SU1032024A1 - Method for smelting steel - Google Patents

Method for smelting steel Download PDF

Info

Publication number
SU1032024A1
SU1032024A1 SU823398423A SU3398423A SU1032024A1 SU 1032024 A1 SU1032024 A1 SU 1032024A1 SU 823398423 A SU823398423 A SU 823398423A SU 3398423 A SU3398423 A SU 3398423A SU 1032024 A1 SU1032024 A1 SU 1032024A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
slag
metal
steel
containing materials
silica
Prior art date
Application number
SU823398423A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Николай Григорьевич Гладышев
Лев Константинович Косырев
Алексей Григорьевич Зубарев
Михаил Маркович Клюев
Евгений Нектарьевич Ивашина
Виктор Станиславович Римкевич
Флюра Гулямовна Костяная
Original Assignee
Научно-производственное объединение "Тулачермет"
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 Научно-производственное объединение "Тулачермет" filed Critical Научно-производственное объединение "Тулачермет"
Priority to SU823398423A priority Critical patent/SU1032024A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1032024A1 publication Critical patent/SU1032024A1/en

Links

Landscapes

  • Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)

Abstract

1.СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ, включающий наведение основного известкового шлака, скачивание части этого шлака, присадку в печь кремнийсодержащих материалов в количестве, обеспечивающем получение 1-5% шлака от веса металла с отношением окиси кальци  к кремнезему 0,3-0,6, ввод ферросплавов выпуск стали с печным шлаком и перемешивание стали со шлаком в ковше, отличающийс  тем, что, с целью улучшени  качества стали, увеличени  производительности печи и повьаиени  стойкости ее футеровки, присадку кремнийсодержащик материалов начинают за 20-25 мин до выпуска металла и производ т непрерывно и равномерно до окончани  его выпуска, а ферросплавы ввод т в металл по достижении отношени  окиси кальци  к кремнезёму в шлаке 1,3-1,5. 2.Способ по п. 1, отличающийс  тем, что в период присадки в шлак кремнийсодержащих материалов металл продувают инертньпл газом. 3.Способ по п. 1, отличающийс  тем, что кремнийсодержащие материалы ввод т в металл в струе инертногогаза. 4. Способ ПОП.1, отличающийс  тем, что в качестве кремнийсодержащих материалов используют отработанный конечный шлак сталеплавильных агрегатов с кислой футеровкой при отношении окиси КЕШЬци  к кремнезему 0,1-0,2. о: ю о ю 1. THE STEEL MELTING METHOD, which includes pointing the main lime slag, downloading part of this slag, adding silicon-containing materials to the furnace in an amount that provides 1-5% slag by weight of metal with a calcium oxide to silica ratio of 0.3-0.6, entering ferroalloys, the production of steel with furnace slag and mixing of steel with slag in the ladle, characterized in that, in order to improve the quality of steel, increase the productivity of the furnace and increase the durability of its lining, silicon containing materials is started in 20-25 m to metal production, is produced in a continuous and evenly to completion of its release, and the ferro introduced into the metal on reaching a ratio of calcium oxide to silica in the slag 1.3-1.5. 2. A method according to claim 1, characterized in that during the addition of silicon-containing materials to the slag, the metal is purged with an inert gas. 3. The method according to claim 1, characterized in that the silicon-containing materials are introduced into the metal in an inert gas jet. 4. Method POP.1, characterized in that used silicon-containing materials use waste final slag of acid-lined steel-smelting aggregates with a ratio of KESH oxide to silica 0.1-0.2. About: Yu Oh Yu

Description

Изобретение относитс  к черной металлургии, конкретнее к способам получени  стали в агрегатах с основной футеровкой. Известен способ выплавки шарикоподшипниковой стали, включающий плавление шихты, проведение окислительного периода, скачивание окисли тельного шлака, наведениеосновного известкового шлака, ввод в печь за 10-15 мин до выпуска кварцита в количестве , обеспечив ающем основность шлака перед выпуском 0,7-1,3 присад ку ферросплавов, выпуск стали с печ ным шлаком и обработку в ковше аргоном . Способ имеет следующие недостатки: ввод кварцита в основной извест ковый шлак снижает основность этого шлака, что приводит к рефосфорации и ресульфурации; обрабо,тка основной стали шлаком основностью 0,7-1,3 не обеспечивает получение в ней достаточно низкого содержани  оксидных неметаллических включений; наличие в печи перед выпуском большог количества шлака с повышенной основностью затрудн ет перевод его в шлак с пониженной основностьюf со держание в шлаке 35-45% окиси кальци  обусловливает его значительную водородепроницаемость, Наиболее близким к предлагаемому по технической сущности и достигаемому результату  вл етс  способ выплавки стали, вкJцoчaющнй наведени основного известкового шлака, скачи вание части этого шлака, присадку в печь кремнийсодержгидих материалов в количестве, обеспечивающем получение 1-5% шлака от веса металла с отношением окиси кальци  к кремнезему 0,3-0,6, ввод ферросплавов, Bfc пуск стали с печным шлаком и перемешивание стали со шлаком в ковше . Недостатки известного способа по лучени  стали заключаютс  в следующем . / Разова  присадка кварцита за 1015 мин до выпуска металла не обеспе чивает быстрого формировани  рафинировочного шлака, достаточно однородного по своему химическому составу и физическому состо нию ( жидкоподвижности моменту ввода в металл ферросплавов, что в целом снижает эффект рафинировани  стали и производительность печи. Наличие в объеме шлака локальных участков с повышенной концентрацией кремнезема оказывает разъедающее действие на основнукз футеровку печи , что снижает ее стойкость. Присадка ферросплавов в металл после достижени  шлаком отношени  окиси кальци  к кремнезему 0,3-0,6 св зана с необходимостью дополнител ной выдержки, что увеличивает продолжительность плавки в целом и снижает производительность печи. Известный способ не предусматривает также реализацию р да технологических приемов, направленных на ускорение процесса шлакообразовани  после ввода кремнеземсодержащих материалов , в частности перемешивани  металла со шлаком в печи, вдувани  кремнеземсодержащих добавок, использовани  отработанного конечн9го шлака сталеплавильных агрегатов с кислой футеро.вкой. Цель изобретени  - улучшение качества стали, увеличение производительности печи и повышение стойкости ее футеровки. Поставленна  цель достигаетс  тем, что, согласно способу выплавки печи, включающем наведение основного известкового шлака, скачивание части этого шлака, присадку в печь кремнезёмсодержацдах материгшов в количестве , обеспечивающем получение 1-5% шлака от веса металла с отношением окиси кальци  к кремнезему 0,3-0,6, ввода ферросплавов, выпуск стали с печным шлаком и перемешивание стали со шлаком в ковше, присадку кремнет земсодержащих материалов начинают за 20-25 мин до выпуска металла и производ т равномерно и непрерывно до окончани  его выпуска, а ферросплавы ввод т в металл по достижении отношени  окиси кальци  к кремнезему в шлаке 1,3-1,5. В период присадки в шлак кремнеземсодержащих материалов металл продувают инертнш4 газом. Кремнеземсодержащие материалы могут быть введены в металл в струе инертного газа. в качестве кремнеземсодержащих материалов может быть использован отработанный конечный шлак сталеплавильных агрегатов с кислой футеровкой при отношении окиси кальци  к кремнезему в пределах 0,1-0,2. Начало присадки кремнеземсодержащик материалов за 20-25 мин до выпуска и окончание непосредственно после выпуска металла из печи, которлй обычно длитс  5-15 мин, обеспечивает возможность ввода материалов в течение 25-40 мин с посто нной весовой скоростью. При этом достигаетс  высбка  ускор емость кремнеземсодержащих материалов высокоосновным известковым шлаком, непрерывное и равномерное уменьшение отношени  окиси кальци  к кремнезему с 2,5-4 до 0,3-0,6. Шлак в печи в течение всего этого времени сохран ет свою жидкоподвижность и рафинирующую способность. Непрерывный и равномерный ввод кремнеземсодержащих материалов с относительно небольшой скоростью в единицу времени окаэывает незначительное охлаждающее вли ние на сталеплавильную ванну и способствует сокращению продолжительности плавки по сравнению с разовой присадкой шлакообразующих добавок . Постепенный пер&ёор, основного шлака в кислый менее отрицательно вли ет на стойкость основной футеровки печи. Повышению стойкости фу теровки способствует также отсутствие в объеме шлака локальных участ ков с повьп енйБВл содержанием крем кислоти. Более ранний ввод ферросплавов в металл, а именно по, достижении ш ком основности 1,3-1,5, уменьшает продолжительность плавки по крайне мере на 10-15 мин. Некоторое отрицательное вли ние увеличени  содер жани  свободной закиси железа в шлаке с такой основностью ковлпенси руетс  небольшими присадками восст новительной смеси, например на основе алюминиевого порошка. Продувка металла инертным газом в период присадки кремнеэемсодержа щих материалов ускор ет формирование рафинировочного шлаке, обеспечивает повышение качества стали и производительности печи. . Достижению этой же цели способствует ввод кремнеземсодержавйпс ма териалов вметалл в струе инертног газа. Весьма эффективным  вл етс  использование в качестве кремнеземсодержащих материалов отработанного конечного шлака сталеплавильных агрегатов с кислой футеровкой при отношении окиси кальци  к кремнезему 0,1-0,2. , Оптимальным содержанием окиси кальци  в кислых шлаках  вл етс  6-10% при содержании кремнезема около 50%. Так, кислый шлак, содержащий, %: SiO 50 J СаО 10 и (MnO+FeO) 40 имеет температуру плазвлени  около и  вл етс  при температурах процесса leOO-lTOO C весьма жидкотекучим и активным. Отработанный кислый конечный лша  вл етс  уже подготовленным сплавом нескольких компонентов, а именно силикатов железа, марганца и кальци , и быстро переходит в жидкое состо ние. Температура плавлени  j чистого кремнезема составл ет 1710 С Согласно одному из возможных вариантов изобретени  выплавку марганцевой стали, содержащей, %: С 0,15-0,25; Мп 1,5-2,0 Si 0,4-0,6 Р$ 0,,030 с использованием дл  легировани  стали силикомарганца 65% Мп, 20% Si) производ т по типовой технологической инструкции со /следующими дополнени ми: не регл ментируетс  продолжительность восстановительного периода плавки, который заканчивают по достижении металлом необходимой температуры и химического состава} по достижении металлом необходимых температур и химического состава производ т скачивание части основного известного шлака; за 20-25 мин до выпуска металла в печь непрерывно и равномерно ввод т кремне земсодержгицие материалы и постепенно перевод т основной шлак в кислый с отношением окиси кальци  к кремнезему 0,3-0,6 к моменту окончани  выпуска металлаj количество шлака в печи перед выпуском плавки составл ет 1-5% От веса металлаJ ввод ферросплавов в металл начинают по достижении отношени  окиси кальци  к кремнезему в шлаке 1,3-1,5; дл  ускорени  процесса формировани  кислого рафинировочного шлака металл в печи продувают инертным газом. Применительно к 2Q т основной дуговой сталеплавильной печи процесс выплавки по данной технологии ведут следукадим образом. За 30 мин до выпуска плавки в течение 10 мин производ т скачивание части основного известкового шлака восстановительного периода. Количество шлака в печи перед его скачиванием равно 0,8 т. Шлак содержит, %: FeO 0,8; МпО 0,5; СаО 60} SiO 17,5; МпО 10; ,j 3} Cafti 5; CaS 0,5. Из печи удал ют 70% шлака, т.е. 560 кг и за 20 мин до начала выпуска металла приступают к непрерывному и равномерному вводу в печь отработанного кислого конечного шлака, содержащего, %: Ог 50 и СаО 5, в количестве 560 кг. При продолжительности слива металла из печи 5 мин, продолжительность периода ввога шлакообразующей добавки составл ет 25 мин при весовой скорости ввода шлака 22,4 кг/мин. Количество кислого шлака в печи составит 800 кг (4% от веса металла). Химическийсостав шлака, %; СаО 21,5 и SiOi 40 (CaO/SiOi 0,54). По достижении шлаком основности 1,4 в ванну ввод т 540 кг силикомарганца и обрабатывают шлак алюминиевым порошком в количестве 5 кг. В период ввода в- печь кислого конечного шлака металл продувают аргоном при расходе 0,3 . Производ т выпуск стали в ковш вместе с кислым шлаком и продувак )Т металл со шлаком механическим способом. Окончательное раскисление стали производ т алюминием в количестве 0,5 кг/т. Технический эффект от применени  предлагаемого способа заключаетс  в повышении качества стали, выплавл емой в сталеплавильных агрегатах с основной футеровкой путем снижени содержани  фосфора, оксидных неметаллических включений и водорода; увеличении производительности с.тале плавильных агрегатов за счет изменени  режимов ввода кремнесодержащих материалов и ферросплавов, в том числе в результате использовани  отработанного конечного шлака печей с кислой футеровкой, при отношении окиси кальци  к кремнезему 0,1-0,2; повышении стойкости основной футеровки. Способ может быть реалиаован при выплавке стали в дуговых сталеплавильных печах, мартеновских печах и конвертерах и обеспечивает значительное расширение марочного сортамента высококачественных сталей, выплавл емых в современных высокопроизводительных агрег-атах с основной футеровкой. Ниже приведен расчет ожидаемой экономической эффективности изобретени  по сравнению с прототипом. В результате увеличени  производительности печей в среднем на 8% условно-посто нные расходы по переделу сниз тс  и состав т .18 39.100 (1.0,773)18,39 lUo 17,4 руб./т. где 0,773 - дол  посто нной часг-пв расходах по переделу; 100 - производство продукции до использовани  изобретени , %; 108 - производство продукции после использовани  изобретени , %. Снижение расходов по переделу составит 18,39 - 17,4 Л руб./т. В результате снижени  расхода хромомагнезита на 2 кг/т будет получена экономи  TtM 0,12руб./т. где 60,3 - стоимость хромомагнезита, руб./т. За счет улучшени  качества стали будет достигнуто увеличение выхода годного в среднем на 1%, что даст экономию ( 120-40).0,01 0,8 руб./т. где 120 и 40 - соответственно стоимость стали и отходов руб./т. Ожидаемый эффект составит (с учетом затрат на аргон 0,45 руб./т) (1,01 0,12 + 0,8-0,45),60000 88200 руб. где 60000 - объем внедрени  конструкционной легированной стали.The invention relates to ferrous metallurgy, and more specifically to methods for the production of steel in aggregates with a base lining. There is a known method of smelting ball-bearing steel, which includes melting the charge, carrying out the oxidation period, downloading oxidative slag, directing the basic lime slag, entering the furnace 10-15 minutes before releasing quartzite in an amount that provides 0.7-1.3 the addition of ferroalloys, the production of steel with kiln slag and argon treatment in the ladle. The method has the following disadvantages: the introduction of quartzite into the main lime slag reduces the basicity of this slag, which leads to re-phosphorization and resulfurization; the treatment of the basic steel with slag with a basicity of 0.7-1.3 does not ensure that it contains a sufficiently low content of oxide non-metallic inclusions; The presence in the furnace before the release of a large amount of slag with increased basicity makes it difficult to convert it into slag with reduced basicity. The content of 35–45% calcium oxide in the slag causes its significant water resistance. The steelmaking method is closest to the technical essence and the achieved result. , inserting induction of the main lime slag, rolling a part of this slag, adding silicon-containing materials into the furnace in an amount that provides 1-5% slag by weight of metal with the ratio of calcium oxide to silica is 0.3-0.6, the input of ferroalloys, the Bfc start-up of steel with furnace slag and the mixing of steel with slag in the ladle. The disadvantages of this method of obtaining steel are as follows. / Once a quartzite additive is applied 1015 minutes before the metal is released, it does not ensure the rapid formation of refining slag that is sufficiently homogeneous in its chemical composition and physical state (liquid mobility at the moment the ferroalloys are introduced into the metal, which generally reduces the effect of steel refining and furnace productivity. slag local areas with a high concentration of silica has a corrosive effect on the base of the furnace lining, which reduces its durability. The addition of ferroalloys to the metal after The slag ratio of calcium oxide to silica 0.3-0.6 is associated with the need for additional exposure, which increases the duration of smelting as a whole and reduces the furnace performance. The known method does not also envisage the implementation of a number of technological methods aimed at accelerating the slagging process after introducing silica-containing materials, in particular mixing the metal with slag in the furnace, injecting silica-containing additives, using the final waste slag of steelmaking aggregates with sour futher.vkoy. The purpose of the invention is to improve the quality of steel, increase furnace productivity and increase the durability of its lining. The goal is achieved by the fact that, according to the method of smelting the furnace, which involves directing the main lime slag, downloading part of this slag, and adding silica to the furnace in an amount that provides 1-5% slag by weight of metal with a ratio of calcium oxide to silica 0.3 -0.6, input of ferroalloys, production of steel with furnace slag and mixing of steel with slag in the ladle, the additive kremnet earth-containing materials begin 20-25 minutes before the release of the metal and made evenly and continuously until its end ska and ferroalloys are introduced into the metal on reaching a ratio of calcium oxide to silica in the slag 1.3-1.5. During the period of addition to the slag of silica-containing materials, the metal is purged with an inert gas. Silica-containing materials can be introduced into the metal in a stream of inert gas. As silica-containing materials, spent final slag of acid-lining steel-smelting units with a ratio of calcium oxide to silica in the range of 0.1-0.2 can be used. The beginning of the addition of silica-containing materials 20–25 min before the release and the end immediately after the metal is released from the furnace, which usually lasts 5–15 min, allows materials to be introduced within 25–40 min with a constant weight rate. At the same time, the precipitation rate of silica-containing materials is achieved by highly basic lime slag, a continuous and uniform decrease in the ratio of calcium oxide to silica from 2.5-4 to 0.3-0.6. The slag in the furnace during this time retains its liquid mobility and refining ability. Continuous and uniform introduction of silica-containing materials at a relatively low rate per unit of time results in a slight cooling effect on the steelmaking bath and contributes to a reduction in the duration of smelting as compared with a single addition of slag-forming additives. The gradual transfer of basic slag to acid does not adversely affect the stability of the main lining of the furnace. The absence of local areas with a crème-acid content in the volume of slag also contributes to increasing the stability of the basement. An earlier introduction of ferroalloys into the metal, namely, when it reaches a basicity of 1.3-1.5, reduces the duration of smelting by at least 10-15 minutes. Some of the negative effect of an increase in the content of free ferrous oxide in slag with such basicity is covalently absorbed by small additives of the reducing mixture, for example, based on aluminum powder. Purging the metal with an inert gas during the period of the addition of silica-containing materials accelerates the formation of the refining slag, improves the quality of steel and the productivity of the furnace. . The achievement of the same goal is facilitated by the introduction of silica materials into the metal stream in an inert gas stream. It is very effective to use as the silica-containing materials of the waste final slag of steel smelting units with an acidic lining with a ratio of calcium oxide to silica 0.1-0.2. The optimum content of calcium oxide in acid slags is 6-10% with a silica content of about 50%. Thus, an acidic slag containing,%: SiO 50 J CaO 10 and (MnO + FeO) 40 has a temperature of about 22 degrees and is very fluid and active at temperatures of the leOO-lTOO C process. The spent acidic finish is already prepared by the alloy of several components, namely silicates of iron, manganese and calcium, and quickly turns into a liquid state. The melting point j of pure silica is 1710 ° C. According to a possible embodiment of the invention, the smelting of manganese steel containing,%: C, 0.15-0.25; Mp 1.5-2.0 Si 0.4-0.6 P $ 0,, 030 using silicon manganese 65% Mp, 20% Si for steel alloying is produced according to a typical technological instruction with / with the following additions: non regla the duration of the smelting reduction period is changed, which is completed when the metal reaches the required temperature and chemical composition; when the metal reaches the necessary temperature and chemical composition, a portion of the main known slag is downloaded; 20-25 minutes before the metal is introduced into the furnace, silica-containing materials are continuously and uniformly transferred and the basic slag is gradually converted to acid with a ratio of calcium oxide to silica 0.3-0.6 by the time the metal is released; the amount of slag in the furnace before the release melting is 1-5%. From the weight of metalJ, the introduction of ferroalloys into the metal begins when the ratio of calcium oxide to silica in the slag reaches 1.3-1.5; To speed up the process of forming acid refining slag, the metal in the furnace is purged with an inert gas. With reference to 2Q t of the main electric arc furnace, the smelting process according to this technology is carried out in the following way. 30 minutes before the melting is released, a portion of the main lime slag of the recovery period is downloaded for 10 minutes. The amount of slag in the furnace before downloading is 0.8 tons. The slag contains,%: FeO 0.8; MpO 0.5; CaO 60} SiO 17.5; MPO 10; , j 3} Cafti 5; CaS 0.5. 70% of the slag is removed from the furnace, i.e. 560 kg and 20 minutes before the start of production of the metal, the spent acidic final slag containing,%: Og 50 and CaO 5, in the amount of 560 kg, is continuously and uniformly introduced into the furnace. With a duration of discharge of metal from the furnace for 5 minutes, the duration of the period of the slag-forming additive is 25 minutes at a weight rate of slag input of 22.4 kg / min. The amount of acid slag in the furnace will be 800 kg (4% by weight of the metal). Chemical composition of slag,%; CaO 21.5 and SiOi 40 (CaO / SiOi 0.54). Upon reaching the slag basicity of 1.4, 540 kg of silico-manganese is introduced into the bath and the slag is treated with aluminum powder in the amount of 5 kg. During the entry into the furnace of the acidic final slag, the metal is purged with argon at a flow rate of 0.3. They produce steel in a ladle together with sour slag and blower) T metal with slag mechanically. The final deoxidation of steel was produced in aluminum in the amount of 0.5 kg / ton. The technical effect of using the proposed method is to improve the quality of steel smelted in steelmaking aggregates with basic lining by reducing the content of phosphorus, oxide non-metallic inclusions and hydrogen; increasing the productivity of the smelting aggregates by changing the input modes of silica-containing materials and ferroalloys, including the use of spent final slag of acid-lined furnaces, with a ratio of calcium oxide to silica 0.1-0.2; increase the resistance of the main lining. The method can be implemented in the smelting of steel in arc steel-smelting furnaces, open-hearth furnaces and converters and provides a significant expansion of the brand assortment of high-quality steels produced in modern high-performance aggregates with basic lining. Below is a calculation of the expected economic efficiency of the invention compared with the prototype. As a result, an increase in the productivity of furnaces by an average of 8% of the conditionally fixed costs for redistribution of the vehicle and the composition of tons. where 0.773 is the constant constant hour-pv redistributive expenditure; 100 - production before the use of the invention,%; 108 - production after use of the invention,%. Reducing the cost of redistribution will be 18.39 - 17.4 L rubles / ton. As a result of reducing the consumption of chromomagnesite by 2 kg / t, a TtM saving of 0.12 rubles / ton will be obtained. where 60.3 is the cost of chrome magnesite, rub./t. By improving the quality of the steel, an increase in the yield of an average yield of 1% will be achieved, which will give savings (120-40) .0.01 0.8 rubles / ton. where 120 and 40 are respectively the cost of steel and waste rub. / t. The expected effect will be (taking into account the cost of argon 0.45 rubles / t) (1.01 0.12 + 0.8-0.45), 60000 88200 rubles. where 60000 is the volume of implementation of structural alloyed steel.

Claims (4)

( 54) ( 57)1.СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ, включающий наведение основного известкового шлака, скачивание части этого шлака, присадку в печь кремнийсодержащих материалов в количестве, обеспечивающем получение 1-5% шлака от веса металла с отношением окиси кальция к кремнезему 0,3-0,6, ввод ферросплавов выпуск стали с печным шлаком и перемешивание стали со шлаком в ковше, отличающийся тем, что, с целью улуч шения качества стали, увеличения производительности печи и повышения стойкости ее футеровки, присадку кремнийсодержащих материалов начинают за 20-25 мин до выпуска металла и производят непрерывно и равномерно до окончания его выпуска, а ферросплавы вводят в металл по достижении отношения окиси кальция к кремнезему в шлаке 1,3-1,5.(54) (57) 1. METHOD OF MELTING STEEL, including guidance of the main calcareous slag, downloading part of this slag, an additive in the furnace of silicon-containing materials in an amount that provides 1-5% slag from the weight of the metal with a ratio of calcium oxide to silica of 0.3 -0.6, the introduction of ferroalloys the production of steel with furnace slag and the mixing of steel with slag in the ladle, characterized in that, in order to improve the quality of steel, increase the productivity of the furnace and increase the durability of its lining, the addition of silicon-containing materials begins in 20-25 minutes d about the release of metal and produce continuously and uniformly until the end of its release, and ferroalloys are introduced into the metal upon reaching the ratio of calcium oxide to silica in the slag of 1.3-1.5. 2. Способ поп. 1, отличающийся тем, что в период присадки в шлак кремнийсодержащих материалов металл продувают инертным газом.2. The method of pop. 1, characterized in that during the period of addition of silicon-containing materials to the slag, the metal is purged with an inert gas. 3. Способ поп. 1, отличающийся тем, что кремнийсодержащие материалы вводят в металл в струе инертного'газа.3. The method of pop. 1, characterized in that the silicon-containing materials are introduced into the metal in a stream of inert gas. 4. ' Способ поп.1, отличающийся тем, что в качестве кремнийсодержащих материалов используют отработанный конечный шлак сталеплавильных агрегатов с кислой футеровкой при отношении окиси каль ция к кремнезему 0,1-0,2.4. 'The method of Pop. 1, characterized in that the used final slag of steelmaking units with acid lining is used as the silicon-containing materials at a ratio of calcium oxide to silica of 0.1-0.2.
SU823398423A 1982-02-22 1982-02-22 Method for smelting steel SU1032024A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU823398423A SU1032024A1 (en) 1982-02-22 1982-02-22 Method for smelting steel

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU823398423A SU1032024A1 (en) 1982-02-22 1982-02-22 Method for smelting steel

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1032024A1 true SU1032024A1 (en) 1983-07-30

Family

ID=20998027

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU823398423A SU1032024A1 (en) 1982-02-22 1982-02-22 Method for smelting steel

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1032024A1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Авторское свидетельство СССР И 461128, кл. С 21 С 7/00, 1975. 2. Авторское свидетельство СССР 885.292, кл. С 21 С 7/00, 1979. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2007118927A (en) AISI 4xx FERRITE STEEL GROUP STAINLESS STEEL PRODUCTION IN ACP CONVERTER
CN113512619B (en) Production method of industrial pure iron
JPH07216434A (en) Production of very low carbon and very low sulfur steel
JP3915341B2 (en) Hot phosphorus dephosphorization method
US3672869A (en) Continuous metallurgical process
SU1032024A1 (en) Method for smelting steel
JP2653301B2 (en) Reusing method of low P converter slag
JP2002047508A (en) Blowing method in converter
RU2179586C1 (en) Method for making steel in oxygen converter
RU2095429C1 (en) Method of producing roller-bearing steel
US4065297A (en) Process for dephosphorizing molten pig iron
SU1715857A1 (en) Converter steelmaking process
RU1770373C (en) Production line for steel manufacture
SU885292A1 (en) Method of steel smelting
SU1092189A1 (en) Method for making stainless steel
JPH11100608A (en) Method for desiliconizing and desulfurizing molten iron
SU821501A1 (en) Method of steel production
SU1339158A1 (en) Method of melting manganese-containing steel in open-hearth furnace
SU806769A1 (en) Method of desulfurizing cast iron
SU1035079A1 (en) Manganese slag
RU2091494C1 (en) Method of smelting steel alloyed with chromium and nickel
JPH111714A (en) Steelmaking method
RU2212453C1 (en) Method of making low-carbon constructional steel
RU1774958C (en) Method of smelting steel in two-vat smelting unit
SU633902A1 (en) Method of making carbon steel