RU2197535C2 - Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи - Google Patents
Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи Download PDFInfo
- Publication number
- RU2197535C2 RU2197535C2 RU2000107730A RU2000107730A RU2197535C2 RU 2197535 C2 RU2197535 C2 RU 2197535C2 RU 2000107730 A RU2000107730 A RU 2000107730A RU 2000107730 A RU2000107730 A RU 2000107730A RU 2197535 C2 RU2197535 C2 RU 2197535C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- steel
- furnace
- lime
- slag
- mixture
- Prior art date
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способам получения стали в дуговых электросталеплавильных печах. Способ включает завалку в печь металлолома, заливку жидкого чугуна, расплавление металлошихты, дефосфорацию стали путем присадок порций железной руды или агломерата в смеси с известью, раскисление стали и шлака в печи, выпуск стали в ковш под печным шлаком, присадку в ковш десульфурирующей смеси, состоящей из извести, плавикового шпата и порошка алюминия. В состав завалки вводят агломерат или железную руду в количестве 30-60 кг/т стали. После проплавления металлошихты при расходе электроэнергии 220-320 кВт•ч/т металлолома в печь заливают жидкий чугун при температуре не ниже 1200oС со скоростью заливки 6-12 т/мин, проводят окисление газообразным кислородом с расходом 1500-3000 нм3/ч. Соотношение присаживаемых железной руды или агломерата в смеси с известью поддерживают соответственно (1-2): (2,5-3,5) при их расходе 70-110 кг/т стали. После чего спускают шлак через порог рабочего окна. Соотношение извести, плавикового шпата и порошка алюминия в вводимой в ковш десульфурирующей смеси поддерживают соответственно (1,1-1,5): (0,3-0,5):(0,05-0,1) при расходе смеси - 14-18 кг/т стали. Способ позволяет снизить расход электроэнергии и электродов при выплавке стали, сократить длительность плавки, повысить качество стали.
Description
Изобретение относится к черной металлургии, в частности к способам получения стали в дуговых электросталеплавильных печах.
Известен выбранный в качестве прототипа способ получения стали в дуговых электросталеплавильных печах, включающий завалку в печь металлолома, подачу чугуна, расплавление металлошихты, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию стали путем присадок порций железной руды или агломерата в смеси с известью, скачивание шлака через порог рабочего окна, раскисление стали и шлака в печи, выпуск стали в ковш под печным шлаком, присадку в ковш десульфурирующей смеси, состоящей из извести, плавикового шпата и порошка алюминия [1].
Существенными недостатками данного способа получения стали являются: высокий расход электроэнергии в связи с проведением выплавки на ненагретой металлошихте; повышенный расход электродов за счет частых поломок последних вследствие негабаритности металлолома; большая продолжительность плавки в связи с отсутствием физического и химического тепла от экзотермических реакций окисления примесей металлошихты; повышенный расход огнеупоров вследствие длительного нахождения плавки в печи и понижение качества стали за счет неметаллических включений экзогенного характера; высокое содержание остаточных ("цветных")примесей (хрома, никеля, меди и др.), находящихся в оборотном металлоломе, не окисляющихся в ходе окислительного периода и затрудняющих получение заданного в каждом конкретном случае требуемого для определенной марки стали химического состава, а в ряде случаев невозможность выплавки определенной марки стали.
Известны также способы заливки жидкого чугуна через желоб фирмы "Пауль Вюрт", а также в печь сверху [2]. Однако в первом случае требуется дорогостоящее переоборудование печи, причем "узким" местом при заливке чугуна является желоб (как стационарный, так и съемный) вследствие "закозления" остатками шлака и чугуна при заливке. При этом заливка чугуна должна осуществляться с определенной повышенной температурой, т.к. незначительное падение температуры может вызвать замерзание заливаемого в печь чугуна в заливочном желобе и выходе последнего из строя со всеми аварийными последствиями. Заливка чугуна через желоб связана также с размывом футеровки желоба и загрязнением стали неметаллическими включениями экзогенного характера. Кроме того, значительны затраты на содержание желоба в рабочем состоянии.
Заливка чугуна через свод может быть организована при значительно более низкой температуре, однако при температуре чугуна менее 1200oС возможно спелеобразование, в результате которого мельчайшие частицы графита, оседая на короткой сети дуговой электросталеплавильной печи, могут вызвать короткое замыкание. Неотработанная технология заливки чугуна в печь сверху может вызвать выбросы чугуна, шлака и стали из печи, переливы, повышенный износ футеровки, незначительную степень дефосфорации и десульфурации.
Желаемыми техническими результатами изобретения являются: снижение расхода электродов при выплавке стали, сокращение длительности плавки, повышение качества стали.
Для этого в состав завалки вводят агломерат или железную руду в количестве 30-60 кг/т стали, после проплавления металлошихты при расходе электроэнергии 220-320 кВт•ч/т металлолома в печь заливают жидкий чугун при температуре не ниже 1200oС со скоростью заливки 6-12 т/мин, проводят окисление газообразным кислородом с расходом 1500-3000 нм3/ч, соотношение присаживаемых железной руды или агломерата в смеси с известью поддерживают соответственно (1-2): (2,5-3,5) при их расходе 70-110 кг/т стали, после чего спускают шлак через порог рабочего окна, а соотношение извести, плавикового шпата и порошка алюминия в вводимой в ковш десульфурирующей смеси поддерживают соответственно (1,1-1,5):(0,3-0,5):(0,05-0,1) при расходе смеси - 14-18 кг/т стали.
Заявляемые параметры подобраны экспериментальным путем. Расход железной руды и агломерата в завалку в количестве 30-60 кг/т стали совместно с газообразным кислородом с расходом 1500-3000 нм3/ч позволяет за счет увеличения скорости окисления углерода значительно сократить длительность плавки. Заливка чугуна, осуществляемая при расходе электроэнергии менее 220 кВт•ч /т металлолома, приводит к увеличению общего расхода электроэнергии на плавку до 500-520 кВт•ч/т стали; в случае заливки чугуна при расходе более 320 кВт•ч/т металлолома сталь перегрета и высокоокислена, в связи с чем возможны выбросы металла и шлака из печи. При заливке чугуна при температуре менее 1200oС возможно спелеобразование. При скорости заливки более 12 т/мин возможно непредсказуемое вскипание ванны с последующими выбросами, при скорости менее 6 т/мин увеличивается длительность заливки и снижается производительность печи.
Присадка железной руды или агломерата в смеси с известью в соотношении (1-2): (2,5-3,5) с расходом 70-110 кг/т стали с последующим спуском шлака позволяет значительно увеличить дефосфорацию, увеличение же расхода данных материалов за заявляемые пределы увеличивает кратность шлака и снижает эффективность процесса дефосфорации.
Заявляемое соотношение извести, плавикового шпата и алюминия в соотношении (1,1-1,5): (0,3-0,5):(0,05-0,1) с расходом 14-18 кг/т стали позволяет получать высокоосновные жидкоподвижные шлаки при низкой окисленности за счет раскисления порошком алюминия. В случае повышения содержания алюминия, извести, плавикового шпата увеличивается себестоимость стали, однако степень десульфурации не изменяется.
Заявляемый способ получения стали был реализован при выплавке стали в 100-тонных дуговых электросталеплавильных печах типа ДСП-100И7. Шихту составляли следующим образом: металлолом 60-90 т, жидкий чугун 20-40 т, известь 3,0-6,0 т, агломерат 3,0-6,0 т. Агломерат приcаживали в подвалку поверх последнего короба металлолома из расчета получения требуемого содержания углерода в металле по расплавлении. Заливку чугуна производили после проплавления колодцев и частичного "осаживания" металлолома в печи при расходе электроэнергии 13800-28000 кВт•ч на плавку, осуществляли заливку чугуна в печь сверху при открытом своде из чугуновозного ковша посредством мостового крана. При заливке чугуна в печь после проплавления металлолома при расходе менее 13800 кВт•ч происходило застывание чугуна в печи и образование чугунно-стального "козла", в связи с чем физическое тепло чугуна не использовалось и наблюдался повышенный расход электроэнергии на плавку. При заливке чугуна в печь после проплавления металлолома и расходе электроэнергии свыше 28000 кВт•ч в результате сильного нагрева стали в печи наблюдались выбросы шлака и стали из печи через рабочее окно. Температура заливаемого чугуна колебалась от 1100-1300oС, причем при температуре ниже 1200oС наблюдалось сильное спелевыделение. При заливке чугуна в течение менее 3 мин (более 12 т/мин) на ряде плавок наблюдалось интенсивное вскипание стали, при заливке более 8 мин (менее 6 т/мин) увеличивается длительность плавки. Продувку стали проводили через сводовую водоохлаждаемую фурму с расходом 1500-3000 нм3/ч, обеспечивающим требуемую окисленность и интенсивное обезуглероживание стали. Через свод по ходу плавки присаживают железную руду (агломерат) и известь порциями по 100 и 200 кг соответственно. После заливки жидкого чугуна проводили спуск шлака через порог рабочего окна. После доведения содержания углерода и температуры до требуемых значений для определенных марок стали проводили раскисление стали и шлака в печи. Затем сталь со шлаком выпускали из печи в ковш. Во время выпуска в ковш из совка присаживали смесь, состоящую из извести, плавикового шпата и порошка алюминия в количестве соответственно 1100-1500; 300-500 и 50-100 кг.
При выплавке стали по заявляемому способу на 142 опытных плавках сокращен расход электродов с 4,65 до 3,8-3,92 кг/т стали, расход электроэнергии с 450-470 кВт•ч/т до 400-420 кВт•ч/т, длительность плавки снижена с 2 ч 30 мин до 1 ч 40 мин, уменьшено и стабилизировано содержание остаточных элементов (концентрация хрома и никеля не более 0,05% каждого, меди не более 0,07% в сравнении с прототипом до 0,50% хрома, до 0,30% никеля, до 0,40% меди), снижена загрязненность стали неметаллическими включениями экзогенного характера.
Источники информации
1. Технологическая инструкция ОАО "КМК" ТИ 103-ЭС-388-98 "Выплавка и разливка стали в ЭСПЦ-2", г. Новокузнецк, 1998.
1. Технологическая инструкция ОАО "КМК" ТИ 103-ЭС-388-98 "Выплавка и разливка стали в ЭСПЦ-2", г. Новокузнецк, 1998.
2. В. Бургманн. В. Лурье, Ж-Л. Рот. Технология загрузки современных электродуговых печей / Металлург, 1999. - 3. - C.41-44.
Claims (1)
- Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи, включающий завалку в печь металлолома, подачу чугуна, расплавление металлошихты, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию стали путем присадок порций железной руды или агломерата в смеси с известью, скачивание шлака через порог рабочего окна, раскисление стали и шлака в печи, выпуск стали в ковш под печным шлаком, присадку в ковш десульфурирующей смеси, состоящей из извести, плавикового шпата и порошка алюминия, отличающийся тем, что в состав завалки вводят агломерат или железную руду в количестве 30-60 кг/т стали, после проплавления металлошихты при расходе электроэнергии 220-320 кВт•ч/т металлолома в печь заливают жидкий чугун при температуре не ниже 1200oС со скоростью заливки 6-12 т/мин, проводят окисление газообразным кислородом с расходом 1500-3000 нм3/ч, соотношение присаживаемых железной руды или агломерата в смеси с известью поддерживают соответственно (1-2): (2,5-3,5) при их расходе 70-110 кг/т стали, после чего спускают шлак через порог рабочего окна, а соотношение извести, плавикового шпата и порошка алюминия в вводимой в ковш десульфурирующей смеси поддерживают соответственно (1,1-1,5): (0,3-0,5): (0,05-0,1) при расходе смеси - 14-18 кг/т стали.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2000107730A RU2197535C2 (ru) | 2000-03-29 | 2000-03-29 | Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2000107730A RU2197535C2 (ru) | 2000-03-29 | 2000-03-29 | Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2000107730A RU2000107730A (ru) | 2001-12-20 |
RU2197535C2 true RU2197535C2 (ru) | 2003-01-27 |
Family
ID=20232556
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2000107730A RU2197535C2 (ru) | 2000-03-29 | 2000-03-29 | Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2197535C2 (ru) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2542157C1 (ru) * | 2013-11-05 | 2015-02-20 | Открытое акционерное общество "Уральская Сталь" (ОАО "Уральская сталь") | Способ выплавки стали в дуговой электропечи |
-
2000
- 2000-03-29 RU RU2000107730A patent/RU2197535C2/ru not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Технологическая инструкция 103-ЭС-388-98 "Выплавка и разливка стали в ЭСПЦ-2". - ОАО "Кузнецкий металлургический комбинат", г. Новокузнецк, 1998, с.3-24. * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2542157C1 (ru) * | 2013-11-05 | 2015-02-20 | Открытое акционерное общество "Уральская Сталь" (ОАО "Уральская сталь") | Способ выплавки стали в дуговой электропечи |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
AU571109B2 (en) | Method and apparatus for continuous steelmaking | |
JP5589688B2 (ja) | 溶銑の製造方法 | |
JP5625654B2 (ja) | 溶銑の製造方法 | |
RU2302471C1 (ru) | Способ выплавки стали в дуговой электропечи | |
RU2197535C2 (ru) | Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи | |
RU2258084C1 (ru) | Способ выплавки стали в дуговой электропечи | |
Dutta et al. | Electric Furnace Processes | |
RU2384627C1 (ru) | Способ выплавки стали в дуговой электросталеплавильной печи | |
RU2235790C1 (ru) | Способ выплавки рельсовой стали | |
RU2398888C1 (ru) | Способ выплавки рельсовой стали | |
RU2403290C1 (ru) | Способ выплавки рельсовой стали | |
RU2197536C2 (ru) | Способ выплавки рельсовой стали | |
RU2287018C2 (ru) | Способ выплавки стали в конвертере | |
RU2347820C2 (ru) | Способ выплавки стали | |
RU2437941C1 (ru) | Способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи с повышенным расходом жидкого чугуна | |
RU2333257C1 (ru) | Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи | |
RU2312901C1 (ru) | Способ выплавки рельсовой стали | |
SU1754784A1 (ru) | Металлошихта дл выплавки стали в мартеновских печах и способ ее загрузки в печь | |
RU2092572C1 (ru) | Способ производства стали и линия для его осуществления | |
JP3462659B2 (ja) | ステンレス鋼用電気アーク炉溶銑の脱硫方法 | |
RU2197538C2 (ru) | Способ выплавки подшипниковой стали | |
RU2394917C1 (ru) | Способ выплавки рельсовой стали | |
SU962321A1 (ru) | Способ выплавки стали и сплавов | |
RU2333256C1 (ru) | Способ выплавки рельсовой стали | |
RU2333258C2 (ru) | Способ получения стали в дуговой электросталеплавильной печи |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20060330 |