RU2055901C1 - Method for smelting in blast furnace - Google Patents
Method for smelting in blast furnace Download PDFInfo
- Publication number
- RU2055901C1 RU2055901C1 RU93000633A RU93000633A RU2055901C1 RU 2055901 C1 RU2055901 C1 RU 2055901C1 RU 93000633 A RU93000633 A RU 93000633A RU 93000633 A RU93000633 A RU 93000633A RU 2055901 C1 RU2055901 C1 RU 2055901C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- cast iron
- fuel
- furnace
- blast
- Prior art date
Links
Images
Abstract
Description
Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано при выплавке чугуна в доменных печах, работающих с накоплением и выпуском жидких продуктов плавки, использованием комбинированного дутья (инжектируемое топливо и технологический кислород), вдуванием шлакообразующих, десульфурирующих и других добавок. The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in the smelting of cast iron in blast furnaces operating with the accumulation and release of liquid smelting products, using combined blasting (injected fuel and process oxygen), blowing slag-forming, desulfurizing and other additives.
Известны различные способы доменной плавки с использованием комбинированного дутья вдуванием добавок и флюсов. Various blast furnace smelting processes are known using combined blasting by blowing additives and fluxes.
Известен способ доменной плавки, включающий загрузку и проплавку шихтовых материалов на комбинированном дутье при вдувании дополнительного флюса через воздушные фурмы в горн печи с целью поддержания заданной основности шлака [1] Этот способ решает в определенной мере задачу улучшения газопроницаемости зоны вязко-пластических материалов, распределения газовых потоков в доменных печах путем расчленения процессов шлакообразования по высоте печи, но при этом не эффективно решается вопрос улучшения качества чугуна и, в частности, его десульфурации. Последнее, в частности, обусловлено периодичностью обессеривающей способности различных слоев шлака: существенно меньшей степенью использования верхнего шлака и большей степенью использования обессеривающей способности нижнего шлака. Поэтому в дальнейшем были предложены способы доменной плавки, направленные на решение проблемы улучшения качества чугуна за счет изменения по ходу плавки количества и состава флюсов, вдуваемых через воздушные фурмы. A known method of blast-furnace smelting, including loading and melting charge materials on a combined blast when blowing additional flux through air lances in the furnace of a furnace to maintain a given basicity of slag [1] This method solves to some extent the task of improving the gas permeability of the zone of visco-plastic materials, the distribution of gas flows in blast furnaces by dividing the processes of slag formation along the height of the furnace, but the issue of improving the quality of cast iron and, in particular, its desu lfuratsii. The latter, in particular, is due to the periodicity of the desulfurization ability of various slag layers: a significantly lower degree of utilization of the upper slag and a greater degree of use of the desulfurization ability of the lower slag. Therefore, in the future, methods were proposed for blast-furnace smelting aimed at solving the problem of improving the quality of cast iron by changing the quantity and composition of fluxes injected through air lances along the course of smelting.
Так в соответствии со способом для улучшения условий десульфурации чугуна и повышения технико-экономических показателей плавки, при накоплении в горне 5-95% шлака от максимально возможного, расход вдуваемого флюса изменяют в пределах 1,25-0,65 от количества флюса, расходуемого шихтой. So, in accordance with the method for improving the conditions of pig iron desulfurization and increasing the technical and economic indicators of smelting, when 5-95% of slag accumulates in the furnace from the maximum possible, the flow rate of the injected flux is changed within 1.25-0.65 of the amount of flux consumed by the charge .
Известен также способ ведения доменной плавки заключающийся в том, что с целью улучшения десульфурации, степени усвоения компонентов добавок, шлаковые добавки вводят после закрытия чугунной летки совместно с угольной пылью в течение 10-20% времени между выпусками чугуна в количестве 10-100 кг/т чугуна при соотношении компонентов 1:(0,4-0,8). При этом предполагается, что за счет вдувания материалов после закрытия чугунной летки на поверхности чугуна формируется активный шлак, обеспечивающий высокий коэффициент распределения серы между шлаком и чугуном и высокую степень усвоения компонентов флюсов. There is also a known method of blast furnace smelting which consists in the fact that in order to improve desulfurization, the degree of assimilation of the components of the additives, the slag additives are introduced after the closure of the cast iron notch together with coal dust for 10-20% of the time between releases of cast iron in an amount of 10-100 kg / t cast iron with a ratio of components 1: (0.4-0.8). It is assumed that due to the injection of materials after the closure of the cast iron notch, active slag is formed on the surface of the cast iron, providing a high coefficient of sulfur distribution between the slag and cast iron and a high degree of assimilation of flux components.
Указанные способы позволяют в определенной мере более гибко воздействовать на тепловой и шлаковый режимы доменной плавки путем изменения во времени расходов угольной пыли, количества и состава флюсов, однако они имеют общие существенные недостатки. These methods allow, to a certain extent, more flexibly affect the thermal and slag regimes of blast furnace smelting by changing the time consumption of coal dust, the amount and composition of fluxes, however, they have common significant disadvantages.
Совместная подача угольной пыли, природного газа, флюсов через воздушные фурмы ухудшает условия сгорания пылеугольного топлива (природного газа) в фурменных зонах, увеличивает вероятность поглощения шлаком несгоревших частиц угля, что может привести к загромождению горна и др. явлениям, препятствующим восстановлению нормального теплового режима и дренажа жидких продуктов плавки. Важнейшим, определяющим в современных условиях технологию доменной плавки с применением комбинированного дутья и, в частности, вдувания пылеугольного топлива, является обеспечение полноты сгорания топлива в пределах фурменных очагов. Вынос частиц пылеугольного топлива за пределы фурменной зоны, который наблюдается уже при расходах пылеугольного топлива более 80 кг/т чугуна, вызывает ухудшение коэффициента замены кокса топливом, повышение вязкости шлака и ухудшение газопроницаемости горна. Добавка негорючих компонентов в пылеугольное топливо увеличивает отмеченное негативное явление. Имеющийся промышленный опыт убедительно подтверждает. The combined supply of coal dust, natural gas, fluxes through air lances worsens the combustion conditions of pulverized coal (natural gas) in the tuyere zones, increases the likelihood of slag absorption of unburned coal particles, which can lead to clutter of the hearth and other phenomena that impede the restoration of normal thermal conditions and drainage of liquid smelting products. The most important defining technology of blast-furnace smelting using combined blasting and, in particular, pulverized-coal fuel injection in modern conditions is to ensure the completeness of fuel combustion within the tuyere foci. The removal of particles of pulverized coal outside the tuyere zone, which is already observed when the consumption of pulverized coal is more than 80 kg / t of pig iron, causes a deterioration in the coefficient of replacement of coke by fuel, an increase in the viscosity of slag and a decrease in gas permeability of the furnace. The addition of non-combustible components to pulverized coal fuel increases the noted negative phenomenon. Existing industry experience convincingly confirms.
Введение холодных негорючих добавок в фурменные зоны способствует, как правило, существенному повышению потребности тепла. В частности, увеличение в пылеугольном топливе содержания негорючих материалов, как показывают расчеты, снижает производительность печи, повышает расход кокса, наблюдается рост степени прямого восстановления оксидов железа. The introduction of cold non-combustible additives in tuyere zones contributes, as a rule, to a significant increase in heat demand. In particular, an increase in the content of non-combustible materials in pulverized-coal fuel, as shown by calculations, reduces furnace productivity, increases coke consumption, and an increase in the degree of direct reduction of iron oxides is observed.
Возможность формирования на поверхности чугуна непосредственно после закрытия чугунной летки шлака с необходимыми свойствами проблематично. После закрытия чугунной летки под фурменными очагами до уровня расплава находится слой кокса толщиной до 3-х метров, играющий роль своеобразного буфера, препятствующий попаданию флюсов на поверхность расплава и формированию активного шлака непосредственно на поверхности чугуна. The possibility of forming on the surface of cast iron immediately after closing the cast iron notch of slag with the necessary properties is problematic. After the closure of the cast iron notch, under the tuyere foci to the melt level, there is a layer of coke up to 3 meters thick, which plays the role of a buffer that prevents fluxes from entering the melt surface and the formation of active slag directly on the surface of cast iron.
Известен также способ доменной плавки, заключающийся во вдувании в верхнюю часть фурменной зоны пылеугольного топлива и в нижнюю часть фурменной зоны флюсооксидных смесей, корректировке теплового и шлакового режима горна путем изменения количества вдуваемого в горн топлива, а также количества и состава флюсооксидных смесей. В соответствии с этим способом для снижения потерь чугуна и кокса в период отклонения теплового и шлакового режимов от оптимальных значений, путем одновременных воздействий на них и повышения эффективности воздействия флюсооксидную смесь вдувают раздельно от угольной пыли в нижнюю часть фурменной зоны технологическим кислородом. Раздельная подача в верхнюю часть окислительной зоны инжектируемого топлива необходима для одновременной компенсации тепловых потерь от вдувания холодных материалов и эндотермических процессов. There is also a known method of blast furnace smelting, which consists in blowing into the upper part of the tuyere zone of pulverized coal and in the lower part of the tuyere zone of flux oxide mixtures, adjusting the thermal and slag regime of the hearth by changing the amount of fuel injected into the hearth and the quantity and composition of flux oxide mixtures. In accordance with this method, in order to reduce the losses of pig iron and coke during the deviation of the thermal and slag regimes from the optimal values, by simultaneously acting on them and increasing the efficiency of the exposure, the flux oxide mixture is blown separately from coal dust into the lower part of the tuyere zone with process oxygen. Separate injection of injected fuel into the upper part of the oxidation zone is necessary to simultaneously compensate for heat losses from the injection of cold materials and endothermic processes.
Указанный способ имеет следующие недостатки:
В настоящее время отсутствует не только техническое решение позволяющее осуществить раздельную подачу пылеугольного топлива в верхнюю часть, а флюсов и кислорода в нижнюю часть фурменной зоны, но и проблематичным является разделение этих потоков в области фурменной зоны. При высоких скоростях истечения у фурм образуется полость с интенсивным вихревым движением газов. Так последние исследования, выполненные как японскими, так и советскими учеными показывают, что в районе фурменного очага наблюдается интенсивное перемешивание газового потока, кратность циркуляции больше четырех, а локальная циркуляция газового потока ниже оси воздушных фурм практически отсутствует. Это означает невозможность разделения указанных потоков, поэтому данный способ имеет по сути те же недостатки, что и рассмотренные способы, предусматривающие совместное вдувание инжектируемого топлива и флюсов через воздушные фурмы.The specified method has the following disadvantages:
At present, there is not only a technical solution allowing the separate supply of pulverized coal fuel to the upper part, and fluxes and oxygen to the lower part of the tuyere zone, but the separation of these flows in the area of the tuyere zone is also problematic. At high flow rates, lances form a cavity with intense vortex movement of gases. Thus, recent studies performed by both Japanese and Soviet scientists show that in the area of the tuyere source there is intense mixing of the gas stream, the circulation rate is more than four, and the local circulation of the gas stream below the axis of the air tuyeres is practically absent. This means that it is impossible to separate these streams, therefore, this method has essentially the same disadvantages as the considered methods, which involve the joint injection of injected fuel and fluxes through air lances.
Формирование необходимого по составу шлака в доменных печах по этому способу затруднительно, особенно в период времени после выпуска жидких продуктов плавки. В этот период, как уже отмечалось, ниже уровня фурменных очагов находится кокс, поступающий снизу в фурменные очаги по мере накопления жидких продуктов плавки. Поэтому формирование шлака за счет вдуваемых флюсов происходит достаточно медленно, что не позволяет одновременно и оперативно вести тепловой и шлаковый режимы. The formation of the necessary slag composition in blast furnaces by this method is difficult, especially in the period of time after the release of liquid smelting products. During this period, as already noted, coke is located below the level of the tuyere foci, coming from below into the tuyere foci as liquid melting products accumulate. Therefore, the formation of slag due to injected fluxes is rather slow, which does not allow both thermal and slag regimes to be simultaneously carried out.
Если каким-либо образом будет сформирован шлак с требуемыми свойствами, то возникает проблема его эффективного использования. Так степень достижения равновесия по сере, равная отношению фактического и равновесного коэффициента распределения серы между шлаком и чугуном, обычно не превышает 0,5-0,7. При вдувании через фурмы плавикового шпата, марганцевых руд и др. добавок степень поглощения фтора шлаками не превышает 30-50% а степень перехода марганца в чугун 70-80% Коррекция расходов и состава флюсов по ходу накопления и выпуска жидких продуктов плавки, несколько улучшает эти показатели, но не решает в целом указанную проблему. If in any way slag with the required properties is formed, then the problem arises of its effective use. So, the degree of achievement of sulfur equilibrium, equal to the ratio of the actual and equilibrium sulfur distribution coefficient between slag and cast iron, usually does not exceed 0.5-0.7. When the fluorspar, manganese ores and other additives are blown through the tuyeres, the degree of fluorine absorption by slag does not exceed 30-50% and the degree of transition of manganese to cast iron is 70-80%. Correction of the costs and composition of fluxes during the accumulation and release of liquid smelting products slightly improves these indicators, but does not generally solve the indicated problem.
Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому является способ получения жидкого металла в доменной печи, включающий загрузку и проплавку шихтовых материалов на комбинированном дутье и ввод окислителя ниже верхней границы жидкого металла, выпуск чугуна и шлака. The closest in technical essence to the proposed one is a method for producing liquid metal in a blast furnace, which includes loading and melting charge materials on a combined blast and introducing an oxidizing agent below the upper boundary of the liquid metal, and producing pig iron and slag.
Как следует из описания изобретения, часть окислителя (высоконагретое воздушное дутье) подается ниже верхней границы ванны жидкого металла. При этом образуется восстановительный газ СО за счет выжигания из металла углерода, который вместе с непрореагировавшим дутьем поступают над уровнем расплава в слой шихтовых материалов, непрореагировавший кислород дутья используется для сжигания угля, подаваемого выше шлаковой ванны. Подача окислителя осуществляется в слой металла (чугуна), содержащего углерод в пределах 1-4% При наличии высоконагретого окислителя он будет расходоваться в значительной степени на окисление Fe в металле, содержание которого в чугуне составляет 94-99% что приводит к переходу окислов железа в шлак. Окислы железа в шлаке легко реагируют с СаS и, следовательно, способствуют переходу серы в чугун (металл), поэтому окислы железа вредны в окончательном шлаке в самых небольших количествах FeO ≅0,5% Более того, при высоких температурах горна осуществляется интенсивное взаимодействие FeO, находящегося в шлаке, с углеродом кокса, что сопровождается отрицательным тепловым эффектом, бурным газовыделением и вспениванием железистого шлака. Следствием отмеченных явлений является ухудшение качества чугуна по содержанию в нем серы и повышение почти на порядок вязкости вспененного шлака. Последнее делает проблематичным нормальный выпуск чугуна и шлака из печи и ведет к потере производительности и росту расхода топлива. As follows from the description of the invention, part of the oxidizing agent (highly heated air blast) is supplied below the upper boundary of the molten metal bath. In this case, CO reducing gas is formed by burning carbon from the metal, which, together with unreacted blast, enters the charge layer above the melt level, unreacted blast oxygen is used to burn coal fed above the slag bath. The oxidizer is supplied to a layer of metal (cast iron) containing carbon in the range of 1-4%. If there is a highly heated oxidizer, it will be consumed to a large extent on the oxidation of Fe in the metal, the content of which in cast iron is 94-99%, which leads to the transition of iron oxides into slag. The iron oxides in the slag readily react with CaS and, therefore, facilitate the conversion of sulfur to cast iron (metal); therefore, iron oxides are harmful in the final slag in the smallest amounts of FeO ≅ 0.5%. Moreover, at high temperatures the furnace interacts intensively with FeO, located in slag, with coke carbon, which is accompanied by a negative thermal effect, rapid gas evolution and foaming of ferrous slag. A consequence of the noted phenomena is the deterioration in the quality of cast iron in terms of its sulfur content and an increase in the viscosity of foamed slag by almost an order of magnitude. The latter makes the normal release of pig iron and slag from the furnace problematic and leads to a loss in productivity and an increase in fuel consumption.
Данное изобретение направлено на решение задачи улучшения условий десульфурации чугуна и повышения технико-экономических показателей плавки за счет повышения качества чугуна, роста производительности и снижения расхода кокса. This invention is aimed at solving the problem of improving the conditions for the desulphurization of cast iron and improving technical and economic indicators of smelting by improving the quality of cast iron, increasing productivity and reducing the consumption of coke.
Положительный результат достигается за счет того, что в способе, включающем загрузку в проплавку шихтовых материалов на комбинированном дутье, выпуск чугуна и шлака, дополнительно непосредственно в слой шлака вдувают флюс на основе оксида кальция совместно с пылеугольным топливом и технологическим кислородом. Кроме того в качестве флюса на основе оксида кальция можно использовать известь, при этом расход извести изменяют в пределах от 5 до 60 кг/т чугуна при соотношении расходов топлива и флюса 0,1-0,2, а так же в качестве флюса на основе оксида кальция можно использовать известняк, причем расход известняка изменяют в пределах от 10 до 100 кг/т чугуна при соотношении расходов топлива и флюса 0,8-1,4. Известно введение твердых материалов в слой шлака в доменных печах для разжижения шлака. В предлагаемом способе вводят твердые материалы с газообразным окислителем вместе с топливом непосредственно в слой шлака для улучшения качества чугуна, повышения производительности печи и снижения расхода кокса, следовательно предлагаемый способ отвечает критерию "изобретательский уровень". A positive result is achieved due to the fact that in the method, including loading into the melting of charge materials on a combined blast, the release of cast iron and slag, an additional calcium oxide flux is simultaneously injected directly into the slag layer together with pulverized coal fuel and process oxygen. In addition, lime can be used as a flux based on calcium oxide, while the consumption of lime is varied in the range from 5 to 60 kg / t of pig iron with a fuel to flux ratio of 0.1-0.2, and also as a flux based on limestone can be used with calcium oxide, and the limestone consumption is varied in the range from 10 to 100 kg / t of cast iron with a fuel to flux ratio of 0.8-1.4. The introduction of solid materials into the slag layer in blast furnaces for slag liquefaction is known. In the proposed method, solid materials with a gaseous oxidizing agent are introduced together with the fuel directly into the slag layer to improve cast iron quality, increase furnace productivity and reduce coke consumption, therefore, the proposed method meets the criterion of "inventive step".
Подача флюсов на основе оксида кальция, топлива и технологического кислорода значительно интенсифицирует шлакообразование, облегчает процесс формирования чугуна с требуемыми свойствами, расширяет возможности оперативного управления тепловым и шлаковым режимами доменной плавки. The supply of fluxes based on calcium oxide, fuel, and process oxygen significantly intensifies slag formation, facilitates the formation of cast iron with the required properties, and expands the possibilities of operational control of the thermal and slag regimes of blast furnace smelting.
В предложенном способе массоперенос в значительной степени определяется интенсивностью перемешивания шлака. Согласно современным представлениям, физико-химические превращения, происходящие в горне печи, представляют сложный гетерогенный процесс, включающий в себя несколько стадий, причем суммарная скорость процесса определяется скоростью наиболее медленной стадии. Для большинства процессов в горне акт химической реакции происходит практически мгновенно и не может лимитировать протекание процесса в целом. При этом суммарная скорость процесса определяется или скоростью подвода реагента к месту реакции, или условиями выделения и удаления продуктов реакции (скоростью массопереноса). В свою очередь скорость переноса вещества пропорциональна поверхности раздела фаз, отклонению системы от состояния равновесия и коэффициенту массопереноса. Подача газом-носителем флюсов, топлива, кислорода непосредственно в расплав позволяет существенно перемешивать расплав за счет действия струи и движения образующихся в результате горения топлива, газификации углерода кокса, газов, барботирующих через слой расплава. Следствием этого является возрастание каждого из указанных факторов. Так скорость перехода большинства элементов из чугуна в шлак и обратно определяется, в основном, диффузией в шлаковой фазе, т.к. коэффициент молекулярной диффузии большинства элементов в шлаке примерно на один-два порядка ниже, чем в чугуне и составляет величину порядка 10-6 см2/с. В связи с этим именно перемешивание шлака способствует возрастанию массопереноса. В результате перемешивания шлака значения коэффициентов турбулентной диффузии настолько может возрастать, что диффузия в объемах фаз протекает с большими скоростями. Перемешивание шлака будет способствовать выравниваю состава шлака по объему горна и повышению его обессеривающей способности. Экспериментальные данные об изменении скорости реакции при перемешивании шлака и чугуна непосредственно в горне печи нам не известны.Однако известно, что скорости химических реакций возрастают в мартеновской печи на четыре-шесть порядков по сравнению со спокойной ванной, а в конвертерах эти скорости почти на два порядка выше, чем в кипящей мартеновской ванне. Примерно такая же картина наблюдается и в теплопередаче, т. к. они описываются уравнениями, подобными уравнениям для случая массопереноса. Основным источником перемешивания расплава является энергия струи, флюса, топлива, кислорода и всплывающих пузырьков газа. Зона активного перемешивания, обусловленная действием струи, в 3-5 раз превышает длину проникновения струи, поэтому влияние струи на перемешивание шлака может распространяться вплоть до оси печи объемом до 2000 м3 (см. приложение). Степень перемешивания расплава, характеризующаяся кратностью циркуляции, показывающей сколько раз расплав циркулирует за время продувки, составляет для конвертеров примерно 30. Как показывают расчеты, для предложенного способа за время между выпусками чугуна и шлака этот показатель равен примерно 10. Тогда интенсивность перемешивания в предложенном способе, учитывая малую длительность продувки конвертера, будет примерно в 20-30 раз ниже, чем в конвертере. Несмотря на то, что интенсивность перемешивания по предложенному способу ниже, чем в конвертерах, но учитывая, что скорость химических реакций в конвертерах примерно в 106 раз выше, чем в спокойной ванне, можно считать, что при использовании предложенного способа коэффициент распределения серы будет стремиться к равновесному значению, а степень усвоения компонентов, добавок к термодинамически возможному.In the proposed method, mass transfer is largely determined by the intensity of slag mixing. According to modern concepts, the physicochemical transformations taking place in the furnace of the furnace represent a complex heterogeneous process that includes several stages, and the total speed of the process is determined by the speed of the slowest stage. For most processes in the furnace, the act of a chemical reaction occurs almost instantly and cannot limit the process as a whole. In this case, the total speed of the process is determined either by the rate of supply of the reagent to the reaction site, or by the conditions of isolation and removal of reaction products (mass transfer rate). In turn, the rate of transfer of a substance is proportional to the interface, the deviation of the system from the equilibrium state and the mass transfer coefficient. The supply of fluxes, fuels, and oxygen directly to the melt by the carrier gas allows the melt to be substantially mixed due to the action of the jet and the movement of fuel resulting from the combustion, gasification of coke carbon, and gases sparging through the melt layer. The consequence of this is an increase in each of these factors. So, the rate of transition of most elements from cast iron to slag and vice versa is determined mainly by diffusion in the slag phase, because the coefficient of molecular diffusion of most elements in the slag is approximately one to two orders of magnitude lower than in cast iron and amounts to about 10 -6 cm 2 / s. In this regard, it is the mixing of slag that contributes to an increase in mass transfer. As a result of slag mixing, the values of the turbulent diffusion coefficients can increase so much that diffusion in the phase volumes proceeds at high speeds. Mixing of the slag will help level the composition of the slag in the volume of the hearth and increase its desulfurization ability. We do not know the experimental data on the change in the reaction rate when slag and cast iron are mixed directly in the furnace furnace. However, it is known that the rates of chemical reactions in the open-hearth furnace are four to six orders of magnitude higher than that of a calm bath, and in converters these rates are almost two orders of magnitude higher than in a boiling open-hearth bath. Approximately the same picture is observed in heat transfer, since they are described by equations similar to the equations for mass transfer. The main source of melt mixing is the energy of the jet, flux, fuel, oxygen and pop-up gas bubbles. The active mixing zone, due to the action of the jet, is 3-5 times the penetration length of the jet, therefore, the effect of the jet on slag mixing can extend up to the axis of the furnace with a volume of up to 2000 m 3 (see the appendix). The degree of mixing of the melt, characterized by the frequency of circulation, showing how many times the melt circulates during the purge time, is about 30 for the converters. As calculations show, for the proposed method, this indicator is about 10 between the releases of cast iron and slag. Then, the mixing intensity in the proposed method, given the short purge time of the converter, it will be approximately 20-30 times lower than in the converter. Despite the fact that the intensity of mixing by the proposed method is lower than in converters, but given that the rate of chemical reactions in the converters is approximately 106 times higher than in a calm bath, we can assume that when using the proposed method, the sulfur distribution coefficient will tend to equilibrium value, and the degree of assimilation of components, additives to the thermodynamically possible.
Большая часть серы в шлаке связана с кальцием в виде СаS, поэтому увеличение содержания СаО в шлаке способствует удалению серы из чугуна. Для повышения основности шлака, т.е. содержания в нем СаО, используется подача в слой шлака порошкообразной извести и известняка. Most of the sulfur in the slag is associated with calcium in the form of CaS; therefore, an increase in the CaO content in the slag promotes the removal of sulfur from cast iron. To increase the basicity of the slag, i.e. the content of CaO in it, powder lime and limestone are fed into the slag layer.
За счет фактора повышения основности шлака, т.е. при слабом перемешивании шлака можно снизить содержание серы в чугуне при вдувании 1 кг СаО/т чуг на 0,00018% или на 0,0001% при вдувании 1 кг СаСо3/т, чуг. т.е. для уменьшения содержания серы в чугуне на 0,01% необходимо вдувать 60 кг извести или 100 кг/т чуг известняка. Однако в предложенном способе коэффициент распределения серы и содержание серы в чугуне определяется интенсивностью перемешивания, выравниванием обессеривающей способности шлака по толщине слоя, возрастанием интенсивности массопереноса. В этом случае коэффициент распределения серы будет стремиться к равновесному значению. Для уменьшения содержания серы в чугуне на 0,01% достаточно вдувать на 1 т чугуна примерно 10 кг извести или 18 кг известняка, т.е. эффективность использования флюса в предложенном способе возрастает более чем в 5 раз (см. приложение).Due to the factor of increasing the basicity of slag, i.e. with weak slag mixing, it is possible to reduce the sulfur content in cast iron by blowing 1 kg of CaO / t of pig iron by 0.00018% or by 0.0001% when blowing 1 kg of CaCO 3 / t, cast iron. those. to reduce the sulfur content in pig iron by 0.01%, it is necessary to blow 60 kg of lime or 100 kg / t of limestone cast iron. However, in the proposed method, the sulfur distribution coefficient and sulfur content in cast iron is determined by the intensity of mixing, the leveling of the desulfurizing ability of the slag in the layer thickness, and the increase in the mass transfer intensity. In this case, the sulfur distribution coefficient will tend to an equilibrium value. To reduce the sulfur content in pig iron by 0.01%, it is enough to blow about 10 kg of lime or 18 kg of limestone per 1 ton of cast iron, i.e. the efficiency of using flux in the proposed method increases by more than 5 times (see the appendix).
Максимальные расходы извести и известняка равные соответственно 60 и 100 кг/т. чуг. обусловлены экстремальным характером зависимости коэффициента распределения серы между шлаком и чугуном от основности шлака СаО/SiO2 при постоянной температуре шлака. Так при основности СаО/SiO2=1,45 и температуре шлака 1500оС коэффициент распределения серы между шлаком и чугуном уменьшается вследствие повышения вязкости шлака. Поэтому максимально возможные расходы извести и известняка определены из условия, что наибольшая допустимая основность шлака при вдувании флюсов на основе оксида кальция составляет СаО/SiO2=1,45.The maximum costs of lime and limestone are respectively 60 and 100 kg / t. cast iron. due to the extreme nature of the dependence of the coefficient of distribution of sulfur between the slag and cast iron on the basicity of the slag CaO / SiO 2 at a constant temperature of the slag. Thus, when the basicity CaO / SiO 2 = 1.45 and a temperature of 1500 C. slag sulfur distribution ratio between slag and iron decreases due to increased slag viscosity. Therefore, the maximum possible costs of lime and limestone are determined from the condition that the maximum permissible slag basicity when injecting fluxes based on calcium oxide is CaO / SiO 2 = 1.45.
Минимальные расходы извести и известняка, равные соответственно 5 и 10 кг/т чугуна, обусловлены следующими обстоятельствами. При вдувании меньше, чем нижний предел количества флюсов соответственно уменьшается расход топлива и технологического кислорода. В этих случаях глубина проникновения струи потока в шлак не превышает 0,07 м а длина зоны активного перемешивания шлака 0,3 м, т.е. значительная часть шлака не подвержена воздействию струи потока и образующихся газов, а предложенный способ не позволит достичь поставленной цели. The minimum costs of lime and limestone, equal to 5 and 10 kg / t of pig iron, respectively, are due to the following circumstances. When injection is less than the lower limit of the number of fluxes, the fuel and process oxygen consumption are correspondingly reduced. In these cases, the depth of penetration of the stream stream into the slag does not exceed 0.07 m and the length of the zone of active slag mixing is 0.3 m, i.e. a significant part of the slag is not affected by the jet stream and the resulting gases, and the proposed method will not achieve the goal.
Таким образом, предложенный способ позволит осуществить глубокую десульфурацию чугуна непосредственно в печи, обеспечить снижение содержания серы в чугуне, повысить коэффициент распределения серы до 100 и более. Thus, the proposed method will allow for deep desulfurization of cast iron directly in the furnace, to reduce the sulfur content in cast iron, to increase the distribution coefficient of sulfur to 100 or more.
Десульфурация чугуна флюсами на основе оксида кальция протекает как правило, по эндотермической реакции, кроме того для нагрева флюса требуется тепло, поэтому процесс обессеривания будет протекать успешно только при достаточно большом притоке тепла. Источником тепла в предложенном способе является тепло, выделяемое при горении дополнительного топлива, вводимого вместе с флюсами. В качестве такого топлива используется пылеугольное топливо, а в качестве окислителя технологический кислород. Известно, что для условий работы доменных печей наиболее сложным является обеспечение полноты сгорания пылеугольного топлива. Горение углерода пыли с образованием СО2 протекает лишь в области, где имеется свободный кислород. В связи с этим расход кислорода должен быть не менее, чем необходимо для полного сгорания пылеугольного топлива, т.к. неполнота сгорания частиц угольной пыли приведет к ухудшению жидкоподвижности шлака, дренажа горна, его загромождению. Для полного сгорания пылеугольного топлива требуется не менее 2,0 м3 технологического кислорода. В то же время верхний предел расхода кислорода, равный 2,5 м3/кг топлива, обусловлен тем, что при превышении этого предела избыток кислорода будет расходоваться на окисление элементов расплава и, в частности, капель чугуна и обогащению шлака окислами железа. Окислы железа вредны в окончательном шлаке в самых небольших количествах, поскольку способствуют переходу серы в шлак.Desulfurization of pig iron by fluxes based on calcium oxide proceeds, as a rule, by an endothermic reaction, in addition, heat is required to heat the flux, so the desulfurization process will proceed successfully only with a sufficiently large influx of heat. The heat source in the proposed method is the heat generated during combustion of additional fuel introduced together with fluxes. Pulverized fuel is used as such fuel, and process oxygen is used as an oxidizing agent. It is known that for the operating conditions of blast furnaces the most difficult is to ensure the completeness of combustion of pulverized coal fuel. The combustion of dust carbon with the formation of CO 2 occurs only in the region where free oxygen is present. In this regard, the oxygen consumption should be no less than necessary for the complete combustion of pulverized coal fuel, as incomplete combustion of coal dust particles will lead to deterioration of slag fluid mobility, furnace drainage, and its clutter. For the complete combustion of pulverized coal fuel, at least 2.0 m 3 of process oxygen is required. At the same time, the upper limit of oxygen consumption equal to 2.5 m 3 / kg of fuel is due to the fact that when this limit is exceeded, excess oxygen will be spent on the oxidation of melt elements and, in particular, iron droplets and enrichment of slag with iron oxides. Iron oxides are harmful in the final slag in the smallest quantities, since they facilitate the conversion of sulfur to slag.
Количество тепла, выделяемое при горении пылеугольного топлива, в значительной степени зависит от сортов углей, используемых для вдувания в слой шлака. Для сохранения баланса тепла в слое шлака на 1 кг. СаО необходимо подавать 0,1 кг пылеугольного топлива из антрацита, имеющего наибольшую из всех углей теплоту сгорания. При вдувании известняка (СаСО3) необходимо подавать 0,8 кг этого топлива. Значительно больший расход топлива при вдувании в слой шлака известняка обусловлен значительными затратами тепла на его разложение, взаимодействием СО2, выделяющегося при разложении известняка с углеродом кокса, и потерями тепла с отходящим из зоны расплава оксидом углерода. При использовании в качестве топлива газовых углей, имеющих низкую теплоту сгорания, для стабилизации теплового состояния слоя шлака требуется вдувать не менее 0,2 кг, пылеугольного топлива на 1 кг СаО или 1,4 кг топлива на кг СаСО3.The amount of heat generated during the combustion of pulverized coal fuel, largely depends on the varieties of coal used to blow into the slag layer. To maintain heat balance in the slag layer per 1 kg. CaO must be supplied with 0.1 kg of pulverized coal from anthracite, which has the highest heat of combustion of all coals. When blowing limestone (CaCO 3 ), 0.8 kg of this fuel must be supplied. Significantly higher fuel consumption when blowing limestone into the slag layer is due to significant heat consumption for its decomposition, the interaction of CO 2 released during the decomposition of limestone with coke carbon, and heat loss with carbon monoxide leaving the melt zone. When using gas coals having a low heat of combustion as fuel, to stabilize the thermal state of the slag layer, it is required to blow at least 0.2 kg of pulverized coal per 1 kg of CaO or 1.4 kg of fuel per kg of CaCO 3 .
Таким образом возможный диапазон колебания расхода топлива обусловлен использованием в качестве топлива различных сортов углей. Отклонение расхода топлива от указанных значений приведет к нарушению баланса тепла слоя шлака и теплового режима горна. Если расход топлива ниже указанных значений, то подача флюсов, кислорода в слой шлака приведет к его охлаждению, повышению вязкости шлака и ухудшению его обессеривающей способности. Превышение расхода топлива относительно указанных значений также нецелесообразно, т.к. в пылеугольном топливе содержится сера, поэтому увеличивается общий приход серы в печи, а следовательно содержание серы в чугуне. Перегрев горна ведет к потере производительности и росту расхода кокса. Thus, the possible range of fluctuations in fuel consumption is due to the use of various grades of coal as fuel. Deviation of fuel consumption from the specified values will lead to a violation of the heat balance of the slag layer and the thermal regime of the hearth. If the fuel consumption is lower than the specified values, then the supply of fluxes, oxygen to the slag layer will lead to its cooling, increase the viscosity of the slag and the deterioration of its desulfurization ability. Exceeding fuel consumption relative to these values is also impractical, because Sulfur is contained in pulverized coal fuel; therefore, the total sulfur input in the furnace increases, and therefore the sulfur content in cast iron. Overheating of the hearth leads to a loss of productivity and an increase in coke consumption.
Использование в качестве окислителя топлива воздушного дутья невозможно, вследствие того, что количество тепла, которое выделяется при горении пылеугольного топлива меньше, чем необходимо на покрытие затрат тепла взаимодействия диоксида углерода с углеродом кокса и потерь тепла с выходящими из расплава газами. The use of air blast as a fuel oxidizer is impossible, due to the fact that the amount of heat that is released during the combustion of pulverized coal is less than is necessary to cover the heat of interaction between carbon dioxide and coke carbon and heat loss from the gases leaving the melt.
Компенсация затрат тепла возможна только при обеспечении полноты сгорания пылеугольного топлива в пределах кислородной зоны, т.е. в пределах глубины проникновения струи, под которой понимается такая длина зоны, на которую струя проникает в расплав без разрушения. Обобщение имеющегося экспериментального материала по моделированию проникновения струй в расплав показывает, что глубина проникновения струи кислорода, флюсов, угольной пыли примерно соответствует длине фурменного очага доменной печи. Известно, что процесс горения угольной пыли в фурменных очагах включает ряд стадий, при этом наиболее длительной является завершающая стадия, связанная с горением коксового остатка. Продолжительность последней стадии равна 50-80% от общего времени горения. Исследования скорости горения частиц пылеугольного топлива в фурменных зонах при относительно небольших расходах топлива (До 40-80 кг/т чуг) показывают, что уже на расстоянии 0,5-0,7 м от носка фурмы свыше 95-98% частиц пылеугольного топлива могут полностью сгореть с кислороде воздушного дутья. В предложенном способе процесс горения топлива осуществляется в технологическом (чистом) кислороде, поэтому длительность последней стадии, обратно пропорциональной содержанию кислорода, сокращается в 4-5 раз, а общая продолжительность горения пылеугольного топлива в 2-3 раза. Compensation of heat costs is possible only when ensuring the completeness of combustion of pulverized coal within the oxygen zone, i.e. within the depth of penetration of the jet, by which is meant the length of the zone over which the jet penetrates into the melt without destruction. A generalization of the available experimental material for modeling the penetration of jets into the melt shows that the depth of penetration of a jet of oxygen, fluxes, and coal dust approximately corresponds to the length of the tuyere source of a blast furnace. It is known that the process of burning coal dust in tuyere centers includes a number of stages, with the longest stage being the final stage associated with the burning of coke residue. The duration of the last stage is 50-80% of the total burning time. Studies of the burning rate of pulverized coal particles in tuyere zones at relatively low fuel consumption (up to 40-80 kg / t of pig iron) show that already at a distance of 0.5-0.7 m from the tuyere tip, more than 95-98% of pulverized coal particles can completely burn with oxygen air blast. In the proposed method, the fuel combustion process is carried out in technological (pure) oxygen, therefore, the duration of the last stage, inversely proportional to the oxygen content, is reduced by 4-5 times, and the total duration of the combustion of pulverized coal fuel is 2-3 times.
Таким образом полное сгорание пылеугольного топлива в предложенном способе обеспечено за счет вдувания кислорода, а совместная подача флюсов, технологического кислорода и пылеугольного топлива позволит регулировать шлаковый и тепловой режимы горна. Thus, the complete combustion of pulverized coal in the proposed method is provided by blowing oxygen, and the combined supply of fluxes, process oxygen and pulverized coal will allow you to adjust the slag and thermal conditions of the hearth.
П р и м е р. Описание реализации заявляемого способа приведено применительно к условиям работы доменной печи N 3 ММК, объемом 1180 м3, выплавляющий передельный чугун. Рудная часть шихты, содержащая 58,8% Fe, состоит из 50% окатышей ССГОКа и 50% агломерата местных фабрик. Печь работает на комбинированном дутье с вдуванием через воздушные фурмы 103 м3/т чугуна природного газа и обогащением дутья кислородом, содержание кислорода в дутье 25,5% температура горячего дутья 1165оС.Печь дополнительно должна быть оборудована установкой для совместного вдувания порошкообразных материалов; пылеугольного топлива, флюсов на основе оксидов кальция, а также технологического кислорода через дополнительные фурмы непосредственно в слой шлака.PRI me R. A description of the implementation of the proposed method is given in relation to the operating conditions of the
В таблице приведены расчетные показатели процесса при различных расходах флюсов, пылеугольного топлива, технологического кислорода, вдуваемых в слой шлака. Базовый вариант соответствует режиму, когда отсутствует подача этих материалов в слой шлака. В базовом варианте производительность печи составляет 2400 т/сутки, расход кокса равен 428 кг/т чуг. выход шлака 300 кг/т чуг. Состав чугуна, Si 0,84; Mn 0,18; P 0,072; S 0,020. Состав шлака, SiO2 36,94; Al2O3 11,77; СаO 40,39; MgO 7,91; MnO 0,2; FeO 0,23; S 1,0. Cтепень использования СО колошникового газа 46% Составы вдуваемых в шлак флюсов,известняка СаО 52; SiO2 1,5. ППП 42,7% извести СаО 86. SiO2 1,7, ППП 6,84% Содержание золы в топливе-15% содержание в золе SiO2 47% CaO 5,4%
Выход шлака, его основность в различных вариантах определялись по количествам и составам флюсов, золы пылеугольного топлива, кокса. Производительность печи рассчитывалась по изменению суммарного количества углерода кокса, сгораемого в горне, как в районе воздушных фурм, так и за счет подачи пылеугольного топлива, флюсов, кислорода в слой шлака.The table shows the calculated process indicators for various flow rates of fluxes, pulverized coal fuel, process oxygen, blown into the slag layer. The basic version corresponds to the regime when there is no supply of these materials to the slag layer. In the basic version, the furnace capacity is 2400 t / day, coke consumption is 428 kg / t of pig iron. slag yield 300 kg / t pig iron. Composition of cast iron, Si 0.84; Mn 0.18; P 0.072; S 0.020. The composition of the slag, SiO 2 36.94; Al 2 O 3 11.77; CaO 40.39; MgO 7.91; MnO 0.2; FeO 0.23; S 1.0. The degree of use of CO of top gas 46% Compositions of fluxes and limestone CaO 52 injected into slag; SiO 2 1.5. PPP 42.7% of CaO 86 lime. SiO 2 1.7, PPP 6.84%. Ash content in fuel-15%; SiO 2 content in
The slag yield, its basicity in various variants was determined by the quantities and compositions of fluxes, pulverized-coal fuel ash, and coke. The furnace productivity was calculated by changing the total amount of carbon coke burned in the furnace, both in the area of air tuyeres and by supplying pulverized coal fuel, fluxes, oxygen to the slag layer.
При подаче материалов в шлак исходили из постоянства в единицу времени общего выхода горного газа, поступающего в слой шихтовых материалов, что обеспечивало сохранение газодинамических условий работы печи на уровне базового периода. Это значит, что сумма количеств горных газов, образующихся в районе воздушных фурм, и газов, выходящих из расплава, остается постоянным для всех вариантов. Уменьшение расхода горновых газов, образующихся в районе воздушных фурм, в случае увеличения расхода газов, выходящих из слоя расплава, осуществлялась за счет снижения расхода атмосферного дутья. Однако в расчетах принималось, что расходы в единицу времени природного газа и технологического кислорода, поступающего на обогащение воздушного дутья, остаются неизменными. Экономия кокса, связанная с изменением процессов восстановления железорудных материалов в печи, рассчитывалась по приращению количеств поступающих в слой шихтовых материалов выше уpовня воздушных фурм восстановителей: монооксида углерода, водорода и их эквивалентам замены кокса. При этом эквиваленты замены кокса монооксидом углерода и водорода определялись по отношению теплоотдачи этих восстановителей и углерода кокса. When supplying materials to the slag, we proceeded from the constancy per unit time of the total output of the mountain gas entering the bed of charge materials, which ensured the preservation of the gas-dynamic conditions of the furnace at the level of the base period. This means that the sum of the quantities of mountain gases generated in the region of air tuyeres and gases leaving the melt remains constant for all options. The decrease in the consumption of furnace gases generated in the region of air tuyeres, in the case of an increase in the flow of gases leaving the melt layer, was carried out by reducing the consumption of atmospheric blast. However, it was assumed in the calculations that the costs per unit time of natural gas and process oxygen supplied to enrich the air blast remain unchanged. Coke savings associated with changes in the processes of reduction of iron ore materials in the furnace were calculated by incrementing the amounts of charge materials entering the layer above the level of air tuyeres of reducing agents: carbon monoxide, hydrogen and their equivalents for replacing coke. The equivalents of replacing coke with carbon monoxide and hydrogen were determined by the ratio of heat transfer of these reducing agents to carbon of coke.
Варианты 1-5 таблицы соответствуют вдуванию известняка в слой шлака в пределах от 5 до 120 кг/т чугуна при постоянных соотношениях расходов: пылеугольного топлива и известняка; технологического кислорода и пылеугольного топлива, равных соответственно 1,4 кг угля/кг известняка и 2,0 м3 кислорода на 1 кг угля.Options 1-5 of the table correspond to the injection of limestone into the slag layer in the range from 5 to 120 kg / t of cast iron with constant flow ratios: pulverized coal and limestone; process oxygen and pulverized coal, respectively equal to 1.4 kg of coal / kg of limestone and 2.0 m 3 oxygen per 1 kg of coal.
Варианты 6-11 иллюстрируют изменения качества чугуна, расхода кокса и производительности печи при варьировании количества извести, вдуваемого в шлак в пределах от 3 до 70 кг/т чуг. При этом соотношения расходов топлива и извести, кислорода и топлива остаются постоянными, равными соответственно 0,2 кг угля/кг извести и 2,0 м3/кг угля.Options 6-11 illustrate changes in the quality of cast iron, coke consumption and furnace capacity while varying the amount of lime blown into the slag from 3 to 70 kg / t of cast iron. At the same time, the ratios of fuel and lime, oxygen and fuel consumption remain constant, equal to 0.2 kg of coal / kg of lime and 2.0 m 3 / kg of coal, respectively.
В вариантах 3, 12-14 представлены результаты работы печи при постоянном расходе известняка, равном 50 кг/т чугуна и изменении соотношения расходов пылеугольного топлива и известняка от 0,5 до 1,5 кг/кг известняка и расходе кислорода 2,0 м3/кг топлива.
Варианты 9,15-17 соответствуют режимам работы печи, когда осуществляется вдувание в слой шлака извести в количестве 30 кг/т чугуна и изменении соотношения расходов пылеугольного топлива и извести от 0,05 до 0,3 кг/кг извести и расходе кислорода 2,0 м3/кг пылеугольного топлива.
Вариант 18 иллюстрирует показатели работы печи при работе ее по способу, описанному в прототипе. При этом количество горячего дутья, подаваемого в чугун составляет 15% от общего количества дутья, а расход подаваемого в воздушные фурмы пылеугольного топлива равен 87 кг/т чугуна.
Как следует из представленных результатов, отклонения в расходах флюсов, пылеугольного топлива от пределов, указанных в предложенном способе, не позволяет достичь положительного результата, т.е. добиться внутрипечного глубокого обессеривания чугуна. В тоже время из табл. видно, что реализация предлагаемого способа позволяет уменьшить содержание серы в чугуне до 0,009% повысить производительность печи до 20% и сократить расход кокса до 25-30% As follows from the presented results, deviations in the flow rates of fluxes, pulverized coal from the limits specified in the proposed method, does not allow to achieve a positive result, i.e. to achieve deep furnace desulphurization of cast iron. At the same time from the table. it can be seen that the implementation of the proposed method allows to reduce the sulfur content in cast iron to 0.009% to increase the productivity of the furnace up to 20% and reduce the consumption of coke to 25-30%
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU93000633A RU2055901C1 (en) | 1993-01-06 | 1993-01-06 | Method for smelting in blast furnace |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU93000633A RU2055901C1 (en) | 1993-01-06 | 1993-01-06 | Method for smelting in blast furnace |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU93000633A RU93000633A (en) | 1995-05-10 |
| RU2055901C1 true RU2055901C1 (en) | 1996-03-10 |
Family
ID=20135285
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU93000633A RU2055901C1 (en) | 1993-01-06 | 1993-01-06 | Method for smelting in blast furnace |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2055901C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2780654C1 (en) * | 2019-03-28 | 2022-09-28 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Се (Кобе Стил, Лтд.) | Method for operation of the blast furnace |
-
1993
- 1993-01-06 RU RU93000633A patent/RU2055901C1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР N 670616, кл. C 21B 5/02, 1979. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2780654C1 (en) * | 2019-03-28 | 2022-09-28 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Се (Кобе Стил, Лтд.) | Method for operation of the blast furnace |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| ES2243006T3 (en) | DIRECT FUSION PROCEDURE TO PRODUCE METALS FROM METAL OXIDES. | |
| JPH0433841B2 (en) | ||
| US4324583A (en) | Supersonic injection of oxygen in cupolas | |
| CA1049792A (en) | Process and apparatus for producing molten iron | |
| US4062657A (en) | Method and apparatus for desulphurizing in the gasification of coal | |
| JPH01246311A (en) | Production of gas and molten iron in iron bath reactor | |
| CA1188518A (en) | Metal refining processes | |
| RU2055901C1 (en) | Method for smelting in blast furnace | |
| US5885325A (en) | Process and apparatus for the manufacture of steel | |
| JP3189096B2 (en) | Method for producing steel in liquid bath and apparatus for carrying out the method | |
| EP0382900B1 (en) | Method for manufacturing molten pig iron | |
| US4908059A (en) | Process for melting cold iron material | |
| EP0015396B1 (en) | A method for increasing vessel lining life for basic oxygen furnaces | |
| US4891064A (en) | Method of melting cold material including iron | |
| WO2003029498A1 (en) | Method for pretreatment of molten iron and method for refining | |
| JP3286114B2 (en) | Method for producing high carbon molten iron from scrap iron | |
| RU2186854C1 (en) | Method of blast-furnace smelting | |
| AU742806B2 (en) | Direct smelting process for producing metals from metal oxides | |
| JP6327298B2 (en) | Hot metal refining method | |
| JP2022117935A (en) | Molten iron refining method | |
| KR850001607B1 (en) | Method for increasing vessel lining life for basic oxygen furnaces | |
| RU2186118C1 (en) | Blast smelting method | |
| SU729251A1 (en) | Method of steel casting in hearth steel-melting set | |
| KR20230136164A (en) | Method of refining molten iron and manufacturing method of molten steel using the same | |
| JPS646242B2 (en) |