Przedmiotem wynalazku jest sposób redukowa¬ nia tlenku metalu, który dodaje sie do kapieli me¬ talowej w konwertorze metalurgicznym, a zwla¬ szcza sposób bezposredniej redukcji metalu z ze- mulgowanego tlenku metalu.Znanych jest wiele sposobów, które polegaja na wprowadzaniu do kapieli metalowej poprzez dysze jednej lub dwóch faz tlenków metali zemul- gowanych i zdyspergowanych w cieklej fazie. Dzie¬ dzinami, dla których procesy te imaja szczególne znaczenie sa stalownictwo i metalurgia metali nie¬ zelaznych. W sposobach tych wykorzystuje sie to, ze kapiel metalowa styka sie bezposrednio z cia¬ lami stalymi i z gazami, co uzyskuje sie w ukla¬ dach calkowicie zdyspergowanych.Sposoby te sa stosowane zwlaszcza do otrzymy¬ wania i rafinacji stali specjalnych. Sposoby, w których zawiesina proszku w fazie plynnej jest wprowadzana pod powierzchnie kapieli metalowej cechuje wieksza powierzchnia reakcyjna w porów¬ naniu ze sposobami, iw których skladnik przezna¬ czony do wprowadzenia do kapieli metalowej u- mieszcza sie na jej powierzchni. Sposoby te ko¬ rzystnie stosuje sie do redukcji tlenków metali w postaci pylów, np. redukcji pylów tlenków zelaza przy otrzymywaniu stali i/lub do celów odwegla- nia stali.Jedna z podstawowych trudnosci przeprowadze¬ nia takiego sposobu redukcji jest utrzymanie sta¬ lej temperatury kapieli metalowej podczas wpro- wadzania pylu tlenku metalu przez dysze i pod¬ czas reakcji zachodzacych pomiedzy tym tlenkiem a czynnikiem redukujacym, zwykle weglem, po¬ wodujacych znaczna obnizke -temperatury kapieli metalowej. Mozliwe jest, jak to juz dawniej pro¬ ponowano, rozwiazanie tego problemu przez za¬ stosowanie znanych pieców lukowych. Jednakze w w piecach lukowych wykorzystanie energii elek¬ trycznej nie jest efektywne.Znany jest równiez sposób nagrzewania calej masy obrabianego metalu w piecach elektrycznych indukcyjnych, w których wykorzystanie energii elektrycznej jest nieco lepsze niz w piecach elek¬ trycznych lukowych, jednak nagrzewanie induk¬ cyjne calej zawartosci konwertora prowadzi do zna¬ cznego zwiekszenia jego wymiarów, co byloby trud¬ ne do zrealizowania w skali przemyslowej, ponadto, utrzymanie stosunkowo wysokiej sprawnosci na¬ grzewania indukcyjnego zmusza do stosowania cien¬ kich wykladzin konwertorów. Stosowanie cienkich wykladzin nie jest wszakze wskazane ze wzgledu na ryzyko uszkodzenia konwertora na skutek zu¬ zycia wykladziny podczas jego eksploatacji. Z dru¬ giej strony zwiekszenie grubosci wykladziny, zmniejsza sprawnosc elektryczna.Wynalazcy stwierdzili ze mozliwe jest wykorzy¬ stanie zalet nagrzewania indukcyjnego przy unik¬ nieciu trudnosci powstajacych w przypadku sto¬ sowania cienkich wykladzin w tych czesciach kon¬ wertora, które sa otoczone uzwojeniami wzbudnika. 917173 Wedlug wynalazku stosuje sie konwertor, który jest zaopatrzony w co najmniej jedna wystajaca czesc, majaca kanal laczacy ja z wnetrzem konwer¬ tora, przy czym kanal ten ma co najmniej jedna strefe grzejna oddalona od korpusu konwertora a 5 ujscie lub ujscia kanalu w pancerzu konwertora znajduja sie ponizej poziomu powierzchni stopio¬ nego metalu w czasie trwania wytopu, ponadto strefa grzejnika kanalu ma wykladzine ogniotrwa¬ la, która jest znacznie ciensza niz wykladzina pan- 10 cerza konwertora, a ponadto zawiera urzadzenia do nagrzewania swej zawartosci poprzez elektryczne nagrzewanie indukcyjne do takiego stopnia, ze mo¬ zna, ustalic najkorzystniejsza róznice temperatury pomiedzy zawartoscia strefy grzejnej a zawartos- 15 cia konwertora.Dokladne wymiary strefy grzejnej nie sa istot¬ ne lecz konieczne jest, aby stosunkowo mala czesc calej kapieli metalowej znajdowala sie w strefie grzejnej, aby mozna bylo ja podgrzewac induk- 2o cyjnie do temperatury dostatecznie wysokiej w sto¬ sunku do temperatury glównej masy kapieli me¬ talowej oraz aby wytworzyc dostateczny przeplyw cieplych mas kapieli metalowej z kanalu do utrzy¬ mania lub podwyzszenia temperatury kapieli me- 25 talowej w konwertorze.W celu najlepszego wykorzystania ciepla i w ce¬ lu umozliwienia efektywnego przeprowadzenia pro¬ cesów redukcji we wszystkich czesciach konwer¬ tora, tlenek metalu w postaci pylu zawieszonego 30 w gazie nosnym wprowadza sie do kapieli meta¬ lowej, znajdujacej sie w konwertorze poprzez dy¬ sze siegajaca poprzez wykladzine oraz pancerz do wnetrza konwertora i zakonczona w pewnej od¬ leglosci od otworów kanalu, przy czym zawiesine se pylu tlenku metalu wstrzykuje sie poprzez dysze w taki sposób, ze stale czastki tego tlenku, za¬ warte w zawiesinie, zasadniczo nie przedostajace sie do strefy grzejnej, ale powoduja zabieranie go¬ retszego metalu z zewnatrz otworu (ów) do wszy- 40 stkich dalszych partii kapieli metalowej, znajdu¬ jacej sie w konwertorze, dzieki czemu pozadane procesy redukcyjne przebiegaja wydajnie we wla¬ sciwej temperaturze. Równoczesnie szybki prze¬ plyw goracego metalu z kanalu (ów), eliminuje lub 45 co najmniej zmniejsza w zasadniczy sposób ryzy¬ ko skrzepniecia kapieli metalowej w poblizu dy¬ szy.Wynalazcy stwierd_zili, ze korzystne jest stoso¬ wanie strefy grzejnej w postaci czesci petli, jaka stanowi kanal laczacy dwa otwory w scianie lub dennicy konwertora, a kapiel, metalowa jest za¬ warta w przestrzeni laczacej dwie koncówki ka¬ nalu. Korzystnie, koncówki kanalu sa umieszczo¬ ne w scianie lub w dennicy konwertora na tym sa¬ mym poziomie. Mozliwe jest równiez stosowanie M wiecej niz jednej petli lub prostego wydluzenia glównego korpusu konwertora. Bez wzgledu na dokladny ksztalt strefy grzejnej, korzystne jest, aby strefa grzejna byla calkowicie otoczona uzwo¬ jeniami wzbudnika. w Poza tym, konwertor i urzadzenia grzejne moga byc skonstruowane i zwymiarowane podlug zna¬ nych rozwiazan, co oznacza, ze konwertor ma wy¬ kladzine o dostatecznej grubosci, odporna na in¬ tensywne zuzycie w czasie eksploatacji. Ponadto, M A konwertor ma pancerz i wykladzine dostatecznie wysokie tak ze tworza sciane obrzezna wystajaca ponad powierzchnia kapieli metalowej umozliwia¬ jac rozbryzgiwanie sie i spienianie sie zuzla i me¬ talu w czasie eksploatacji bez wyprysków na ze¬ wnatrz urzadzenia. Wysokosc sciany obrzeznej jest co najmniej równa glebokosci kapieli metalowej w czasie eksploatacji. Konwertor jest korzystnie przechylany w taki sposób, ze ciekly metal moze byc spuszczony bez koniecznosci spuszczania me¬ talu ze strefy girzejnej. Petla lub kanal grzejny mo¬ ze byc skonstruowany wedlug zasad ogólnie sfor¬ mulowanych w „Elektrougnar och Induktiva Om- rórare" (rozdzial 5) 1969, Yngve Sundberg, Ungs- byran, ASEA, Vasteras, Szwecja.Sposób wedlug wynalazku moze byc stosowany np. do bezposredniego redukowania weglem, zmie¬ lonej, wzbogaconej rudy zelaza do postaci stali weglowej lub stali stopowej. Sposób wedlug wy¬ nalazku moze byc równiez stosowany do otrzy¬ mywania stali o specjalnej jakosci, przy czym tworzywem metalurgicznym niekoniecznie musi byc tlenek zelaza lecz korzystnie stanowic go mo¬ ze, przynajmniej w czesci, tlenek innego metalu, który mozna redukowac weglem w kapieli meta¬ lowej i w ten sposób umozliwic wprowadzenie te¬ go metalu do wytwarzanej stali jako skladnika stopowego.Celem wynalazku jest /wiec podanie sposobu re¬ dukowania tlenku metalu dodawanego do kapieli metalowej, dla bardzo szerokiego zakresu zastoso¬ wan, co oznacza, ze moze byc on stosowany w róznych dziedzinach metalurgii odleglych od sie¬ bie, to jest nie tylko w metalurgii zelaza, lecz rów¬ niez w metalurgii niektórych innych metali. Celem wynalazku jest równiez sposób umozliwiajacy sto¬ sowanie najtanszych surowców do otrzymywania stali pozadanej wysokiej jakosci i/lub o duzej czy¬ stosci, która dotad byla otrzymywana w procesie martenowskim kwasnym. Ponadto, celem wynalaz¬ ku jest podanie sposobu przydatnego zwlaszcza dla zakladów wyspecjalizowanych w produkcji wy¬ robów metalowych o wysokiej jakosci. Sposób we¬ dlug wynalazku moze byc korzystnie przystosowa¬ ny do otrzymywania stali narzedziowych, stali szybkotnacych, stali chromowych, stali lozyskowych, stali niklowych stosowanych w technice niskich temperatur i stali krzemowych stosowanych w elektrotechnice. Mozliwe jest równiez wykorzysta¬ nie sposobu wedlug wynalazku we wszystkich 0- peracjach otrzymywania stali nierdzewnych po¬ czawszy od redukcji rud zelaznych i chromowych az do ostatecznego odweglenia kapieli stali nie¬ rdzewnych. Poza tym, sposób wedlug wynalazku mozna polaczyc z innymli obróbkami stosowany¬ mi w konwertorze lub innych urzadzeniach do wy¬ topu stali. Oznacza to, ze sposób wedlug wyna¬ lazku moze stanowic jeden z etapów sposobu tan¬ demowego lub wielokrotnego.Przedmiot wynalazku jest przedstawiony w przy¬ kladach wykonania na rysunku, na którym fig. 1 przedstawia konwertor do stosowania sposobu w przekroju pionowym, fig. 2 — konwertor w prze¬ kroju poziomym wzdluz linii II—II z fig. 1, fig. 3 — wykres przebiegu otrzymywania stali weglo¬ wej sposobem wedlug wynalazku, fig. 4 — wy-91717 kres przebiegu otrzymywania stali narzedziowej zawierajacej charom, a fig. 5 — wykres przebiegu otrzymywania stali narzedziowej niskostopowej zawierajacej chrom i wolfram.Konwertor 1 (ma pancerz 2 wylozony po stro- g nie wewnetrznej wykladzina ognioodporna 3. Gru¬ bosc wykladziny 3 jest dostateczna, jesli idzie o zuzycie w czasie eksploatacji urzadzenia. Pancerz 2 i wykladzina 3 twarza sciany 6 konwertora w ksztalcie gruszki, na dole konwertor posiada du- io zy skos 7a oraz usytuowane naprzeciw mniejsze skosy 7b i 7c. Czopy 4 osadzone sa w lozyskach, nie przedstawionych na rysunku, dzieki czemu kon¬ wertor moze byc przechylany dookola osi prze¬ chodzacej przez czopy4. 15 W dolnym koncu skosu 7a znajduje sie kanal 8 w miejscu, w którym wykladzina ognioodporna zostala usunieta dla utworzenia lekko stozkowej wneki 5. Kanal 8 tworzy petle pomiedzy dwoma otworami 9 i 10 znajdujacymi sie wertora w zakresie wneki 5. Otwory 9 i 10 usy¬ tuowane sa na tym samym poziomie we wnece 5.Kanal 8 otaczaja zwoje wzbudnika 12 przeznaczo¬ nego do indukcyjnego nagrzewania zawartosci ka¬ nalu 8- Kanal 8 ma wykladzine ognioodporna, nie M oznaczona na rysunku, którav chlodzona jest wo¬ da, wykladzina ta jest znacznie ciensza niz wykla¬ dzina 3 konwertora, a to dla zapewnienia wysokiej sprawnosci grzejnej wzbudnika 12.W skosie 7b naprzeciw kanalu 8 jest umieszczo- na dysza 14 usytuowana prostopadle do skosu 7b, a skierowana w strone przeciwleglego skosu 7a, w którym znajduje sie wneka 5. Konwertor 1 po¬ siada przestrzen 18 znajdujaca sie ponad powierz¬ chnia kapieli metalowej, co umozliwia rozbryzgi¬ wanie sie i spienianie, nieuniknione w czasie prze¬ prowadzania reakcji metalurgicznych bez wypry¬ sków na zewnatrz urzadzenia. W przykladzie wy¬ konania przedstawionym na rysunku przestrzen 18 ma wysokosc okolo dwa razy wieksza od gle¬ bokosci kapieli metalowej w czasie eksploatacji, W scianie konwertora ponad przewidywanym pozio¬ mem zuzla, po tej samej stronie konwertora co kanal 8 znajduje sie spustowy otwór 15. W cza¬ sie eksploatacji konwertora otwór spustowy 15 jest zamykany zasuwa 16. W górnej czesci konwer¬ tora znajduje sie gardziel 17.Dozownik pylu, nie przedstawiony na rysunku, umozliwia fluidyzacje pylu tlenku metalu wpro¬ wadzanego do konwertora, przy czym pyl wpro¬ wadza sie do dyszy 14 za pomoca gazu nosnego * i gazu fluidyzacyjnego. Gaz fluidyzacyjny moze stanowic gaz tego samego rodzaju co gaz nosny al¬ bo moze byc innym gazem. Mozliwe jest równiez stosowanie dozowników, w których caly gaz nos¬ ny wykorzystuje sie do fluidyzacji pylu tlenku w metalu.Jakkolwiek wyzej opisane urzadzenie ma tylko jeden grzejny kanal 8, konwertor moze byc zao¬ patrzony w wiecej niz jeden kanal typu przedsta¬ wionego na fig. 1 i 2. Poza tym, strefa nagrzewa¬ nia indukcyjnego niekoniecznie musi miec postac kanalu o dwu wylotach usytuowanych w scianach konwertora, lecz moze miec jeden otwór w scia¬ nie konwertora. Mozna równiez zastosowac wiecej niz jedna dysze w skosie lub dennicy konwertora *B 49 60 w polaczeniu z jednym lub wieloma kanalami, usy¬ tuowanymi naprzeciw dysz, przy czym co najmniej jedna dysza jest skierowana w strone kanalów uchodzacych w skosie lub dennicy konwertora.Zwykle, kanal grzejny 8 wytpelnia kapiel metalo¬ wa, która utrzymuje sie w stanie cieklym pomie¬ dzy ciagiem operacji, to znaczy, kanalu nie opróz¬ nia sie przy sjpuscde cieklego metalu poprzez otwór spustowy 15.Typowy ciag operacji stosowanych w sposobie wedlug wynalazku jest nastepujacy.Odpowiednia ilosc cieklego metalu wprowadza sie do konwertora 1 poprzez gardziel IL Mierzy sie temperature kapieli metalowej i o ile jest to poltrzebne do przeprowadzenia zadanego pro¬ cesu redukcji, temperature podnosi sie poprzez re¬ gulacje ukladu zasilania energia elektryczna wzbu¬ dnika 12. Gdy osiagnie sie zadana temperature, zawiesine pylu tlenku metalu w gazie flluidyzuja- cym wprowadza sie do konwertora poprzez dy¬ sze 14. Najpierw jednak zawiesine przygotowuje sie w dozowniku pylowym i podaje przewodem do dyszy 14. Dysza 14 skierowana jest w strone przeciwleglego skosu, w którym znajduje sie ka¬ nal grzejny 8, co przy odpowiedniej predkosci wprowadzania przez dysze 14 stalych czastek tle¬ nku powoduje szybkie wymieszanie sie goracej kapieli metalowej we wnece 5, to jest na zewnatrz dtworów 9 i 10 kanalu 8, przy czym stale czastki tlenku metalu nie przedostaja sie z dyszy 14 do wewnatrz kanalu 8. Goracy metal znajdujacy sie we wnece 5 na zewnatrz konców otworów 9 i 10 kanalu 8 zastepowany jest chlodnym metalem po¬ chodzacym z innych partii masy kapieli metalo¬ wej znajdujacej sie w konwertorze 1, polepsza to wymiane ciepla miedzy kanalem 8 a masa kapieli metalowej w konwertorze 1.Ponadto, pyl tlenku metalu wprowadzany po¬ przez dysze 14 oraz goracy metali pochodzacy z kanalu grzejnego 8 sa szybko rozprowadzane w kapieli metalowej w konwertorze, co ma istotne znaczenie dla kinetyki procesu redukcji i dzieki czemu proces redukcji tlenku metalu czynnikiem redukcyjnym moze odbywac sie we wszystkich czesciach konwertora we wlasciwej temperaturze.Dalsza korzyscia wzajemnego oddzialywania na siebie goracego metalu pochodzacego z kanalu grzejnego 8 oraz zawiesiny wprowadzanej poprzez dysze 14 jest to, ze goracy metal z kanalu grzej¬ nego 8 nie dopuszcza do krzepniecia metalu w po¬ blizu koncówki dyszy, gdy tymczasem efekt chlo¬ dzenia wywolany przez wprowadzanie zawiesiny chroni brzegi wykladziny we wnece 5, dzieki cze¬ mu wykladzina w okolicy otworów 9 i 10 kanalu 8 nie zuzywa sie zbyt szybko.Czynnikiem redukujacym, bioracym udzial w procesie redukcji jest zwykle wegiel. Wegiel mo¬ ze byc od razu rozpuszczony w kapieli metalowej w konwertorze lub moze byc dostarczany sukce¬ sywnie w czasie trwania wytopu. Wegiel w posta¬ ci pylu weglowego moze byc przykladowo zmiesza¬ ny z pylem tlenku metalu i wprowadzany do kapie¬ li metalowej wraz z tlenkiem poprzez dysze 14 i/lub od góry, poprzez gardziel 17.Gdy proces redukcji zostanie zakonczony, prze¬ rywa sie wprowadzanie pylu tlenku metalu i po7 skorygowaniu skladu chemicznego kapieli metalo¬ wej przechyla sie konwertor i wylewa metal po¬ przez otwór spustowy 15. Przed spustem metalu usuwa sie zwykle zuzel poprzez gardziel 17, przy czym ciagle wdmuchiwanie powietrza lub innego gazu poprzez dysze 14 ulatwia usuwanie zuzla.Zwykle pozostawia sie w kanale 8 i w przestrzeni wneki 5 stopiony metal, na skutek czego ujscia otworów 9 i 10 kanalu 8 polaczone sa ze soba two¬ rzac zamknieta petle* Przed spuszczaniem, kapiel metalowa moze byc równiez obrabiana w prózni w celu jej odgazowania, przy czym w tym samym okresie czasu do metalu wprowadza sie pyl tlen¬ ku metalu poprzez dysze 14. Mozna równiez sto¬ sowac inne procesy oforóbcze w tym np. znane swiezenie.Wynalazek jest przedstawiony w ponizszych przykladach wykonania.Przyklad I. Otrzymywanie stali weglowej Bezposrednia redukcje zwiazków zelaza przepro¬ wadza sie sposobem wedlug wynalazku zarówno w sposób okresowy jak i ciagly. Proces bezpo¬ sredniej redukcji jest przeprowadzany w sposób okresowy w konwertorze typu przedstawionego na fig. 1 i 2 i jest stosowany do otrzymywania stali weglowej. Jednym z mozliwych ciagów operacji jest ciag nastepujacy. Konwertor zalewa sie najpierw kapiela metalowa, korzystnie surówka. Mozna rów¬ niez stosowac stopiony zlom stalowy. Najkorzyst¬ niej jednak stosuje sie surówke bogata w wegiel, a wiec zawierajaca co najmniej 3Vo wagowych wegla w celu uzyskania niskiej temperatury krze¬ pniecia, co jest warunkiem koniecznym uzyskania niskiej temperatury redukcji, która z kolei sta¬ nowi o bardzo malym zuzyciu wykladziny. Obje¬ tosc wyjsciowej kapieli metalowej jest okreslona wielkoscia konwertora. Kapiel wyjsciowa powinna miec dostateczna glebokosc, aby umozliwic prze¬ prowadzenie reakcji redukcyjnych we wlasciwych warunkach, jakie umozliwia sposób i urzadzenie wedlug wynalazku.Nastepnie rozpoczyna sie reakcje redukcji wpro¬ wadzajac sproszkowana wzbogacona rude zelaza poprzez dysze 14 do kapieli metalowej w konwer¬ torze za pomoca gazu nosnego. Dodatkowo rude zelaza w postaci aglomeratu, na przyklad w posta¬ ci granulek mozna podawac od góry, poprzez gar¬ dziel 17 do konwertora 1. Sukcesywnie, do kapie¬ li metalowej dodaje sie równiez wegiel, zasadni¬ czo w stosunku stechiometrycznym, dla przepro¬ wadzenia nastepujacych reakcji redukcji, w przy¬ padku, gdy stosowana ruda jest hematyt: Fe203 + 3C - 2Fe(l) + SCO(g) (1) oraz reakcji: Fe304 + 4C-3Fe(1)+4CO(g) (2) w przypadku, gdy stosowana ruda jest magne¬ tyt, przy czym symbol ,(1) oznacza postac ciekla, a (g) — postac gazowa.Mozna równiez stosowac mieszanine rud, przy czym w tych przypadkach wegiel dostarcza sie za¬ sadniczo w stosunku stechiometrycznym wzgledem koncentratu polaczonych rud, na skutek czego ca¬ le zelazo z tego koncentratu zostaje poprzez re¬ dukcje uwolnione.LT17 8 Wegiel mozna podawac w postaci stalej, np. jako grafit, antracyt, wegiel drzewny oraz koks, lub w postaci palnych zwiazków weglowych, np. oleju opalowego i lotnych weglowodorów. Korzy- * stnie jednak stosuje sie wegiel, a najkorzystniej koks. Wegiel dostarcza sie od góry poprzez gar¬ dziel 17. Mozliwe jest równiez wprowadzanie go poprzez jedna lub wiele oddzielnych dysz, które nie sa przedstawione na rysunku. Korzystnie je- dnak przygotowuje sie mieszainine drobno sprosz¬ kowanej wzbogaconej rudy i drobno sproszkowa¬ nego wegla w stosunku stechiometrycznym, umo¬ zliwiajacym przeprowadzenie reakcji redukcji.Dzieki uprzedniemu zmieszaniu rudy i wegla uni- ka sie problemu oddzielnej regulacji dozowania tych skladników. Mieszanine te wdmuchuje sie do kapieli metalowej za pomoca gazu nosnego poprzez dysze 14. Mozna równiez podawac dodatkowa ru¬ de i wegiel od góry, poprzez gardziel 17.Z ekonomicznego punktu widzenia korzystnie jest stosowac jako gaz nosny powietrze ze wzgledu na latwosc przeprowadzenia wówczas procesu reduk¬ cji. Wymaga to jednak zwiekszenia ilosci wprowa¬ dzanego wegla odpowiednio do ilosci tlenu dostar- » czanego z powietrzem. Zamiast powietrza mozna równiez stosowac gazy redukcyjne, np. niektóre weglowodory, jak równiez gazy obojetne, np. ar¬ gon. Jednakze najkorzystniejsze jest stosowanie powietrza.™ Procesy redukcji pochlaniaja znaczne ilosci ener¬ gii cieplnej zawartej w kapieli metalowej znajdu¬ jacej sie w konwertorze. Wystepuje wiec tenden¬ cja do bardzo szybkiego spadku temperatury ka- - pieli metalowej. Dlatego tez podczas procesu re¬ js dukcji utrzymuje sie zasadniczo stala temperatu¬ re dostarczajac odpowiednia ilosc energii elektry¬ cznej do wzbudnika 12 otaczajacego kanal 8. Go¬ retszy metal z kanalu 8 wplywa do wneki 5 skad unoszony jest do wszystkich partii kapieli meta- 40 lowej przez strumien gazów wyplywajacy z dy¬ szy 14. Na skutek tego proces redukcji moze od¬ bywac sie we wszystkich partiach kapieli meta¬ lowej w pozadanej temperaturze. Korzystnie, tem¬ perature kapieli metalowej utrzymuje sie na po- 45 ziomie nlieco wyzszym od temperatury krzepnie¬ cia metalu, a najkorzystniej w zakresie pomiedzy temperatura krzepniecia a temperatura o 200° wyzsza od tej temperatury, a zwlaszcza niewiele wyzszej niz 100°C powyzej temperatury krzepnie- 50 cia.Temperature kapieli metalowej ustala sie przez regulacje energii elektrycznej dostarczonej do u- kladu zasilania wzbudnika 12. Wprowadzanie kon¬ centratu rudy i wegla przerywa sie, gdy otrzyma M sie zadana ilosc metalu. Nastepnie stopiony metal odsiarcza sie, w zaleznosci od rodzaju •wykladziny, przez wprowadzenie CaO lufo innych czynników odsiarczajacych poprzez dysze 14 w taki sam spo¬ sób, w jaki byla wprowadzana ruda i wegiel. Przed go samym spustem podnosi sie temperature kapieli metalowej do odpowiedniej temperatury, przez zwiekszenie mocy elektrycznej zasilajacej wzbud¬ nik 12 otaczajacy kanal grzejny 8.Przyklad II. Otrzymywanie stali niskostopo- w wej.9 91717 Dla otrzymywania stali niskostopowej sposobem wedlug wynalazku konwertor zasila sie dostatecz¬ na iloscia cieklej surówki. Alternatywnie, dosta¬ teczna ilosc surówki wytwarza sie w samym kon¬ wertorze stosujac procesy poprzednio opisane. Na¬ stepnie podnosi sie temperature kapieli metalo¬ wej do okolo 1500°C za pomoca wzbudnika 12 ota¬ czajacego kanal 8. Nastepnie, wprowadza sie po¬ przez dysze 14 pyl rudy zelaznej unoszony w po¬ wietrzu. W czasie pierwszego okresu wprowadza¬ nia zostaje utleniony krzem i mangan. W zalez¬ nosci od temperatury wsadu zostaje równoczesnie usunieta czesc wegla. Po utlenieniu krzemu i man¬ ganu usuwa sie zuzel z powierzchni kapieli me¬ talowej, po czym rozpoczyna sie odweglanie wla¬ sciwe. Pozadana procentowa zawartosc wegla w kapieli metalowej reguluje sie korzystnie w jed¬ nej operacji polegajacej na wprowadzaniu pylu tlenku metalu poprzez dysze 14, przy czym jako gaz nosny zwykle stosuje sie powietrze. Gdy osiag¬ nie sie pozadana procentowa zawartosc wegla za¬ miast powietrza stosuje sie argon dla zapewnie¬ nia szybkiego ujednorodnienia wsadu.W czasie odweglania temperature utrzymuje sie na pozadanym poziomie poprzez regulacje mocy zasilajacej wzbudnik 12. Poniewaz temperatura krzepniecia metalu zalezy od zawartosci wegla w stopie zelazo-wegiel, temperature w konwertorze nalezy stale regulowac poprzez odpowiednia regu¬ lacje mocy zasilajacej wzbudnik 12, tak, aby tem¬ peratura utrzymywala sie pomiedzy temperatura krzepniecia a temperatura o 200°C wyzsza od temperatury krzepniecia, najkorzystniej pomiedzy temperatura krzepniecia a temperatura o 100°C wyzsza od temperatury krzepniecia.Mozliwe jest równiez stosowanie urzadzenia we¬ dlug fig. 1 i 2 do topienia zlomu zelaznego dla wytopienia stali. Jezeli po stopieniu calego zlo¬ mu zelaza procentowa zawartosc wegla jest zbyt wysoka, to nadmiar wegla reguluje sie wprowa¬ dzajac sproszkowana wzbogacona rude zelaza w sposób opisany wyzej, przy czym w tym samym okresie czasu utrzymuje sie temperature kapieli metalowej za pomoca wzbudnika na poziomie wyz¬ szym od temperatury krzepniecia.Obecnie zostanie opisany w oparciu o wykres przedstawiony na fig. 3, przyklad sposobu odwe¬ glania surówki. Konwertor przedstawiony na fig. 1 i 2 napelniony zostal okolo 4,5 tonami plynnej surówki. We wnece 5 i kanale 8 znajduje sie oko¬ lo 800 kg kapieli metalowej. Stopiony metal za¬ wieral w przyblizeniu w procentach wagowych C — 3,8%, Si — 1,4%, Mn — 0,3% oraz niewielkie przypadkowe wtracenia. Zawiesine wzbogaconego magnetytu (Fe304) w powietrzu wprowadzano po¬ przez dysze 14. Do kapieli metalowej w konwer¬ torze wprowadzono i rozprowadzono w niej okolo 1000 kg Fe3C4 w postaci koncentratu.Na wykresie z fig. 3 krzywa I przedstawia lacz¬ na ilosc koncentratu rudy wprowadzanej w tym okresie. Krzywa temperaturowa C° przedstawia wzrost temperatury kapieli metalowej w okresie wprowadzania koncentratu od okolo 1480°C do okolo 1550°C. Inne krzywe przedstawiaja procen¬ towa zmiane zawartosci wegla, krzemu i manga¬ nu w czasie wprowadzania tlenku zelaza. W okre¬ sie poczatkowym zostaje utleniony zasadniczo ca¬ ly krzem i mangan, po czym rozpoczyna sie okres wlasciwego odweglania. Po wstrzyknieciu 1000 kg koncentratu rudy zawartosc wegla zostala obni¬ zona do okolo 1%. Koncentrat rudy zawieral oko¬ lo 90% Fes04. Po uzyskaniu zadanej zawartosci wegla to jest okolo 1%, do kapieli metalowej do¬ dano od góry, poprzez gardziel 17 krzem i mangan io i ujedinorodniono ja przez wdmuchanie argonu po¬ przez dysze 14. W tym samym okresie czasu tem¬ perature kapieli metalowej podniesiono do okolo 1600°C, która stanowi korzystna temperature spu¬ stu.!* Przyklad III. Otrzymywanie stali stopowej Stal chromowa zawierajaca srednio okolo 1—15% chromu mozna równiez wytwarzac sposobem we¬ dlug wynalazku. Do konwertora przedstawionego na fig. 1 i 2 najpierw zostala wprowadzona cie- kla surówka. Alternatywnie, kapiel metalowa przy¬ gotowuje sie w samym konwertorze w sposób uprzednio opisany. Temperature kapieli metalo¬ wej podnosi sie za pomoca wzbudnika 12 do tem¬ peratury 1600^1750°C, korzystnie pomiedzy 1600 a 1700°C. Gdy osiagnie sie zadana temperature, poprzez dysze 14 wprowadza sie w powietrzu za¬ wiesine koncentratu tlenkowej rudy chromowej.Tlenkowa rude chromowa korzystnie stanowi chro- mit, to jest tlenek zelaza i chromu, FeCr204. *o Sproszkowana wzbogacona rude rozprowadza sie po wszystkich czesciach konwertora zabierajac wraz z nia goretszy metal z wneki 5 na zewnatrz otworów 9 i 10 kanalu 8. Temperature w czasie wstrzykiwania chromitu utrzymuje sie w zakre- sie 1600-1750°C korzystnie 1600—1700°C poprzez re¬ gulacje mocy na wejsciu wzbudnika 12. Jezeli za¬ wartosc wegla w kapieli metalowej jest dostatecz¬ nie wysoka zachodzi nastepujaca reakcja: 40 Cr203 + 3C-2Cr(1) +3CO(g) (3) gdzie: (g) — w postaci gazowej, a (1) — w postaci cieklej.W tym przykladzie stosowania sposobu wedlug wynalazku, umozliwiajacym otrzymywanie, stali 45 chromowej o sredniej zawartosci chromu, zawar¬ tosc wegla w czasie wprowadzania tlenku chromo¬ wego powinna wynosic có najmniej 1%. Oznacza to, ze do kapieli metalowej trzeba wlprowadzac dodatkowy wegiel jezeli zawartosc wegla w kapie- 50 li zmniejszy sie do 1% przed tym zanim osiagnie sie pozadana zawartosc chromu. Równie dobrze mozna dodawac wegiel do wsadu w czasie wpro¬ wadzania tlenku chromowego, podajac go albo od góry poprzez gardziel 17, albo wraz ze sproszko- 65 wanym tlenkiem. Zawartosc wegla korzystnie u- trzymuje sie na poziomie wyzszym od 2% w cza¬ sie redukcji tlenku chromowego weglem. Gdy o- siagnie sie pozadana procentowa zawartosc chromu we wsadzie, zawartosc wegla mozna zmniejszyc eo przez wprowadzenie wzbogaconej rudy zelaza, przy czym w tym samym okresie czasu utrzymu¬ je sie w przyblizeniu stala temperature w kapieli metalowej.Na wykresie na fig. 4 przedstawiony jest sche- * matycznie przyklad otrzymywania w konwertorze11 91717 14 dza sie stopniowo i w porzadku odpowiadajacynr zmniejszajacemu sie ich' powinowactwu do tlenu.Oznacza to, ze ten. tlenek który najtrudniej zre¬ dukowac weglem lub innym czynnikiem reduku¬ jacym wstrzykuje sie w pierwszej operacji, a tle¬ nek, który najlatwiej zredukowac wprowadza sie w ostatniej operacji, przy tym inne mozliwe tlen¬ ki metali wprowadza sie pomiedzy nimi w zalez¬ nosci od ich powinowactwa do tlenu. Przyklad ten pokazuje przy tym, ze krzem i mangan zawarte w wyjsciowej kapieli metalowej, korzystnie moga byc wykorzystywane do redukcji tlenku chromo¬ wego, wprowadzanego do kapieli metalowej pod¬ czas pierwszej operacji sposobu wedlug wynalazku.Innym rodzajem stali stopowej, która moze byc otrzymywana sposobem wedlug wynalazku jest stal stosowana w technice niskich temperatur, np. stal niklowa zawierajaca 5—9% Ni. W tym przy¬ padku najpierw stop zelaza z weglem o duzej za¬ wartosci wegla otrzymuje sie jednym z wyzej opi¬ sanych sposobów i wprowadza sie do konwertora przedstawionego na fig. 1 i 2. Do tego wsadu wpro¬ wadza sie NiO, przy czym utrzymuje sie zadana temperature za pomoca wzbudnika wedlug wyna¬ lazku, przy czym goracy metal rozprowadza sie do wszystkich partii, kapieli metalowej za pomo¬ ca strumienia pylu wprowadzanego poprzez dy¬ sze 14. Dodawanie wzbogaconej rudy niklowej trwa az do uzyskania pozadanej zawartosci wegla i/lub niklu w reakcji zachodzacej pomiedzy NiO a we¬ glem rozpuszczonym w kapieli metalowej, w któ¬ rej wegiel uwalnia nikiel metaliczny, reagujac z tlenem zawartym w tlenku niklowym.We wszystkich opisanych przypadkach mozna równoczesnie wprowadzac tlenek metalu w posta¬ ci pylu poprzez dysze 14 oraz tlenek metalu w postaci aglomeratu od góry, poprzez gardziel 17.W dalszych przykladach stosowania wynalazku gaz nosny w przypadku odweglania korzystnie sta¬ nowi tlen, mieszanina powietrza i tlenu albo mie¬ szanina innego gazu i tlenu. W tych przypadkach przede wszystkim tlen jest czynnikiem odwegla- jacym, a tlenek metalu wstrzykiwany wraz z ga¬ zem stanowi przede wszystkim czynnik chlodza¬ cy oraz srodek zwiekszajacy energie mieszaniny gazu i pylu wprowadzanej do kapieli metalowej. ''"i'' '"' ".91717 1800 1700 -I 1600 \ 1500 1400 1300-\ 1200 U00-\ 1000 Fig3 'Ci 1700- 1500 1500 1400- 1300- 1200 iioo- \ % 7- 6 4-j 3- 2 1- i I 1 1 i— 1 Fig. 4 / / s / * / / / JXZ\ ///W / /^ ^ i/ 'V V%s/ / \ i i ' }c _ii w %C - %Mn ^/.5/ 1 EM' \Kg -1400 -1200 -1000 -800 -600 \-400 -200 ::x^^191717 Fig.5 im* kKg LZG Z-d Nr 2 zam. 575/77 110 egz. A4 Ctna 10,— al PLThe subject of the invention is a method of reducing a metal oxide that is added to a metal bath in a metallurgical converter, and in particular a method of direct reduction of metal from an emulsified metal oxide. There are many methods which consist in introducing into the metal bath by nozzles of one or two phases of metal oxides emulsified and dispersed in the liquid phase. The fields for which these processes are of particular importance are the steelmaking and metallurgy of non-ferrous metals. These methods make use of the fact that the metal bath is in direct contact with solids and gases, which is achieved in fully dispersed systems. These methods are used in particular for the preparation and refining of special steels. Processes in which the powder suspension in the liquid phase is introduced under the surface of a metal bath have a greater reactive surface than methods in which the component to be introduced into the metal bath is placed on its surface. These methods are advantageously used for the reduction of metal oxides in the form of dusts, for example for the reduction of iron oxide dust in the preparation of steel and / or for the purpose of steel dehydration. One of the main difficulties in carrying out such a reduction method is to maintain a constant temperature. of the metal bath during the introduction of the metal oxide dust through the nozzles and during the reactions between this oxide and the reducing agent, usually carbon, causing a significant reduction in the temperature of the metal bath. It is possible, as has been previously proposed, to solve this problem by using known arc furnaces. However, in arc furnaces the use of electric energy is not efficient. There is also a known method of heating the entire mass of the processed metal in induction electric furnaces, where the use of electricity is slightly better than in electric arc furnaces, however, induction heating of the entire contents is known. The converter leads to a significant increase in its dimensions, which would be difficult to implement on an industrial scale, moreover, maintaining a relatively high efficiency of induction heating forces the use of thin converters' linings. The use of thin linings is, however, not advisable due to the risk of damage to the converter due to the wear of the lining during its operation. On the other hand, increasing the thickness of the liner reduces the electrical efficiency. The inventors have found that it is possible to take advantage of the advantages of induction heating while avoiding the difficulties arising when thin linings are used in those parts of the converter that are surrounded by the inductor windings. 917173 According to the invention, a converter is provided which is provided with at least one protruding part having a channel connecting it to the inside of the converter, this channel having at least one heating zone remote from the converter body and a channel opening or mouth in the converter shell. they are below the level of the surface of the molten metal during the smelting period, moreover, the channel heater zone has a refractory lining which is much thinner than that of the converter panel, and further includes devices for heating its contents by electric induction heating to such an extent degree that it is possible to determine the most favorable temperature difference between the content of the heating zone and the contents of the converter. The exact dimensions of the heating zone are not essential, but it is imperative that a relatively small portion of the entire metal bath be in the heating zone in order to it was heated by induction to a temperature sufficiently high in to the temperature of the main mass of the metal bath, and to produce sufficient flow of the warm masses of the metal bath from the channel to maintain or increase the temperature of the metal bath in the converter. During reduction processes in all parts of the converter, the metal oxide in the form of a dust suspended in the carrier gas is introduced into the metal bath located in the converter through a nozzle extending through the lining and the armor into the interior of the converter and terminated in some way. the alignment of the channel openings, the metal oxide oxide suspension being injected through nozzles in such a way that the solid particles of this oxide contained in the suspension, do not essentially penetrate into the heating zone, but cause the rougher metal to be taken from the outside of the hole (s) for all further parts of the metal bath, located in the converter, so that it is desirable the reduction processes run efficiently at the right temperature. At the same time, the rapid flow of hot metal from the channel (s) eliminates or at least reduces substantially the risk of the metal bath solidifying in the vicinity of the nozzle. The inventors have found it advantageous to use the heating zone as part of a loop. which is the channel connecting the two openings in the wall or the bottom of the converter, and the metal bath is enclosed in the space connecting the two ends of the channel. Preferably, the ends of the channel are located in the wall or in the bottom of the converter at the same level. It is also possible to use M more than one loop or a simple extension of the main body of the converter. Regardless of the exact shape of the heating zone, it is preferable that the heating zone is completely surrounded by the inductor windings. In addition, the converter and the heating devices can be constructed and dimensioned according to known solutions, which means that the converter has a lining of sufficient thickness, resistant to heavy wear during operation. Moreover, the M A converter has an armor and a lining high enough so that it forms a peripheral wall which protrudes above the surface of the metal bath, allowing the slag and metal to splash and foam during operation without blemishes to the inside of the device. The height of the perimeter wall is at least equal to the depth of the metal bath during operation. The converter is preferably tilted so that the molten metal can be tapped without the metal having to be drained from the heating zone. The loop or heating duct may be constructed according to the principles generally formulated in "Elektrougnar och Induktiva Omrórare" (Chapter 5) 1969, Yngve Sundberg, Ungsbyran, ASEA, Vasteras, Sweden. The method of the invention may be used e.g. for the direct reduction by coal, ground, enriched iron ore into carbon steel or alloy steel. The method according to the invention can also be used to obtain steel of special quality, the metallurgical material not necessarily having to be iron oxide but preferably it may be, at least in part, an oxide of another metal which can be reduced with carbon in a metal bath and thus allow the introduction of this metal into the produced steel as an alloying component. The object of the invention is therefore to provide a method for reducing the oxide metal added to a metal bath, for a very wide range of applications, which means that it can be used in various areas of metallurgy distant from itself, that is, not only in iron metallurgy, but also in the metallurgy of some other metals. The invention also aims to provide a method that allows the use of the cheapest raw materials to obtain the desired high-quality and / or high-purity steel, which has hitherto been obtained by the open-hearth acid process. Moreover, it is an object of the present invention to provide a method that is particularly useful for plants specialized in the production of high-quality metal products. The method according to the invention can be advantageously adapted to the preparation of tool steels, high-speed steels, chrome steels, bearing steels, nickel steels used in the low temperature technique and silicon steels used in electrical engineering. It is also possible to use the method according to the invention in all stages of the preparation of stainless steels, from the reduction of iron and chrome ores to the final dewaxing of the stainless steel bath. Moreover, the process according to the invention can be combined with other treatments used in a converter or other steel smelting equipment. This means that the process according to the invention may be one of the steps of a tandem or multiple process. The subject matter of the invention is illustrated in the drawing by way of example, in which Fig. 1 shows a converter for applying the method in a vertical section, Fig. 2. - converter in a horizontal cross-section along the line II-II of Fig. 1, Fig. 3 - a graph of the production of carbon steel by the method according to the invention, Fig. 4 - a line of preparation of tool steel containing charcoal, and Fig. 5 - diagram of the course of production of low-alloy tool steel containing chromium and tungsten. Converter 1 (armor 2 lined on the inner side, fireproof lining 3. The thickness of the lining 3 is sufficient in terms of wear during the operation of the equipment. Armor 2 and lining 3 faces of the wall 6 of the pear-shaped converter, at the bottom the converter has a large slant 7a and smaller slants 7b and 7c situated opposite it. Pins 4 are embedded in bearings, n not shown in the drawing, so that the converter can be tilted about an axis passing through the pivots4. 15 At the lower end of the slant 7a there is a channel 8 where the fireproof lining has been removed to form a slightly conical recess 5. Channel 8 forms loops between the two openings 9 and 10 in the opening in the recess 5. The openings 9 and 10 are connected are located on the same level in the cavity 5. Channel 8 is surrounded by the coils of the inductor 12 intended for induction heating of the contents of the channel 8 - Channel 8 has a fireproof lining, not M marked in the figure, which is cooled with water, this lining is much thinner than the lining 3 of the converter, and this is to ensure a high heating efficiency of the inductor 12. At the slope 7b opposite the channel 8 there is a nozzle 14 situated perpendicular to the slope 7b and directed towards the opposite slope 7a, in which the recess is located 5. The converter 1 has a space 18 above the surface of the metal bath, which allows for splashing and foaming, which are unavoidable during the course of the reaction. blemishes without blemishes outside the appliance. In the embodiment shown in the drawing, space 18 has a height of about twice the depth of the metal bath during operation. In the wall of the converter above the expected slope level, on the same side of the converter as channel 8 there is a drain hole 15. During the operation of the converter, the discharge opening 15 is closed by a gate 16. In the upper part of the converter there is a throat 17. A dust dispenser, not shown in the drawing, enables fluidization of the metal oxide dust entering the converter, with the dust entering the converter. into the nozzle 14 with a carrier gas * and fluidizing gas. The fluidizing gas may be the same type of gas as the carrier gas or it may be a different gas. It is also possible to use dispensers where all of the carrier gas is used to fluidize the oxide dust in the metal. Although the apparatus described above has only one heating channel 8, the converter may be installed in more than one channel of the type shown in Fig. 1 and 2. In addition, the induction heating zone need not necessarily be a channel with two outlets situated in the walls of the converter, but may have one opening in the wall of the converter. It is also possible to use more than one slanted nozzle or converter head * B 49 60 in conjunction with one or more channels facing the nozzles, with at least one nozzle facing the sloping channels or the converter bottom. The heating channel 8 melts the metal bath which remains liquid between the sequence of operations, that is, the channel does not empty at the flow of the molten metal through the drain hole 15. A typical sequence of operations used in the method of the invention is as follows. The appropriate amount of liquid metal is introduced into the converter 1 through the throat IL. The temperature of the metal bath is measured, and if it is necessary to carry out the desired reduction process, the temperature is raised by adjusting the power supply system, the electric energy of the exciter 12. When the desired temperature is reached temperature, the suspension of the metal oxide dust in the fluidizing gas is introduced into the converter through nozzles 14. First, however, the suspension is prepared in a dust dispenser and fed through a conduit to the nozzle 14. The nozzle 14 is directed towards the opposite slope, in which the heating channel 8 is located, which, with the appropriate speed of introducing solid oxide particles through the nozzles 14, causes rapid mixing. the hot metal bath in the cavity 5, i.e. outside of the holes 9 and 10 of channel 8, with solid particles of metal oxide not flowing from the nozzle 14 into the interior of channel 8. Hot metal in the cavity 5 to the outside of the ends of the holes 9 and 10 channel 8 is replaced with cool metal from other parts of the mass of the metal bath in converter 1, this improves the heat exchange between channel 8 and the mass of the metal bath in converter 1. In addition, the metal oxide dust introduced through the nozzles 14 and hot metals from the heating channel 8 are quickly distributed in the metal bath in the converter, which is important for the kinetics of the reduction process and Therefore, the process of reducing the metal oxide with the reducing agent can take place in all parts of the converter at the correct temperature. A further advantage of the interaction of the hot metal from the heating channel 8 and the slurry introduced through the nozzles 14 is that the hot metal from the heating channel 8 prevents the metal from solidifying near the tip of the nozzle, while the cooling effect caused by the introduction of the slurry protects the edges of the lining in the cavity 5, so that the lining around the openings 9 and 10 of the channel 8 does not wear out too quickly. the reduction process is usually carbon. The coal may be immediately dissolved in the metal bath in the converter or it may be successively supplied during the melting process. Coal in the form of coal dust may, for example, be mixed with metal oxide dust and introduced into the metal drip along with the oxide through nozzles 14 and / or from above through the throat 17. When the reduction process is complete, it is broken. introducing metal oxide dust and after correcting the chemical composition of the metal bath, the converter is tilted and the metal is poured through the tapping hole 15. Before tapping the metal, the slag is usually removed through the throat 17, while continuously blowing air or other gas through the nozzles 14 facilitates removal Usually, molten metal is left in channel 8 and in the cavity 5 in the cavity, so that the openings of the holes 9 and 10 of channel 8 are connected to each other to form a closed loop * Before draining, the metal bath can also be treated under vacuum to degass it during the same period of time, metal oxide dust is introduced into the metal through nozzles 14. Other extraction processes can also be used, including, for example, the The invention is illustrated in the following working examples. Example 1 Preparation of carbon steel The direct reduction of iron compounds is carried out in the method according to the invention both in a batch and a continuous manner. The direct reduction process is carried out batchwise in a converter of the type shown in FIGS. 1 and 2 and is used to prepare carbon steel. One of the possible sequences of operations is the following. The converter is first flooded with a metal drip, preferably pig iron. Molten steel scrap may also be used. Most preferably, however, a carbon-rich pig iron containing at least 3% by weight of carbon is used in order to obtain a low boiling point which is a prerequisite for a low reduction temperature, which in turn results in a very low lining wear. The volume of the starting metal bath is determined by the size of the converter. The starting bath should be of a sufficient depth to allow the reduction reactions to be carried out under the correct conditions as permitted by the method and apparatus of the invention. The reduction reactions then begin by introducing powdered enriched iron ore through the nozzles 14 into the metal bath in the converter by means of carrier gas. In addition, iron ore in the form of an agglomerate, for example in the form of pellets, can be fed from the top, through the throat 17 into converter 1. Successively, carbon is also added to the metal drip, generally in a stoichiometric ratio, to pass through the following reduction reactions, when the ore used is hematite: Fe2O3 + 3C - 2Fe (1) + SCO (g) (1) and the reaction: Fe304 + 4C-3Fe (1) + 4CO (g) (2) ) in the case where the ore used is magnesium, where the symbol, (1) represents the liquid form and (g) the gas form. A mixture of ores may also be used, in these cases the carbon is provided substantially in the ratio stoichiometric with respect to the combined ores concentrate, with the result that all iron in the concentrate is released by reduction. LT17 8 Coal can be given in solid form, e.g. as graphite, anthracite, charcoal and coke, or in the form of combustible carbon compounds , e.g. heating oil and volatile hydrocarbons. Preferably, however, coal is used and most preferably coke. The carbon is supplied from above through the mouth 17. It is also possible to introduce it through one or more separate nozzles, not shown in the drawing. Preferably, however, a mixture of finely powdered enriched ore and finely powdered coal is prepared in a stoichiometric ratio allowing the reduction reaction to be carried out. By mixing the ore and coal beforehand, the problem of separately regulating the dosing of these components is avoided. This mixture is blown into the metal bath by a carrier gas through nozzles 14. It is also possible to feed additional ore and carbon from above through the throat 17. From an economic point of view, it is preferable to use air as the carrier gas because of the ease of carrying out the reduction process at that time ¬ tia. However, this requires increasing the amount of carbon introduced in line with the amount of oxygen supplied with the air. Instead of air, it is also possible to use reducing gases, for example some hydrocarbons, as well as inert gases, for example argon. However, the use of air is most advantageous. The reduction processes consume a considerable amount of the thermal energy contained in the metal bath in the converter. There is therefore a tendency for the temperature of the metal furnace to drop very rapidly. Therefore, during the reduction process, the temperature is kept substantially constant, supplying a sufficient amount of electric energy to the inductor 12 surrounding the channel 8. The fainter metal from channel 8 flows into the cavity 5, whereupon it is carried to all batches of the metal bath. by a stream of gases flowing out of the nozzle 14. As a result, the reduction process can take place in all parts of the metal bath at the desired temperature. Preferably, the temperature of the metal bath is kept slightly above the freezing point of the metal, and most preferably in the range between the freezing point and the temperature 200 ° above this temperature, and in particular slightly above 100 ° C above the temperature. solidification. The temperature of the metal bath is established by regulating the electric energy supplied to the power system of the inductor 12. The introduction of the ore and coal concentrate is interrupted when a given amount of metal is obtained. The molten metal is then desulphurized, depending on the type of lining, by introducing CaO or other desulphurizing agents through nozzles 14 in the same manner as ore and coal were introduced. Before it is tapped, the temperature of the metal bath is raised to a suitable temperature by increasing the electric power supplying the inductor 12 surrounding the heating channel 8. Example II. Preparation of low-alloy steel. 9 91717 For the preparation of low-alloy steel according to the method of the invention, the converter is fed with a sufficient quantity of pig iron. Alternatively, a sufficient amount of pig iron is prepared in the converter itself using the processes previously described. The temperature of the metal bath is then raised to about 1500 ° C by means of the inductor 12 surrounding the channel 8. Then, airborne iron ore dust is introduced through the nozzles 14. During the first feed-in period, silicon and manganese are oxidized. Depending on the temperature of the charge, some of the carbon is simultaneously removed. After the silicon and manganese have been oxidized, the slag is removed from the surface of the metal bath, and the proper decarburization begins. The desired percentage of carbon in the metal bath is preferably adjusted in a single operation of introducing metal oxide dust through nozzles 14, with air usually being used as the carrier gas. When the desired percentage of carbon is reached, instead of air, argon is used to ensure rapid homogenization of the batch. During navigating, the temperature is maintained at the desired level by adjusting the power supplying the inductor 12. As the solidification point of the metal depends on the carbon content in the alloy. iron-carbon, the temperature in the converter should be constantly regulated by appropriate regulation of the power supplying the inductor 12, so that the temperature is maintained between the freezing point and the temperature 200 ° C above the freezing point, preferably between the freezing point and the temperature of 100 ° C above the freezing point. It is also possible to use the apparatus of FIGS. 1 and 2 to melt scrap iron for smelting steel. If, after all the iron scrap has been melted, the percentage of carbon is too high, the excess carbon is adjusted by introducing powdered enriched iron ore as described above, while maintaining the temperature of the metal bath at the level of the inductor for the same period of time. Less than the freezing point. Now, an example of a pig iron dewaxing method will be described based on the graph shown in FIG. 3. The converter shown in Figures 1 and 2 was filled with approximately 4.5 tons of pig iron. In the recess 5 and channel 8 there is about 800 kg of a metal bath. The molten metal contained approximately C - 3.8% by weight, Si - 1.4%, Mn - 0.3%, and some random inclusions. A suspension of enriched magnetite (Fe 3 O 4) in the air was introduced through nozzles 14. About 1000 kg of Fe 3 C 4 as a concentrate was introduced into a metal bath in the converter and dispersed therein. In the graph of FIG. 3, curve I shows the total amount of ore concentrate. introduced during this period. The C ° temperature curve shows the increase in the temperature of the metal bath during the concentrate introduction period from about 1480 ° C to about 1550 ° C. Other curves show the percentage change in the content of carbon, silicon and manganese during the introduction of iron oxide. In the initial period, substantially all of the silicon and manganese are oxidized, and then the period of proper dehydration begins. After injection of 1000 kg of ore concentrate, the carbon content was reduced to about 1%. The ore concentrate contained approximately 90% FesO4. After reaching the desired carbon content, i.e. about 1%, silicon and manganese were added to the metal bath from above through the throat 17 and made uniform by blowing argon through nozzles 14. During the same period of time, the temperature of the metal bath was raised. to about 1600 ° C, which is the preferred tapping temperature. * Example III. Preparation of the alloy steel Chromium steel containing an average of about 1 to 15% chromium can also be produced by the method of the invention. First, the hot pig iron was introduced into the converter shown in Figures 1 and 2. Alternatively, the metal bath is prepared in the converter itself as previously described. The temperature of the metal bath is raised by means of the inductor 12 to a temperature of 1600 ° 1750 ° C, preferably between 1600 and 1700 ° C. When the desired temperature is reached, a slurry of a chromium oxide ore concentrate is introduced into the air through the nozzles 14. The chromium oxide ore concentrate is preferably chromium, ie iron and chromium oxide FeCr 2 O 4. * o Powdered enriched ore spreads over all parts of the converter, taking with it the hotter metal from cavity 5 to the outside of holes 9 and 10 of channel 8. The temperature during chromite injection is maintained in the range of 1600-1750 ° C, preferably 1600-1700 ° C C by regulating the power at the input of the inductor 12. If the carbon content in the metal bath is high enough, the following reaction takes place: 40 Cr2O3 + 3C-2Cr (1) + 3CO (g) (3) where: (g) - in gaseous form, and (1) - in liquid form. In this example of applying the process of the invention to obtain a chromium steel with an average chromium content, the carbon content during the introduction of the chromic oxide should be at least 1% . This means that additional carbon must be introduced into the metal bath if the carbon content in the drip drops to 1% before the desired chromium content is reached. It is also possible to add carbon to the charge while the chromium oxide is being introduced, either by feeding it from above through the throat 17 or together with the powdered oxide. The carbon content is preferably maintained above 2% during the reduction of the chromic oxide with carbon. When the desired percentage of chromium in the charge is reached, the carbon content can be reduced by introducing enriched iron ore, while the temperature in the metal bath is approximately constant over the same period of time. The graph in Fig. 4 shows the schematic example of obtaining in the converter11 91717 14 occurs gradually and in order corresponding to their decreasing 'affinity for oxygen. the oxide which is most difficult to reduce with carbon or other reducing agent is injected in the first operation, and the oxide which is easiest to reduce is introduced in the last operation, while other possible metal oxides are introduced between them depending on their affinity for oxygen. This example shows that the silicon and manganese contained in the starting metal bath can advantageously be used to reduce the chromium oxide introduced into the metal bath during the first operation of the method according to the invention. Another type of alloy steel which can be obtained by the method According to the invention, a low temperature steel is used, e.g. nickel steel containing 5-9% Ni. In this case, first a high-carbon iron-carbon alloy is obtained by one of the methods described above and introduced into the converter shown in Figs. 1 and 2. NiO is introduced into this charge, while maintaining The desired temperature is achieved by means of an inductor according to the invention, the hot metal being distributed to all the batches, the metal bath by means of a stream of dust introduced through the nozzles 14. The addition of the enriched nickel ore continues until the desired carbon content and / or nickel in the reaction between NiO and carbon dissolved in a metal bath, in which the carbon releases nickel metal by reacting with the oxygen contained in the nickel oxide. In all the cases described, the metal oxide in the form of a dust can be introduced simultaneously through nozzles 14 and metal oxide in the form of an agglomerate from above, through the throat 17. In further examples of the application of the invention, the carrier gas in the case of decay is preferably oxygen, m a mixture of air and oxygen or a mixture of another gas and oxygen. In these cases, primarily oxygen is the de-descaling agent, and the metal oxide injected with the gas is primarily the cooling agent and the agent increasing the energy of the gas-dust mixture introduced into the metal bath. '' "i '' '"' ". 91717 1800 1700 -I 1600 \ 1500 1400 1300- \ 1200 U00- \ 1000 Fig3 'Ci 1700- 1500 1500 1400- 1300- 1200 iioo- \% 7- 6 4th 3- 2 1- i I 1 1 i— 1 Fig. 4 / / s / * / / / JXZ \ /// W / / ^ ^ i / 'VV% s / / \ ii'} c _ii in% C -% Mn ^ /. 5/1 EM '\ Kg -1400 -1200 -1000 -800 -600 \ -400 -200 :: x ^^ 191717 Fig.5 im * kKg LZG Zd No. 2 order 575/77 110 A4 Ctna 10, - al PL