RU1753705C - Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали - Google Patents

Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали Download PDF

Info

Publication number
RU1753705C
RU1753705C SU4873473A RU1753705C RU 1753705 C RU1753705 C RU 1753705C SU 4873473 A SU4873473 A SU 4873473A RU 1753705 C RU1753705 C RU 1753705C
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
vanadium
steel
aluminum
slag
metal
Prior art date
Application number
Other languages
English (en)
Inventor
В.А. Паляничка
А.В. Пан
А.А. Киричков
М.А. Третьяков
А.В. Чернушевич
Г.Н. Василенко
В.С. Ляпцев
М.С. Гордиенко
А.Ф. Долгополов
В.Д. Розторгуев
В.И. Григорьев
П.В. Шатунов
Original Assignee
Нижнетагильский металлургический комбинат
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 Нижнетагильский металлургический комбинат filed Critical Нижнетагильский металлургический комбинат
Priority to SU4873473 priority Critical patent/RU1753705C/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU1753705C publication Critical patent/RU1753705C/ru

Links

Images

Landscapes

  • Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)

Abstract

Сущность: в ковш с раскислителями вводят избыточное на 5 - 15% количество кремния и 50 - 80% алюминия, после раскислителей вводят ванадиевый шлак в количестве 4 - 20 кг/т, затем остальной алюминий, причем суммарное количество алюминия вводят в избытке на 10 - 20%.

Description

Изобретение относится к черной металлургии и предназначено для использования при выплавке стали.
Известен способ раскисления рельсовой стали, по которому сталь раскисляют и микролегируют в ковше силикокальцием и феррованадием.
Недостатками этого способа являются большие потери ванадия и соответственно большая стоимость микролегирования. Это объясняется сложной многоступенчатой схемой получения феррованадия со значительными потерями ванадия на каждой ступени.
Схема получения феррованадия Процесс переработки Получаемый продукт Потери ванадия, % 1. Добыча ванадийсодер- жащей руды Руда - 2. Обогащение руды Концентрат 25-35 3. Окускование концентрата Агломерат, окатыши 1-4 4. Доменная плавка Ванадиевый чугун 17-21 5. Конвентирование чугуна Ванадиевый шлак 17-19 6. Гидрохимический предел ванадиевого шлака Пятиокись ванадия 30-35 7. Выплавка в электропечи Феррованадий 5-7 Суммарные потери ванадия составляют 66-76
Учитывая угар феррованадия в ковше при микролегировании стали, который составляет около 20% (см. Г. Н. Ойке Производство стали, М, Металлургия, 1974, с. 414), степень использования ванадия (от руды до стали) составляет всего 19-27%.
Известен способ выплавки углеродистой стали, по которому сталь раскисляют в ковше с природно-легированным ванадием и титаном жидким чугуном, в котором предварительно растворяют 20-60% силикокальция и 10-90% ферромарганца, а остальное количество силикокальция и ферромарганца вводят в ковш под струю металла.
Этот способ предполагает использование ванадиевого чугуна для микролегирования стали, т.е. исключаются ступени 5-7 приведенной схемы и соответственно потери ванадия на этих ступенях. Суммарные потери ванадия при этом составляют 51-61% . Однако этот способ имеет ряд существенных недостатков, которые не позволяют внедрить его при производстве рельсовой стали: организационные трудности по дозировке и заливке ванадиевого чугуна в ковш; необходимость большого перегрева стали в сталеплавильном агрегате (увеличивается расход топлива, кислорода, металл насыщается газами), так как чугун имеет температуру примерно на 300оС ниже, чем сталь; в ванадиевом чугуне содержится повышенное содержание фосфора (0,08-0,1%), который полностью переходит в сталь; силикокальций практически нерастворим в железе, поэтому растворить 20-60% силикокальция в чугуне невозможно - он всплывет и сгорает на зеркале за счет кислорода атмосферы.
Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому является выбранный в качестве прототипа способ легирования стали ванадием, по которому в ковш на струю металла при выпуске плавки после подачи всей порции раскислителей вводят феррованадий.
К существенным недостаткам прототипа можно отнести большие потери ванадия, которые составляют 73-81%. Кроме того, открытое зеркало металла в ковше поглощает кислород из атмосферы, что приводит к ухудшению качества стали. Неметаллические включения, образующиеся при раскислении стали, всплывают на зеркало металла, а затем потоками металла вновь увлекаются вглубь, что приводит к повышенной загрязненности стали влючениями.
Целью изобретения является повышение качества стали и снижение потерь ванадия.
Для этого в способе раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали, включающем ввод в ковш раскислителей и ванадийсодержащего материала, в ковш с раскислителями вводят избыточное на 5-15% количество кремния и 50-80% алюминия, после раскислителей вводят ванадиевый шлак в количестве 4-20 кг/т, затем остальной алюминий, причем суммарное количество алюминия вводят в избытке на 10-20%.
Обычно применяемые раскислители: ферросилиций, силикомарганец, силикомарганецалюминий и т. п. имеют плотность 4-6 г/см3, а алюминий еще меньше около 3 г/см3. Поэтому они всплывают на зеркало металла в ковше и частично сгорают в атмосфере воздуха. Так, угар марганца составляет 20-30%, кремния 15-25%, титана, алюминия 40-50% (см. Г. Н. Ойке Производство стали, М., Металлургия, 1974, с. 414). Следовательно, значительная часть раскислителей теряется безвозвратно, так как на связывание кислорода, находящегося в металле, расходуется сравнительно небольшое количество раскислителей.
В данном случае раскислители накрываются ванадиевым шлаком и восстанавливают ванадий. Наиболее эффективно действуют алюминий и кремний, имеющие большое сродство к кислороду. Однако того запаса раскислителей, который обычно предусматривается на угар, недостаточно для восстановления ванадия из ванадиевого шлака, так как в последнем содержится значительное количество активных окислов железа и марганца (примерный состав ванадиевого шлака следующий, % : 15-20 V2O5; 15-20 SiO2; 7-10 TiO2; 8-10 MnO; 35-40 FeO). Поэтому в предлагаемом способе предусматривается ввод избыточного на 5-15% количества кремния и на 10-20% алюминия.
По способу 50-80 % алюминия вводится до присадки ванадиевого шлака для раскисления металла и частичного восстановления ванадия из ванадиевого шлака. Остальная часть алюминия присаживается на ванадиевый шлак для более полного восстановления пятиокиси ванадия из шлака. Ванадиевый шлак и образующиеся в процессе его восстановления окислы закрывают зеркало металла в ковше, препятствуя попаданию кислорода из атмосферы в сталь и ассимилируя всплывающие продукты раскисления, что позволяет снизить загрязненность металла.
Прямое легирование стали ванадиевым шлаком позволяет уменьшить потери ванадия, так как при этом отпадает необходимость в гидрометаллургическом переделе ванадиевого шлака в феррованадий (ступени 6 и 7 процесса получения феррованадия). Устраняются также потери ванадия, которые обычно имеют место при вводе феррованадия в сталь (около 20%).
Известен способ выплавки ванадийсодержащих сталей (авт. св. СССР N 10462994, кл. С 21 С 5/52, опубл. в Б. И. 1983, N 37), по которому для снижения себестоимости стали и повышения степени извлечения ванадия в электропечи после удаления окислительного шлака металл обрабатывают шлакообразующей раскислительной смесью, состоящей из ванадийсодержащего конвертерного шлака, извести (или известняка в эквивалентном по окиси кальция количествe), разжижающей добавки и углеродистого ферромарганца, взятых в соотношении 10: (5-8): (1-2):(4-5), а после нагрева до 1580-1620оС в него вводят алюминий в количестве 1-3 кг на 1 т стали.
По этому способу после присадки смеси следует восстановительный период. Довостановление окислов ванадия производят в процессе диффузионного раскисления шлака порошками кокса и ферросилиция.
Указанный способ не может быть осуществлен в конвертере или в мартеновской печи, так как из них невозможно достаточно полно удалить окислительный шлак, провести восстановительный период и диффузионное раскисление шлака, так как в процессе диффузионного раскисления происходит восстановление фосфора. По самому механизму восстановления окислов ванадия предлагаемый и анализируемый способы существенно отличаются.
На основании проведенного анализа, свидетельствующего о несовпадении свойств заявляемого и известных решений, обусловленных признаками, которые отличают заявляемое техническое решение, можно сделать вывод о его соответствии критерию "существенные отличия".
Выбор граничных параметров обусловлен тем, что при избытке кремния менее 5% не исключаются случаи получения в готовой стали содержания кремния ниже марочного, при избытке более 15% - выше марочного. Первая порция алюминия в количестве 50-80% от общего его расхода вводится в основном для раскисления металла, т.е. если вводят менее 50% алюминия, металл недораскислен. При вводе более 80% алюминия он в основном растворится в стали (в избыточном количестве) и не сработает как восстановитель пятиокиси ванадия из шлака.
При вводе ванадиевого шлака менее 4 кг/т в стали мало ванадия, т.е. не повышается качество проката. При вводе ванадиевого шлака более 20 кг/т охлаждается металл, затрудняется протекание реакций восстановления компонентов шлака, увеличиваются потери ванадия.
По данному способу в процессе выпуска плавки после наполнения ковша на 1/5 - 1/4 и часть вводят раскислители. При этом кремния вводят на 5-15% больше требуемого для получения среднего содержания кремния в готовой стали, а алюминия 50-80% от общего количества, которое также должно быть на 10-20% больше обычно вводимого для данной марки стали. Затем в ковш вводят ванадиевый шлак в количестве 4-20 кг/т и остальное количество алюминия.
Примеры конкретного осуществления способа в 160-тонном конвертере при выплавке стали 09Г2С для прокатки балок 50Б2 и стали СТ3сп для прокатки балок 26Ш2 приведены в табл. 1.
Показатели качества и потери ванадия при использовании различных вариантов предлагаемого способа и способа-прототипа приведены в табл. 2. Эти данные свидетельствуют, что при избытке кремния и алюминия ниже оптимального значения, вводе ванадиевого шлака меньше 4 кг/т и присадке алюминия с первой порцией более 80% (варианты 1 и 7) цель изобретения не достигается, так как временное сопротивление металла ниже, а загрязненность неметаллическими включениями и кислородом выше, чем при применении способа-прототипа.
При избытке кремния и алюминия выше оптимальных значений, вводе алюминия с первой порцией менее 50% и повышенном расходе ванадиевого шлака (варианты 5 и 11) ударная вязкость металла ниже, чем при применении способа-прототипа, загрязненность включениями и кислородом практически на одном уровне.
Лучшие результаты обеспечивают варианты 2-4 и 8-10. Так, при выплавке стали 09Г2С обеспечивается повышение временного сопротивления с 547 до 556-568 Н/мм2, ударной вязкости с 2,6 до 3,2-3,5 МДж/м2, снижается содержание в стали неметаллических включений с 0,0132 до 0,0086-0,0118 и кислорода с 0,0066 до 0,0043-0,0059% уменьшаются потери ванадия с 49 до 22-27%.
При выплавке стали СТ3сп обеспечивается повышение временного сопротивления с 484 до 493-498 Н/мм2, ударной вязкости с 2,8 до 2,9-3,1 МДж/м2, снижение загрязненности стали включениями с 0,0126 до 0,0084-0,0112% и кислородом с 0,0063 до 0,0042-0,0056%, уменьшаются потери ванадия с 48 до 20-25% .
Согласно приведенным данным, предлагаемый способ в сравнении с прототипом обладает следующими преимуществами:
повышается временное сопротивление проката на 9-21 Н/мм2;
повышается ударная вязкость металла при -40оС на 0,1-0,9 МДж/м2;
снижается загрязненность стали неметаллическими включениями на 0,0014-0,0046%;
уменьшается содержание кислорода в металле на 0,0007-0,023%;.
снижаются потери ванадия, считая от ванадиевого шлака, на 22-28%.
Предлагаемый способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали представляет значительный интерес для народного хозяйства, так как позволяет повысить качество проката, улучшить экологию за счет устранения ряда этапов передела ванадиевого шлака в феррованадий.

Claims (1)

  1. СПОСОБ РАСКИСЛЕНИЯ И МИКРОЛЕГИРОВАНИЯ КОНВЕРТЕРНОЙ И МАРТЕНОВСКОЙ СТАЛИ, включающий ввод в ковш с металлом раскислителей и ванадийсодержащего материала, отличающийся тем, что, с целью повышения качества стали и снижения потерь ванадия, в ковш с раскислителями вводят избыточное на 5 - 15% количество кремния и 50 - 80% алюминия, после раскислителей вводят ванадиевый шлак в количестве 4 - 20 кг/т, затем остальной алюминий, причем суммарное количество алюминия вводят в избытке на 10 - 20%.
SU4873473 1990-10-15 1990-10-15 Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали RU1753705C (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU4873473 RU1753705C (ru) 1990-10-15 1990-10-15 Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU4873473 RU1753705C (ru) 1990-10-15 1990-10-15 Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU1753705C true RU1753705C (ru) 1994-08-30

Family

ID=30441963

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU4873473 RU1753705C (ru) 1990-10-15 1990-10-15 Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU1753705C (ru)

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Авторское свидетельство СССР N 250185, кл. C 21C 7/06, 1969. *
Авторское свидетельство СССР N 539081, кл. C 21C 7/06, 1976. *
Технологическая инструкция ТИ-М-1-69. Выплавка качественной углеродистой и легированной стали в основных мартеновских печах скрап-процессом на твердой завалке. Завод "Красный Октябрь", 1970, с.55. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU1753705C (ru) Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали
US5037609A (en) Material for refining steel of multi-purpose application
JPS607001B2 (ja) 耐疲労性のすぐれた高シリコンバネ鋼の製造法
RU2064509C1 (ru) Способ раскисления и легирования ванадийсодержащей стали
SU855006A1 (ru) Способ получени стали
KR100267271B1 (ko) 자동차 외판재용 극저탄소의 고청정강 제조방법
RU2044060C1 (ru) Способ производства ванадийсодержащей рельсовой стали
JP2976855B2 (ja) 溶鋼の脱酸方法
RU2055094C1 (ru) Способ получения ванадийсодержащей рельсовой стали
RU2118380C1 (ru) Способ производства микролегированной ванадием стали
KR19990047461A (ko) 알루미늄 탈산강의 레이들 슬래그 탈산방법
RU2120477C1 (ru) Способ раскисления, модифицирования и микролегирования ванадием стали
RU2133281C1 (ru) Способ производства ванадийсодержащей рельсовой стали в электропечах
SU1696497A1 (ru) Способ раскислени и легировани низкоуглеродистой стали
SU924116A1 (ru) Способ выплавки шихтовой заготовки 1
RU1786109C (ru) Способ производства титансодержащей стали
RU2096489C1 (ru) Способ производства стали в дуговых печах
SU1073291A1 (ru) Способ выплавки нержавеющей стали
RU2096491C1 (ru) Способ производства стали
RU2104311C1 (ru) Способ легирования стали марганцем
Svyazhin et al. The use of calcium carbide in the production of low-carbon steel
SU954171A1 (ru) Способ внепечной обработки стали
RU2140995C1 (ru) Способ раскисления, модифицирования и микролегирования стали ванадийсодержащими материалами
JP2803535B2 (ja) 上底吹転炉における還元精錬方法
SU1086019A1 (ru) Способ выплавки марганцевой стали аустенитного класса