RU2291203C2 - Method of making vanadium-containing steel - Google Patents

Method of making vanadium-containing steel Download PDF

Info

Publication number
RU2291203C2
RU2291203C2 RU2005108857/02A RU2005108857A RU2291203C2 RU 2291203 C2 RU2291203 C2 RU 2291203C2 RU 2005108857/02 A RU2005108857/02 A RU 2005108857/02A RU 2005108857 A RU2005108857 A RU 2005108857A RU 2291203 C2 RU2291203 C2 RU 2291203C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
slag
steel
ladle
vanadium
series
Prior art date
Application number
RU2005108857/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2005108857A (en
Inventor
В чеслав Владимирович Павлов (RU)
Вячеслав Владимирович Павлов
ткин Юрий Дмитриевич Дев (RU)
Юрий Дмитриевич Девяткин
Леонид Александрович Годик (RU)
Леонид Александрович Годик
Николай Анатольевич Козырев (RU)
Николай Анатольевич Козырев
Валерий Петрович Дементьев (RU)
Валерий Петрович Дементьев
Евгений Павлович Кузнецов (RU)
Евгений Павлович Кузнецов
Наталь Николаевна Тиммерман (RU)
Наталья Николаевна Тиммерман
Павел Евгеньевич Сычев (RU)
Павел Евгеньевич Сычев
Константин Евгеньевич Ботнев (RU)
Константин Евгеньевич Ботнев
Андрей Владимирович Моренко (RU)
Андрей Владимирович Моренко
Original Assignee
Открытое акционерное общество "Новокузнецкий металлургический комбинат"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Открытое акционерное общество "Новокузнецкий металлургический комбинат" filed Critical Открытое акционерное общество "Новокузнецкий металлургический комбинат"
Priority to RU2005108857/02A priority Critical patent/RU2291203C2/en
Publication of RU2005108857A publication Critical patent/RU2005108857A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2291203C2 publication Critical patent/RU2291203C2/en

Links

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
  • Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: ferrous metallurgy; methods of making vanadium-containing steel in electric arc melting furnaces.
SUBSTANCE: steel making process is carried out by series; mass of metal burden of the first heat in series exceeds mass of subsequent heats by 10-20% and mass of burden of the last heat in series is lesser than that of previous heat by 10-20%. Oxidizing process is carried out till concentration of carbon is not lower than 0.10% of low content in finished steel and at temperature which is below liquidus temperature by 180-240°C; at tapping the first melt and subsequent melts, furnace slag flux is cutout and at last heat of series, slag is subjected to deoxidation by coke powder, crushed ferro-silicon in the amount of 0.08-0.10% each and the last melt is tapped into ladle with furnace slag; at tapping all the melts into ladle , solid slag-forming additive is introduced into ladle after it has been filled by ¼ of its height; solid slag-forming additive contains lime and vanadium-containing converter slag at ratio of (1.2-1.9) : (0.5-0.9), respectively in the amount of 1.7-2.8 of mass of molten steel in ladle; if necessary, deoxidizing and alloying agent are added; slag-forming additive, deoxidizing and alloying agents are added before ladle is filled with steel to ¾ of its height. Proposed method ensures reduction of melting time by 18 min; reduction of power requirements by 15 kW/h/ton and reduction of consumption of electrodes by 0.18 kg/t.
EFFECT: enhanced efficiency; enhanced through extraction of vanadium.
1 tbl

Description

Изобретение относится к черной металлургии, в частности к способам выплавки ванадийсодержащей стали в дуговых электросталеплавильных печах.The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to methods for smelting vanadium-containing steel in electric arc furnaces.

Известны способы выплавки ванадийсодержащих сталей в дуговых электросталеплавильных печах, включающие завалку шихты, проведение окислительного периода, проведение восстановительного периода, ввод ванадийсодержащего материала, раскисление шлака и металла в печи, выпуск стали в ковш и последующее раскисление металла в ковше, где в качестве ванадийсодержащего материала используют ванадиевый шлак, который вводят в печь в завалку [1, 2, 3], в завалку и окислительный период [4], в окислительный период с последующим раскислением шлака и металла в печи [5, 6], в восстановительный период [7].Known methods for smelting vanadium-containing steels in electric arc furnaces, including charging the charge, conducting an oxidation period, conducting a reduction period, introducing vanadium-containing material, deoxidizing slag and metal in the furnace, releasing steel into the ladle and subsequent deoxidizing metal in the ladle, where vanadium-containing material is used vanadium slag, which is introduced into the furnace in the filling [1, 2, 3], in the filling and oxidation period [4], in the oxidation period, followed by the oxidation of slag and metal oven [5, 6], in the recovery period [7].

Существенными недостатками данных способов выплавки ванадийсодержащих сталей являются:Significant disadvantages of these methods of smelting vanadium-containing steels are:

- большая длительность плавки в связи с проведением легирования ванадием в печи и необходимости проведения восстановительного периода и раскисления металла и шлака в печи;- long duration of smelting in connection with the alloying with vanadium in the furnace and the need for a recovery period and deoxidation of metal and slag in the furnace;

- большие эксплуатационные затраты, связанные с длительным периодом плавки (расход электродов, электроэнергии, огнеупоров);- high operating costs associated with a long melting period (consumption of electrodes, electricity, refractories);

- повышенный расход ферросплавов в связи с высоким угаром, связанным с проведением раскисления стали в печи.- increased consumption of ferroalloys due to high waste associated with the deoxidation of steel in the furnace.

Известен также способ получения стали, легированной ванадием, включающий выплавку стали, выпуск в ковш, присадку в ковш конвертерного шлака, раскислителей, легирующих, плавикового шпата, отличающийся тем, что с целью повышения усвоения ванадия, выхода годного металла, снижения расхода марганецсодержащих ферросплавов, после наполнения металлом 1/7-1/6 объема ковша под струю присаживают алюмошлак от производства вторичного алюминия в количестве 0,1-0,3 кг/т стали, а при наполнении 1/6-1/5 объема ковша вводят конвертерный ванадиевый шлак [8].There is also a known method of producing vanadium alloyed steel, including steel smelting, pouring into a ladle, an additive in the ladder of slag converter, deoxidizing agents, alloying alloys, fluorspar, characterized in that in order to increase the absorption of vanadium, yield metal, reduce the consumption of manganese-containing ferroalloys, after with metal filling 1 / 7-1 / 6 of the bucket volume, aluminum slag from the production of secondary aluminum in a quantity of 0.1-0.3 kg / t of steel is planted under the stream, and when filling 1 / 6-1 / 5 of the bucket volume, converter vanadium slag is introduced [ 8].

Существенными недостатками данного способа являются:Significant disadvantages of this method are:

1. Повышенная загрязненность стали неметаллическими шлаковыми включениями и увеличение концентрации кислорода в стали в связи с предварительным раскислением стали ферросплавами с последующим вводом необходимого количества конвертерного ванадиевого шлака.1. Increased contamination of steel by non-metallic slag inclusions and an increase in the oxygen concentration in steel due to the preliminary deoxidation of steel by ferroalloys with the subsequent introduction of the required amount of converter vanadium slag.

2. Возможность "закозления" шлака и металла, приводящая к снижению извлечения ванадия из ванадийсодержащего шлака в связи с присадкой ванадийсодержащего шлака в ковш при недостаточных объемах наполнения (1/6-1/5 объема ковша).2. The possibility of "slagging" of slag and metal, leading to a decrease in the extraction of vanadium from vanadium-containing slag due to the addition of vanadium-containing slag to the bucket with insufficient filling volumes (1 / 6-1 / 5 of the bucket volume).

3. Пониженный уровень физико-механических свойств в связи со значительной концентрацией в стали кислорода и загрязненностью стали неметаллическими включениями эндогенного типа.3. A reduced level of physical and mechanical properties due to the significant concentration of oxygen in the steel and contamination of the steel by non-metallic inclusions of the endogenous type.

Известен также выбранный в качестве прототипа способ выплавки ванадийсодержащей стали, включающий завалку шихты, плавление, окисление расплава, легирование стали путем присадки ванадиевого шлака с последующим восстановлением ванадия из окислов с помощью восстановителя, причем ванадиевый шлак присаживают совместно со шлаком от переплава алюминия в соотношении 2,5:(1-1,5) после скачивания окислительного шлака [9].There is also known a prototype method for smelting vanadium-containing steel, including charging the mixture, melting, oxidizing the melt, alloying the steel by adding vanadium slag followed by reduction of vanadium from oxides using a reducing agent, and vanadium slag is added together with slag from aluminum remelting in a ratio of 2, 5: (1-1.5) after downloading the oxidizing slag [9].

Существенными недостатками данного способа являются:Significant disadvantages of this method are:

1. Повышенная загрязненность стали неметаллическими глиноземсодержащими включениями в связи с использованием шлака от переплава алюминия в качестве восстановителя.1. Increased pollution of steel non-metallic alumina-containing inclusions in connection with the use of slag from remelting aluminum as a reducing agent.

2. Увеличенная длительность плавки в связи с присадкой ванадиевого шлака в печь, а не в ковш при выпуске плавки.2. Increased melting time due to the addition of vanadium slag to the furnace, and not to the ladle when melting is released.

3. Пониженный уровень физико-механических свойств в связи со значительной степенью загрязнения стали глиноземсодержащими включениями.3. A reduced level of physical and mechanical properties due to a significant degree of contamination of steel with alumina-containing inclusions.

Желаемыми техническими результатами изобретения являются: сокращение длительности плавки, уменьшение расхода электроэнергии и электродов, огнеупоров и повышение сквозного извлечения ванадия.The desired technical results of the invention are: reducing the duration of the smelting, reducing the consumption of electricity and electrodes, refractories and increasing through extraction of vanadium.

Для этого предлагается способ выплавки ванадийсодержащей стали, включающий подачу в дуговую электросталеплавильную печь металлошихты, состоящей из металлолома и жидкого чугуна, расплавление, окислительный период, раскисление и легирование стали, при этом выплавку стали производят сериями, причем металлошихту первой плавки в серии делают массой на 10-20% больше массы металлошихты последующих плавок, а массу металлошихты последней плавки в серии уменьшают на 10-20% относительно предыдущей, окислительный период проводят до получения концентрации углерода не ниже 0,10% нижнего его содержания в готовой стали и при температуре выше температуры ликвидуса на 180-240°С, причем при выпуске первой и последующих плавок отсекают печной шлак, раскисляют и легируют сталь в ковше, а на последней в серии плавки осуществляют раскисление шлака в печи порошком кокса, дробленого ферросилиция в количестве 0,08-0,10% каждого, и выпускают последнюю плавку в ковш с печным шлаком, при этом при выпуске всех плавок в ковш после наполнения 1/4 высоты ковша присаживают твердую шлакообразующую смесь, состоящую из извести и ванадийсодержащего конвертерного шлака при соотношении соответственно (1,2-1,9):(0,5-0,9) в количестве 1,7-2,8% от массы жидкой стали в ковше, и необходимые раскислители и легирующие, при этом присадку шлакообразующей смеси, раскислителей и легирующих заканчивают до наполнения 3/4 высоты ковша сталью.To this end, a method is proposed for smelting vanadium-containing steel, including feeding a metal charge consisting of scrap metal and molten iron into an electric arc furnace, melting, oxidizing period, deoxidation and alloying of steel, while the steel is smelted in batches, and the steel smelting of the first melting in the series is made by 10 -20% more mass of the metal charge of the subsequent melts, and the mass of the metal charge of the last heat in the series is reduced by 10-20% relative to the previous one, the oxidation period is carried out until carbon monoxide not lower than 0.10% of its lower content in finished steel and at a temperature above the liquidus temperature of 180-240 ° C, and when the first and subsequent melts are released, furnace slag is cut off, steel is deoxidized and alloyed in the ladle, and on the last in a series the melts deoxidize the slag in the furnace with coke powder, crushed ferrosilicon in the amount of 0.08-0.10% each, and release the last melt into the ladle with furnace slag, and when all the melts are discharged into the ladle after filling 1/4 of the ladle height, a solid slag-forming mixture consisting of lime and vanadium-containing converter slag at a ratio of respectively (1.2-1.9): (0.5-0.9) in an amount of 1.7-2.8% by weight of the molten steel in the ladle, and the necessary deoxidizers and alloying agents, in this case, the additive of the slag-forming mixture, deoxidizing agents and alloying materials is completed before filling 3/4 of the ladle height with steel.

Заявляемые пределы подобраны экспериментальным путем. Шихтовка первой плавки на 10-20% больше массы металлозавалки (металлолом и жидкий чугун) обеспечивает переходящий от плавки к плавке расплавленный шлакостальной остаток, обеспечивающий, во-первых, при завалке металлолома в печь защиту от механических ударов и разрушений футеровки и, во-вторых, гарантированную отсечку печного шлака. При остатке в печи менее 10% возникает вероятность попадания печного шлака в ковш, а при остатке в печи более 20% от массы снижаются технико-экономические показатели плавки.The claimed limits are selected experimentally. The blending of the first smelting is 10-20% more than the weight of the metal filling plant (scrap metal and molten iron) provides a molten slag-steel residue passing from the smelting to the smelting, providing, firstly, when the scrap metal is poured into the furnace, it is protected from mechanical shocks and lining destruction, and secondly guaranteed cut-off of furnace slag. If the residue in the furnace is less than 10%, there is a chance that furnace slag will enter the ladle, and if the residue in the furnace is more than 20% by weight, the technical and economic indicators of smelting are reduced.

Содержание углерода выбрано исходя из того, что при концентрации углерода менее 0,10% ниже нижнего его содержания в готовой стали увеличивается содержание кислорода в стали и отмечается повышенный угар ферросплавов.The carbon content was chosen based on the fact that when the carbon concentration is less than 0.10% below its lower content in the finished steel, the oxygen content in the steel increases and increased fumes of ferroalloys are noted.

Температура выбрана исходя из теплопотерь и условий разливки; при температуре ниже перегрева над температурой ликвидус на 180°С из-за высоких теплопотерь в ковше невозможно осуществить разливку на МНЛЗ, при перегреве над температурой ликвидус на 240°С необходимо для оптимизации температурно-скоростных режимов разливки охлаждать жидкую сталь в ковше. Раскисление шлака порошком кокса, дробленого ферросилиция на последней плавке в количестве 0,08-0,10% от массы металлозавалки обеспечивает требуемый уровень кислорода в стали при попадании раскисленного печного шлака в ковш.The temperature is selected based on heat loss and casting conditions; at a temperature below 180 ° C below the liquidus temperature due to high heat losses in the ladle it is impossible to cast on a continuous casting machine; when liquidus is overheated at a temperature of 240 ° C, it is necessary to cool molten steel in the ladle to optimize the temperature-speed casting conditions. The deoxidation of slag by coke powder, crushed ferrosilicon in the last heat in the amount of 0.08-0.10% by weight of the metal filling provides the required level of oxygen in steel when deoxidized furnace slag gets into the ladle.

Соотношение извести и ванадийсодержащего конвертерного шлака выбрано исходя из степени извлечения ванадия в сталь. При снижении соотношения извести менее 1,2 и ванадийсодержащего шлака менее 0,5 уменьшается степень извлечения ванадия до 40%, а при увеличении соотношения извести более 1,9 и ванадийсодержащего шлака более 0,9 увеличивается кратность шлака, возрастают затраты при неизменной степени извлечения ванадия.The ratio of lime and vanadium-containing converter slag is selected based on the degree of extraction of vanadium in steel. With a decrease in the ratio of lime less than 1.2 and vanadium-containing slag less than 0.5, the degree of vanadium extraction decreases to 40%, and with an increase in the ratio of lime more than 1.9 and vanadium-containing slag more than 0.9, the slag ratio increases, costs increase with an invariable degree of vanadium recovery .

Соотношение и количество смеси выбрано исходя из оптимальной основности шлака способствующего повышению извлечения марганца, а также теплоизолирующей способности шлака. При количестве шлака менее 1,7% от массы велики теплопотери через шлак, при количестве шлака более 2,8% от массы необходимо значительное количество тепла для расплавления шлакообразующей смеси.The ratio and amount of the mixture is selected based on the optimal basicity of the slag contributing to the increase of manganese extraction, as well as the heat-insulating ability of the slag. When the amount of slag is less than 1.7% by mass, heat losses through the slag are large; when the amount of slag is more than 2.8% by mass, a significant amount of heat is needed to melt the slag-forming mixture.

Заявляемый способ выплавки рельсовой стали был реализован при выплавке стали в дуговых электросталеплавильных печах ДСП-100И7. Выплавка проводилась по следующей схеме. Завалка первой плавки в серии по металлозавалке была на 10-20 т больше последующих завалок, а последней в серии плавки на 10-20 т меньше. Завалка состояла из 80-90 т металлолома и 3-8 т извести. Заливка чугуна в количестве 30-40 т проводилась из чугуновозного ковша посредством мостового крана при открытом своде после проплавления "колодцев" и частичного осаживания металлолома в печи. Окисление углерода проводили в печи посредством продувки стали через сводовую водоохлаждаемую фурму, при этом температура в печи была выше линии ликвидус на 180-240°С. На последней в серии плавке проводили дополнительно раскисление шлака порошком кокса, дробленого ферросилиция по 80-100 кг каждого. При выпуске в ковш присаживали твердую шлакообразующую смесь, состоящую из извести (1200 и 1900 кг) и ванадийсодержащего шлака (500-900 кг), и необходимые раскислители и легирующие. На опытных плавках использовали ванадийсодержащий шлак следующего химического состава: 16,0-19,8% V2O5; 12-14,5% SiO2; 2,0-2,8% CaO; P≤0,05%; 9,8-11,4% MnO. Параметры опытных плавок приведены в таблице.The inventive method of smelting rail steel was implemented in the smelting of steel in electric arc furnaces DSP-100I7. Smelting was carried out according to the following scheme. The filling of the first heat in the series for metal filling was 10–20 tons more than subsequent fillings, and the last in the heat series was 10–20 tons less. The filling consisted of 80-90 tons of scrap metal and 3-8 tons of lime. Pouring cast iron in an amount of 30-40 tons was carried out from an iron bucket by means of a bridge crane with an open arch after the melting of the "wells" and partial upsetting of scrap metal in the furnace. Carbon oxidation was carried out in a furnace by blowing steel through a water-cooled arched lance, while the temperature in the furnace was 180–240 ° C above the liquidus line. At the last in a series of smelting, slag was additionally deoxidized with coke powder, crushed ferrosilicon of 80-100 kg each. When released into the ladle, a solid slag-forming mixture was planted, consisting of lime (1200 and 1900 kg) and vanadium-containing slag (500-900 kg), and the necessary deoxidizers and alloys. The experimental melts used vanadium-containing slag of the following chemical composition: 16.0-19.8% V 2 O 5 ; 12-14.5% SiO 2 ; 2.0-2.8% CaO; P≤0.05%; 9.8-11.4% MnO. Parameters of experimental swimming trunks are given in the table.

Заявляемый способ обеспечивает снижение длительности плавки в среднем на 18 мин и расхода электроэнергии на 15 кВт ч /т, расхода электродов на 0,18 кг/т, расхода огнеупоров на печь на 0,08 кг/т.The inventive method provides a reduction in the duration of smelting by an average of 18 minutes and an electric power consumption of 15 kW h / t, an electrode consumption of 0.18 kg / t, a refractory consumption of a furnace by 0.08 kg / t.

Источники информацииInformation sources

1. А.с. 358374 С 21 С 5/521. A.S. 358374 C 21 C 5/52

2. А.с. 394437 С 21 C 5/522. A.S. 394437 C 21 C 5/52

3. А.с. 665003 С 21 С 5/523. A.S. 665003 C 21 C 5/52

4. А.с. 663728 С 21 С 5/524. A.S. 663728 C 21 C 5/52

5. А.с. 2133281 МПК6 С 21 С 5/525. A.S. 2133281 IPC 6 C 21 C 5/52

6. А.с. 1046294 С 21 С 5/526. A.S. 1046294 C 21 C 5/52

7. А.с. 1014919 С 21 С 5/527. A.S. 1014919 C 21 C 5/52

8. А.с. 1788750 С 21 С 7/008. A.S. 1788750 C 21 C 7/00

9. А.с. 1014919 С 21 С 5/529. A.S. 1014919 C 21 C 5/52

ТаблицаTable Параметры опытных плавокParameters of experimental swimming trunks № плавкиNo. of swimming trunks № в сери иNo. in series and Извлечение ванадия, %The recovery of vanadium,% Концентрация углерода ниже нижнего переделаCarbon concentration below the lower limit Температура в печи перед выпуском (выше ликвидус)Oven temperature before release (higher liquidus) Масса порошка кокса, дробленого ферросилиция, %The mass of coke powder, crushed ferrosilicon,% Смесь (известь и ванадийсодержащий шлак)Mixture (lime and vanadium-containing slag) Масса твердой шлакообразующей смеси, %The mass of solid slag-forming mixture,% Длительность плавки, минMelting time, min Расход электроэнергии, кВт.ч/тElectric power consumption, kWh / t Расход электродов кг/тElectrode consumption kg / t Масса металлозавалки, тMetal filling weight, t Извлечение ванадия, %The recovery of vanadium,% 1one 1one 8282 0,150.15 180180 0,08:0,080.08: 0.08 1,2:0,51.2: 0.5 1,71.7 140140 440440 3,813.81 125125 8282 22 22 4040 0,100.10 240240 0,10:0,100.10: 0.10 1.0:0,51.0: 0.5 2,92.9 100one hundred 410410 3,813.81 109109 4040 33 33 8888 0,100.10 180180 0,10:0,100.10: 0.10 1,3:0,81.3: 0.8 2,82,8 9090 410410 3,813.81 105105 8888 4four 4four 9191 0,100.10 190190 0,10:0,100.10: 0.10 1,5:0,61.5: 0.6 2,72.7 7070 420420 3,813.81 9595 9191 55 1one 9494 0,050.05 200200 0,10:0,100.10: 0.10 1,9:0,51.9: 0.5 2,12.1 150150 450450 3,83.8 120120 9494 66 22 9696 0,100.10 200200 0,10:0,100.10: 0.10 1,8:0,61.8: 0.6 2,32,3 100one hundred 420420 3,83.8 105105 9696 77 33 8989 0,100.10 210210 0,10:0,100.10: 0.10 1,8:0,91.8: 0.9 2,12.1 9090 425425 3,83.8 106106 8989 88 4four 9292 0,100.10 220220 0,10:0,100.10: 0.10 1,9:0,91.9: 0.9 1,91.9 9090 435435 3,83.8 107107 9292 99 55 9292 0,050.05 180180 0,10:0,100.10: 0.10 1,9:0,81.9: 0.8 1,81.8 8585 425425 3,83.8 110110 9292 1010 66 9595 0,090.09 190190 0,10:0,100.10: 0.10 1,4:0,91.4: 0.9 1,81.8 8585 425425 3,83.8 109109 9595 11eleven 77 8888 0,060.06 180180 0,10:0,100.10: 0.10 1,2:0,61.2: 0.6 2,12.1 6565 410410 3,83.8 9191 8888 1212 1one 9494 0,090.09 220220 0,10:0,100.10: 0.10 1,3:0,81.3: 0.8 2,52,5 150150 440440 3,813.81 120120 9494 1313 22 9090 0,070,07 220220 0,10:0,100.10: 0.10 1,5:0,81.5: 0.8 2,72.7 7575 430430 3,813.81 110110 9090 14fourteen 33 9595 0,100.10 210210 0,10:0,100.10: 0.10 1,6:0,91.6: 0.9 2,12.1 7070 420420 3,813.81 106106 9595 15fifteen 4four 9696 0,110.11 240240 0,09:0,090.09: 0.09 2,0:0,52.0: 0.5 2,22.2 6565 410410 4,04.0 9090 9696

Claims (1)

Способ выплавки ванадийсодержащей стали, включающий подачу в дуговую электросталеплавильную печь металлошихты, состоящей из металлолома и жидкого чугуна, расплавление, окислительный период, раскисление и легирование стали, отличающийся тем, что выплавку стали производят сериями, причем масса металлошихты первой плавки на 10-20% больше массы металлошихты последующих плавок, а масса металлошихты последней плавки в серии меньше на 10-20% массы металлошихты предыдущей плавки, окислительный период проводят до получения концентрации углерода не ниже 0,10% нижнего его содержания в готовой стали и при температуре выше температуры ликвидуса на 180-240°С, причем при выпуске первой и последующих плавок отсекают печной шлак и раскисляют и легируют сталь в ковше, а на последней в серии плавке осуществляют раскисление шлака в печи порошком кокса, дробленого ферросилиция в количестве 0,08-0,10% каждого, и выпускают последнюю плавку в ковш с печным шлаком, при этом при выпуске всех плавок в ковш после наполнения 1/4 высоты ковша присаживают твердую шлакообразующую смесь, состоящую из извести и ванадийсодержащего конвертерного шлака при соотношении соответственно (1,2-1,9):(0,5-0,9) в количестве 1,7-2,8% от массы жидкой стали в ковше, и необходимые раскислители и легирующие, при этом присадку шлакообразующей смеси, раскислителей и легирующих заканчивают до наполнения 3/4 высоты ковша сталью.A method of smelting vanadium-containing steel, including feeding a metal charge consisting of scrap metal and molten iron into an electric arc furnace, melting, oxidizing period, deoxidation and alloying of steel, characterized in that the steel is smelted in series, and the mass of the first melting metal is 10-20% more the mass of the metal charge of the next heat, and the mass of the metal of the last heat in the series is 10-20% less than the weight of the metal of the previous heat, the oxidation period is carried out until the concentration of carbon n e is lower than 0.10% of its lower content in finished steel and at a temperature above the liquidus temperature of 180-240 ° C, and when the first and subsequent melts are released, furnace slag is cut off and steel is deoxidized and alloyed in the ladle, and the last in a series of smelting is carried out deoxidation of slag in the furnace with coke powder, crushed ferrosilicon in the amount of 0.08-0.10% each, and the last melt is released into the ladle with furnace slag, and when all the heats are discharged into the ladle after filling 1/4 of the ladle height, a solid slag-forming mixture is planted consisting of lime and vanadium of converter-containing slag at a ratio of respectively (1.2-1.9) :( 0.5-0.9) in an amount of 1.7-2.8% by weight of the molten steel in the ladle, and the necessary deoxidizers and alloying agents, while the additive of the slag-forming mixture, deoxidizers and alloying is completed before filling 3/4 of the height of the bucket with steel.
RU2005108857/02A 2005-03-28 2005-03-28 Method of making vanadium-containing steel RU2291203C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2005108857/02A RU2291203C2 (en) 2005-03-28 2005-03-28 Method of making vanadium-containing steel

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2005108857/02A RU2291203C2 (en) 2005-03-28 2005-03-28 Method of making vanadium-containing steel

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2005108857A RU2005108857A (en) 2006-10-10
RU2291203C2 true RU2291203C2 (en) 2007-01-10

Family

ID=37435315

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2005108857/02A RU2291203C2 (en) 2005-03-28 2005-03-28 Method of making vanadium-containing steel

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2291203C2 (en)

Also Published As

Publication number Publication date
RU2005108857A (en) 2006-10-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101838718A (en) Medium frequency furnace internal dephosphorization and desulfurization smelting process
RU2302471C1 (en) Method of making steel in electric arc steel melting furnace
RU2044061C1 (en) Composition burden for steel melting
RU2291203C2 (en) Method of making vanadium-containing steel
RU2258084C1 (en) Method of making steel in electric arc furnace
RU2350661C1 (en) Method for melting of rail steel in electric arc furnace
RU2269578C1 (en) Rail steel melting method in electric arc furnace
RU2333255C1 (en) Method of steel smelting
RU2235790C1 (en) Rail steel melting method
RU2364632C2 (en) Steel production method
RU2384627C1 (en) Steel-making method in arc electric steel-smelting furnace
RU2291204C2 (en) Method of making rail steel
RU2347820C2 (en) Method of steel melting
RU2333257C1 (en) Method of steel manufacturing in arc steel-smelting furnace
RU2258083C1 (en) Method of making rail steel
RU2254380C1 (en) Method of production of rail steel
RU2437941C1 (en) Procedure for melting steel in arc steel melting furnace with increased consumption of liquid iron
RU2398889C1 (en) Procedure for melting rail steel
RU2404263C1 (en) Method of steel making in arc-type steel-making furnace
RU2312901C1 (en) Rail steel melting method
RU2287018C2 (en) Method of converter steelmaking process
RU2269577C1 (en) Steel producing method in electric arc steel melting furnace
JP3419254B2 (en) Hot metal dephosphorization method
RU2309181C1 (en) Method for melting of vanadium-containing steel
RU2285726C1 (en) Method of making steel in hearth steel-making unit

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20120329