replacing the Siemens-Martish remelting process with a more economical remelting process in oxygen-blown converters (OBM or Q-BOP converters). Unless occasionally, for example

In this way, a good heat transfer between the melting point and the scrap can be achieved in a significant way for the overcoating and rapid liquefaction of solid iron particles.

Claims (6)

PATENTOVÉ NÁROKYPATENT CLAIMS 1. Způsob výroby oceli za použití vsázky tuhých železonosných látek, zejména šrotu, v konvertoru se spodním dmycháním, kde tryskami v jeho spodní části se dmychá středovým proudem oxidační plyn, zejména kyslík, a jako ochranné obalové medium uhlovodíky, kdy po předehřátí vsázky pevných železonosných látek se stechiometricky spalují uhlíkaté látky a vzniklé horké spaliny prostupují vsázkou předehřátých pevných železonosných látek zdola nahoru, přičemž se .předehřáté pevné látky taví a případně se dodatečné přisadi/tekute surové zelezo^ načež se v tomtéž konvertoru tavenina zkujňuje, vyznačující se tím, že po překrytí ústí trysek taveninou se přisazují pevné uhlíkaté látky a množství dmýchaných uhlovodíků se snižuje na množství nezbytné pro tepelnou ochranu trysek.Method for producing steel using a charge of solid iron-bearing materials, in particular scrap, in a bottom-blowing converter, wherein oxidizing gas, in particular oxygen, is blown through the nozzles at its bottom, and as a protective coating medium by hydrocarbons. carbonaceous materials are stoichiometrically combusted and the hot flue gas formed is passed from bottom to top of the preheated solid iron solids, melting the preheated solids and optionally adding additional green iron, and then melt refining in the same converter. solid carbonaceous materials are added to the nozzle orifice overlap and the amount of blown hydrocarbons is reduced to the amount necessary for thermal protection of the nozzles. 2. Způsob podle nároku 1 , vyznačující se tím, že se pevné uhlíkaté látky přisazují v množství 10 až 150 kg na jednu tunu vsázky tuhých železonosných látek.Method according to claim 1, characterized in that the solid carbonaceous substances are added in an amount of 10 to 150 kg per tonne of the solid iron-bearing charge. 3. Způsob podle nároku 1 a 2 , vyznačující se tím, že se pevné uhlíkaté látky přisazují předehřáté.Method according to claims 1 and 2, characterized in that the solid carbonaceous substances are added to the preheated. 4. Způsob podle nároků 1 až 3 , vyznačující se tím, že se uhlíkaté látkyMethod according to claims 1 to 3, characterized in that the carbonaceous substances are used -ftvnášei í do taveniny v .prachové formě soustředně s proudem oxidačního plynu, nbzviášfě kyslíku, načež se dmýchá hořlavý plyn.They are introduced into the melt in powder form concentrically with a stream of oxidizing gas or oxygen, and then a combustible gas is blown. 5. Způsob podle nároků 1 až 3 , vyznačující se tím, že se uhlíkaté látky vnášejí do taveniny v, prachové formě soustředně s proudem oxidačního plynu, ojbgvlÁÍtc^kyslík^ načež se dmýchá inertní plyn.Process according to claims 1 to 3, characterized in that the carbonaceous substances are introduced into the melt in a dusty form concentrically with an oxidizing gas stream containing oxygen, and then an inert gas is blown. 6. Způsob podle nároků 1 až 5 , vyznačující se tím, že se na hladinu taveniny dmýchá po překrytí ústí trysek taveninou kyslík.Method according to one of Claims 1 to 5, characterized in that oxygen is blown to the melt level after the nozzle orifice has been covered.
CS782864A 1977-05-04 1978-05-04 Process for producing steel using a charge consisting of solid iron-bearing substances CZ281854B6 (en)

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE2719981A DE2719981C3 (en) 1977-05-04 1977-05-04 Steelmaking process
DE2729982A DE2729982B2 (en) 1977-07-02 1977-07-02 Process for increasing the scrap rate in steel production using the oxygen blow-through process
DE2729983A DE2729983B2 (en) 1977-07-02 1977-07-02 Steel making process
DE2756432A DE2756432B2 (en) 1977-12-17 1977-12-17 Method and device for increasing the scrap rate in steel production in the converter with injection of hydrocarbon-coated oxygen below the bath surface

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CZ286478A3 true CZ286478A3 (en) 1996-12-11
CZ281854B6 CZ281854B6 (en) 1997-03-12

Family

ID=27432216

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CS782864A CZ281854B6 (en) 1977-05-04 1978-05-04 Process for producing steel using a charge consisting of solid iron-bearing substances

Country Status (17)

Country Link
JP (1) JPS541220A (en)
AR (1) AR218488A1 (en)
AT (1) AT381955B (en)
AU (1) AU524543B2 (en)
BE (1) BE866644A (en)
BR (1) BR7802772A (en)
CA (1) CA1115962A (en)
CZ (1) CZ281854B6 (en)
DD (1) DD137728A5 (en)
FR (1) FR2389677B1 (en)
GB (1) GB1597058A (en)
HU (1) HU178526B (en)
IN (1) IN150145B (en)
LU (1) LU79574A1 (en)
NL (1) NL177610C (en)
PL (1) PL124494B1 (en)
SE (1) SE447911B (en)

Families Citing this family (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
NL186331C (en) * 1979-03-15 1990-11-01 Kloeckner Cra Patent METHOD FOR PREPARING STEEL AND CONVERTER FOR CARRYING OUT THE METHOD
SU870440A2 (en) * 1979-04-24 1981-10-07 Сибирский металлургический институт им. Серго Орджоникидзе Steel melting device
DE2949801C2 (en) * 1979-12-11 1987-03-26 Eisenwerk-Gesellschaft Maximilianshütte mbH, 8458 Sulzbach-Rosenberg Reversing valve for supplying a nozzle on a jet generation converter with oxygen or fuel
DE2939859C2 (en) * 1979-10-02 1983-06-23 Klöckner-Werke AG, 4100 Duisburg Steel making process
JPS6023182B2 (en) * 1979-12-01 1985-06-06 新日本製鐵株式会社 Melting method for medium carbon high chromium molten metal
DE2949794C2 (en) * 1979-12-11 1984-01-19 Eisenwerk-Gesellschaft Maximilianshütte mbH, 8458 Sulzbach-Rosenberg Process of supplying carbon to a molten iron in the converter
JPS5757822A (en) * 1980-09-24 1982-04-07 Kawasaki Steel Corp Blowing method of converter having bottom blowing tuyere
JPS58130210A (en) * 1982-01-27 1983-08-03 Nippon Steel Corp Heating method for scrap iron and ferroalloy in converter
JPS59143012A (en) * 1983-02-01 1984-08-16 Kawasaki Steel Corp Manufacture of steel in bottom or top and bottom blowing converter
JPS61195909A (en) * 1985-02-26 1986-08-30 Kawasaki Steel Corp Method for melting iron scrap in converter
GB8516143D0 (en) * 1985-06-26 1985-07-31 British Steel Corp Melting of metals
JPS6227514A (en) * 1985-07-30 1987-02-05 Nippon Steel Corp Melt-reduction refining method for oxide
DE3819031C1 (en) * 1988-06-03 1989-07-20 Kloeckner Stahl Gmbh, 4100 Duisburg, De
JPH0293012A (en) * 1988-06-03 1990-04-03 Nippon Steel Corp Method for hating iron scrap in converter
JPH0645814B2 (en) * 1988-11-24 1994-06-15 住友金属工業株式会社 How to dissolve scrap
AT517944B1 (en) * 2016-06-29 2017-06-15 Dipl Ing Ernst Fritz Process for the production of steel using lumped iron carriers
CN115261546B (en) * 2021-04-30 2024-05-14 宝山钢铁股份有限公司 Determination method, system, equipment and medium for most economical scrap ratio in converter steelmaking
CN114574652B (en) * 2022-02-28 2023-01-13 阳春新钢铁有限责任公司 Method for improving converter scrap ratio of LF (ladle furnace)
CN115725812A (en) * 2022-09-07 2023-03-03 王伟 Converter high scrap ratio smelting process

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3920447A (en) * 1972-02-28 1975-11-18 Pennsylvania Engineering Corp Steel production method
US3897047A (en) * 1972-07-27 1975-07-29 United States Steel Corp Apparatus for and method of refining an iron base melt
JPS587690B2 (en) * 1972-08-01 1983-02-10 ユ−エスエス エンジニアズ アンド コンサルタンツ インコ−ポレイテイド How to control the operation of a steelmaking converter
US3912243A (en) * 1973-04-04 1975-10-14 Berry Metal Co Apparatus and process for refining hot metal to steel

Also Published As

Publication number Publication date
NL177610B (en) 1985-05-17
SE7804862L (en) 1978-11-05
AT381955B (en) 1986-12-29
CZ281854B6 (en) 1997-03-12
AU3572178A (en) 1979-11-08
PL124494B1 (en) 1983-01-31
AR218488A1 (en) 1980-06-13
LU79574A1 (en) 1978-11-03
AU524543B2 (en) 1982-09-23
ATA315878A (en) 1986-05-15
BE866644A (en) 1978-09-01
IN150145B (en) 1982-07-31
NL7804802A (en) 1978-11-07
CA1115962A (en) 1982-01-12
BR7802772A (en) 1978-12-12
GB1597058A (en) 1981-09-03
JPS541220A (en) 1979-01-08
DD137728A5 (en) 1979-09-19
JPS5651207B2 (en) 1981-12-03
SE447911B (en) 1986-12-22
NL177610C (en) 1985-10-16
PL206480A1 (en) 1979-01-29
HU178526B (en) 1982-05-28
FR2389677B1 (en) 1981-04-30
FR2389677A1 (en) 1978-12-01

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CZ286478A3 (en) Process for producing steel using solid iron-bearing substances
KR0131266B1 (en) Process for the production of iron using converter
US4356035A (en) Steelmaking process
SU1304749A3 (en) Method for producing iron from ores
KR101561930B1 (en) Smelting vessel, steel making plant and steel production method
US4153426A (en) Synthetic gas production
AU676203B2 (en) A method for intensifying the reactions in metallurgical reaction vessels
KR0159789B1 (en) A smelting reduction
US4198230A (en) Steelmaking process
CZ280147B6 (en) Process of increased input of energy for saving electrical energy in electric arc steel-making furnaces
HU182867B (en) Method for improving the thermal equilibrium at steel refining
US4575394A (en) Metallurgical processes
US20150040722A1 (en) Iron reduction process and equipment
US4753677A (en) Process and apparatus for producing steel from scrap
US4329171A (en) Steel making method
NO142312B (en) PROCEDURE FOR MANUFACTURING LIQUID RAJJAR
US4365992A (en) Method of treating ferrous metal
CZ284179B6 (en) Process of melting materials based on iron metals and cupola for making the same
SK1792001A3 (en) Method for producing liquid pig iron
US4357160A (en) Process for improving the use of heat in steel production from solid iron material
US20050151307A1 (en) Method and apparatus for producing molten iron
RU2649476C2 (en) Method of steelmaking in ladle furnace unit
CZ769087A3 (en) Process for obtaining metals or metallic alloys and apparatus for making the same
US4330326A (en) Method and a means for introducing close-grained carbonaceous fuels into a molten iron bath
CN1015551B (en) Process for melting scrap iron, sponge iron and/or solid pig iron or the like