RU2260064C1 - Method of refining flux - Google Patents

Method of refining flux Download PDF

Info

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
Application number
RU2004119199/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
В.А. Демидов (RU)
В.А. Демидов
Н.П. Павлова (RU)
Н.П. Павлова
бов В.В. Р (RU)
В.В. Рябов
Original Assignee
ОАО "Златоустовский металлургический завод"
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 ОАО "Златоустовский металлургический завод" filed Critical ОАО "Златоустовский металлургический завод"
Priority to RU2004119199/02A priority Critical patent/RU2260064C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2260064C1 publication Critical patent/RU2260064C1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: special-purpose electrometallurgy; production of fluxes on base of fluorides of alkaline-earth elements for electroslag remelting.
SUBSTANCE: proposed method includes loading the flux or mechanical mixture of its components into water-cooled crystallizer and melting flux or its components. For melting the flux, use is made of steel electrode; at total content of phosphorus in flux components or in flux within 0.02-0.07 mass-%, 0.8-1.0 kg of electrode metal is molten per kg of flux and at content of phosphorus of 0.071-0.13 mass-%, 1.1-1.3 kg of electrode metal is molten.
EFFECT: reduced content of phosphorus and carbon in flux for excluding increased content of these elements in electroslag remelting.
2 tbl

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.

Таблица 1.Table 1. №п/пNo. Содержание фосфора, мас.%The phosphorus content, wt.% Масса сплавленного электрода, кгThe mass of the fused electrode, kg Масса флюса (кг)Flux weight (kg) Масса сплавляемого электрода на 1 кг флюса, кгThe mass of the fused electrode per 1 kg of flux, kg в электродеin the electrode в компонентах флюса до рафинированияin flux components before refining в рафинированном флюсеin refined flux 11 0,0080.008 0,0160.016 0,0150.015 120120 200200 0,60.6 22 0,0080.008 0,020.02 0,0190.019 120120 200200 0,60.6 33 0,0080.008 0,020.02 0,0120.012 160160 200200 0,80.8 44 0,0080.008 0,0550,055 0,0130.013 180180 200200 0,90.9 55 0,0080.008 0,070,07 0,0130.013 200200 200200 11 66 0,0080.008 0,070,07 0,0130.013 250250 200200 1,251.25 77 0,0080.008 0,0720,072 0,0130.013 110110 100100 1,11,1 88 0,0080.008 0,110.11 0,0140.014 120120 100100 1,21,2 9nine 0,0080.008 0,130.13 0,0160.016 130130 100100 1,31.3 1010 0,0080.008 0,130.13 0,0160.016 150150 100100 1,51,5 11eleven 0,0080.008 0,1360.136 0,0170.017 150150 100100 1,51,5

Таблица 2.Table 2. №п/пNo. Марка сталиsteel grade Содержание фосфора в рафинированном флюсе, %The phosphorus content in refined flux,% Содержание фосфора, мас.%The phosphorus content, wt.% Содержание углерода, мас.%Carbon content, wt.% в электродеin the electrode в металле ЭШПin metal ESR в электродеin the electrode в металле ЭШПin metal ESR 11 18×2нва-ш18 × 2nva-sh 0,0080.008 0,0070.007 0,0060.006 0,160.16 0,160.16 22 12×н3а-ш12 × n3a-sh 0,0080.008 0,0070.007 0,0070.007 0,140.14 0,130.13 33 Эи835-шEi835-w 0,010.01 0,0220,022 0,020.02 0,090.09 0,090.09 44 40×н2ма-ш40 × N2mAh 0,010.01 0,0090.009 0,0090.009 0,40.4 0,410.41 55 О×н3ма-шO × n3ma-sh 0,010.01 0,0110.011 0,10.1 0,360.36 0,360.36

Claims (1)

Способ рафинирования флюса, включающий загрузку флюса или механической смеси его составляющих в водоохлаждаемый кристаллизатор, расплавление флюса или его компонентов, отличающийся тем, что расплавление флюса проводят стальным электродом, причем 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 0,071-0,13 мас.% - 1,1-1,3 кг металла электрода.A method of refining a flux, comprising loading a flux or a mechanical mixture of its components into a water-cooled crystallizer, melting the flux or its components, characterized in that the flux is melted with a steel electrode, with a total content of phosphorus of 0.02-0.07 in the flux components or in the flux wt.% per 1 kg of flux alloy 0.8-1.0 kg of electrode metal, and with a phosphorus content of 0.071-0.13 wt.% - 1.1-1.3 kg of metal electrode.
RU2004119199/02A 2004-06-24 2004-06-24 Method of refining flux RU2260064C1 (en)

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)

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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