RU2418863C2 - Способ получения вспененного шлака на расплаве металла - Google Patents

Способ получения вспененного шлака на расплаве металла Download PDF

Info

Publication number
RU2418863C2
RU2418863C2 RU2008135365/02A RU2008135365A RU2418863C2 RU 2418863 C2 RU2418863 C2 RU 2418863C2 RU 2008135365/02 A RU2008135365/02 A RU 2008135365/02A RU 2008135365 A RU2008135365 A RU 2008135365A RU 2418863 C2 RU2418863 C2 RU 2418863C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
mixture
furnace
slag
supply
metal
Prior art date
Application number
RU2008135365/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2008135365A (ru
Inventor
Йоханн РАЙХЕЛЬ (DE)
Йоханн РАЙХЕЛЬ
Лутц РОЗЕ (DE)
Лутц РОЗЕ
Мирослав КАРБОВНИЧЕК (PL)
Мирослав Карбовничек
Original Assignee
Смс Зимаг Акциенгезелльшафт
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 Смс Зимаг Акциенгезелльшафт filed Critical Смс Зимаг Акциенгезелльшафт
Publication of RU2008135365A publication Critical patent/RU2008135365A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2418863C2 publication Critical patent/RU2418863C2/ru

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/527—Charging of the electric furnace
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/54—Processes yielding slags of special composition
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/0025—Adding carbon material
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces
    • F27B3/10—Details, accessories, or equipment peculiar to hearth-type furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C2005/5288—Measuring or sampling devices
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/0056—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00 using cored wires
    • C21C2007/0062—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00 using cored wires with introduction of alloying or treating agents under a compacted form different from a wire, e.g. briquette, pellet
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C2300/00—Process aspects
    • C21C2300/02—Foam creation
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • General Engineering & Computer Science (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к области металлургии, в частности к способу получения вспененного шлака в расплаве металла в плавильной печи. Способ включает подачу в печь (3) смеси (4), содержащей, по меньшей мере, оксид металла и углерод, причем оксид металла под находящимся шлаком (1) восстанавливается с помощью углерода. Газы, выделяющиеся при восстановлении, образуют в шлаке пузырьки, в результате чего шлак вспенивается. Для оптимального получения вспененного шлака (1) предусмотрено, чтобы подача смеси (4) в печь (3) происходила таким образом, чтобы высота (h) или интервал высоты (h) слоя вспененного шлака (1) устанавливались и поддерживались на желательном уровне. Для этого подачу смеси (4) осуществляют на кольцевую поверхность, расположенную между электродами (6) и стенкой (5), посредством подающих устройств (7). Использование изобретения обеспечивает защиту огнеупорной футеровки от излучения электрической дуги и увеличение подачи энергии в ванну расплавленного металла. 11 з.п. ф-лы, 4 ил.

Description

Изобретение относится к способу получения вспененного шлака на расплаве металла в металлургической печи, при котором в печь подается смесь, содержащая, по меньшей мере, оксид металла и углерод, причем под шлаком, находящимся в печи, происходит восстановление оксида металла углеродом, и газы, выделяющиеся при восстановлении, образуют в шлаке пузыри, в результате чего шлак вспенивается.
Способ такого рода известен из WO 2004/104232 A1. С помощью известного способа вспененный шлак можно получать на расплаве металла, например на расплаве нержавеющего металла. Во время расплавления твердой завалки в электродуговой печи образуется шлак, который может содержать высокую долю оксида хрома. Концентрация в этом случае часто достигает значений более 30%. Такой шлак вследствие его состава нельзя разжижать и вспенивать в желательной степени при помощи известного способа.
При этом из указанного документа известно, что в расплав металла добавляется смесь, содержащая, по меньшей мере, оксид металла и углерод. Кроме того, смесь может включать в себя содержащий железо материал и связующий материал. Смесь может спрессовываться и подаваться в расплав в виде окатышей или брикетов. После попадания в область между ванной расплавленного металла и слоем шлака смесь может вступать там в химическую реакцию, причем начинается процесс восстановления оксида металла. Этот процесс восстановления оксида металла с помощью углерода приводит к образованию газообразного оксида углерода (СО), вызывающий к выделению пузырьков и, таким образом вспениванию шлака.
Преимущество получения вспененного шлака заключается в следующем: во время работы электродуговой печи загруженная шихта, например переплавляемый металлолом, плавится в электродуговой печи посредством дуги. При этом шлак благодаря вспененному состоянию наряду с первичной функцией удаления из расплава металла нежелательных компонентов выполняет защитную функцию. А именно в этом состоянии вспененный шлак по меньшей мере частично заполняет пространство между концами электродов и поверхностью металла и таким образом защищает огнеупорную футеровку печи от энергии излучения электрической дуги.
Благодаря незначительной теплопроводности вспененного шлака излучение электрической дуги к стенкам электропечи сильно сокращается, а следовательно, передача энергии в ванну расплавленного металла увеличивается.
Другое преимущество вспененного шлака состоит в том, что он подавляет шумы. Защищенная электрическая дуга тем самым производит меньше шума вокруг себя, благодаря чему улучшаются условия окружающей среды в окрестности печи.
Хотя вспененный шлак можно получать и ранее известным способом, оказалось, что он все же имеет недостаток, заключающийся в сложности точного управления количеством вспененного шлака.
Поэтому в основу изобретения положена задача создания способа вышеупомянутого типа, позволяющего устранить этот недостаток. Другими словами, процесс образования вспененного шлака должен стать более управляемым и регулируемым с тем, чтобы добиться получения оптимального количества вспененного шлака.
Эта задача согласно изобретению решается тем, что подача в печь смеси, содержащей, по меньшей мере, оксид металла и углерод, осуществляется таким образом, что достигается и поддерживается желательная высота или интервал желательной высоты слоя вспененного шлака.
То есть можно указать, что высота слоя вспененного шлака целенаправленно поддерживается на определенном уровне, при этом под интервалом высоты понимаются допустимые отклонения для высоты слоя вспененного шлака.
При этом подача смеси может производиться как непрерывно, так и через заданные интервалы времени.
Особое значение для изобретения имеет правильный выбор дозировки смеси. Оказалось, что оптимальные условия вспенивания достигаются при подаче смеси в количестве 3-20 кг в минуту на тонну расплава металла. Особенно предпочтительной является подача 5-15 кг в минуту на тонну расплава металла.
Оказалось, что также удельная поверхностная подача смеси является важным параметром. Поэтому усовершенствованный вариант осуществления изобретения предусматривает такую подачу смеси, чтобы ее количество на поверхности ванны расплава металла поддерживалось на уровне 15-35 кг/м2. Особенно предпочтительными являются значения 20-30 кг/м2.
Важно, чтобы смесь оказалась в нужном месте для взаимодействия. Поэтому смесь, предпочтительно, подается в пространство между расплавом металла и шлаком.
В качестве печи могут использоваться электродуговая печь или плавильный агрегат с электродами. Причем особенно предпочтительно может быть предусмотрено, что при виде сверху и при, в основном, кольцеобразной форме стенки печи и, в основном, при центральном расположении, по меньшей мере, одного электрода в печи подача смеси осуществляется на кольцевую поверхность, расположенную между электродами и стенкой. При этом особенно предпочтительно, чтобы смесь подавалась в срединную область такого радиального кольцевого промежутка.
Как само по себе уже известно, использоваться может смесь, которая наряду с оксидом металла и углеродом содержит также материал из железа и хрома. Кроме того, она может содержать связующий материал. Применение смеси облегчается, если она представлена в виде брикетов или окатышей.
Способом согласно изобретению может быть достигнуто удержание количества вспененного шлака в определенных желательных пределах, так что положительное действие вспененного шлака может быть использовано оптимально.
На чертежах представлен пример осуществления изобретения, при этом показано:
Фиг.1 - электродуговая печь в сечении по линии А-В на Фиг.2,
Фиг.2 - электродуговая печь в сечении по линии С-D на Фиг.1,
Фиг.3 - фрагмент Х на Фиг.1 и
Фиг.4 - временная характеристика высоты h слоя вспененного шлака.
Электродуговая печь 3, изображенная на Фиг.1 и 2, служит для расплавления металлической шихты, т.е. для получения расплава 2 металла. На расплаве 2 находится слой 1 шлака, который в данном случае для достижения вышеупомянутых преимуществ должен быть вспененным.
С этой целью с помощью подающих устройств 7 подается смесь, содержащая оксид металла и углерод. Кроме того, она может включать в себя железосодержащий материал, а также связующий материал. Смесь, предпочтительно, прессуется в брикеты или окатыши. Пунктирные линии, направленные от подающего устройства 7 к расплаву 2, показывают, как окатыши или брикеты сбрасываются на поверхность шлака или расплава.
При этом удельный вес или прессованная плотность смеси 4 выбираются с таким расчетом, чтобы скорость реакции и длительность процесса обеспечивали оптимальное образование пузырей. При этом удельный вес выбирается таким образом, чтобы смесь 4 после подачи в печь 3 держалась между расплавом 2 металла и шлаком 1. Это показано на Фиг.3, где видно, что окатыши или брикеты смеси 4, хотя они и уходят под поверхность вспененного шлака 2, все же держатся в расплаве 2 на плаву.
Относительно соответствующих деталей имеется ссылка на WO 2004/104232 А1.
Как видно на Фиг.1 и 3, вспененный шлак 1 имеет высоту h, которая должна удерживаться на желательном значении или в заданном интервале допуска. Чтобы добиться этого, как указано выше, в печь 3 в единицу времени и с учетом массы расплава 2 вводится соответствующее количество смеси 4. Это может производиться непрерывно или через заданные интервалы времени. На Фиг.4 показано, что смесь 4 подается в печь 3 и тем самым в расплав 2 металла или на него через регулярные промежутки времени (см. стрелки, обозначенные позицией 4). Каждая подача смеси 4 вызывает химическую реакцию, ход которой показан пунктирными кривыми. Наложение всех реакций приводит к общей реакции, определяющей высоту h слоя вспененного шлака. В частности, высота h поддерживается в интервале допуска Δh, как это показано на Фиг.4.
При этом интервалы подачи смеси 4 выбираются таким образом, чтобы обеспечивалось возможно более непрерывное образование пузырей, являющееся следствием наложения отдельных частичных реакций.
В общем, можно сказать, что реагирование смеси протекает нелинейно, и, соответственно, образуется вспененный шлак. Смесь 4, поданная в пространство между вспененным шлаком 1 и расплавом 2 металла, подвергается процессу растворения с параллельным восстановлением оксида железа. Частицы смеси сразу же после их растворения из окатышей или брикетов обволакиваются при окружающей температуре оболочкой из застывшего металла. В результате того, что средняя температура плавления частицы ниже, чем у металла, происходят процесс расплавления и химическая реакция материала под оболочкой. В зависимости от разности температур реакция под оболочкой заканчивается или прежде, чем расплавится оболочка, или после этого. В первом случае процесс может привести к разрыву частицы, следствием чего является взрывное высвобождение пузырька угарного газа СО. В другом случае пузырек угарного газа СО свободно выделяется в металл.
При этом происходят, например, следующие химические реакции:
(FexOy)+y[C]=y{CO}+x{Fe}
(CaCO3)=(СaО)+{CO2}
Оптимальные результаты достигаются, когда подаются 5-15 кг смеси на тонну (1000 кг) расплава металла в минуту. При этом, предпочтительно, используется смесь, содержащая 40-70%, предпочтительно, 50-60 вес.% FeCrHC (высокоуглеродистого феррохрома).
Кроме того, на Фиг.2 видно, что показанные здесь четыре подающих устройства 7 подают смесь на кольцевую поверхность шлака 1 или расплава 2 металла. Кольцевая поверхность (внутренняя окружность) образуется радиально внутри воображаемой кольцевой оболочки 8 электрода 6 или электродов. Внешняя окружность 9 кольцевой поверхности соседствует со стенкой 5 печи 3. Таким образом, смесь при этом подается в кольцеобразное пространство между стенками 5 печи и, по меньшей мере, одним электродом 6. При этом смесь 4, предпочтительно, должна подаваться примерно радиально в промежуток между внутренней 8 и внешней окружностью 9, как это показано на Фиг.2. Соответствующей альтернативой является подача с помощью подающих устройств, расположенных по сторонам.
Удельное распределение веса смеси 4 по поверхности также является важным фактором. Для этой цели предлагается величина между 20 и 30 кг смеси на квадратный метр поверхности.
Таким образом, оптимальное вспенивание достигается тогда, когда, с одной стороны, частота подачи смеси (т.е. количество смеси в единицу времени на массу расплава металла) выбрана правильно, а с другой стороны, когда распределение смеси по поверхности шлака, или расплава металла, осуществляется по возможности кольцеобразно и когда, наконец, смесь подается на поверхность в указанном удельном количестве.
Таким образом, желательная высота вспененного шлака выдерживается по времени, что дает вышеупомянутый положительный эффект.
Перечень позиций:
1 шлак/вспененный шлак
2 расплав металла
3 плавильная печь
4 смесь
5 стенка
6 электрод
7 подающее устройство
8 внутренняя окружность (оболочка электрода)
9 внешняя окружность
h высота вспененного шлака
Δh интервал допуска высоты h

Claims (12)

1. Способ получения вспененного шлака (1) на расплаве (2) металла в металлургической печи (3), при котором в печь (3) подают смесь (4), содержащую, по меньшей мере, оксид металла и углерод так, что оксид металла под находящимся в печи шлаком (1) восстанавливается с помощью углерода, причем газы, выделяющиеся при восстановлении, образуют в шлаке пузырьки, обеспечивая вспенивание шлака, при этом подачу смеси (4) в печь (3) осуществляют таким образом, что достигается и поддерживается желательная высота (h) или интервал высоты (h) слоя вспененного шлака (1), отличающийся тем, что в качестве печи (3) используют электродуговую печь или плавильный агрегат с электродами, при этом при виде сверху и при, в основном, кольцеобразной форме стенки (5) печи (3) и, в основном, при центральном расположении по меньшей мере одного электрода (6) в печи (3) подачу смеси (4) осуществляют на кольцевую поверхность, расположенную между электродами (6) и стенкой (5) посредством подающих устройств (7), обеспечивающих подачу смеси (4) на кольцевую поверхность, расположенную между электродами (6) и стенкой (5).
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что подачу смеси (4) осуществляют непрерывно.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что подачу смеси (4) осуществляют через заданные интервалы времени.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что подачу смеси (4) осуществляют в количестве 3-20 кг в минуту на тонну расплава (2) металла.
5. Способ по п.4, отличающийся тем, что подачу смеси (4) осуществляют в количестве 5-15 кг в минуту на тонну расплава (2) металла.
6. Способ по п.1, отличающийся тем, что подачу смеси (4) осуществляют таким образом, чтобы на поверхности расплава (2) металла поддерживалось количество смеси (4), равное 15-35 кг/м.
7. Способ по п.6, отличающийся тем, что подачу смеси (4) осуществляют таким образом, чтобы на поверхности расплава (2) металла поддерживалось количество смеси (4), равное 20-30 кг/м2.
8. Способ по п.1, отличающийся тем, что смесь (4) подают между расплавом (2) металла и шлаком (1).
9. Способ по п.1, отличающийся тем, что смесь (4) подают в срединную область радиального кольцевого промежутка.
10. Способ по п.1, отличающийся тем, что смесь (4) содержит также материал из железа и хрома.
11. Способ по п.1, отличающийся тем, что смесь (4) содержит также связующий материал.
12. Способ по п.1, отличающийся тем, что смесь (4) выполнена в виде брикета или окатыша.
RU2008135365/02A 2006-02-01 2007-01-15 Способ получения вспененного шлака на расплаве металла RU2418863C2 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE102006004532.7A DE102006004532B4 (de) 2006-02-01 2006-02-01 Verfahren zur Erzeugung einer Schaumschlacke in einer metallischen Schmelze
DE102006004532.7 2006-02-01

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2008135365A RU2008135365A (ru) 2010-03-10
RU2418863C2 true RU2418863C2 (ru) 2011-05-20

Family

ID=38268236

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2008135365/02A RU2418863C2 (ru) 2006-02-01 2007-01-15 Способ получения вспененного шлака на расплаве металла

Country Status (14)

Country Link
US (1) US8043402B2 (ru)
EP (1) EP1979494A1 (ru)
JP (1) JP5079710B2 (ru)
KR (1) KR101297589B1 (ru)
CN (1) CN101379201A (ru)
AU (1) AU2007211649B2 (ru)
BR (1) BRPI0707450A2 (ru)
CA (1) CA2637850C (ru)
DE (1) DE102006004532B4 (ru)
MX (1) MX2008009968A (ru)
RU (1) RU2418863C2 (ru)
UA (1) UA94252C2 (ru)
WO (1) WO2007087979A1 (ru)
ZA (1) ZA200806791B (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US10337084B2 (en) 2014-03-31 2019-07-02 Outotec (Finland) Oy Method and carrier for transporting reductant such as coke into a metallurgical furnace and production method of the carrier

Families Citing this family (16)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE102007006529A1 (de) 2007-02-09 2008-08-14 Sms Demag Ag Verfahren und Reduktion einer hochchromhaltigen Schlacke in einem Elektrolichtbogenofen
DE102008028011A1 (de) 2008-06-09 2009-12-10 Sms Siemag Aktiengesellschaft Verfahren zur Erzeugung einer Schaumschlacke auf austenitischen Rostfreischmelzen in einem Elektrolichtbogenofen
DE102008032975A1 (de) * 2008-07-07 2010-01-14 Sms Siemag Aktiengesellschaft Verfahren zur Erzeugung von Schaumschlacke
DE102008045054A1 (de) 2008-08-26 2010-03-04 Sms Siemag Aktiengesellschaft Verfahren zur Schaumschlackensteuerung einer Rostfreischmelze in einem Elektrolichtbogenofen
DE102009020494A1 (de) 2009-05-08 2010-11-11 Sms Siemag Ag Verfahren zum Schlackeschäumen einer Nichtrostfrei-Stahlschmelze in einem Elektrolichtbogenofen
DE102009043639A1 (de) 2009-09-29 2011-03-31 Sms Siemag Aktiengesellschaft Verfahren und Vorrichtung zur Steuerung der Erzeugung einer Schaumschlacke in einer metallischen Schmelze
DE102010004983A1 (de) * 2010-01-19 2011-07-21 SMS Siemag Aktiengesellschaft, 40237 Verfahren zur Schaumschlackenerzeugung einer Rostfreischmelze in einem Konverter
DE102010022692A1 (de) * 2010-03-17 2011-09-22 Sms Siemag Ag Brikett zur Erzeugung eines Schaumschlacke-Effekts bei der EAF-Technologie der Edelstahlherstellung
WO2011134052A1 (en) 2010-04-26 2011-11-03 Hatch Ltd. Measurement of charge bank level in a metallurgical furnace
CN102296144A (zh) * 2010-06-25 2011-12-28 鞍钢股份有限公司 一种钢水扒渣方法
KR101229899B1 (ko) * 2010-12-22 2013-02-05 주식회사 포스코 슬래그 포밍 촉진제
RU2511419C2 (ru) * 2012-08-21 2014-04-10 Генрих Алексеевич Дорофеев Способ жидкофазного получения железа прямого восстановления
DE102016104702B4 (de) 2016-03-15 2018-03-22 Steinbeis Transfer GmbH Verfahren zur Herstellung von Schaumschlacke
CN106871643B (zh) * 2017-04-11 2019-03-05 攀钢集团研究院有限公司 钛渣冶炼炉及其监控方法
DE102021133577A1 (de) 2021-12-17 2023-06-22 Thyssenkrupp Steel Europe Ag Verfahren zum Herstellen einer eisenbasierten Schmelze in einem elektrischen Einschmelzer
WO2024086931A1 (en) * 2022-10-25 2024-05-02 Hatch Ltd. Additive composition and method for chemically adjusting molten metal

Family Cites Families (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2608320C2 (de) * 1976-02-28 1978-12-07 Demag Ag Verfahren zum kontinuierlichen erschmelzen von stahl mit hohem reinheitsgrad
ATA155793A (de) * 1993-08-04 1996-04-15 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren zum herstellen einer metallschmelze und anlage zur durchführung des verfahrens
RU2103377C1 (ru) 1995-05-19 1998-01-27 Акционерное общество закрытого типа "Интермет-Сервис и К" Шихта для приготовления материала для металлургического производства и способ его приготовления
FR2753205B1 (fr) * 1996-09-12 1998-12-04 Usinor Sacilor Procede pour realiser un laitier moussant au-dessus d'un acier inoxydable en fusion dans un four electrique
AT404942B (de) * 1997-06-27 1999-03-25 Voest Alpine Ind Anlagen Anlage und verfahren zum herstellen von metallschmelzen
CA2241574C (en) * 1997-08-01 2004-01-06 Exothermic Distribution Corporation Composite briquette for electric furnace charge
DE19748310C1 (de) * 1997-10-31 1998-12-17 Siemens Ag Verfahren und Einrichtung zur Steuerung der Schaumschlackenbildung in einem Lichtbogenofen
JP2000160227A (ja) * 1998-11-26 2000-06-13 Kyoei Steel Ltd 廃棄物から得られた可燃性固形物の使用方法
CN1178554C (zh) * 2000-03-17 2004-12-01 密执安特种矿石公司 自动控制熔渣起泡的装置和方法
JP2003105452A (ja) * 2001-09-28 2003-04-09 Kobe Steel Ltd 還元金属の製造方法
DE10323505A1 (de) * 2003-05-24 2004-12-09 Sms Demag Ag Verfahren zur Erzeugung einer Schaumschlacke auf hochchromhaltigen Schmelzen in einem Elektroofen
JP4522336B2 (ja) * 2005-07-20 2010-08-11 トヨタ自動車株式会社 シュレッダーダストの再利用方法及び製鋼用原燃料体

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US10337084B2 (en) 2014-03-31 2019-07-02 Outotec (Finland) Oy Method and carrier for transporting reductant such as coke into a metallurgical furnace and production method of the carrier

Also Published As

Publication number Publication date
DE102006004532B4 (de) 2014-10-09
MX2008009968A (es) 2008-10-17
CA2637850C (en) 2012-03-20
KR101297589B1 (ko) 2013-08-19
JP2009525402A (ja) 2009-07-09
US20090255375A1 (en) 2009-10-15
RU2008135365A (ru) 2010-03-10
ZA200806791B (en) 2009-05-27
AU2007211649A1 (en) 2007-08-09
US8043402B2 (en) 2011-10-25
CA2637850A1 (en) 2007-08-09
WO2007087979A1 (de) 2007-08-09
JP5079710B2 (ja) 2012-11-21
EP1979494A1 (de) 2008-10-15
KR20080097407A (ko) 2008-11-05
AU2007211649A2 (en) 2008-10-16
AU2007211649B2 (en) 2011-06-09
CN101379201A (zh) 2009-03-04
UA94252C2 (ru) 2011-04-26
BRPI0707450A2 (pt) 2011-05-03
DE102006004532A1 (de) 2007-08-02

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2418863C2 (ru) Способ получения вспененного шлака на расплаве металла
JP5094879B2 (ja) 電気アーク炉中でのクロム含有量の多いスラグの還元方法
US20130000446A1 (en) Method for producing foamed slag on high-chromium melts in an electric furnace
EP1799875B1 (en) Method for foaming slag
JP2012500717A (ja) 固体又は溶融材料を処理するための方法
CA2374703A1 (en) Process for manufacturing molten metal iron
JP2006009151A (ja) 回転反応器におけるリサイクル材料のバッチ式処理
KR20100043287A (ko) 용철 제조 방법
CN105940120B (zh) 在电弧炉中制钢的方法和电弧炉
RU2403289C2 (ru) Способ отделения металлического железа от оксида
RU2518837C2 (ru) Способ получения вспененного шлака на расплаве нержавеющего металла в конвертере
US4518419A (en) Method of carrying out metallurgical or chemical processes in a shaft furnace, and a low shaft furnace therefor
US8764879B2 (en) Process for slag foaming a non-stainless steel melt in an electric arc furnace
KR20110054028A (ko) 합금철의 제조
JPS59113111A (ja) 金属製造方法及びその装置
AU781153B2 (en) Method and apparatus for charging raw and carbonaceous materials into a moving hearth furnace
TWI410500B (zh) 在電弧爐中，於沃斯田不銹鋼熔體上產生泡沫熔渣的方法
RU2063462C1 (ru) Способ получения сплавов бора преимущественно в электрической печи
JPH0351992B2 (ru)
RU2133291C1 (ru) Устройство для восстановления оксидов металлов

Legal Events

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

Effective date: 20200116