RU2260064C1 - Method of refining flux - Google Patents
Method of refining flux Download PDFInfo
- Publication number
- RU2260064C1 RU2260064C1 RU2004119199/02A RU2004119199A RU2260064C1 RU 2260064 C1 RU2260064 C1 RU 2260064C1 RU 2004119199/02 A RU2004119199/02 A RU 2004119199/02A RU 2004119199 A RU2004119199 A RU 2004119199A RU 2260064 C1 RU2260064 C1 RU 2260064C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flux
- phosphorus
- electrode
- components
- content
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к специальной электрометаллургии и может быть использовано в технологии производства флюсов на основе фторидов щелочно-земельных элементов, применяемых при электрошлаковом переплаве сталей и сплавов.The invention relates to special electrometallurgy and can be used in the technology for the production of fluxes based on fluorides of alkaline-earth elements used in electroslag remelting of steels and alloys.
Известен способ выплавки флюсов на основе фтористых соединений щелочно-земельных элементов, включающий загрузку шихты и рафинирование ее в атмосфере фтористого водорода (а.с. СССР №529221, МПК С 21 С 5/54, 25.09.76.).A known method of smelting fluxes based on fluorine compounds of alkaline earth elements, including loading the mixture and refining it in an atmosphere of hydrogen fluoride (AS USSR No. 52921, IPC C 21 C 5/54, 09/25/76.).
Недостатком известного способа выплавки флюсов является потребность в специальной флюсоплавильной печи и наличие в нем фосфора в пределах 0,02-0,03 мас.%, загрязняющего металл при ЭШП на 0,004-0,006 мас.%.The disadvantage of this method of smelting fluxes is the need for a special flux-smelting furnace and the presence of phosphorus in the range of 0.02-0.03 wt.%, Polluting the metal during ESR by 0.004-0.006 wt.%.
Наиболее близким к предлагаемому является способ выплавки флюса, включающий загрузку механической смеси компонентов флюса в водоохлаждаемый кристаллизатор электрошлаковой печи и расплавление его графитовым электродом (Технологические инструкции ЗМК-ЭШП "Электрошлаковый переплав стали и сплавов", г.Златоуст, 2001 г. с.13 п.2.4.5).Closest to the proposed one is a method of smelting flux, which involves loading a mechanical mixture of flux components into a water-cooled crystallizer of an electroslag furnace and melting it with a graphite electrode (Technological Instructions ZMK-EShP “Electroslag Remelting of Steel and Alloys”, Zlatoust, 2001, p.13 p .2.4.5).
Недостатком известного способа выплавки флюса является наличие в нем фосфора до 0,13 мас.% и насыщение его углеродом из графитового электрода. При электрошлаковом переплаве сталей и сплавов по известному способу в нижней части наплавляемого слитка содержание фосфора возрастает на 0,004-0,012 мас.%, а содержание углерода - до 0,03 мас.% за счет перехода их из флюса.The disadvantage of this method of smelting flux is the presence of phosphorus in it to 0.13 wt.% And its saturation with carbon from a graphite electrode. When electroslag remelting of steels and alloys by a known method in the lower part of the deposited ingot, the phosphorus content increases by 0.004-0.012 wt.%, And the carbon content up to 0.03 wt.% Due to their transition from flux.
Задачей изобретения является снижение во флюсе содержания фосфора и углерода и, как следствие, избежание увеличения содержания последних в металле ЭШП.The objective of the invention is to reduce the flux content of phosphorus and carbon and, as a consequence, to avoid increasing the content of the latter in the metal ESR.
Поставленная задача решается путем загрузки механической смеси компонентов флюса или самого нерафинированного флюса в водоохлаждаемый кристаллизатор электрошлаковой печи и расплавление их стальным электродом. При суммарном содержании в компонентах флюса или во флюсе фосфора 0,02-0,07 мас.% на 1 кг флюса сплавляют 0,8-1,0 кг электродного металла, а при содержании фосфора 0,071-0,130 мас.% - 1,1-1,3 кг.The problem is solved by loading a mechanical mixture of flux components or unrefined flux itself into a water-cooled mold of an electroslag furnace and melting them with a steel electrode. When the total content of phosphorus in the components of the flux or in the flux is 0.02-0.07 wt.% Per 1 kg of flux, 0.8-1.0 kg of electrode metal is alloyed, and when the phosphorus content is 0.071-0.130 wt.% - 1.1 -1.3 kg.
В рафинированном флюсе содержание фосфора должно быть менее 0,02 мас.%, в противном случае в процессе электрошлакового переплава качественной и высококачественной стали фосфор будет из шлака переходить в сталь.In the refined flux, the phosphorus content should be less than 0.02 wt.%, Otherwise, in the process of electroslag remelting of high-quality and high-quality steel, phosphorus will go from steel to slag.
При содержании фосфора в нерафинированном флюсе или в компонентах флюса 0,02-0,07 мас.%, для получения фосфора в рафинированном флюсе менее 0,02% необходимо на 1 кг флюса сплавить 0,8-1,0 кг металла электрода. При сплавлении менее 0,8 кг на 1 кг флюса степень дефосфорации недостаточна, а при сплавлении более 1 кг флюса степень дефосфорации не увеличивается, но увеличивается расход электроэнергии и стального электрода. При содержании фосфора в исходном флюсе или его компонентах 0,071-0,130 мас.%, для получения в рафинированном флюсе фосфора менее 0,02 мас.% необходимо на 1 кг флюса сплавить 1,1-1,3 кг стального электрода, при сплавлении менее 1,1 кг степень дефосфорации недостаточна, а при сплавлении более 1,3 кг степень дефосфорации не увеличивается, при этом экономически неоправданно возрастает расход электроэнергии и стального электрода.When the phosphorus content in the unrefined flux or in the components of the flux is 0.02-0.07 wt.%, To obtain phosphorus in the refined flux of less than 0.02%, 0.8-1.0 kg of electrode metal must be fused to 1 kg of flux. When fusing less than 0.8 kg per 1 kg of flux, the degree of dephosphorization is insufficient, and when fusing more than 1 kg of flux, the degree of dephosphorization does not increase, but the consumption of electricity and steel electrode increases. When the phosphorus content in the initial flux or its components is 0.071-0.130 wt.%, To obtain less than 0.02 wt.% In the refined phosphorus phosphorus, 1.1-1.3 kg of the steel electrode must be fused per 1 kg of flux, while fusing less than 1 , 1 kg the degree of dephosphorization is insufficient, and when fusing more than 1.3 kg, the degree of dephosphorization does not increase, while the consumption of electricity and steel electrode increases unjustifiably.
На ОАО "Златоустовский металлургический завод" провели работу, в которой опытным путем было установлено, что кинетика процесса дефосфорации флюса описывается уравнением первого порядка с коэффициентом массопереноса, равным 0,0023 1/с. Коэффициент распределения фосфора между флюсом и металлом равен 0,95. На основании установленных зависимостей и был разработан предлагаемый способ.At Zlatoust Metallurgical Plant OJSC, work was carried out in which it was experimentally established that the kinetics of the flux dephosphorization process is described by a first-order equation with a mass transfer coefficient of 0.0023 1 / s. The distribution coefficient of phosphorus between flux and metal is 0.95. Based on the established dependencies, the proposed method was developed.
Опробование проводили по рафинированию опытного флюса марки АНФ6. Смесь компонентов флюса - фтористый кальций (CaF2) и глинозем (Al2O3) загружали в медный водоохлаждаемый кристаллизатор электрошлаковой печи ОКБ 905. Расплавление флюса производили металлическим электродом из технического железа. После расплавления флюса сплавили часть электрода. Металл электрода, проходя через флюс, рафинирует его от фосфора. Содержание фосфора увеличивается с 0,008-0,011 мас.% в электроде до 0,03-0,13 мас.% в сплавленном металле. Переплавленную часть металла передавали в шихту. Флюс охлаждали, дробили и использовали для электрошлакового переплава.Testing was carried out by refining an experimental flux brand ANF6. A mixture of flux components — calcium fluoride (CaF 2 ) and alumina (Al 2 O 3 ) was loaded into a water-cooled copper of the OKB 905 electroslag furnace. The flux was melted using a metal electrode made of technical iron. After melting the flux, a part of the electrode was fused. The metal of the electrode, passing through the flux, refines it from phosphorus. The phosphorus content increases from 0.008-0.011 wt.% In the electrode to 0.03-0.13 wt.% In the alloyed metal. The remelted part of the metal was transferred to the charge. The flux was cooled, crushed and used for electroslag remelting.
Результаты опробования приведены в таблицах 1 и 2, из которых видно, что заявленные пределы массы сплавляемого стального электрода в зависимости от содержания фосфора в компонентах флюса позволяют получить содержание фосфора в рафинированном флюсе не более 0,02 мас.% (табл.1). ЭШП сталей и сплавов на рафинированном флюсе не приводит к повышению содержания Р и С в металле ЭШП относительно исходного металла (табл.2).The results of testing are shown in tables 1 and 2, from which it is seen that the declared mass limits of the fused steel electrode, depending on the phosphorus content in the flux components, make it possible to obtain a phosphorus content in the refined flux of not more than 0.02 wt.% (Table 1). ESR of steels and alloys on refined flux does not lead to an increase in the content of P and C in the ESR metal relative to the initial metal (Table 2).
Таким образом, предлагаемая технология рафинирования флюса позволяет получать рафинированные флюсы с содержанием фосфора менее 0,02 мас.%, которые можно использовать при производстве качественных и высококачественных сталей и сплавов способом электрошлакового переплава. Для снижения себестоимости в качестве стальных электродов можно использовать технологические отходы с обжимных станов.Thus, the proposed technology of refining flux allows you to get refined fluxes with a phosphorus content of less than 0.02 wt.%, Which can be used in the production of high-quality and high-quality steels and alloys by electroslag remelting. To reduce costs, technological waste from crimping mills can be used as steel electrodes.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2004119199/02A RU2260064C1 (en) | 2004-06-24 | 2004-06-24 | Method of refining flux |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2004119199/02A RU2260064C1 (en) | 2004-06-24 | 2004-06-24 | Method of refining flux |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2260064C1 true RU2260064C1 (en) | 2005-09-10 |
Family
ID=35847849
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2004119199/02A RU2260064C1 (en) | 2004-06-24 | 2004-06-24 | Method of refining flux |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2260064C1 (en) |
-
2004
- 2004-06-24 RU RU2004119199/02A patent/RU2260064C1/en active IP Right Revival
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
Технологическая инструкция ЗМК-ЭШП «Электрошлаковый переплав стали и сплавов». Златоуст, 2001, с.13, п.2.4.5. * |
УИТТЕЙКЕР Д.А. и др. Изучение процесса электрошлакового переплава. Электрошлаковый переплав.М., Металлургия, 1971, с.183-202. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP4092152A1 (en) | Steel for wind power gear with improved purity and reliability, and smelting method therefor | |
JP2013049908A (en) | Method for producing high-purity steel by electroslag remelting method | |
CN107350445B (en) | The production method of carburizing bearing steel G20Cr2Ni4 continuous cast round billets | |
CN109161696B (en) | Electroslag remelting slag system and low-oxygen control method for electroslag remelting Fe-Cr-Al alloy | |
CN101709384A (en) | Novel slag system for improving quality of electroslag remelted steel ingots | |
RU2335564C2 (en) | High titanium ferro alloy produced by two stages reduction out of ilmenite | |
CN108118114A (en) | A kind of electroslag remelting slag and method of smelting suitable for mild steel material | |
RU2329322C2 (en) | Method of producing high titanium ferroalloy out of ilmenite | |
RU2260064C1 (en) | Method of refining flux | |
CN102796882B (en) | Method for controlling residual aluminum in electroslag steel | |
RU2258084C1 (en) | Method of making steel in electric arc furnace | |
CN100424212C (en) | Aluminium-magnesium-iron alloy used for steel melt refining agent | |
RU2815374C1 (en) | Composite alloy and method of its manufacture | |
CN109161749A (en) | A kind of high intensity Mg-Sn-Zn-Al-Ce magnesium alloy and preparation method thereof | |
RU2770807C1 (en) | Method for producing blanks from low-alloy copper-based alloys | |
RU2312901C1 (en) | Rail steel melting method | |
RU2070228C1 (en) | Method of smelting highly chromium nickel alloy | |
RU2291204C2 (en) | Method of making rail steel | |
RU2708281C1 (en) | Method of out-of-furnace steel treatment | |
SU1528807A1 (en) | Alloying composition for producing cast iron with spherical graphite | |
SU1002392A1 (en) | Reducer | |
RU2270266C2 (en) | Addition alloy for inoculation and doping of alloys | |
RU2364651C1 (en) | Charge mixture for production of ferroniobium by way of electroslag remelting | |
RU2291203C2 (en) | Method of making vanadium-containing steel | |
RU2235790C1 (en) | Rail steel melting method |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140625 |
|
NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20160520 |
|
PC41 | Official registration of the transfer of exclusive right |
Effective date: 20160530 |
|
PC43 | Official registration of the transfer of the exclusive right without contract for inventions |
Effective date: 20170116 |