EA029843B1 - Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь - Google Patents

Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь Download PDF

Info

Publication number
EA029843B1
EA029843B1 EA201600450A EA201600450A EA029843B1 EA 029843 B1 EA029843 B1 EA 029843B1 EA 201600450 A EA201600450 A EA 201600450A EA 201600450 A EA201600450 A EA 201600450A EA 029843 B1 EA029843 B1 EA 029843B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
furnace
carbon
materials
charge
melting
Prior art date
Application number
EA201600450A
Other languages
English (en)
Other versions
EA201600450A1 (ru
Inventor
Генрих Алексеевич ДОРОФЕЕВ
Павел Рудольфович ЯНТОВСКИЙ
Константин Геннадиевич СМИРНОВ
Игорь Иванович ЯСТРЕБОВ
Александр Анатольевич ПРОТОПОПОВ
Геннадий Алексеевич ЗИНЯГИН
Original Assignee
Генрих Алексеевич ДОРОФЕЕВ
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Генрих Алексеевич ДОРОФЕЕВ filed Critical Генрих Алексеевич ДОРОФЕЕВ
Publication of EA201600450A1 publication Critical patent/EA201600450A1/ru
Publication of EA029843B1 publication Critical patent/EA029843B1/ru

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
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5264—Manufacture of alloyed steels including ferro-alloys
    • 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
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5211—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace
    • C21C5/5217—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace equipped with burners or devices for injecting gas, i.e. oxygen, or pulverulent materials into the furnace
    • 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
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5229—Manufacture of steel in electric furnaces in a direct current [DC] electric arc furnace
    • 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
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/527—Charging of the electric furnace
    • 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
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B14/00—Crucible or pot furnaces
    • F27B14/06—Crucible or pot furnaces heated electrically, e.g. induction crucible furnaces with or without any other source of heat
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B14/00—Crucible or pot furnaces
    • F27B14/08—Details peculiar to crucible or pot furnaces
    • F27B14/14—Arrangements of heating devices
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces
    • F27B3/08—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces heated electrically, with or without any other source of heat
    • F27B3/085—Arc furnaces
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces
    • F27B3/10—Details, accessories, or equipment peculiar to hearth-type furnaces
    • F27B3/18—Arrangements of devices for charging
    • F27B3/183—Charging of arc furnaces vertically through the roof, e.g. in three points
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D1/00—Casings; Linings; Walls; Roofs
    • F27D1/0003—Linings or walls
    • F27D1/0033—Linings or walls comprising heat shields, e.g. heat shieldsd
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D1/00—Casings; Linings; Walls; Roofs
    • F27D1/0043—Floors, hearths
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D1/00—Casings; Linings; Walls; Roofs
    • F27D1/02—Crowns; Roofs
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D11/00—Arrangement of elements for electric heating in or on furnaces
    • F27D11/08—Heating by electric discharge, e.g. arc discharge
    • F27D11/10—Disposition of electrodes
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/0025—Charging or loading melting furnaces with material in the solid state
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/0033—Charging; Discharging; Manipulation of charge charging of particulate material
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/16—Introducing a fluid jet or current into the charge
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B14/00—Crucible or pot furnaces
    • F27B14/06—Crucible or pot furnaces heated electrically, e.g. induction crucible furnaces with or without any other source of heat
    • F27B2014/068—Crucible or pot furnaces heated electrically, e.g. induction crucible furnaces with or without any other source of heat with the use of an electrode producing a current in the melt
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D2003/0034—Means for moving, conveying, transporting the charge in the furnace or in the charging facilities
    • F27D2003/0075—Charging or discharging vertically, e.g. through a bottom opening
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27D—DETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D3/00—Charging; Discharging; Manipulation of charge
    • F27D3/16—Introducing a fluid jet or current into the charge
    • F27D2003/162—Introducing a fluid jet or current into the charge the fluid being an oxidant or a fuel
    • F27D2003/163—Introducing a fluid jet or current into the charge the fluid being an oxidant or a fuel the fluid being an oxidant
    • F27D2003/164—Oxygen
    • 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)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • General Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)

Abstract

Изобретение относится к области металлургии, в частности к способу получения стали и конструкции электродуговой печи для его осуществления. В способе осуществляют загрузку в рабочее пространство печи шихты, состоящей из металлолома и окускованных оксидоуглеродных материалов, подают электроэнергию, топливо, науглероживатель, флюс и газообразный кислород, осуществляют нагрев и плавление электрическими дугами шихты с безуглероживанием металлической ванны, выпуск металла и шлака из печи. До начала плавки в центральную зону печи загружают единовременно вместе с первой порцией металлошихты часть оксидоуглеродных материалов, а остальное количество оксидоуглеродных материалов вводят в расплавленную шихту по ходу плавки с удельной скоростью загрузки 0,5-10 кг/мин на 1 MBA мощности трансформатора электродуговой печи, при этом размер кусков оксидоуглеродных материалов выбирают в пределах 5-80 мм. В стенках корпуса печи выполнены по меньшей мере три разнесенные по их периметру отверстия для ввода оксидоуглеродных материалов в центральную зону печи, расположенных ниже уровня верхней отметки корпуса печи на 0,2-1,0 м. Изобретение позволяет снизить удельный расход электроэнергии на расплавление металлошихты и увеличить выход железа из оксидоуглеродных материалов, а также повысить их относительное количество в общей массе шихты.

Description

Изобретение относится к области металлургии, в частности к способу получения стали и конструкции электродуговой печи для его осуществления. В способе осуществляют загрузку в рабочее пространство печи шихты, состоящей из металлолома и окускованных оксидоуглеродных материалов, подают электроэнергию, топливо, науглероживатель, флюс и газообразный кислород, осуществляют нагрев и плавление электрическими дугами шихты с безуглероживанием металлической ванны, выпуск металла и шлака из печи. До начала плавки в центральную зону печи загружают единовременно вместе с первой порцией металлошихты часть оксидоуглеродных материалов, а остальное количество оксидоуглеродных материалов вводят в расплавленную шихту по ходу плавки с удельной скоростью загрузки 0,5-10 кг/мин на 1 МВА мощности трансформатора электродуговой печи, при этом размер кусков оксидоуглеродных материалов выбирают в пределах 5-80 мм. В стенках корпуса печи выполнены по меньшей мере три разнесенные по их периметру отверстия для ввода оксидоуглеродных материалов в центральную зону печи, расположенных ниже уровня верхней отметки корпуса печи на 0,2-1,0 м. Изобретение позволяет снизить удельный расход электроэнергии на расплавление металлошихты и увеличить выход железа из оксидоуглеродных материалов, а также повысить их относительное количество в общей массе шихты.
029843
Группа изобретений относится к области металлургического производства, а конкретно к способу получения стали и конструкции электродуговой печи (ЭДП) для его осуществления.
Известен способ выплавки стали в подовом сталеплавильном агрегате, преимущественно в дуговой электропечи, включающий послойную завалку в печь известняка, композита, содержащего железоокисный и углеродосодержащий материалы, послойную загрузку шихты и ее плавление, при этом углеродосодержащий материал в количестве 10-20% от необходимого для полного восстановления оксидов железа заваливают в смеси с известняком, а остальную его часть - в смеси с железоокисным материалом, причем после расплавления 1/3-1/2 всего объема металлошихты через подину печи подают газообразный монооксид углерода [описание изобретения к патенту РФ № 2285726 от 02.03.2005 г., МПК С21С 5/52, опубл. 20.10.2006 г.]. Это позволяет оперативно управлять термической мощностью печи, процессами нагрева и плавления шихты, а также шлакообразования, что достигается за счет довосстановления окислов железа, содержащихся в шихте и шлаке; вспенивания шлака и экранирования дуг; дожигания монооксида углерода в атмосфере печи и перемешивания расплава со шлакообразующими. В результате повышается термический КПД электродуговых печей, выход жидкого металла и достигается упрощение шихтовки плавок.
Настоящий способ является альтернативой зарекомендовавшему себя способу выплавки стали с использованием синтетических композиционных материалов. Вызывает сомнение возможность достижения заявленного технического результата. В частности, СО является слабым восстановителем в подовых печах и требуется его весьма высокий расход, а дополнительное окисление железа в результате контакта с окислительной атмосферой печи переводит его в оксидную форму. Таким образом, продекларированное снижение расхода электрической энергии в изобретении не достигается.
Известны способы выплавки в электродуговой печи, включающие заправку печи, загрузку шихты в виде металлолома, перепуск и смену электродов, ввод электроэнергии, топлива, газообразного кислорода, подачу науглероживателя и флюсов, расплавление металлошихты, окислительный период - нагрев и обезуглероживание металлической ванны, выпуск металла и шлака из печи в ковш [см. Морозов А.Н. Современное производство стали в дуговых печах. - 2-е изд. - Челябинск: Металлургия, 1987, с. 41].
Одной из разновидностей способа выплавки стали в электродуговой печи является использование в качестве составного компонента металлошихты, наряду с ломом и вместе с ним оксидоуглеродных материалов (ОУМ), предназначенных для замены чугуна, стального лома и части науглероживателя [см. Бондарев Ю.А., Еланский Г.Н., Лемякин В.П. и др. Опыт проведения плавки в электрических печах с использованием оксидоуглеродных брикетов. Труды пятого конгресса сталеплавильщиков. - М.: Черметинформация, 1999, с. 218-219 и Агеев Е.Е., Антонов В.С., Бабич В.К. и др. Практика применения оксидоуглеродных брикетов в дуговых печах. Труды шестого конгресса сталеплавильщиков. - М.: Черметинформация, 2001, с. 237-240].
Оксидоуглеродные материалы (ОУМ) - это окускованные или скомпактированные смеси углеродсодержащих материалов (кокс, графит, различные угли, отходы металлургических, химических и других производств, содержащие углерод) и твердых окислителей (концентрат, суперконцентрат, частицы порошков железной руды, отсев мелочи агломерата и их смеси), получаемые брикетированием, окомкованием и другими методами компактирования.
Использование ОУМ при выплавке стали в электродуговой печи имеет ряд преимуществ, среди которых следует отметить следующие:
достигается утилизация всей окалины, образующейся в производстве; обеспечивается замена части чугуна и металлолома; достигается снижение расхода науглероживателя; уменьшается содержание фосфора, серы и цветных металлов; снижение стоимости стали.
Таким образом, настоящий способ выплавки стали в электродуговой печи включает заправку рабочего пространства печи, завалку (загрузку) шихты, состоящей из металлолома и окускованных оксидоуглеродных материалов, и, при необходимости, подвалку шихты, перепуск и смену электродов, подачу (ввод) электроэнергии, топлива, науглероживателя, флюсов, газообразного кислорода, плавление шихты, нагрев металла и обезуглероживание металлической ванны (т.н. окислительный период), выпуск металла и шлака из печи. Данный способ выплавки стали является по технической сущности наиболее близким к заявляемому.
Основными недостатками этого способа являются повышенный удельный расход электроэнергии в период плавления и пониженный выход железа, а также ограниченное количество вводимых ОУМ, не превышающее в среднем 5% от массы используемой на плавку металлошихты (металлозавалки). Причинами этого является загрузка ОУМ вместе с ломом в нижнюю часть рабочего пространства ЭДП.
Расположение кусков ОУМ вблизи от подины печи под слоем металлошихты, имеющем большую толщину и далеко отстоящем от зоны горения дуг, затрудняет перенос тепла к нижним слоям шихты, где располагаются ОУМ. Это приводит к затягиванию процесса расплавления ОУМ и увеличению расхода электроэнергии.
Интенсивное плавление ОУМ начинается после образования на подине печи жидкой металлической
- 1 029843
ванны. При этом часть ОУМ не успевает расплавиться и всплывает на поверхность металлической ванны, растворяясь в шлаке. Последний благодаря повышенному содержанию в нем оксидов железа обладает окислительными свойствами и имеет относительно низкую температуру нагрева. Эти факторы затрудняют восстановление железа из его оксидов углеродом, присутствующим в ОУМ, снижая тем самым извлечение железа из ОУМ и выход годного железа.
Вместе взятые, эти факторы повышают расход энергии и снижают выход железа. Все этот послужило причиной того, что способ выплавки стали в электродуговых печах с использованием ОУМ не получил заметного распространения. Одновременно это послужило причиной резкого ограничения расхода ОУМ, используемых при выплавке стали в электродуговых печах.
Задача, решаемая первым изобретением группы, и достигаемый технический результат заключаются в снижении удельного расхода электроэнергии на расплавление металлошихты и увеличение выхода железа из оксидоуглеродных материалов, а также повышение их относительного количества в общей массе шихты.
Для решения поставленной задачи и достижения заявленного технического результата в способе выплавки стали в электродуговой печи, включающем заправку рабочего пространства печи, завалку шихты, состоящей из металлолома и окускованных оксидоуглеродных материалов, и, при необходимости, подвалку шихты, перепуск и смену электродов, подачу электроэнергии, топлива, науглероживателя, флюсов, газообразного кислорода, плавление шихты, нагрев металла и обезуглероживание металлической ванны, выпуск металла и шлака из печи, часть оксидоуглеродных материалов в количестве 10-90% от их общего расхода на плавку загружают в печь единовременно вместе с ломом с первой порцией металлошихты до начала плавки, а остальное количество оксидоуглеродных материалов вводят в расплавленную шихту по ходу плавки, с удельной скоростью загрузки 0,5-10 кг/мин на 1 МВА мощности трансформатора электродуговой печи, при этом характеристический размер кусков оксидоуглеродных материалов выбирают в пределах 5-80 мм.
Кроме этого:
оксидоуглеродные материалы подают в центральную зону печи, примыкающую к зоне горения электрических дуг и ограниченную размерами не более ϋ=(άρ+3,5 бэл), где άρ - диаметр распада электродов, бэл - диаметр электродов;
соотношение углерода и кислорода, вносимого твердым окислителем оксидоуглеродных материалов и/или содержащегося в оксидах железа, выбирают в пределах 0,15<С/О<5,00 при следующем содержании исходных компонентов, мас.%:
Твёрдый окислитель 40-95;
Науглероживатель 5-60;
Связующее
сверх 100% в количестве 1-10% от общей
массы науглероживателя и твёрдого окислителя;
оксидоуглеродный материал дополнительно включает железосодержащие металлические частицы в количестве 5-30% от общей массы материала;
оксидоуглеродный материал дополнительно содержит шлакообразующие компоненты в количестве 0,1-10,0% от общей массы материала, при этом в качестве шлакообразующих материалов используют оксиды и/или фториды элементов, обладающих при температуре выше 1550°С, более высоким сродством к кислороду по сравнению с железом, а именно Са, Ыа, К, Ва, А1, Τι, Ζγ, δΐ, Μη, V, Сг и В.
Для реализации настоящего способа выплавки стали требуется соответствующее устройство - электродуговая сталеплавильная печь.
Типовая электродуговая печь [см. Интернет-ресурс Свободная энциклопедия - Википедия, й11р://ги.’Мк1реб1а.ог§/’Мк1/, термин "Дуговая сталеплавильная печь"] состоит из плавильной ванны (рабочего пространства), регулятора мощности дуги и вспомогательных технологических механизмов, позволяющих открыть (закрыть) свод печи, скачать шлак и слить металл.
Плавку стали ведут в рабочем пространстве, ограниченном сверху куполообразным сводом, снизу сферическим подом и с боков - стенами. Огнеупорная кладка пода и стен снаружи заключена в металлический кожух. Съемный свод может быть набран из огнеупорных кирпичей, опирающихся на опорное кольцо, а может быть из водоохлаждаемых панелей, как и стены. Через три симметрично расположенных в своде отверстия в рабочее пространство введены токопроводящие электроды, которые с помощью специальных механизмов могут перемещаться вверх и вниз. Печь обычно питается трехфазным током, но есть печи постоянного тока. Современная мощная дуговая печь используется преимущественно как агрегат для расплавления шихты и получения жидкого полупродукта, который затем доводят до нужного состава и степени чистоты внепечной обработкой в ковше.
Плавка в электродуговой печи, после ее осмотра и ремонта пострадавших участков футеровки (заправка), начинается с завалки шихты. В современные печи шихту загружают сверху при помощи загрузочной бадьи (корзины). После окончания завалки в печь опускают электроды, включают высоковольтный выключатель и начинают период плавления. Регулирование отдаваемой мощности осуществляется
- 2 029843
изменением положения электродов (длины электрической дуги) либо напряжения на электродах. После периода расплавления в печи образуется слой металла и шлака. Шлак вспенивают углеродсодержащими материалами для закрытия дуг, для лучшей его скачиваемости и уменьшения угара металла.
Выпуск готовой стали и шлака в стальковш осуществляется через сталевыпускное отверстие и желоб путем наклона рабочего пространства (или, если печь оборудована вместо желоба донным выпуском, то через него). Рабочее окно, закрываемое заслонкой, предназначено для контроля за ходом плавки (замер температуры металла и отбор пробы химического состава металла). Также рабочее окно может использоваться для подачи шлакообразующих и легирующих материалов (на малых печах). На современных сверхмощных печах подача шлакообразующих во время плавки осуществляется через специальное отверстие в своде конвейерной подачей. Углеродистые материалы для вспенивания шлака подаются в печь либо порционно через свод, либо вводятся инжекционными горелками струей газа. Перед выпуском и во время выпуска в стальковш добавляются легирующие и раскислители, а при отсекании печного шлака еще и шлакообразующие материалы.
Недостатком электродуговых печей является высокий местный перегрев под электродами; трудность перемешивания и усреднения химического состава металла; значительное количество продуктов горения и шума во время работы. Однако основным показателем неэффективности работы печи является ее чрезмерно высокая локальная концентрация энергии, которая тем больше, чем мощнее печь. Кроме этого, существующие печи не предназначены для специализированной подачи в металлическую ванну оксидоуглеродных материалов, помимо их завалки в составе лома.
Задача, решаемая вторым изобретением группы, и достигаемый технический результат заключаются в создании устройства для реализации заявленного способа выплавки стали, а, значит, в снижении удельного расхода электроэнергии на расплавление металлошихты и увеличении выхода железа из оксидоуглеродных материалов, а также в повышении их относительного количества в общей массе шихты.
Для решения поставленной задачи и достижения заявленного технического результата в электродуговой печи, содержащей футерованный высокоогнеупорными материалами с образованием пода и стенок корпус с отверстиями для прохода электродов и подачи сыпучих и куполообразный съемный свод с электрододержателями и блоком электродов, печь выполнена с возможностью реализации способа по пп.1-5, при этом в стенках корпуса выполнены по меньшей мере три разнесенные по периметру отверстия для ввода в центральную зону печи оксидоуглеродных материалов, расположенные ниже уровня верхней отметки корпуса на 0,2-1,0 м. Дополнительно, отверстия для ввода в центральную зону печи оксидоуглеродных материалов разнесены по периметру стенок с преимущественным расположением между двумя соседними электродами.
Изобретения иллюстрируются чертежами, где:
на фиг. 1 показан общий вид электродуговой печи для реализации способа выплавки стали с использованием оксидоуглеродных материалов;
на фиг. 2 показано сечение А-А фиг. 1 - предпочтительное расположение отверстий для ввода в центральную зону печи оксидоуглеродных материалов относительно электродов.
Таким образом, способ выплавки стали в электродуговой печи, а это преимущественно трехфазная электродуговая печь переменного тока, включает заправку рабочего пространства печи, завалку (или загрузку) шихты, состоящей из металлолома и окускованных оксидоуглеродных материалов, и, при необходимости, одну или несколько подвалок шихты, перепуск и смену электродов, подачу (ввод) электроэнергии, топлива, науглероживателя, флюсов, газообразного кислорода, плавление шихты, нагрев металла и обезуглероживание металлической ванны (т.н. окислительный период), выпуск металла и шлака из печи, часть оксидоуглеродных материалов в количестве 10-90% от их общего расхода на плавку загружают в печь единовременно вместе с ломом с первой порцией металлошихты до начала плавки, а остальное количество оксидоуглеродных материалов вводят в расплавленную шихту по ходу плавки с удельной скоростью загрузки 0,5-10 кг/мин на 1 МВА мощности трансформатора электродуговой печи, при этом характеристический размер кусков оксидоуглеродных материалов выбирают в пределах 5-80 мм.
Оксидоуглеродные материалы подают в центральную зону печи, примыкающую к зоне горения электрических дуг и ограниченную размерами не более Ό=(άρ+3,5 бэл), где άρ - диаметр распада электродов, бэл - диаметр электродов.
Иными словами, центральная зона печи - это описанная вокруг электродов окружность диаметра Ό. Как правило, эта зона занимает площадь не более 30% от площади поперечного сечения рабочего пространства печи.
- 3 029843
Соотношение углерода и кислорода, вносимого твердым окислителем оксидоуглеродных материалов и/или содержащегося в оксидах железа, выбирают в пределах 0,15<С/О<5,00 при следующем содержании исходных компонентов, мас.%:
Твёрдый окислитель 40-95;
Науглероживатель 5-60;
Связующее
сверх 100% в количестве 1-10% от общей
массы науглероживателя и твёрдого окислителя.
Т.е. в зависимости от марки выплавляемой стали определяют конкретный состав ОУМ и их расход на плавку, что стало возможным благодаря проведению многочисленных экспериментов, позволивших разобраться с оптимизацией применения ОУМ в металлургических процессах электродуговой выплавки стали и создать на этой основе соответствующую научную базу.
В качестве твердого окислителя используют железорудный концентрат, окалину, железную руду, агломерат, частично восстановленное железо прямого восстановления и/или их смеси, а в качестве углеродсодержащего реагента или науглероживателя - кокс, графит, древесный уголь, частицы угля, термоантрацит и их смеси. Связующим материалом могут быть жидкое стекло, цемент различных марок, патока, древесные клей, бентонит и их смеси, а также биологические вещества (мука и пр.).
Оксидоуглеродный материал может включать в свой состав железосодержащие металлические частицы в количестве 5-30% от общей массы материала. Металлические частицы выполняют функцию катализатора процесса восстановления железа из его оксидов углеродом, входящим в состав науглероживателя.
Также оксидоуглеродный материал может дополнительно содержать шлакообразующие компоненты в количестве 0,1-10,0% от общей массы материала, при этом в качестве шлакообразующих материалов используют оксиды и/или фториды элементов, обладающих при температуре выше 1550°С (соответствующей температуре периода плавления шихты), более высоким сродством к кислороду по сравнению с железом, а именно Са, Να, К, Ва, А1, Τι, Ζγ, δΐ, Μη, V, Сг и В.
Реализующая настоящий способ выплавки стали электродуговая печь содержит футерованный высокоогнеупорными материалами с образованием пода (подины) 1 и стенок 2 корпус 3 с отверстиями 4 для прохода электродов 5, отверстием 6 для подачи сыпучих (материалов, участвующих в процессе выплавки стали) и куполообразный съемный свод 7 с электрододержателями (условно не показаны) и блоком из трех электродов 5, при этом в стенках 2 корпуса 3 выполнены по меньшей мере три разнесенные по периметру отверстия 8 для ввода в центральную зону 9 печи оксидоуглеродных материалов, расположенные ниже уровня верхней отметки 10 корпуса 3 на 0,2-1,0 м. Отверстия 8 рекомендуется разнести по периметру стенок 2 с их преимущественным расположением между двумя соседними электродами 5 (или ориентацией в направлении между двумя соседними электродами 5). Это делается для того, чтобы исключить вероятность "бомбардировки" электродов 5 подаваемыми брикетами оксидоуглеродных материалов, способных в ряде случаев травмировать их, а также исключить возможность завалки ОУМ за пределами центральной зоны 9 печи, ограниченной диаметром Ό, поскольку в этом случае потребуется дополнительная энергия на их расплав, приводящая к перегреву зоны, непосредственно прилегающей к электродам 5.
Проанализируем существенные признаки изобретений.
Центральная зона 9 в электродуговой печи отличается от остальных объемов рабочего пространства огромным количеством выделяемой тепловой энергии и ее максимальной концентрацией, достигающей в современных печах последних поколений величин порядка 10 МВА/м3, а также высоким температурным уровнем, составляющем 4000-15000°К и весьма существенно превосходящим температуру плавления исходной шихты и конечного продукта - жидкого металла (не более 1700°С). В силу этих причин характер плавления всех загружаемых в печь материалов, включая куски ОУМ, в зоне горения электрических дуг 5 и зонах располагающихся за ее пределами и на периферии печи принципиально отличается.
В первом случае плавление проходит в режиме избытка энергии и весьма высоких температур, намного превышающих температуру плавления исходных материалов и конечного продукта - стали. Одним из следствий этого является неполное тепловосприятие подводимой энергии, значительные потери тепла и перерасход электроэнергии.
Во втором случае, в отличие от первого, перевод твердых компонентов шихты в жидкое состояние с образованием соответственно металла и шлака осуществляется в режиме недостатка тепла (теплового голода) и рабочих температур, не превышающих температуру металла и шлака на выпуске, т.е. 1700°С.
Предлагаемый способ базируется в отличие от известных на вводе некоторой части ОУМ в завалку совместно с ломом еще до начала плавки, а остальную, как правило, более значительную часть ОУМ вводят в зону горения дуг в период плавления, когда в электропечь вводят наибольшее количество электрической энергии. Вводимые материалы существенно повышают тепловоспринимающую способность шихты, снижая тем самым потери тепла и снижая расход электроэнергии.
- 4 029843
Особый характер энергетики центральной зоны печи в сочетании с изменением порядка ввода ОУМ в печь предопределяет исключительно быстрое расплавление твердых кусков ОУМ и преобразования их в жидкие фазы. Благодаря этому основные компоненты ОУМ - оксиды железа твердого окислителя и углерод, входящий в состав науглероживателя, вступают в реакцию, происходящую с весьма высокой удельной скоростью порядка 5-40 кг/(с-м3). Продуктами данной реакции окисления углерода и восстановления железа являются металлическое железо и монооксид углерода.
Первое стекает вниз в металлическую ванну, увеличивая приход железа, причем первородного, а второй служит источником поступления дополнительного тепла в печь за счет дожигания СО и СО2, сокращая тем самым удельный расход электроэнергии на плавление металлошихты.
Нагрев и расплавление ОУМ при этом происходят за счет дополнительного аккумулирования части тепла, не усваиваемой шихтой из-за ее ограниченной возможности поглощения всей энергии и представляющей, по существу, тепловые потери. Данное обстоятельство обеспечивает снижение удельного расхода электроэнергии на расплавление шихты.
Предлагаемый способ позволяет также обеспечить быстрое и полное восстановление железа из его оксидов углеродом в ОУМ и повысить извлечение железа и выход годного.
Плавление ОУМ в данном случае сопровождается образованием жидкой шлаковой фазы, что улучшает условия горения дуг и стабильность режима подачи энергии в печь. Следствием этого является дополнительная экономия электроэнергии, достигаемая за счет снижения потерь энергии при горении дуг.
Существующие электродуговые печи располагают одним, так называемым "пятым" отверстием 6 в своде печи для подачи сыпучих материалов по ходу плавки. Переход к принципу подачи материалов по ходу плавления требует изменений в существующей конструкции ЭДП с позиций создания возможностей для непрерывной и равномерной подачи необходимых материалов, включая ОУМ, по ходу плавки. С этой целью предлагается вводить ОУМ через три или более отверстий 8 в стенах 2, располагая их в верхней части корпуса 3 печи ниже уровня его верхней отметки 10 на 0,2-1,0 м. Это позволяет вводить ОУМ с самого начала плавления при любой насыпной плотности металлолома, а также делает возможным регулирование расхода ОУМ в более широком диапазоне и более плавно.
Основной особенностью периода плавления в электродуговой печи служит максимальное количество вводимой электрической энергии, преследующее цель скорейшего расплавления шихты и сокращения продолжительности данной стадии, занимающей большую часть электроплавки. Электродуговые печи, особенно последнего поколения, обладают высокой удельной мощностью трансформатора, достигающей 1500 КВА на тонну стали, вследствие чего в шихту вводится значительное количество высококонцентрированной электроэнергии. Это количество существенно превышает возможности твердой шихты по аккумулированию и усвоению подводимого тепла. В результате ограниченной возможности шихты по усвоению подводимой энергии значительная часть ее используется нерационально, расходуясь на испарение части металлов, перегрев шихты, металла и газов, а также усиленное излучение на свод 7 и стенки 2 печи и т.д. Эти факторы увеличивают потери тепла и расход энергии и снижают тепловой КПД электродуговой печи в период плавки.
Оксидоуглеродные материалы, подаваемые в период плавления в объем шихты, заполняют пустоты внутри слоя плавящейся шихты, увеличивая тем самым ее насыпную плотность. Будучи относительно небольшими по размеру, данные материалы обладают более развитой поверхностью теплообмена по сравнению с кусками металлошихты. Кроме того, брикеты ОУМ относятся, в отличие от металлолома, к тонким телам и поэтому обладают большей скоростью нагрева и соответственно меньшей продолжительностью плавления. Благодаря этим факторам оксидоуглеродные материалы увеличивают аккумулирующую способность шихты и скорость ее расплавления, повышая, тем самым степень усвоения энергии, выделяющейся при горении дуг и снижая ее потери. Соответственно этому снижаются удельные расходы электроэнергии и длительность плавления.
Помимо физического влияния на теплообмен в зоне горения дуг, заключающегося в повышенном усвоении части тепла горения дуг, оксидоуглеродные материалы обладают дополнительным охлаждающим эффектом, базирующемся на химической реакции между углеродом и оксидами железа ОУМ. Данная реакция носит эндотермический характер и поэтому дополнительно охлаждает зону, в которой находятся данные материалы, увеличивая тем самым скорость поглощения тепла, поступающего в эту зону. Следовательно, применение ОУМ в электродуговой плавке путем их ввода в центральную зону 9 печи вызывает отток части тепла на реакцию взаимодействия углерода и оксидов железа. Тем самым достигается сокращение безвозвратных потерь тепла и снижение удельного расхода электроэнергии. Описанный эффект относится к химическому охлаждению зоны горения дуг и дополняет чисто физическое воздействие ОУМ на температурные условия в данной зоне, усиливая эффект охлаждения.
Эндотермическая реакция относится к реакции восстановления железа из его оксидов углеродом и сопровождается значительными затратами тепла. Однако в заявляемом способе расходы на эту реакцию обеспечиваются за счет тепла, отнимаемого от энергии, уходящей из печи и представляющей собой потери. Это исключает дополнительные затраты тепла при применении ОУМ.
Продуктами реакции взаимодействия углерода и оксидов железа в ОУМ, вводимых по ходу плавления, является железо и монооксид железа. Железо, полученное из ОУМ, переходит в металлическую
- 5 029843
ванну, увеличивая тем самым выход железа. При этом оно имеет первородный характер и отличается повышенной чистотой в отношении остаточных элементов типа Си, δη, Мо, Сг, Νΐ и т.п. Особо высокие температуры в центральной области печи, развитая поверхность теплообмена кусков (брикетов) ОУМ, наличие огромной реакционной поверхности контакта науглероживатель-твердый окислитель, а также высокая интенсивность переноса тепла обеспечивают необходимые и достаточные условия для данной реакции, в том числе полное восстановление железа.
Образующийся монооксид углерода является источником дополнительного тепла, выделяющегося при этом в толще кусковой шихты. Фильтруясь через слой плавящейся кусковой шихты, он дожигается до СО2, выделяя при этом 6,55 кВч тепла на каждый килограмм углерода, содержащегося в ОУМ. Наличие твердой шихты, ее развитая поверхность, относительно низкие температуры, а также совмещение зон образования СО, дожигания его и поглощения тепла создают условия для более полного дожигания СО до СО2 в объеме шихты и усиленной передачи тепла дожигания окружающим материалам. Эти величины существенно превышают аналогичные показатели известных способов, где дожигание и передача тепла осуществляются преимущественно в конце плавления, когда ванна имеет твердожидкое состояние и покрыта слоем вспененного шлака. Эти факторы существенно ухудшают условия дожигания и утилизации тепла.
Из изложенного выше следует, что использование ОУМ в период плавления на основе их подачи в печь по ходу плавки принципиально изменяет характер поведения в электроплавке этих материалов и энергетику электродуговой печи в целом. После подачи ОУМ в высокотемпературную зону и их последующего нагрева в кусках материала начинается реакция восстановления железа из его оксидов собственным углеродом, имеющемся в ОУМ и выход железа возрастает. За счет этого достигается физическое и химическое охлаждение зоны горения. Это значительно увеличивает степень усвоения тепла и исключает его потери. Монооксид углерода дожигается до СО2 в процессе фильтрации через объем шихты. Благодаря этому достигается совмещение зон образования СО, его дожигания до СО2 и поглощения тепла, что существенно повышает эффективность дожигания и в целом углерода как энергоносителя, сокращая тем самым затраты электроэнергии и время плавления.
Это является одним из преимуществ предлагаемого способа перед известными, где ОУМ начинают активно плавиться только в завершающей стадии плавления. К этому моменту в печи образуется твердожидкая металлическая ванна, покрытая относительно холодным шлаком во вспененном состоянии. Поэтому процесс дожигания СО до СО2 и переноса тепла в ванну печи протекает в неблагоприятных условиях. Вследствие этого результирующий эффект использования углерода существенно снижается и не превышает 3,1-3,8 кВч/кг углерода по сравнению с 4,5-4,9 кВч/кг в предлагаемом способе.
Таким образом, предлагаемый способ выплавки стали, базирующийся на применении особой системы загрузки ОУМ, существенно изменяет к лучшему энергетику периода плавления, способствуя тем самым существенному снижению расхода электроэнергии.
Значения 10-90% обусловлены широкими пределами изменения номинальной мощности трансформатора печи и охлаждающего эффекта кусков ОУМ разного состава. В зависимости от соотношения этих параметров доля ОУМ, вводимых в период плавления, может изменяться в пределах 10-90% от их расхода на плавку. В случае, если эта доля меньше 10%, то достигаемый эффект снижается, ограничивая показатели предлагаемого способа. При расходах ОУМ в период плавления более 90% эффективность предлагаемого способа также уменьшается. Это обусловлено тем, что в данном случае количество ОУМ, введенных вместе с ломом в завалку, не обеспечивает выделения необходимого количества монооксида углерода, что ослабляет интенсивность перемешивания металлической ванны и удлиняет продолжительность плавления. Кроме этого, ограниченное количество образующегося монооксида сокращает количество тепла, поступающего в плавящиеся материалы и твердожидкую ванну. Оба фактора, вместе взятые, вызывают увеличение расхода энергии на расплавление шихты. Поэтому приведенный интервал расхода ОУМ в период плавления, равный 10-90%, обеспечивает достижение максимальных удельных затрат тепла на расплавление шихты.
Характеристический размер кусков ОУМ в пределах 5-80 мм представляет собой среднее из трех размеров отдельного куска. Данный интервал размеров кусков выбран из соображений возможности их размещения в свободных объемах металлолома и возможности подачи ОУМ через отверстия в стенке 2 корпуса 3 печи. При размере кусков менее 5 мм наблюдается эффект их просыпания через куски лома в нижнюю часть металлозавалки и уход их из зоны плавления. Это приводит к накоплению ОУМ в слоях шихты, примыкающих к поду (подине) 1, и замедляет их расплавление, сдвигая его к моменту окончания плавления шихты. Поэтому снижение размера кусков ОУМ ниже 5 мм нежелательно. Размер кусков более 80 мм усиливает их склонность к зависанию и затрудняет ввод в печь. Поэтому дальнейшее увеличение этого размера нецелесообразно.
В целом сочетание отмеченных выше параметров, а именно ввод 10-90% ОУМ в период плавления с размерами отдельных кусков в интервале 5-80 мм обеспечивает проплавление данных материалов в начальный момент плавки, причем с весьма высокой скоростью и за счет тепла, теряемого из-за невозможности шихты воспринять полностью все вводимое в шихту тепло электрических дуг. При этом достигается практически полное восстановление всего железа, присутствующего в оксидах твердого окис- 6 029843
лителя. За счет этого возрастает выход железа.
Немаловажное значение оказывает и более раннее - с момента начала плавления, - образование монооксида углерода, являющееся наряду с железом другим продуктом реакции между углеродом и кислородом оксидов железа твердого окислителя. Образующееся при этом значительное количество монооксида углерода, достигающее 600 м3/т материала, играет положительную роль. Монооксид выполняет роль дополнительного энергоносителя, поскольку при его дожигании до СО2 выделяется огромное количество тепла - 6,55 кВч на каждый килограмм углерода. Наличие твердых кусков шихты улучшает условия поглощения тепла дожигания по сравнению с известными способами - 60-80% вместо 30-50%, давая тем самым дополнительную экономию электроэнергии.
Поступление монооксида в атмосферу печи уменьшает содержание кислорода и в целом окислительный потенциал газовой фазы по отношению к поверхности металлолома, тем самым дополнительно снижая окисление железа металлолома и увеличивая выход железа из металлошихты.
ОУМ согласно изобретению вводят в центральную зону 9 печи с размерами, не превышающими значение Ό=(άρ+3,5 бэл), площадь которой занимает (или составляет) не более 30% от общей площади поперечного сечения печи на уровне свода.
Выбор данного показателя обусловлен особой энергетикой электродуговой печи, заключающейся в том, что все преобразование электроэнергии в тепло и выделение тепла происходит в центральной зоне 9 печи, соизмеримой по размеру с диаметром распада άρ электродов 5. Для высокомощных современных печей последнего поколения абсолютная величина данного параметра составляет 1,3-1,6 м. Наличие высококонцентрированного источника тепла, располагающегося в центре печи, предопределяет преимущественное расплавление твердых материалов металлозавалки в зоне горения дуг. Периферийные участки шихты расплавляются значительно позже - после проплавления колодцев и формирования единой зоны плавления. Особо высокая концентрация энергии в зоне горения дуг и прилегающих к ней участков объясняет необходимость ввода ОУМ именно в центральную зону 9 печи, располагающуюся под электродами 5 и сбоку от них.
Если размер зоны подачи не превышает величины Ό=(άρ+3,5 бэл), то подаваемые ОУМ попадают в область наивысших температур и максимальной концентрации энергии. Тем самым обеспечивается более раннее проплавление ОУМ и более быстрое завершение реакции между углеродом и оксидами железа твердого окислителя, целевым продуктом которой является железо, восстановленное углеродом из его оксидов, и монооксид углерода. Последний служит источником получения дополнительного тепла в виде энергии дожигания и фактором, снижающим окислительный потенциал газовой фазы электропечи и увеличивающим тем самым выход железа из шихты
Рекомендуемый интервал удельной скорости подачи ОУМ в печи составляет 0,5-10,0 кг/мин на 1 МВА мощности трансформатора. При скорости загрузки ниже 0,5 кг/мин на 1 МВА достигаемый эффект в отношении сокращения энергозатрат и повышения выхода железа существенно снижается и поэтому дальнейшее уменьшение величины этого показателя представляется нецелесообразным. При скорости подачи ОУМ выше 10 кг/ мин на 1 МВА наблюдается чрезмерное охлаждение зоны горения дуг и участков, примыкающих к данной зоне. Это приводит к затягиванию периода плавления и увеличению энергозатрат. Помимо этого возникает опасность неполного протекания основной реакции ОУМ - реакции между углеродом и оксидами железа, - определяющей эффективность применения данных материалов. По этой причине применяемый диапазон скоростей загрузки 0,5-10,0 кг/мин на 1 МВА является наиболее рациональным.
Главной доминирующей характеристикой ОУМ является соотношение углерод-кислород С/О, обобщающее совокупное влияние на эффективность применения данных композиционных материалов и выбор их состава. Соотношение углерода и кислорода в ОУМ выбирают в пределах 0,15<С/О<5,00. Если соотношение С/О в ОУМ поддерживают ниже 0,15, то охлаждающий эффект данного материала приближается к максимальному, равному охлаждающей способности твердого окислителя. Одним из следствий этого является необходимость сокращения количества ОУМ на плавку, что снижает эффективность предлагаемого способа. Поэтому уменьшение соотношения С/О менее 0,15 является нежелательным.
В случае, когда соотношение С/О в ОУМ выбирают больше 5,00, то охлаждающая способность материала начинает сильно снижаться. Причиной этого является высокое содержание углерода, поступающие из ОУМ в металлическую ванну и вызывающие чрезмерное науглероживание металла. Вследствие этого повышение соотношение С/О выше 5,00 нерационально. Следовательно, как снижение соотношения С/О ниже 0,15, так и его увеличение свыше 5 - нежелательно.
Пределы содержание компонентов в ОУМ и состав материала определяются следующими соображениями. Если содержание твердого окислителя менее 40%, а содержание науглероживателя соответственно выше 60%, то весь кислород оксидов железа твердого окислителя полностью расходуется на окисление части углерода, а оставшееся количество углерода, притом весьма значительное, вносится в ванну, науглероживая ее. При этом количество углерода, поступающее в ванну, оказывается весьма высоким. Повышение содержание углерода снижает охлаждающее влияние ОУМ на температуру зоны горения дуг, а также требует дополнительного расхода кислорода и электроэнергии, затягивая тем самым дли- 7 029843
тельность окислительного периода и всей плавки в целом. Одновременно с этим ухудшаются условия дефосфорации металла из-за пониженного количества оксидов железа в шлаке. Поэтому снижение содержания твердого окислителя ниже 40% и повышение углеродсодержащего реагента выше 60%, является нецелесообразным. При повышенном содержании твердого окислителя в ОУМ выше 95% и соответственно понижении количества науглероживателя ниже 5%, количество оксидов железа, выполняющих роль донора кислорода, существенно превышает их количество, необходимые для удаления всего углерода ОУМ. Чрезмерно высокое содержание твердого окислителя и соответственно пониженная доля науглероживателя увеличивают охлаждающий эффект ОУМ до уровня, приближающегося к показателю твердого окислителя в чистом виде и равному 3-4 единицам охлаждающей способности лома. Это существенно ограничивает расход ОУМ на плавку. Образующийся при этом избыток оксидов железа поступает в шлак, увеличивая окисленность и массу шлака. Эти факторы оказывают отрицательное влияние на показатели электроплавки, сокращая выход железа, повышая содержание кислорода в конечном металле, увеличивая расход раскислителей, усиливая загрязненность стали оксидными включениями, а также снижают стойкость футеровки печи. Все это ограничивает пределы содержания окислителя и науглероживателя в ОУМ пределами соответственно 90 и 5%. Связующее в составе ОУМ в количестве 1-10% сверх 100% от общей массы науглероживателя и твердого окислителя обеспечивает надлежащую механическую прочность брикетов и не оказывает существенного влияния на процесс плавки.
Оксидоуглеродные материалы могут содержать в своем составе железосодержащие металлические частицы в количестве 5-30%. Наличие таких частиц существенно ускоряет основную реакцию между углеродом и твердым окислителем, протекающую в ОУМ в процессе их нагрева и плавления. Присутствие металлических частиц в ОУМ увеличивает степень восстановления железа из его оксидов углеродом и скорость этого процесса.
При относительно малом содержании их в ОУМ - ниже 5% степень полезного их влияния на кинетику реакции ослабляется. Положительные результаты при этом не окупаются усложнением технологии получения окускованных материалов. Повышение содержания металлических частиц в ОУМ - более 30% сопряжено со значительным увеличением расхода связующего из-за снижения прочности кусков ОУМ, а также с технологическими трудностями, связанными с окускованием ОУМ. Поэтому данный показатель в пределах 5-30% является оптимальным.
ОУМ могут содержать 0,1-10,0% шлакообразующих компонентов. Ввод их в состав ОУМ обеспечивает при плавлении ОУМ раннее формирование жидкого шлака, что, как показали опыты, повышает устойчивость горения электрических дуг и снижает потери их энергии. Кроме того, быстрое формирование шлака улучшает условия удаления фосфора после окончания периода плавления. Снижение доли шлакообразующих ниже 0,1 нежелательно, так как при этом снижается эффективность их влияния. Повышение их доли выше 10,0% также нежелательно, так как снижается относительное содержание ведущих компонентов ОУМ - углерода и оксидов железа. Пределы содержания 0,1-10,0% с этих позиций являются наиболее подходящими.
Существующие электропечи имеют только одно отверстие для ввода сыпучих материалов по ходу плавки - через свод печи. Для современных электропечей, способных работать со значительно большим количеством материалов, подаваемых в период плавления, одного отверстия может оказаться недостаточно. Положение усугубляется тем, что тенденция к непрерывному снижению насыпной плотности лома приводит к полному заполнению всего пространства печи - практически под свод 7. Естественно, это уменьшает количество пустот в металлозавалке и затрудняет подачу ОУМ в начальный момент плавления, ограничивая тем самым их расход. Выходом из положения является увеличение пропускной способности путем увеличения количества отверстий, а именно их выполнением в стенках 2 корпуса 3 печи разнесенными по периметру с преимущественным расположением между двумя соседними электродами 5 и в количестве не менее 3-кратным количеству электродов 5, и их расположением ниже уровня верхней отметки 10 корпуса 3 на 0,2-1,0 м. Это позволит вводить ОУМ с самого начала плавления при любой насыпной плотности металлолома и делает возможным плавное регулирование расхода ОУМ в широком диапазоне. При этом электроды 5 не травмируются подаваемым потоком брикетов ОУМ, а последние гарантированно попадают в центральную зону 9 печи. Таким образом, обеспечивается равномерное распределение и проплавление материалов без образования конгломератов скоплений нерасплавившихся ОУМ.
Способ выплавки стали в электродуговой печи осуществляют следующим образом.
После окончания выпуска металла и шлака из электродуговой печи производят заправку ее рабочего пространства, приводя тем самым печь в исходное состояние. Осуществляют завалку первой бадьи, лома и окускованного (брикетированного) оксидоуглеродного материала, имеющего вид кусков с размером 5-80 мм, полученных на основе портландцемента 1-10% в качестве связующего, например, методом вибропрессования. ОУМ берут в необходимом количестве, исходя из расчета 10-90% от общего расхода на плавку. Включают подачу электроэнергии, топлива, газообразного кислорода и флюсов. Параллельно и одновременно с началом плавления шихты в рабочее пространство печи через ряд отверстий 8 в стенках 2 корпуса 3 печи подают оксидоуглеродные материалы с удельной скоростью 0,5-10 кг/мин на 1 МВА расчетной мощности трансформатора. Эти куски заполняют часть пустот, имеющихся в ломе.
- 8 029843
Применяемый в настоящее время металлолом имеет пониженную насыпную массу, составляющую порядка 0,5 т/м3. Вследствие этого доля пустот в объеме лома превышает 90% и занимает превалирующую часть общего объема шихты. Наличие свободных полостей в слое исходной металлозавалки обеспечивает размещение вводимых оксидоуглеродных материалов в ее объеме.
При высокой насыпной плотности лома ввод оксидоуглеродных материалов предпочтительнее начинать через 1-2 мин после начала плавления. Благодаря этому часть твердой шихты уже успевает расплавиться, высвобождая часть рабочего пространства в электропечи и создавая дополнительные свободные объемы между поверхностью металлозавалки и сводом 7 печи.
Угол наклона подачи материалов, поступающих через отверстия 8 в стенках 2 корпуса 3 электропечи в сочетании с размерами кусков ОУМ, облегчают попадание их в центральную зону 9, частью которой служит зона горения электрических дуг, ограниченная размерами не более Ό=(άρ+3,5 йэл), что превышают 30% поперечного сечения рабочего пространства печи. За счет этого гарантируется введение оксидоуглеродных материалов в центральную зону 9, расположенную под горячими электрическими дугами и ограниченную с боков стенами из нерасплавленной шихты.
Расход вводимых материалов при этом выбирают в пределах 0,5-10,0 кг/мин на 1 МВА мощности трансформатора печи исходя из условий поддержания скорости подачи на уровне, соответствующем скорости их протекания, или несколько ниже, что определяется количеством вводимой электрической энергии. Постепенно расход материалов увеличивают. Это происходит по мере проплавления шихты, образования в слое металлозавалки свободных от расплавившейся шихты полостей - так называемых колодцев, - и формирования под электродами 5 единой зоны плавления.
После окончания первой стадии плавления - проплавления части первой бадьи, а именно 50-65% металлозавалки, - печь отключают и прекращают подачу оксидоуглеродных материалов. Далее производят загрузку (подвалку) второй бадьи лома и вновь начинают подачу электроэнергии и ввод оксидоуглеродных материалов. Подачу этих материалов прекращают после высвобождения стен 2 печи от твердой шихты, экранирующей футеровку печи от дуг, и формирования твердожидкой металлической ванны с погруженными в нее кусками лома. Это соответствует заключительной стадии плавления, протекающей при плоском состоянии поверхности ванны в условиях непосредственного излучения дуг на стены 2 и свод 7 печи. Далее плавка продолжается по стандартной технологии, аналогичной известным способам плавки.
В начале плавки подача курсов ОУМ в шихту базируется на наличии в ней большого количества пустот, которые составляют подавляющую часть объема шихты и всего рабочего пространства электродуговой печи. Дальнейшее плавление исходной твердой шихты, основой которой является лом относительно низкой насыпной плотности - порядка 0,4-0,6 т/м3, сопровождается образованием в слое металлозавалки новых объемов свободного пространства - уже упоминавшихся выше колодцев. Последние представляют собой полости, проникающие всю толщу металлошихты - от свода 7 до пода 1. Форма их приближается к цилиндру, стены которого состоят из фрагментов материалов, образующих исходную металлозавалку. Своему образованию колодцы обязаны переходу твердой шихты, располагающейся под электродами 5 и сбоку от них в расплавленное состояние и стеканию образующегося расплава в нижнюю часть печи, вплоть до пода 1. В результате этого рабочее пространство печи начинает высвобождаться от кусков шихты с образованием в объеме металлозавалки полостей, свободных от твердых материалов. Этот облегчает условия подачи ОУМ в рабочее пространство и позволяет увеличить их расход.
После прохождения электродами 5 всей толщи исходной металлозавалки, их опускания в крайнее нижнее положение и перехода горения дуг в режим работы на твердожидкой ванне, располагающейся на поде 1 печи, начинается процесс расплавления кусков шихты, образующих боковые стены колодцев и расширение первоначально образовавшихся свободных газовых полостей в объеме металлозавалки.
Низкая насыпная плотность металлолома предопределяет относительно небольшой диаметр колодцев в момент их образования, составляющей порядка Дк=1,5 йэл· Подача и/или наличие в слое металлошихты кусков ОУМ увеличивает соотношение диаметра колодцев к диаметру электрода. При достижении относительного диаметра колодцев Дк/Дэл)=2 и более образующиеся колодцы сливаются в единую зону плавления, располагающуюся в центральной зоне 9 печи под электродами 5. Эта зона с боков образуется еще нерасплавившимися кусками шихты, опирающимися в свою очередь на стенки 2 корпуса 3 электродуговой печи.
В результате частичного расплавления твердой шихты, располагающейся под электродами 5, часть рабочего пространства высвобождается от лома. Это значительно облегчает условия подачи ОУМ в печь и позволяет повысить скорость их ввода, а также обеспечивает попадание, введение и их преимущественное расположение на поверхности жидкой металлической ванны, формирующейся по ходу плавления.
После загрузки второй бадьи куски ОУМ оказываются внутри объема металлозавалки примерно на уровне середины рабочего пространства печи, причем в центре ее на пути движения электродов 5. Это создает необходимые и достаточные условия для эффективного использования потенциала ОУМ как с позиций реакции углерода и кислорода твердого окислителя, содержащихся в данном материале, так и с позиций дожигания СО до СО2 и усвоения этого тепла плавящимися материалами и металлической ван- 9 029843
ной. Одновременно с этим ускоряется науглероживание ванны, что в свою очередь ускоряет период плавления и снижает энергозатраты.
Таким образом, ввод части брикетов ОУМ в период плавления существенно изменяет в лучшую сторону технологию плавки и повышает эффективность их применения.
Соотношение углерода и кислорода, вносимого оксидами железа твердого окислителя, выбирают или поддерживают в пределах 0,15<С/О<5,00. Эффективность предлагаемого способа возрастает при введении в состав ОУМ железосодержащих металлических частиц в количестве 5-30%. Наличие металлического железа понижает температуру начала реакции между углеродом и оксидами железа, а также ускоряют течение этой реакции. В свою очередь это увеличивает степень восстановления железа и ускоряет образование монооксида углерода. Более раннее образование данного газа улучшает условия дожигания и передачи получаемого тепла плавящимся материалам металлозавалки, а также увеличивает продолжительность теплообмена кусков шихты с теплом, образующимся в процессе дожигания СО до СО2.
Повышению эффективности предлагаемого способа способствует также дополнительный ввод в состав ОУМ шлакообразующих компонентов - оксидов и/или фторидов химических элементов, обладающих по сравнению с железом боле высоким сродством к кислороду при температурах выше 1550°С, в количестве 0,1-10,0% от общей массы материала.
В результате использования группы изобретений были созданы способ выплавки стали и электродуговая печь для его осуществления, что позволило в итоге существенно снизить удельный расход электроэнергии на расплавление металлошихты и увеличить выход железа из оксидоуглеродных материалов, а также повысить их относительное количество в общей массе шихты.

Claims (6)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ выплавки стали в электродуговой печи, включающий загрузку в рабочее пространство печи шихты, состоящей из металлолома и окускованных оксидоуглеродных материалов, подачу топлива, науглероживателя, флюса и газообразного кислорода, подвод электроэнергии, нагрев и плавление шихты с помощью электрических дуг с обезуглероживанием металлической ванны, выпуск металла и шлака из печи, отличающийся тем, что до начала плавки в центральную зону печи, примыкающую к зоне горения электрических дуг и ограниченную размером не более Ό=(άρ+3,5 йэл), где άρ - диаметр распада электродов, йэл - диаметр электродов, загружают единовременно вместе с первой порцией металлошихты часть оксидоуглеродных материалов в количестве 10-90% от их общего расхода на плавку, а остальное количество оксидоуглеродных материалов вводят в расплавленную шихту по ходу плавки с удельной скоростью загрузки 0,5-10 кг/мин на 1 МВА номинальной мощности электродуговой печи, при этом размер кусков оксидоуглеродных материалов выбирают в пределах 5-80 мм.
  2. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что соотношение углерода и кислорода, вносимого твердым окислителем оксидоуглеродных материалов и/или содержащегося в оксидах железа, устанавливают в пределах 0,15<С/О<5,00 при следующем содержании исходных компонентов, мас.%: твердый окислитель 40-95, науглероживатель 5-60 и связующее сверх 100% в количестве 1-10% от общей массы науглероживателя и твердого окислителя.
  3. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что оксидоуглеродный материал дополнительно содержит железосодержащие металлические частицы в количестве 5-30% от общей массы материала.
  4. 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что оксидоуглеродный материал дополнительно содержит шлакообразующие компоненты в количестве 0,1-10,0% от общей массы материала, при этом в качестве шлакообразующих материалов используют оксиды и/или фториды элементов, обладающих при температуре выше 1550°С более высоким сродством к кислороду по сравнению с железом из группы, включающей Са, Να, К, Ва, А1, Τι, Ζγ, δί, Μη, V, Сг и В.
  5. 5. Электродуговая печь для выплавки стали способом по одному из пп.1-4, содержащая футерованный высокоогнеупорными материалами с образованием пода и стенок корпус с отверстиями для подачи сыпучих материалов и куполообразный съемный свод с электрододержателями, выполненными с возможностью перепуска и замены электродов, при этом в стенках корпуса печи выполнены по меньшей мере три разнесенные по их периметру отверстия для ввода оксидоуглеродных материалов в центральную зону печи, примыкающую к зоне горения электрических дуг и ограниченную размером не более Ό=(άρ+3,5 йэл), где άρ - диаметр распада электродов, йэл - диаметр электродов, расположенных ниже уровня верхней отметки корпуса на 0,2-1,0 м.
  6. 6. Электродуговая печь по п.5, отличающаяся тем, что отверстия для ввода в центральную зону печи оксидоуглеродных материалов разнесены по периметру стенок с преимущественным расположением между двумя соседними электродами.
    - 10 029843
EA201600450A 2013-12-30 2014-12-26 Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь EA029843B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2013158488/02A RU2539890C1 (ru) 2013-12-30 2013-12-30 Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь
PCT/RU2014/000996 WO2015102520A1 (ru) 2013-12-30 2014-12-26 Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201600450A1 EA201600450A1 (ru) 2016-10-31
EA029843B1 true EA029843B1 (ru) 2018-05-31

Family

ID=53286685

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201600450A EA029843B1 (ru) 2013-12-30 2014-12-26 Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь

Country Status (13)

Country Link
US (1) US10337077B2 (ru)
EP (1) EP3091092B1 (ru)
CN (1) CN105940120B (ru)
BR (1) BR112016014464A2 (ru)
CA (1) CA2935206C (ru)
EA (1) EA029843B1 (ru)
ES (1) ES2696451T3 (ru)
MX (1) MX2016008629A (ru)
PL (1) PL3091092T3 (ru)
RU (1) RU2539890C1 (ru)
TR (1) TR201816623T4 (ru)
WO (1) WO2015102520A1 (ru)
ZA (1) ZA201605132B (ru)

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP3075869B1 (en) * 2015-03-30 2018-10-17 Megalloy AG Method for production of iron-silicon-aluminum alloys
RU2610975C2 (ru) * 2015-08-10 2017-02-17 Генрих Алексеевич Дорофеев Способ выплавки стали в электродуговой печи
CN109694177A (zh) * 2018-06-21 2019-04-30 巨石集团有限公司 一种玻璃纤维池窑通路碹顶结构
WO2024035774A1 (en) * 2022-08-10 2024-02-15 Regents Of The University Of Minnesota Biochar in steelmaking

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1165861A1 (ru) * 1983-04-04 1985-07-07 Днепропетровский Ордена Трудового Красного Знамени Металлургический Институт Им.Л.И.Брежнева Рудовосстановительна электропечь
RU2034040C1 (ru) * 1992-05-26 1995-04-30 Рафик Айзатулович Айзатулов Способ производства стали
RU2104450C1 (ru) * 1995-01-04 1998-02-10 Владимир Сергеевич Малиновский Способ электроплавки и дуговая печь для его осуществления
US6635096B1 (en) * 1999-06-25 2003-10-21 Paul Wurth S.A. Method for optimizing the operating conditions of a submerged arc furnace
WO2013098636A1 (en) * 2011-12-29 2013-07-04 Danieli Automation Spa Device and method to control the charge in electric arc furnaces

Family Cites Families (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR1481142A (fr) * 1966-04-01 1967-05-19 Siderurgie Fse Inst Rech Procédé de fusion de produits métalliques
US4514218A (en) * 1984-06-06 1985-04-30 Daidotokushuko Kabushikikaisha Reduced iron melting method using electric arc furnace
US5218617A (en) * 1990-06-01 1993-06-08 Hylsa S.A. De C.V. Apparatus for feeding iron-bearing materials to metallurgical furnaces
RU2044061C1 (ru) * 1993-08-19 1995-09-20 Научно-производственное малое предприятие "Интермет-Сервис" Композиционная шихта для выплавки стали
DE19517151C1 (de) * 1994-09-15 1996-03-07 Manfred Bender Verfahren zum Schmelzen von Metallschrott und elektrischer Lichtbogenofen zur Durchführung des Verfahrens
RU2103377C1 (ru) * 1995-05-19 1998-01-27 Акционерное общество закрытого типа "Интермет-Сервис и К" Шихта для приготовления материала для металлургического производства и способ его приготовления
RU2086664C1 (ru) * 1995-07-20 1997-08-10 Акционерное общество закрытого типа "Интермет-Сервис и Компания" Способ выплавки стали в подовых сталеплавильных агрегатах
US6689182B2 (en) * 2001-10-01 2004-02-10 Kobe Steel, Ltd. Method and device for producing molten iron
RU2285726C1 (ru) 2005-03-02 2006-10-20 Общество с ограниченной ответственностью "МЕТМАШ" Способ выплавки стали в подовом сталеплавильном агрегате
CN101644539A (zh) * 2009-06-12 2010-02-10 中冶赛迪工程技术股份有限公司 一种电炉金属散料连续加料及预热的装置及方法
RU2514241C2 (ru) * 2012-06-21 2014-04-27 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тульский государственный университет" (ТулГУ) Синтетический композиционный шихтовой материал для производства высококачественной стали
CN103436652B (zh) * 2013-08-29 2015-07-22 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种采用埋弧电炉生产含钒铁水的方法
CN103451344B (zh) * 2013-09-02 2015-04-29 北京科技大学 一种ceo复合型熔融还原炼铁装置及其工艺

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1165861A1 (ru) * 1983-04-04 1985-07-07 Днепропетровский Ордена Трудового Красного Знамени Металлургический Институт Им.Л.И.Брежнева Рудовосстановительна электропечь
RU2034040C1 (ru) * 1992-05-26 1995-04-30 Рафик Айзатулович Айзатулов Способ производства стали
RU2104450C1 (ru) * 1995-01-04 1998-02-10 Владимир Сергеевич Малиновский Способ электроплавки и дуговая печь для его осуществления
US6635096B1 (en) * 1999-06-25 2003-10-21 Paul Wurth S.A. Method for optimizing the operating conditions of a submerged arc furnace
WO2013098636A1 (en) * 2011-12-29 2013-07-04 Danieli Automation Spa Device and method to control the charge in electric arc furnaces

Also Published As

Publication number Publication date
US10337077B2 (en) 2019-07-02
TR201816623T4 (tr) 2018-11-21
PL3091092T3 (pl) 2019-04-30
US20160333430A1 (en) 2016-11-17
CN105940120A (zh) 2016-09-14
CA2935206A1 (en) 2015-07-09
WO2015102520A1 (ru) 2015-07-09
EP3091092B1 (de) 2018-08-15
EP3091092A4 (de) 2017-06-21
CA2935206C (en) 2019-09-17
ZA201605132B (en) 2017-11-29
EA201600450A1 (ru) 2016-10-31
CN105940120B (zh) 2019-02-05
MX2016008629A (es) 2016-09-26
BR112016014464A2 (pt) 2017-09-26
EP3091092A1 (de) 2016-11-09
RU2539890C1 (ru) 2015-01-27
ES2696451T3 (es) 2019-01-15

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2034040C1 (ru) Способ производства стали
JP5552754B2 (ja) アーク炉の操業方法
JP5236926B2 (ja) 溶鋼の製造方法
EA029843B1 (ru) Способ выплавки стали в электродуговой печи и электродуговая печь
RU2127321C1 (ru) Способ получения стали и устройство для его осуществления
RU2573847C1 (ru) Способ выплавки стали в электрических печах
RU2610975C2 (ru) Способ выплавки стали в электродуговой печи
KR20210079354A (ko) 가탄재 및 그것을 사용한 가탄 방법
RU2437941C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи с повышенным расходом жидкого чугуна
JP7518455B2 (ja) 溶銑製造方法
RU2813429C1 (ru) Способ получения жидкого чугуна из продукта dri
RU2805114C1 (ru) Способ выплавки стали в электродуговой печи
RU2285726C1 (ru) Способ выплавки стали в подовом сталеплавильном агрегате
RU2697129C2 (ru) Способ загрузки шихты в дуговую электропечь для выплавки стали
JP6237664B2 (ja) アーク炉の操業方法及び溶鋼の製造方法
JPH11344287A (ja) アーク炉操業方法
JP2000017319A (ja) アーク炉操業方法
RU2384627C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой электросталеплавильной печи
RU2699468C1 (ru) Способ производства стали
US3690867A (en) Electric-arc steelmaking
RU2075515C1 (ru) Способ выплавки стали
RU2051975C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой электропечи
RU2049119C1 (ru) Способ производства высококачественной стали в дуговой печи
RU2087546C1 (ru) Чушка для металлургического передела
Shakirov et al. Steelmaking in a DSP-120 Consteel furnace and the methods of its improvement

Legal Events

Date Code Title Description
PC4A Registration of transfer of a eurasian patent by assignment
MM4A Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s)

Designated state(s): KG TM