RU2382824C1 - Способ выплавки стали - Google Patents

Способ выплавки стали Download PDF

Info

Publication number
RU2382824C1
RU2382824C1 RU2008121680/02A RU2008121680A RU2382824C1 RU 2382824 C1 RU2382824 C1 RU 2382824C1 RU 2008121680/02 A RU2008121680/02 A RU 2008121680/02A RU 2008121680 A RU2008121680 A RU 2008121680A RU 2382824 C1 RU2382824 C1 RU 2382824C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
metal
iron
melting
carbon
solid
Prior art date
Application number
RU2008121680/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2008121680A (ru
Inventor
Генрих Алексеевич Дорофеев (RU)
Генрих Алексеевич Дорофеев
Евгений Христофорович Шахпазов (RU)
Евгений Христофорович Шахпазов
Original Assignee
Генрих Алексеевич Дорофеев
Евгений Христофорович Шахпазов
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 Генрих Алексеевич Дорофеев, Евгений Христофорович Шахпазов filed Critical Генрих Алексеевич Дорофеев
Priority to RU2008121680/02A priority Critical patent/RU2382824C1/ru
Publication of RU2008121680A publication Critical patent/RU2008121680A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2382824C1 publication Critical patent/RU2382824C1/ru

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

  • Continuous Casting (AREA)
  • Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)

Abstract

Изобретение относится к черной металлургии, конкретно к выплавке стали в сталеплавильных агрегатах. Способ включает завалку твердого окислителя, шлакообразующих материалов, металлошихты, прогрев, заливку железоуглеродистого расплава, плавление, скачивание шлака, окислительное рафинирование металлического расплава от избыточного количества углерода и примесей, подачу газообразного кислорода, выпуск металла. По ходу окислительного рафинирования большую часть твердого окислителя, равную 70-95% от общего его расхода на плавку, вводят в порошкообразном состоянии размером частиц менее 5 мм непосредственно в объем металлической ванны на глубину 0,1-1,0 высота слоя жидкого металла. При этом суммарный расход твердого окислителя на плавку поддерживают в пределах 2-30% от массы железоуглеродистого расплава. Использование изобретения обеспечивает сокращение длительности рафинирования, снижение энергозатрат, повышение степени восстановления железа из его оксидов, увеличение выхода железа и уменьшение количества шлака. 4 з.п. ф-лы, 1 табл.

Description

Изобретение относится к черной металлургии, конкретнее к выплавке стали в сталеплавильном агрегате - кислородном конвертере, электропечи, мартеновской печи, двухванной печи.
Известны способы выплавки стали, отличающиеся тем, что окислительное рафинирование осуществляется преимущественно за счет кислорода дутья, подаваемого в ванну в течение всего периода рафинирования. Характерной чертой этих способов является весьма высокая скорость рафинирования, короткая продолжительность плавки, значительная производительность, пониженные удельные расходы тепла. Вместе с тем, продувка ванны кислородом сопровождается большим окислением (угаром) железа, достигающем 4-6%, пониженным выходом железа в пределах 88-89%, значительным образованием шлака в количестве 150-200 кг/т стали, ухудшенной экологией [1].
Известны мартеновские процессы выплавки стали, основанные на использовании в качестве окислителя кислорода, поступающего в ванну из твердого окислителя атмосферы печи, вдуваемого окислительного газа - кислорода или воздуха [1].
Наиболее близким по технической сущности является способ выплавки стали скрап-рудным мартеновским процессом, включающий завалку части твердого окислителя, шлакообразующих материалов, металлошихты, прогрев, заливку железоуглеродистого расплава в виде жидкого чугуна или углеродистого полупродукта, плавление, скачивание шлака, окислительное рафинирование металлического расплава от избыточного количества углерода и примесей по ходу плавки, подачу газообразного кислорода, нагрев, доводку и выпуск металла (первичной стали) [2].
Металлошихта этого способа включает в себя 55-70% жидкого чугуна и 30-45% металлолома. Основным источником снабжения ванны кислородом для рафинирования чугуна от примесей является твердый окислитель. На долю его приходится 70-90% кислорода, поступающего в ванну. При этом основное количество твердого окислителя вводится в завалку на подину печи до начала подачи металлолома и заливки жидкого чугуна. Меньшая часть окислителя загружается по ходу доводки плавки (рудного кипа) на поверхность ванны. Расход его в завалку и доводку составляет в среднем 10-15 и 1,0-3% от массы металлозавалки соответственно. Определенную роль в обеспечении потребностей ванны в окислители играет атмосфера печи и газообразный кислород.
В отличие от кислородных процессов с вдуванием газообразного кислорода мартеновский скрап-рудный процесс, базирующийся на использовании конденсированного кислорода твердого окислителя, обеспечивает значительно меньшее окисление и угар железа, повышенный до 100% и более выход годного за счет восстановления чистого железа из его оксидов, меньшее количество шлака, отсутствие испарения железа. Вместе с тем, он имеет весьма серьезные недостатки.
Основными недостатками известного способа являются:
- большая продолжительность рафинирования по сравнению с кислородными процессами, достигающая многих часов, обусловленная медленной скоростью основной реакции производства стали - окисления углерода и поступления тепла в металлическую ванну;
- повышенные энергозатраты на выплавку стали ввиду, главным образом, из-за значительной длительности плавки и связанных с этим высоких тепловых потерь, достигающих 40-60% от общей потребности тепла на процесс;
- относительно большой размер кусков твердого окислителя, достигающий 250 мм, ограничивает скорость его взаимодействия с заливаемым чугуном и металлической ванной, что в сочетании с коротким временем их соприкосновения уменьшает полноту протекания реакций окисления углерода - восстановления железа из оксидов;
- всплывание большей части твердого окислителя и шлакообразующих на поверхность ванны под влиянием воздействия жидкого чугуна и значительной разницы плотностей окислителя и чугуна. Вследствие этого поверхность реагирования кусков окислителя и металла резко сокращается до уровня раздела шлак-металл и не превышает 0.2-0,4 м2/т расплава;
- образование на поверхности металла большого количества малотеплопроводного и малоактивного холодного шлака, имеющего значительную толщину и содержащего большое число кусков твердого окислителя, резко замедляет процессы переноса кислорода и тепла в металлическую ванну, в том числе основную реакцию - окисление углерода и нагрев металла;
- неполное восстановление железа из твердого окислителя - не более 30-50% из-за недостаточной поверхности его контакта с восстановителем, содержащимся в расплаве, и значительных потерь его со скачиваемым шлаком;
- относительно слабое использование подводимой к ванне энергии и тепла дожигания СО до СО2 из-за медленной скорости окисления углерода по ходу плавки, тормозящего влияния слоя шлака, имеющего большую толщину, недостаточной интенсивности перемешивания металла и шлака.
Вместе взятые, эти факторы вызывают значительное увеличение продолжительности рафинирования и плавки в целом, повышение удельного расхода тепла, ухудшение эффективности использования твердого окислителя, в том числе снижение степени восстановления железа. Все это послужило причиной снижения конкурентоспособности мартеновского процесса в целом и его вытеснения кислородно-конвертерным и электросталеплавильными процессами.
Технической задачей изобретения является сокращение длительности рафинирования, снижение энергозатрат на ванну стали, более эффективное использование возможностей твердого окислителя, в том числе повышение степени восстановления железа из его оксидов, увеличение выхода железа и уменьшение количества шлака.
Технический результат достигается тем, что в способе выплавки стали в сталеплавильном агрегате, включающем завалку твердого окислителя, шлакообразующих материалов, металлошихты, прогрев, заливку железоуглеродистого расплава в виде жидкого чугуна или углеродистого полупродукта, плавление, скачивание шлака, окислительное рафинирование металлического расплава от избыточного количества углерода и других примесей, ввод по ходу рафинирования твердого окислителя, подачу газообразного кислорода, нагрев, доводку и выпуск металла, после заливки железоуглеродистого расплава по ходу окислительного рафинирования большую часть твердого окислителя в порошкообразном состоянии размером частиц менее 5 мм в количестве 70-95% от общего его расхода на плавку вводят непосредственно в объем металлической ванны на глубину, составляющую 0,1-1,0 высоты слоя жидкого металла, при этом суммарный расход твердого окислителя поддерживают в пределах 2-30% от массы заливаемого железоуглеродистого расплава.
В качестве твердого окислителя используют железорудный концентрат, измельченные окалину, железную руду, агломерат и их смеси, а также оксидный железосодержащий материал и частично восстановленное железо.
Для повышения эффективности предлагаемого изобретения твердый окислитель, подают вместе с легкоплавким материалом и/или синтетической смесью, собственная температура плавления которых ниже температуры плавления твердого окислителя.
Часть твердого окислителя в количестве 5-25% от общего расхода его на плавку вводят в составе композиционного материала, содержащего смесь твердого окислителя и металлического утяжелителя в виде железоуглеродистого сплава при соотношении их масс в пределах (10-90)-(90:10) соответственно.
Газообразный кислород подают с расходом 5-20 нм3/т металла для лучшего дожигания СО до CO2, дополнительного перемешивания шлака и металла и создания на поверхности ванны реакционных зон с повышенной температурой.
Для регулирования теплового баланса ванны и температуры металла и шлака и синхронизации обезуглероживания и нагрева при расходе твердого окислителя свыше 10% от массы заливаемого железоуглеродистого расплава осуществляют дополнительный нагрев металлической ванны в количестве 0,5-7 МДж на 1 кг твердого охладителя (металлолома железорудного окислителя и др.).
Наиболее рациональным вариантом предлагаемого способа выплавки стали является работа с повышенной долей жидкого чугуна, минимальным количеством лома и использованием в качестве основного источника снабжения ванны кислородом твердого окислителя, выполняющего одновременно роль охладителя плавки вместо лома. Замена части или всего лома окислителем-охладителем гарантирует повышенную и стабильную чистоту выплавляемого металла по содержанию примесей цветных металлов и обеспечивает получение дополнительного количества железа из его оксидов.
Способ осуществляют следующим образом.
После окончания выпуска металла и части или всего конечного шлака производят завалку твердого окислителя в количестве 5-30% от общего его расхода на плавку, шлакообразующих материалов, металлошихты, прогрев, заливку железоуглеродистого расплава, плавление, скачивание шлака, окислительное рафинирование металлического расплава от избыточного количества углерода и примесей, ввод по ходу рафинирования твердого окислителя, подачу газообразного кислорода, нагрев, доводку и выпуск металла.
В процессе заливки железоуглеродистого расплава кремний, марганец, хром, ванадий, фосфор и другие элементы, присутствующие в металле, активно взаимодействуют с кислородом оксидов железа твердого окислителя и окисляются. Пониженная температура ванны, обусловленная охлаждением исходного жидкого расплава в результате передачи части его тепла твердому окислителю, шлакообразующим материалом к металлолому, а также интенсивное перемешивание заливаемым в печь расплавом, создают благоприятные термодинамические условия для быстрого и эффективного окисления всех примесей чугуна, за исключением углерода. Последний во время заливки практически не окисляется, так как при температуре заливаемого металла 1300-1400°С сродство его к кислороду существенно ниже кремния, марганца и других легко окисляемых элементов. Сокращение количества твердого окислителя, загружаемого в завалку до значений 5-30% от общего расхода его на плавку, служит дополнительной гарантией предотвращения окисления углерода, поскольку на его окисление кислорода не хватает. Предотвращение развития окисления углерода в процессе заливки железоуглеродистого расплава позволяет избежать выбросов металла и шлака и снизить до минимума образование пламени.
После заливки железоуглеродистого расплав по ходу окислительного рафинирования большую часть твердого окислителя в порошкообразном состоянии размером частиц менее 5 мм в количестве от 70-95% от общего расхода на плавку вводят непосредственно в объем металлической ванны на глубину, составляющую 0,1-1,0 высоты слоя жидкого металла. При этом суммарный расход твердого окислителя поддерживают в пределах 2-30% от массы заливаемого железоуглеродистого расплава. С одной стороны, это обеспечивает полное и быстрое удаление всех примесей чугуна во время заливки, исключая при этом возможное окисление углерода и вероятность выбросов и образования сильного пламени. С другой стороны, при этом обеспечиваются потребности ванны в кислороде во время окислительного рафинирования от углерода и оставшихся в металле количество кремния, марганца, ванадия, хрома и фосфора.
Ввод большей части твердого окислителя по ходу окислительного периода вместо завалки снижает охлаждение заливаемого железоуглеродистого расплава твердым окислителем и обеспечивает более высокую температуру его и степень перегрева металла над линией ликвидус в начале и по ходу рафинирования.
Одновременно с этим уменьшается количество твердого окислителя, всплывающего на поверхность ванны, снижается окисленность и общая масса образующего шлака. Результатом этого является повышенная температура металла и шлака, их лучшая жидкотекучесть, меньшее вспенивание шлака и ускоренная передача тепла металлу через слой шлака. В свою очередь, это усиливает растворение извести и других флюсов в шлаке, ускоряет формирование активного шлака требуемого состава и количества, повышает его рафинирующие свойства в отношении окисления углерода, дефосфорации и десульфурации металла.
Ввод большей части твердого окислителя в порошкообразном состоянии по ходу окислительного рафинирования непосредственно в жидкую металлическую ванну резко увеличивает скорость доставки кислорода вглубь расплава.
При этом оксиды железа поступают равномерно во все зоны металлической ванны в наиболее благоприятный период плавки, когда происходит рафинирование расплава и ванна испытывает дефицит количества кислорода, вносимого твердым окислителем, исключает необходимость подачи в ванну газообразного кислорода, сопровождающейся неизбежным окислением железа и образованием оксидов. В данном случае требуемое для окисления углерода и примесей ванны количество окислителя поступает в ванну со стороны в готовом виде.
Обеспечение потребностей ванны в кислороде достигается за счет поступления окислителя из оксидов железа, вводимых извне. Благодаря этому обеспечивается более быстрая доставка кислорода в зону реакции его с углеродом, являющейся наиболее медленной стадией окислительного рафинирования и требующей длительных затрат времени. Помимо того, при этом устраняется окисление железа, неизбежно сопровождающее вдувание газообразного кислорода в металлическую ванну, и вызывающее дополнительные потери железа.
Применение твердого окислителя в порошкообразном состоянии и ввод большей части его после заливки железоуглеродистого расплава по ходу окислительного рафинирования непосредственно в металлическую ванну на заданную глубину обеспечивает быстрый нагрев частиц окислителя до температуры плавления и переход их из твердого в жидкое состояние. Активность кислорода, содержащегося во вводимом окислителе, при этом существенно возрастает и превышает окислительный потенциал как исходного материала, так и газообразного кислорода и атмосферы агрегата [3]. В результате этого оксидный материал после его подачи в ванну превращается в концентрированный окислитель, химический потенциал которого на порядок с лишним больше, чем газообразного кислорода [5]. В результате этого резко возрастает окислительная способность оксидного материала. Поэтому присадки твердого окислителя в дисперсной форме непосредственно в металлический расплав наряду с увеличением скорости его доставки в металл позволяет одновременно повысить кислородный потенциал оксидов железа, а также ввести кислород с высоким окислительным потенциалом непосредственно в металл. Благодаря этому достигается прямое непосредственное окисление примесей чугуна железоуглеродистого расплава кислородом вводимого твердого окислителя и исключается необходимость в обязательном предварительном образовании оксидов железа за счет окисления части железа металлической ванны кислородом, подводимым извне. Следовательно, подача в ванну частиц твердого окислителя ускоряет поступление кислорода в объем металла и создает возможности для более быстрого окисления углерода чугуна и остальных примесей.
Одновременно с термодинамикой процесса улучшается и кинетика рафинирования. Этому способствует увеличение удельной поверхности контакта исходного окислителя и металлической ванны, а также заглубления частиц в металл. При диаметре частиц 2,5 мм эта величина достигает 300 м2/т расплава, что превышает удельную поверхность реагирования шлак-металл в сталеплавильной ванне, составляющую 0,2-0.4 м2/т, примерно на три порядка. Заглубление частиц твердого окислителя под слой металла увеличивает путь их движения через слой металла и время их пребывания до 10 с и более. Это обеспечивает быстрый нагрев частиц окислителя и переход их в расплавленное состояние. Параллельно с этим достигается развитие поверхности контакта окислителя с жидким металлом и обновление ее. Выделяющийся в процессе обезуглероживания монооксид углерода активно перемешивает металл и шлак, ускоряя тепломассообмен и увеличивая время пребывания частиц окислителя в ванне за счет их увеличения движущимися потоками металла. В то же время это гарантирует усвоение окислителя и отсутствие неконтролируемого перехода твердого окислителя в шлак, а также ведение плавки с минимальным и регулируемым количеством шлака и содержанием в нем оксидов железа. В свою очередь, это резко снижает потери оксидов железа и повышает выход железа из металлошихты.
Поверхность контакта окислителя с металлом в результате движения частиц окислителя через толщу металла во время их вдувания и последующего вспенивания непрерывно обновляется. Это еще больше увеличивает поверхность реагирования окислителя с расплавом, а также время реагирования. Интенсивное перемешивание металлической ванны под влиянием выделения в ней пузырьков СО, образующихся в результате реакции углерода металла и вводимого кислорода, дополнительно ускоряет процессы тепломассопереноса и окисление примесей.
Одним из преимуществ предлагаемого способа является возможность равномерного ввода твердого окислителя по всему объему металлической ванны. В этом случае зона реагирования вводимого кислорода с примесями жидкого расплава распространяется на весь объем металлической ванны и охватывает ее полностью. Благодаря этому сокращается длительность окислительного рафинирования.
Отмеченные выше кинетические факторы в дополнение к термодинамическим параметрам создают необходимые и достаточные условия для быстрого и эффективного окисления углерода и примесей железоуглеродистого расплава кислородом твердого окислителя в дисперсном состоянии. Скорость окисления углерода при этом возрастает до 0,1-0,4% С/мин и более и достигает значений, отвечающих кислородноконвертерной плавке, обладающей наименьшей длительностью процесса окисления углерода и наибольшей производительностью среди существующих способов.
Высокие скорости окисления, обусловленные вводом кислорода непосредственно в объем жидкого расплава, увеличением активности кислорода, резким возрастанием скорости доставки кислорода в зону реакции - толщу металла - значительно снижают продолжительность обезуглероживания ванны в предлагаемом способе до 20-45 мин.
Доставка кислорода внутрь металлического расплава является наиболее медленной стадией общей гетерогенной реакции окисления углерода, являющейся основой сталеплавильного процесса и определяющей его продолжительность и показатели процесса в целом. В предлагаемом способе выплавки стали наблюдается резкое ускорение скорости доставки кислорода в объем металла. При этом механизм окисления углерода и других примесей принципиально изменяется. Их окисление производится непосредственно кислородом оксидов железа, поступающих в металл. Вследствие этого обязательное образование оксидов железа в толще железоуглеродистого расплава утрачивает свое значение. Рафинирование металла от примесей в данном случае не требует предварительного образования оксидов железа и происходит с повышенной скоростью по одностадийной схеме вместо обычной двухстадийной. При этом скорость окисления углерода не уступает обезуглероживанию металла при продувке кислородом.
Из изложенного следует, что дисперсное состояние частиц твердого окислителя и их ввод в толщу металлической ванны, предлагаемые в данном изобретении, принципиально изменяют кинетику основной реакции сталеварения - окисления углерода, в том числе лимитирующего стадию. В этом случае достигается непосредственная доставка кислорода в металл и огромное увеличение поверхности реагирования окислителя и жидкого расплава (на три порядка и выше). Это ускоряет перенос кислорода в металлическом расплаве, являющийся лимитирующим звеном обезуглероживания ванны, до уровня, соответствующего кислородно-конвертерной плавке и выше. Окисление углерода при этом происходит за счет прямого взаимодействия углерода и кислорода оксидов железа и протекает с весьма высокими скоростями. Благодаря этому длительность плавления рафинирования и доводки, а также плавки в целом значительно сокращаются. Одновременно с этим снижаются потери тепла и энергозатраты на выплавку стали, увеличивается степень использования кислорода твердого окислителя, возрастает степень восстановления железа из его оксидов.
Применение конденсированного кислорода оксидов железа с заменой части и всего газообразного кислорода резко сокращает испарение железа и переход его в шлак и дым, а также снижает массу шлака, образующегося за период плавки и концентрацию в нем оксидов железа. Благодаря этому достигается лучшее использование окислителя, снижение потерь железа, значительный приход нового железа, восстановленного из оксидов твердого окислителя-охладителя.
Лимитирующей стадией реакции обезуглероживания при этом становится подвод тепла к металлу, так как окисление углерода конденсированным кислородом оксидов железа является эндотермической реакцией и сопровождается снижением температуры металла.
Во время рафинирования расход твердого окислителя по ходу плавки поддерживают в пределах 70-95% от общего его количества на плавку. Это обеспечивает основные потребности ванны в кислороде в период окислительного рафинирования, в том числе для окисления углерода.
После завершения удаления большей части углерода и фосфора расход твердого окислителя постепенно снижают с учетом содержания углерода в металле, поддерживая его на уровне, равном или превышающем стехиометрическое значение по реакции углерод-кислород, равное 0,75. Одновременно с этим по ходу рафинирования подают газообразный кислород с расходом 5-20 нм3/т металла. Благодаря этому доля углерода, окисляемого кислородом твердого окислителя по эндотермической реакции с затратами тепла по ходу плавки постепенно снижается. Доля же углерода, удаляемого за счет реакции его с кислородом дутья, имеющей экзотермический характер, соответственно возрастает. По этой причине приход тепла в ванну по ходу рафинирования усиливается, а температура металла повышается. После достижения заданной концентрации углерода и фосфора и требуемой температуры металла перед выпуском расплав выпускается из печи в ковш.
Окисление углерода в предлагаемом способе является регулируемым процессом и задается скоростью подачи твердого окислителя, его расходом, выбором размеров частиц и глубиной их погружения в металл. Вследствие этого достигается непрерывное и равномерное окисление углерода по ходу плавки с устранением пиков на кривой окисления углерода. Стабильный характер обезуглероживания металла и выделения монооксида углерода улучшает условия дожигания СО до СО2 и передачу этого тепла металлической ванне, снижая тем самым энергозатраты.
Благодаря равномерной подаче частиц твердого окислителя в металл окисление углерода и выделение монооксида происходит равномерно по всему объему и всей площади зеркала металла. Это обеспечивает полное участие всей поверхности ванны в тепломассообмене, повышает степень использования тепла, в том числе тепла дожигания до 60-100%, и степени передачи этого тепла ванне до уровня 60% и более. Снижение количества шлака, образующегося по ходу плавки, и его непрерывное и интенсивное перемешивание по ходу окислительного периода, также благоприятствуют этому.
Подача окислителя в дисперсном состоянии вглубь металлической ванны повышает эффективность использования этого материала, в том числе его окислительной способности, а также обеспечивает более полное восстановление оксидов железа твердого окислителя примесями чугуна. Это создает предпосылки для увеличения расхода окислителя и поступление кислорода в металл вплоть до максимальных значений, отвечающих полному удовлетворению потребностей ванны в кислороде на окисление всех примесей, включая углерод.
Тепловой потенциал плавки на жидком чугуне и ломе позволяет использовать не более 30% металлолома и до 10% твердого окислителя, охлаждающий потенциал которых соотносится примерно как 1:3,3.
При вводе максимально возможного количества окислителя-охладителя, равного 10%, в ванну поступит 2,5-3,0% кислорода или около 18-25 нм3 О2/т введенного материала. Это количество кислорода обеспечивает полное окисление примесей типа кремния, марганца, хрома и др. и части углерода. Однако этого количества недостаточно для окисления всего углерода ванны, для чего требуется 40-50 нм3/т. Поэтому расход твердого окислителя на плавку в предлагаемом способе увеличен до значений, обеспечивающих потребность ванны в кислороде на окисление практически всего углерода, то есть с 10 до 30%.
Учитывая, что потенциальный запас энергии ванны ограничивает количество твердого окислителя 10%, дальнейшее увеличение его расхода требует ввода дополнительного количества тепла. Поэтому при выплавке стали с расходом металлолома выше 25-30% либо твердого окислителя с расходом более 10% от общей массы металлошихты на плавку в металлическую ванну дополнительно вводят извне дополнительное тепло в виде индукционного, дугового, плазменного нагрева, топливокислородных горелок в количестве 0,5-7,0 МДж на 1 кг охладителя. Необходимость ввода дополнительного количества тепла в ванну может возникнуть также и при работе с расходами охладителей ниже верхнего предельного значения, например, при использовании физически и химически холодного углеродистого полупродукта с температурой менее 1300°С.
Дополнительным фактором, расширяющим возможности регулирования температуры металла по ходу плавки и регулирования особенно перед выпуском является окисление железа газообразным кислородом аналогично обычной плавке в кислородных конвертерах и двухванных печах. Однако в этом случае нагрев металлической ванны достигается ценой дополнительного окисления железа, возрастанием его потерь, увеличением количества шлака и содержание в нем оксидов железа. Поэтому этот прием используют лишь в крайнем случае, когда отсутствует возможность компенсации дефицита тепла за счет подвода его извне и/или использования тепла дожигания СО до СО2.
Рекомендуемые параметры плавки по предлагаемому способу основаны на следующем. Применение твердого окислителя в порошкообразном виде с размером частиц менее 5 мм увеличивает их удельную поверхность. Введение этих мелких частиц с развитой поверхностью в объем металлической ванны повышает поверхность реагирования частиц с металлом на несколько порядков до уровня 300-17000 м2/т вместо 0,2-0.4 м2/т при использовании кускового твердого окислителя. Дисперсный характер частиц ускоряет их нагрев и переход из твердого в расплавленное состояние. Благодаря этому кислородный потенциал жидких оксидов железа возрастает на порядок и более и становится значительно вше, чем чистого газообразного кислорода, не говоря уже об атмосфере агрегата [3]. Вместе взятые эти факторы резко усиливают поступление кислорода в металл и повышают его активность. Вследствие этого окисление углерода и других примесей чугуна при вводе в толщу расплава более мелких частиц твердого окислителя резко усиливается и достигает значений, отвечающих кислородно-конвертерной плавке, либо превосходящих их.
Этот предел ограничивается только затратами, связанными с диспергированием твердого окислителя. По расчетам уменьшение размера частиц менее 0,05 мм, обладающих средней удельной поверхностью 17000 м2/т, заметно увеличивает расходы на измельчение. Поэтому повышение степени дисперсности окислителя до уровня менее 0,05 мм нежелательно. При размере частиц твердого окислителя менее 5 мм нагрев и расплавление оксидного материала и их взаимодействие с элементами чугуна успевает завершиться за время их пребывания в металлическом расплаве. Это обеспечивает эффективное окисление углерода и других примесей во всем объеме металлической ванны и полное использование окислительного потенциала подаваемого в ванну оксидного материала. Нижний предел размера частиц не имеет ограничений, поскольку с уменьшением размера частиц увеличивается удельная поверхность их контакта с металлом, ускоряется прогрев и расплавление частиц. При увеличении размера частиц окислителя свыше 5 мм из-за снижения удельной поверхности и замедления переноса тепла частицы не успевают полностью перейти в жидкое состояние. Это уменьшает скорость поступления кислорода в металл и снижает скорость обезуглероживания ванны и других реакций, увеличивая длительность плавки и энергозатраты. Кроме того, часть нерасплавившихся и не успевших прореагировать частиц окислителя всплывает в шлак, снижая тем самым эффективность использования вводимого окислителя, увеличивая содержание оксидов железа в шлаке и его количество. Поэтому выбранный размер частиц - менее 5 мм является рациональным.
Твердый окислитель вводят вглубь металлической ванны на глубину, равную 0,1-1,0 высоты слоя жидкого металла. Эти параметры обеспечивают необходимое время пребывания частиц окислителя в расплаве, достаточное для их нагрева, расплавления и взаимодействия с элементами ванны.
Меньшее значение этого предела относится к частицам относительно небольшого диаметра порядка менее 0,1 мм, время расплавления которых и реагирования не превышает 1-2 с. Поэтому заглубление их в металл выше 0.1 м не вызывается необходимостью. Если этот параметр взять менее 0,1, то процессы тепло- и массообмена в окислителе не успеют завершиться, что нежелательно.
Наибольшее значение этого параметра - 1 относится к частицам с увеличением до 5 мм диаметром. Введение в металл их на большую глубину обеспечивает более длительное пребывание их в металле в течение времени, достаточном для их нагрева, расплавления и завершения взаимодействия кислорода с элементами ванны. Значение параметра является предельно возможным и пределы 0,1-1 гарантирует обработку всего объема металла в ванне частицами твердого окислителя и высокую эффективность использования твердого окислителя.
Количество вводимого в металл по ходу рафинирования твердого окислителя, равное 70-95% от общего расхода его на плавку, обеспечивает максимальную эффективность способа, позволяя использовать для рафинирования большое количество кислорода из оксидов твердого окислителя. Благодаря относительно высокой доли окислителя, подаваемого непосредственно в металлическую ванну и снижению доли газообразного кислорода, достигается быстрое и полное окисление углерода и других элементов за счет кислорода, вносимого твердым окислителем. В результате этого обеспечивается также эффективное и полное удаление кремния, марганца, углерода и других элементов без дополнительного окисления железа, неизбежно сопровождающее рафинирование газообразным кислородом.
Если количество окислителя составляет менее 70%, то вносимого им кислорода не хватает для рафинирования чугуна от примесей. Это вызывает необходимость введения дополнительного количества твердого окислителя на поверхность металлической ванны. В этом случае резко ухудшается интенсивность подвода кислорода в металл. Объясняется это тем, что поверхность раздела шлак-металл невелика и составляет всего 0,2-0,4 м2/т металла, что на несколько порядков меньше удельной поверхности контакта окислителя с жидким расплавом. Это замедляет рафинирование металла, удлиняет длительность плавки, увеличивает энергозатраты, а также ухудшает использование вводимого окислителя и тепла дожигания СО до CO2.
Возможным вариантом устранения дефицита кислорода в данном случае является увеличение расхода кислородного дутья. Однако это сопровождается дополнительным испарением железа, повышенным его переходом в шлак и в дым, снижением выхода железа, ухудшением экологии.
При расходе окислителя в период рафинирования менее 70%, количество окислителя, вводимого в завалку до заливки железоуглеродистого расплава, возрастает и превышает потребности ванны на окисление примесей металлической ванны Si, Mn, Cr и др. Избыток окислителя частично расходуется на окисление углерода, происходящее во время заливки, что нежелательно по соображениям безопасности и экологии, часть его также всплывает в шлак, увеличивая его массу и окисленность и снижая эффективность использования твердого окислителя. Поэтому снижение этой цифры ниже 70% нежелательно.
Если количество твердого окислителя по ходу рафинирования, превышает 95% от общего его расхода на плавку, то это вызывает сокращение расхода этого реагента, вводимого в завалку, до уровня менее 5%. Количество кислорода, вносимое в этом случае окислителем, оказывается недостаточным для окисления примесей, содержащихся в заливаемом расплаве, особенно при использовании природно-легированных чугунов, имеющих повышенную концентрацию Ti, V, Si, Mn, Cr, P и др. Поэтому увеличение этого показателя сверх 95%и соответствующее снижение расхода окислителя в завалку нецелесообразно. Пределы 70-95% отвечают наилучшим показателям предлагаемого способа выплавки.
Суммарный расход твердого окислителя на плавку поддерживают в пределах 2-30%, гарантирующих достижение наибольшего эффекта предлагаемого способа. Нижний предел 2% выбран из условия ограничения ввода кислорода лишь количеством, необходимым для окисления кремния, ванадия, хрома, фосфора и т.д., за исключением углерода. Выбранная величина позволяет провести рафинирование чугуна от этих примесей, обладающих повышенным сродством к кислороду по сравнению с углеродом при температуре заливаемого чугуна. За счет этого достигается избирательное рафинирование чугуна от примесей и сохранение подавляющего количества углерода в металле. Если это значение уменьшить ниже 2%, то количество введенного окислителя окажется недостаточным. Это не позволит завершить рафинирование чугуна от примесей в процессе заливки и вынудит перенести эту задачу на последующие периоды плавки. Верхний предел 30% определен из условия ввода кислорода в количестве, обеспечивающем потребности ванны в окислителе для полного обезуглероживания ванны при доле жидкого чугуна в металлозавалке 100%. Увеличение этого показателя сверх 30% не нужно, так как количество твердого окислителя получается излишним и он не будет использован по своему прямому назначению - для окисления углерода. При большем количестве окислителя избыток его перейдет в шлак, способствуя тем самым росту массы шлака и содержания оксидов железа в нем. В свою очередь, это замедляет процессы тепломассопереноса в системе шлак-металл, увеличивает потери железа со шлаком и приводит к перерасходу окислителя. Поэтому пределы 2-30% отвечают условию достижения наибольшей эффективности предлагаемого способа.
Твердый окислитель подают совместно с легкоплавкими шлакообразующими материалами и/или синтетической шлаковой смесью, собственная температура плавления которых ниже температуры плавления твердого окислителя. Совместный ввод этих материалов обеспечивает понижение температуры плавления оксидного компонента, равной 1300-1400°С, до температуры, соответствующей или меньшей температуры заливаемого чугуна. Это ускоряет переход твердого окислителя в расплавленное состояние и повышает активность оксидов железа. При этом скорость взаимодействия примесей чугуна (кремния, марганца, хрома и др.) с оксидами железа существенно возрастает, поскольку процессы диффузии кислорода в жидкой частице протекают намного быстрее по сравнению с твердой фазой. В сочетании с малым размером вводимого в металл частиц окислителя это обеспечивает эффективное рафинирование чугуна от его примесей как во время заливки жидкого чугуна на твердый окислитель, продолжительность которого невелика и составляет всего 2-4 мин, так и при вводе окислителя в объем металлического расплава по ходу плавления, окислительного рафинирования и доводки. Добавки к твердому окислителю компонентов, способствующих образованию жидкой шлаковой фазы с высоким содержанием оксидов железа, обеспечивает более полное окисление элементов чугуна и повышенное восстановление железа, содержащихся во вводимом окислителе. В качестве разжижающих реагентов могут быть использованы различные вещества и отходы производства, содержащие фториды и оксиды кальция, марганца, магния, натрия, калия и др.
Часть твердого окислителя в количестве 5-25% от общего его расхода на плавку вводят в виде композиционного материала, содержащего смесь твердого окислителя и металлического утяжелителя в виде железоуглеродистого сплава при соотношении их масс в пределах (10÷90)-(90:10) соответственно. Композиционный материал в виде слитков получают методом заливки частиц твердого окислителя железоуглеродистым расплавом, используя для этого литейные формы (мульды) разливочные машины чугуна [4]. Другим способом его получения является брикетирование частиц оксидного компонента и измельченных железосодержащих отходов (корольки металла, металлоконцентрат и т.д.) [5].
Добавки утяжелителя увеличивают время пребывания твердого окислителя в металлическом расплаве в режиме питания благодаря меньшей разнице плотностей жидкого металла и композиционного материала и обеспечивают непрерывное и равномерное питание ванны кислородом, содержащимся в оксидах железа, а также барботирование газом глубинных слоев металлической ванны. За счет этого достигается эффективное донное перемешивание металла. При доле окислителя, вводимого в виде композиционного материала, менее 5% достигаемый эффект получается незначительным. Если же эта доля превышает 25%, то начинает заметно проявляться охлаждающий эффект утяжелителя, входящего в состав композита, и эндотермической реакции окисления углерода оксидами железа. С этих позиций пределы 5-25 являются оптимальными. Соотношение (10:90-(90÷10) обеспечивает варьирование окислительно-восстановительного и охлаждающего эффекта композиционного материала в значительных пределах и улучшает показатели способа.
Газообразный кислород по ходу плавки подают на поверхность ванны с расходом 5-20 нм3 на 1 т металла. Подача этого количества кислорода обеспечивает полное дожигание выделяющегося из ванны монооксида углерода и передачу тепла дожигания шлаку и металлу. Расход кислорода в указанных пределах создает условия для эффективного использования потенциала углерода как топлива. При расходе кислорода менее 5 нм3/т металла количество тепла, образующегося в результате дожигания СО до CO2 получается относительно небольшим. Это не позволяет использовать этот фактор для регулирования теплового баланса плавки и температуры ванны в значительных пределах. При расходе кислорода более 20 нм3/т создается значительный избыток тепла в зоне горения и высокая температура газов, что отрицательно сказывается на стойкости футеровки агрегата. Помимо этого, эффективность передачи тепла дожигания ванне печи по мере увеличения количества продуктов горения и их теплосодержаниия начинает относительно замедляться. Поэтому дальнейшее повышение расхода кислорода на дожигание более 20 нм3/т становится не целесообразным.
При расходе твердого окислителя свыше 1,0% от массы заливаемого железоуглеродистого расплава по ходу плавки в металлическую ванну вводят дополнительное тепло в количестве 0,5-7,0 МДж на каждый 1 кг твердого охладителя, вводимого сверх верхнего предела расхода охладителя допускаемого тепловым балансом плавки - 30% по лому и 10% по твердому окислителю. Дополнительный нагрев ванны обеспечивает получение заданной температуры металла на выпуске при использовании в шихте различного количества железоуглеродистого расплава, различных видов жидкой шихты - передельного чугуна или углеродистого полупродукта, и различных типов применяемых охладителей - от металлолома до железорудных окислителей.
Показатель 0.5 МДж охладителя относится к случаю, когда доля углерода окисляемого кислородом твердого окислителя, не превышает 0,4 от общего его количества в шихте. Этому отвечает вариант работы с использованием передельного чугуна с повышенной до 1450°С температурой заливаемого металла, значительным содержанием кремния и марганца, высокой долей жидкого чугуна в металлозавалке - свыше 85%. При расходе энергии менее 0.5 МДж/кг окислителя скорость подвода тепла получается пониженной, вследствие чего обезуглероживание опережает нагрев металла, нарушая тем самым синхронизацию этих процессов. Это увеличивает продолжительность плавки и энергозатраты, снижая тем самым эффективность способа. Показатель 7 МДж/кг охладителя относится к варианту работы на физически и химически холодном железоуглеродистом расплаве с повышенным расходом металлолома или твердого окислителя, когда большая часть углерода железоуглеродистого расплава - свыше 0,45 окисляется за счет кислорода твердого окислителя. Вследствие эндотермического характера этой реакции и большого ее развития в ванне возникает дефицит тепла, который компенсируется поступлением повышенного количества энергии извне. Увеличение расхода энергии свыше 7 МДж охладителя вызывает нарушение синхронизации процессов обезуглероживания и нагрева металла, ускоряя чрезмерно последний. Это приводит к перерасходу энергии и ухудшению показателей выплавки стали.
Источниками ввода извне дополнительного количества тепла могут быть дуговой, индукционный и плазменный нагрев, а также погруженные факельные горелки большой единичной мощности и другие генераторы энергии.
Конкретные примеры осуществления способа выплавки стали в сталеплавильном агрегате - электродуговой печи с различными технологическими параметрами по предлагаемому способу и известному (прототипу) приведены ниже.
Металлозавалка плавок состояла из 40% скрапа и 60% жидкого чугуна, шихта содержала 2,6% углерода, 0,98% марганца, 0,6% кремния, 0,038% серы и 0,115% фосфора. Плавки начинали с завалки части твердого окислителя (железной руды) в количестве 3-2,9% от общего расхода его на плавку, составляющего 1,8-30,9% от массы заливаемого железоуглеродистого расплава.
На окислитель загружали известняк в количестве 2,7-3,5% от массы металлошихты и скрап, далее производили прогрев заваленных материалов в течение 5-15 мин. После этого в печь заливали в течение 2-4 мин железоуглеродистый расплав (чугун), производили спуск и скачивание первичного шлака через порог рабочего окна. Общее количество образующегося шлака составляло 8,4-10,9% от массы металлошихты. После полного расплавления производили дополнительное скачивание шлака и наводку нового. Общее количество удаляемого шлака составляло в среднем 6,8%. Первичный шлак содержал 22% SiO2, 26% Сао, 9% Mg и 16% FeO при основности 0,9-1,3. После скачивания первичного шлака в печи оставляли технологически необходимое его количество, равное 1,7-2,1% от массы металла с толщиной 25-30 мм. По расплавлении в шлаке содержалось 11% FeO, 4% Fe2O3, 17% SiO2, 34% CaO. После заливки жидкого чугуна по ходу окислительного рафинирования начинали подачу в ванну твердого окислителя в порошкообразном состоянии с размером частиц 0,05-9 мм. Общее количество окислителя, подаваемого в период рафинирования, составляло 71-97% от общего расхода его на плавку. Окислитель вводили в объем металлической ванны на относительную глубину, составляющую 0,12-1 толщины слоя металлической ванны. Общий расход твердого окислителя на плавку изменялся в пределах 1,8-30,9 от массы заливаемого железоуглеродистого расплава.
За первый период плавки - от ее начала до расплавления в ванну поступило из оксидов железа в расчете на 1 т металлошихты 2,4-3.3% кислорода. Из атмосферы печи пришло 0,6-0,8% кислорода. В сумме это обеспечило потребности ванны в кислороде на окисление части углерода и примесей.
За первый период из оксидов железа восстановилось в среднем 3% железа, которое перешло в металлическую ванну, увеличив выход жидкого металла в среднем до 10%. По расправлении металл содержал 0,5-0,8% углерода, 0,09-0,11% марганца, следы кремния, 0,025-0,03% серы и 0,007-0,011% фосфора.
Во второй период окислительного рафинирования - от момента полного расплавления металлозавалки и вторичного скачивания шлака вплоть до выпуска, в ванну продолжали подачу твердого окислителя в порошкообразном состоянии и одновременно проводили вдувание газообразного кислорода в количестве 3-27 нм3/т металла. В этот период в ванну поступает 0,25-0,55% кислорода из твердого окислителя и 0,1-0,75% из кислородного дутья в расчете на металлическую шихту. Доля углерода, окисляемого кислородом твердого окислителя, составила 0,41-0,85 в начале плавки и 0,2-0,4 в конце ее. Изменение доли углерода, окисляемого кислородом оксидов железа и газообразным кислородом, обеспечило одновременно быстрое окисление углерода и снижение его концентрации до заданного содержания перед выпуском, равного 0,08-0,18%, и получение требуемой температуры металла перед выпуском в пределах 1620-1740°С. Регулирование состава и свойств шлака после окончания его спуска и скачивания осуществляли путем присадок извести в количестве 1,2-2,0% от массы металлической шихты и добавок флюсов. Конечный шлак перед выпуском металла из печи содержал в среднем 40-45% СаО, 12-15% SiO2, 6-10% MgO, 8-11% FeO и 2-3% Fe2O3 при основности 2,7-3,3. Выход конечного шлака составил 2,6-3,5%. Общая продолжительность периода рафинирования металла для оптимальных режимов 2-9 сократилась до 18,6-32,1 мин вместо 80-120 мин для прототипа, а удельные энергозатраты снизились до 2330-2630 МДж/т по сравнению с 3300-3900 МДж/т для известного способа. Выход жидкой стали вырос при этом до 100,4-112,8% против 98-100% для прототипа. Отмечено также значительное сокращение количества образующегося в период плавления шлака - до 84,3-109,1 кг/т вместо 120-140 кг/т в известном способе.
Степень восстановления железа из оксидов твердого окислителя для предлагаемого способа составила 87,1-94,1% по сравнению с 30-50% для прототипа.
В оптимальных примерах 2-9 вследствие использования твердого окислителя в порошкообразном состоянии и его ввода непосредственно в объем металлической ванны на глубину 0.1-1 высоты слоя металла, а также ввода 70-95% окислителя от общего расхода его на плавку после заливки жидкого чугуна при суммарном расходе окислителя 2-30% от массы жидкого чугуна, залитого в печь, по сравнению с прототипом достигнуто сокращение длительности рафинирования на 40-80 мм, удельного расхода энергии на 700-900 МДж/т, увеличение степени восстановления на 36-45% абс. и повышение выхода жидкой стали на 2-14% в результате более полного восстановления железа твердого окислителя. При этом одновременно достигнуто снижение массы образующегося по ходу плавки шлака на 10-40 кг/т стали.
Ухудшение основных технико-экономических показателей в примере 1 объясняется чрезмерно высоким расходом на плавку твердого окислителя, достигшего 30,9%. Снижение показателей в примере 10 сопряжено с недостаточным количеством окислителя, вводимого за период плавки - 1,8.
Источники информации
1. Бигеев A.M. Математическое описание и расчеты сталеплавильных процессов. Учебное пособие для вузов. М.: Металлургия, 1982. 160 с.
2. Сталеплавильное производство. Справочник, том 1. М.: Металлургия, 1964. с.159-161.
3. Меджибожский М.Я. Основы термодинамики и кинетики сталеплавильных процессов. - Киев; Донецк: Вища шк. Головн. Изд-во, 1986. - с.113; с.209.
4. Дорофеев Г.А., Шахпазов Е.Х. Проблемы черной металлургии и материаловедения. М.: Интерконтакт Наука, 2607, №1, с.5-10.
5. Дорофеев Г.А., Афонин С.З., Кузьмин А.А. и р. Труды девятого конгресса сталеплавильщиков. - М.: «Черметинформация». 2007. С.164-166.
№ пп. Параметры плавок Размерность Примеры
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 Прототип
1. Размер частиц твердого окислителя мм 0,05 0,12 0,37 1.1 2,7 3,1 4,9 5,2 6,1 9 30-200
2. Относительная глубина ввода частиц твердого окислителя в металлическую ванну Нт.о/Дв - 0.12 0.31 0,40 0.51 0,63 0,78 0,97 1,0 1,0 1,0 Вводится на поверхность
3. Доля твердого окислителя, вводимого в металлическую ванну по ходу плавки, от общего его расхода на плавку мас.% 0,71 0,74 0,91 0,95 0,81 0,83 0,78 0,89 0,94 0,97 1,0-3,0
4. Общий расход твердого окислителя на плавку от массы заливаемого железоуглеродистого расплава мас.% 30,9 29,5 23,2 21,6 20,1 19,2 12,6 8,4 15,1 1,8 11,5-18,0
Продолжительность периода рафинирования металла мин. 37.5 32,1 28,1 26,2 25,1 23,3 21,1 19,0 18,6 42,1 80-120
Удельные энергозатраты на выплавку стали МДж/т 2611 2540 2511 2490 2411 2406 2380 2330 2630 2911 3300-3900
Выход жидкой стали от массы металлозавалки мас.% 99,4 100,4 102,1 105,6 107.2 108,3 109,9 111,8 112,8 114,6 98-100
Масса шлака, образующегося в период плавления кг/т 78.2 84,3 87,6 91,1 94,1 06.5 99,8 102,8 109.1 115,1 120-140
Степень восстановления железа из его оксидов от общего содержания оксидов железа в твердом окислителе мас.% 95,3 94,1 93,2 91,3 90,7 89,7 88,1 87,8 87,1 86,6 30-50

Claims (5)

1. Способ выплавки стали в сталеплавильном агрегате, включающий завалку твердого окислителя, шлакообразующих материалов, металлошихты, прогрев, заливку железоуглеродистого расплава, плавление, скачивание шлака, окислительное рафинирование металлического расплава от избыточного количества углерода и примесей, ввод твердого окислителя, подачу по ходу плавки газообразного кислорода, нагрев, доводку и выпуск металла, отличающийся тем, что после заливки железоуглеродистого расплава по ходу окислительного рафинирования большую часть твердого окислителя в порошкообразном состоянии размером частиц менее 5 мм в количестве 70-95% от общего его расхода на плавку вводят непосредственно в объем металлической ванны на глубину, составляющую 0,1-1,0 высоты слоя жидкого металла, при этом суммарный расход твердого окислителя на плавку поддерживают в пределах 2-30% от массы заливаемого железоуглеродистого расплава.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что твердый окислитель подают совместно с легкоплавким шлакообразующим флюсом и/или синтетической шлаковой смесью, собственная температура плавления которых ниже температуры плавления твердого окислителя.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что часть твердого окислителя в количестве 5-25% от общего расхода его на плавку вводят в составе композиционного материала, содержащего смесь твердого окислителя и металлического утяжелителя в виде железоуглеродистого сплава, при соотношении их масс в пределах (10÷90)-(90:10) соответственно.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что газообразный кислород по ходу плавки подают с расходом 5-20 нм3/т металла.
5. Способ по п.1, отличающийся тем, что при расходе твердого окислителя свыше 10% от массы заливаемого железоуглеродистого расплава в металлическую ванну вводят дополнительное тепло в количестве 0,5-7,0 МДж на 1 кг твердого окислителя.
RU2008121680/02A 2008-05-28 2008-05-28 Способ выплавки стали RU2382824C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2008121680/02A RU2382824C1 (ru) 2008-05-28 2008-05-28 Способ выплавки стали

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2008121680/02A RU2382824C1 (ru) 2008-05-28 2008-05-28 Способ выплавки стали

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2008121680A RU2008121680A (ru) 2009-12-10
RU2382824C1 true RU2382824C1 (ru) 2010-02-27

Family

ID=41489006

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2008121680/02A RU2382824C1 (ru) 2008-05-28 2008-05-28 Способ выплавки стали

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2382824C1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2467825C2 (ru) * 2010-12-27 2012-11-27 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное малое предприятие Интермет-Сервис" Способ получения синтетического композиционного материала-полуфабриката для сталеплавильного передела

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Сталеплавильное производство. Справочник, т.1. - М.: Металлургия, 1964, с.159-161. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2467825C2 (ru) * 2010-12-27 2012-11-27 Общество с ограниченной ответственностью "Научно-производственное малое предприятие Интермет-Сервис" Способ получения синтетического композиционного материала-полуфабриката для сталеплавильного передела

Also Published As

Publication number Publication date
RU2008121680A (ru) 2009-12-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
MXPA96005042A (en) Method for the direct use of chromium mineral in the production of stainless steel
RU2346056C2 (ru) Способ прямого производства стали из железосодержащих материалов
RU2382824C1 (ru) Способ выплавки стали
RU2044061C1 (ru) Композиционная шихта для выплавки стали
US5336296A (en) Method of obtaining steel in a liquid bath and the device to carry it out
RU2107737C1 (ru) Способ выплавки стали в конвертере
RU2258084C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой электропечи
RU2610975C2 (ru) Способ выплавки стали в электродуговой печи
RU2233890C1 (ru) Способ выплавки низкоуглеродистой стали в кислородном конвертере
RU2092573C1 (ru) Шихтовая заготовка для металлургического передела
RU2285726C1 (ru) Способ выплавки стали в подовом сталеплавильном агрегате
RU2786105C1 (ru) Способ выплавки стали в конвертере на жидком чугуне
RU2103379C1 (ru) Способ получения низкоуглеродистых сталей
JPH0437135B2 (ru)
JPH0297611A (ja) 冷鉄源溶解方法
RU2437941C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи с повышенным расходом жидкого чугуна
RU2323980C2 (ru) Способ выплавки стали
RU2088672C1 (ru) Способ выплавки стали в кислородных конвертерах
RU2347820C2 (ru) Способ выплавки стали
SU1754784A1 (ru) Металлошихта дл выплавки стали в мартеновских печах и способ ее загрузки в печь
RU2231558C2 (ru) Композиционный материал для металлургического передела и способ его получения
RU2186856C1 (ru) Композиционная шихта для выплавки легированных сталей
RU2177508C1 (ru) Способ выплавки стали в конвертере
RU2280699C2 (ru) Способ выплавки стали в кислородном конвертере с оставлением шлака
RU2135601C1 (ru) Способ выплавки стали в конвертере

Legal Events

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

Effective date: 20110529