SU1038367A1 - Method for duplexing steel - Google Patents
Method for duplexing steel Download PDFInfo
- Publication number
- SU1038367A1 SU1038367A1 SU823458069A SU3458069A SU1038367A1 SU 1038367 A1 SU1038367 A1 SU 1038367A1 SU 823458069 A SU823458069 A SU 823458069A SU 3458069 A SU3458069 A SU 3458069A SU 1038367 A1 SU1038367 A1 SU 1038367A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- steel
- slag
- product
- average
- metal
- Prior art date
Links
Landscapes
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Abstract
1. СПОСОБ ВЬЯ1 ЛАВКИ СТАЛИ ДУПЛЕКС-ПРОЦЕССОМ, включающий выплавку полупродукта в одном металлургическом агрегате, выпуск полупродукта с содержанием углерода выше среднемарочного в ковш, заливку его в .другой агрегат и доводку в нем металла до заданного состава, о т 1Л и чающий с тем, что, с целью улучшени качества стали за счет снижени флокеночувствительности и повышени степени десульфурации , перёд выпуском полупродукта обрабатывают печной шлак смесью известн ка , силикокальци и природного бИ511офита в соотношении 1: 1. METHOD VIEW 1 STEEL STEEL DUPLEX-PROCESS, including smelting of intermediate in one metallurgical unit, producing intermediate with a carbon content higher than average in the ladle, pouring it into another unit and refining the metal to a given composition, about 1L, and scenting that, in order to improve the quality of the steel by reducing the flocculating sensitivity and increasing the degree of desulfurization, before the release of the intermediate product, furnace slag is treated with a mixture of limestone, silicocalcium and natural bitumen in the ratio of 1:
Description
оо 00oo 00
0000
оabout
VI Изобретение относитс к черной металлургии и может быть испольэова . но на предпри ти х металлургической и машиностроительной промышленности при выплавке высококачественной ста ли . Известен способ выплавки стали дуплекс-процессом (основна - кисла мартеновские печи), включающий рафи нирование жидкой заготовки от серы и фосфора в основной-мартеновской печи, выпуск полупродукта в ковш, перелив в кислую мартеновскую печь и дальнейшую доводку в ней металла до заданного химического состава i Недостатком данного способа вл етс низка его производительность вследствие длительности процессов рафинировани (особенно десульфурации ) в основной мартеновской печи. Наиболее близким к предлагаемому по технической сущности и достигаемому результату вл етс способ выплавки стали дуплекс-процессомУ включающий выплавку полупродукта в одном металлургическом агрегате, выпуск полупродукта с содержанием углерода выше среднемарочного в ков заливку его в другой агрегат и доводку в нем металла до заданного состава. Полупродукт в процессе выпуска обрабатывают смесью карбида кальци с алюминием 2, Недостатками известного способа вл ютс относительно невысокое Качество получаемой стали, что про вл етс в ее, повышенной флокеночувствительности , и относительно высокое содержание серы. Причиной по влени этих негативных .свойств вл етс увеличение продолжительнос ти перепада неактивного состо ни металла после его перелива в сталеплавильный агрегат дл доводки,что обусловлено высокой степенью раскис лени полупродукта алюминием. Цель изобретени - улучшение качестна стали за счет снижени флокеночувствительности и повышени степени десульфурации. Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу выплавки стали дуплекс-процессом, включающему выплавку полупродукта в одном металлургическом агрегате, вьтуск полупродукта с содержанием углерода выше среднемарочного в ковш, заливку его в другой агрегат и доводку в нем металла до заданного состава, перед выпуском полупродукта обрабатывают печной шлак смесью известн ка силикокальци и природного бишофита в соотношении 1: (0,65-0,26) : (0,02 0,01 в количестве 4-10 кг/т жидкого металла, а выпуск полупродукта производ т при содержании углерода на 0,65-0,75% выше среднемарочного. После обработки печного шлака его сливают в , а затем, на шлак выпускают полупродукт. Совместное введение в печной шлак смеси известн ка и силикокальци обеспечивает резкое возрастание его десульфурирующей способност вследствие уменьшени в нем закиси железа и интенсивного его перемешивани за счет реакции разложени известн ка СаСО, :г; САО + СО2, t, что оказывает особенно благопри тное воздействие на процесс перехода серы из металла в шлак, когда температура металла достаточно высока, т.е. перед выпуском полупродукта. Введение в смесь дл обработки печного шлака природного бишофита, содержащего MgCj 95-97%, СаС2 0,91 ,8%, KCf 0,3-0,7%, увеличивает скорость разложени известн ка, что способствует быстрому формированию высокоактивного гомогенного- шлака. Кроме того, выдел ющийс при диссоциации MgCi магний св зывает серу в прочное соединение MgS. Обработка печного шлака смесью известн ка, силикокальци и природного бишофита в количестве менее 4 кг/т жидкого металла не обеспечивает требуемой степени десульфурации полупродукта. Обработка печного шлака смесью известн ка, силикокальци и природно: го бишофита в количестве более 10 кг/т жидкого металла приводит к снижению температуры шлака, что отрицательно сказываетс на его реакционной способности. Увеличение в сотношении количества силикокальци свыше 0,65 приводит к перераскислению полупродукта, что увеличивает продолжительность мертвого сто ни после перелива полупродукта в сталеплавильный агрегат дл дальнейшей доводки. Уменьшение в соотношении количества силикокальци менее 0,26 приводит к недостаточной раскисленности печного шлака, что отрицательно сказываетс на его десульфурирующей способности. .Изменение в соотношении количеству бишофита в ту или иную сторону, приводит к замедлению скорости разложени известн ка. Выпуск, полупродукта при содержании углерода меньшим того, что на0,&5% выше среднемарочного, отрицательно сказьшаетс на процессе десульфурации подупродукта, так как мезкду содержанием углерода и серы в металле существует определенна св зь в виде (%С) (.%S) 0-,011. Выпуск полупродукта при содержании большем того, что на 0,75% выше среднемарочного, приводит к увеличению продолжительности периода доводки полупродукта после перелива егов сталеплавильный агрегат.VI The invention relates to ferrous metallurgy and can be used. but in the metallurgical and engineering industries in the production of high-quality steel. There is a known method for smelting steel in a duplex process (the main one is Kisla open-hearth furnaces), which includes refining liquid billet from sulfur and phosphorus in a main open-hearth furnace, producing intermediate products in a ladle, pouring into an acid open-hearth furnace and further refining the metal to a given chemical composition The disadvantage of this method is its low productivity due to the duration of refining processes (especially desulfurization) in the main open-hearth furnace. The closest to the proposed technical essence and the achieved result is a method of steel smelting by a duplex process, which includes smelting of intermediate in one metallurgical aggregate, production of intermediate with a carbon content higher than average for casting it into another aggregate and refining the metal in it to a given composition. The semi-product in the exhaust process is treated with a mixture of calcium carbide with aluminum 2. The disadvantages of this method are the relatively low quality of the steel produced, which is manifested in its high floc-sensitivity, and relatively high sulfur content. The reason for the occurrence of these negative properties is an increase in the duration of the inactive state differential of the metal after it overflows into the steelmaking unit for fine-tuning, which is caused by the high degree of depletion of the aluminum intermediate product. The purpose of the invention is to improve the quality of steel by reducing the flocculating sensitivity and increasing the degree of desulfurization. The goal is achieved by the fact that according to the method of steelmaking by the duplex process, which includes smelting the intermediate product in one metallurgical unit, the output of intermediate product with a carbon content higher than average in the ladle, pouring it into another unit and fine-tuning the metal in it to a predetermined composition, before producing the intermediate product is processed kiln slag with a mixture of limestone silicocalcium and natural bischofite in the ratio of 1: (0.65-0.26): (0.02 0.01 in the amount of 4-10 kg / ton of liquid metal, and the output of intermediate and by 0.65–0.75% above the average market.After processing the furnace slag, it is poured into the intermediate product, and then, semi-finished product is released onto the slag. A joint introduction of limestone and silicocalcium into the furnace slag causes a sharp increase in its desulfurization ability due to a decrease in nitrous oxide. iron and its intensive mixing due to the decomposition reaction of CaCO lime,: g; САО + СО2, t, which has a particularly beneficial effect on the transition of sulfur from metal to slag, when the temperature of the metal is high enough, i.e. before the release of intermediate. The introduction of natural bischofite containing MgCj 95–97%, CaC2 0.91, 8%, KCf 0.3–0.7% into the mixture for treating the furnace slag increases the rate of decomposition of limestone, which contributes to the rapid formation of highly active homogeneous slag. In addition, magnesium released during dissociation of MgCi binds sulfur to a strong MgS compound. The treatment of furnace slag with a mixture of limestone, silicocalcium, and natural bischofite in an amount of less than 4 kg / ton of liquid metal does not provide the required degree of desulfurization of the intermediate product. The treatment of furnace slag with a mixture of limestone, silicocalcium, and natural: bischofite in an amount of more than 10 kg / ton of liquid metal leads to a decrease in slag temperature, which adversely affects its reactivity. The increase in the number of silicocalciums above 0.65 leads to the redrawing of the intermediate product, which increases the duration of the dead body after the intermediate product overflows into the steelmaking unit for further refinement. A decrease in the ratio of silicocalcium to less than 0.26 results in insufficient deoxidation of the furnace slag, which adversely affects its desulphurisation ability. A change in the ratio of the amount of bischofite in one direction or another leads to a decrease in the rate of decomposition of limestone. The output of the intermediate product with a carbon content less than 0, & 5% above the average market, adversely affects the process of desulfurization of the sub-product, since the carbon and sulfur content in the metal exists in the form of (% C) (.% S) 0-, 011. The release of intermediate with a content greater than that of 0.75% above the average market, leads to an increase in the length of the period of refining the intermediate product after overflowing the steelmaking unit.
Способ осуществл ют следующим образом.The method is carried out as follows.
При достижении содержани углерода в полупродукте на 0,75% выше среднемарочного производ т обработку печного шлака .смесью известн ка силикокальци и природного бишофита в соотношении 1: (О,65-0,26) : 0,020 ,01) в количестве 4-10 кг/т жидкого металла, бишофит ввод т в смесь в виде гранул или предварительно нанос т на поверхность известн ка.When the carbon content in the intermediate product is reached, it is 0.75% higher than the average-average kiln slag is treated with a mixture of lime calcium silicate and natural bischofite in a ratio of 1: (O, 65-0.26): 0.020, 01) in an amount of 4-10 kg A ton of liquid metal, bischofite, is introduced into the mixture in the form of granules or is preliminarily applied to the surface of limestone.
После выдержки полупродукта под шлаком в течение 10-20 мин производ т выпуск шлака через шлаковуюAfter the intermediate product is aged under the slag for 10–20 minutes, slag is discharged through the slag
летку в ковш, а затем производ т выпуск полупродукта.a trough in a bucket, and then the semi-product is produced.
Полупродукт выпускают с содержанием углерода на 0,65-0,75% выше среднемарочного. После наполнени The semi-product is produced with a carbon content of 0.65-0.75% higher than the average. After filling
сталеразливочного ковша металлом производ т выдержку полупродукта в течение 3-5 мин, а затем перелив его всталеплавильный агрегат- дл дальнейшей доводки. the casting ladle with metal is used to hold the intermediate product for 3-5 minutes, and then pour it into the smelting unit for further refinement.
1П р.и м е р. Предлагаемым способом выплавл ют сталь марки 38ХНЗМФА с химическим составом по ГОСТу 4543-71. Выплавку производ т дуплекс-процессом: основна -кисла 1P r. And meer. The proposed method produces steel grade 38XHZMFA with a chemical composition according to GOST 4543-71. Smelting produced duplex process: the main-acid
мартеновские печи ет« остью 100 т.Open-hearth furnaces em “shank 100 tons
Ход плавки В- основной печи показан в табл. 1.The course of melting B-main furnace is shown in Table. one.
Т и б л и ц а 1T and b l and c a 1
1ч 1ч 30 200 2 15 2 20 1 h 1 h 30 200 2 15 2 20
После выдержки полупродукта в течение 5 мин производ т его пере .лив в кислую мартеновскую печь, где довод т до заданного состава марки стали.After the intermediate product is aged for 5 minutes, it is transferred into an acid open-hearth furnace, where it is adjusted to the desired composition of the steel grade.
Окончательный химсостав стали, %: С 0,36; МП 0,34; Si 0,26; The final chemical composition of steel,%: C 0.36; MP 0.34; Si 0.26;
S 0,08; Р 0,011; Сг 1,02; N1 3,04; .МО 0,42; V 0,13.S 0.08; P 0.011; Cr 1.02; N1 3.04; .MO 0.42; V 0.13.
Вли ние технологии выплавки ста . ли на продолжительность мертвогоThe effect of smelting technology hundred. whether on the duration of the dead
сто ни металла в кислой печи иone hundred metal in an acidic furnace and
количество слитков с флокенами покаnumber of ingots with flocs so far
зано в табл. 2. Известн к 900 кг + Мп - РУДа 200 кг 1,70 0,22 - 0,026 0,021 - - 0,30 Скачивание шлака + известн к 900 кг ,1,35 0,26 - 0,020 0,015 1,01 0,18 0,32 1,12 0,28 - 0,017 0,013 - - 0,33 Известн к 410 кг + СК 15 185 кг + бишофит 6 кг Выпуск ишака , ч Выпуск полупродукта Окончательный химсостав полупродукта, %: 1,10 0,30 0,08 0,008 0,010 1,01 0,18 0,33 Ожидаемый экономический эффект от использовани изобретени заключаетс в сокращении общего времени выплавки стали дуплекс-процессом Table. 2. It is known to 900 kg + MP - RUDa 200 kg 1.70 0.22 - 0.026 0.021 - - 0.30 Downloading slag + limestone to 900 kg, 1.35 0.26 - 0.020 0.015 1.01 0.18 0 , 32 1.12 0.28 - 0.017 0.013 - - 0.33 Known to 410 kg + SC 15 185 kg + bishofit 6 kg Issue of the donkey, h Issue of intermediate The final chemical composition of the intermediate,%: 1.10 0.30 0.08 0.008 0.010 1.01 0.18 0.33 The expected economic effect from the use of the invention is to reduce the total time of steel production by the duplex process.
Таблица 2 на 0,25 ч при средней часовой проиэводительности печей 8,85 т/ч,количествё плавок дуплекс-процессом равном 415,средней стоимости стали 200 р/т.Table 2 at 0.25 h with an average hourly productivity of furnaces of 8.85 t / h, the number of heats of duplex process is 415, the average cost of steel is 200 p / t.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU823458069A SU1038367A1 (en) | 1982-06-23 | 1982-06-23 | Method for duplexing steel |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU823458069A SU1038367A1 (en) | 1982-06-23 | 1982-06-23 | Method for duplexing steel |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1038367A1 true SU1038367A1 (en) | 1983-08-30 |
Family
ID=21018348
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU823458069A SU1038367A1 (en) | 1982-06-23 | 1982-06-23 | Method for duplexing steel |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1038367A1 (en) |
-
1982
- 1982-06-23 SU SU823458069A patent/SU1038367A1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
1. Трубин К.Г., Ойкс Г.Н. МетаЯ лурги стали. М., Металлурги , 1970, с. 289-292. 2. Авторское свидетельство СССР 413199, кл. С 21 С 5/56, 1972. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN110177889B (en) | Molten steel desulfurization treatment method and desulfurizing agent | |
CN103031401B (en) | Method for converter steelmaking by LF (Ladle Furnace) refining furnace reducing slag | |
US4010027A (en) | Processes for steel making by oxygen refining of iron | |
CN109321706B (en) | Safety process for preventing converter slag pot from containing desiliconized slag and dephosphorized slag from splashing | |
SU1038367A1 (en) | Method for duplexing steel | |
PL112471B1 (en) | Method of manufacture of the steel of good plastic properties | |
JPS6241290B2 (en) | ||
US4123258A (en) | Process for the production of steel with increased ductility and for the desulfurization of a steel melt | |
RU2166550C2 (en) | Method of producing low-silicon steel | |
RU2786100C1 (en) | Method for the production of vanadium-containing steel (options) | |
CN105714023A (en) | Low-silicon aluminum killed steel refining device and method | |
RU2818526C1 (en) | Low-silicon steel production method | |
SU413199A1 (en) | ||
CZ298618B6 (en) | Method for producing pozzolanic or hydraulic grinding additives from various kinds of basic oxidic slag intended for industrial production of cement | |
SU1046299A1 (en) | Method for treating molten steel | |
SU1774957A3 (en) | Method of processing cast iron outside furnace | |
RU2255119C1 (en) | Method of production of synthetic refinery slag at treatment of molten feed in "furnace-ladle" unit and charge for production of synthetic refinery slag | |
SU865925A1 (en) | Method of smelting bearing steel | |
SU551372A1 (en) | The method of steelmaking in the open-hearth furnace | |
RU2136764C1 (en) | Method of conversion of vanadium iron in converter | |
RU2152442C1 (en) | Method of treatment of molten steel with slag | |
SU1036760A1 (en) | Slag for refining steels and alloys | |
SU821501A1 (en) | Method of steel production | |
SU933725A1 (en) | Mixture for making steel | |
SU1074908A1 (en) | Slag forming mix |