SU1189883A1 - Method of steel melting - Google Patents

Method of steel melting Download PDF

Info

Publication number
SU1189883A1
SU1189883A1 SU843699820A SU3699820A SU1189883A1 SU 1189883 A1 SU1189883 A1 SU 1189883A1 SU 843699820 A SU843699820 A SU 843699820A SU 3699820 A SU3699820 A SU 3699820A SU 1189883 A1 SU1189883 A1 SU 1189883A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
slag
lining
consumption
steel
metal
Prior art date
Application number
SU843699820A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Людмила Юрьевна Назюта
Геннадий Зинатович Гизатулин
Николай Алексеевич Гуров
Григорий Михайлович Белопольский
Игорь Вячеславович Куликов
Владимир Степанович Кальченко
Александр Матвеевич Овсянников
Александр Федорович Папуна
Георгий Иванович Налча
Алексей Филлипович Лузан
Игорь Николаевич Симонов
Original Assignee
Ждановский металлургический институт
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 Ждановский металлургический институт filed Critical Ждановский металлургический институт
Priority to SU843699820A priority Critical patent/SU1189883A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1189883A1 publication Critical patent/SU1189883A1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Abstract

СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ, включающий завалку лома и шлакообразующих материалов, ввод отработанной футеровки алюминиевых электролизеров , заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом, о тличающийс  т.ем, что, с целью увеличени  расхода лома и снижени  длительности плавки, отработанную футеровку алюминиевых электролизеров загружают в количестве 10-25 кг/т стали, причем 20-50% ее количества ввод т в жидкий чугун за 20-30 мин до его слива, а 50-80% ввод т на подину печи с присадкой на него шлакообразующих материалов и лома.METHOD OF MELTING STEEL, including filling scrap and slag-forming materials, entering the spent lining of aluminum electrolyzers, pouring liquid iron and purging the metal with oxygen, differing from that, in order to increase the consumption of scrap and reduce the duration of smelting, the spent lining of aluminum electrolyzers is loaded in quantity 10–25 kg / t of steel, with 20–50% of its quantity being introduced into liquid iron 20–30 minutes before it is drained, and 50–80% is introduced into the furnace hearth with the addition of slag-forming materials and scrap to it.

Description

0000

ХX

эоeo

30thirty

9 Изобретение относитс  к черной металлургии, а именно к способам выплавки стали в мартеновских печах Цель изобретени  - увеличение расхода чугуна и снижение длительности плавки. Отработанна  футеровка алюминиевых электролизеров представл ет собой куски 10-1500 мм. Наличие крупных фракций более 400 мм, как правило, не превьппает 15%, В чугуно возный ковш такие куски зах-ружают после предварительногодроблени . Согласно химическому анализу материал содержит от 40 до 80% углерода , от 10 до 20% и А1мет, от 10 до 35% NaF и NajAlF, не бол 0,6% серы. Использование материала в мартеновском производстве возможно в недробленом и дробленом состо нии . Наличие в составе отработанной футеровки нар ду е теплоносителем (углеродом, карбидом алюмини ) разжн сающих сталеплавильный шлак компонентов (NaF и А120з) расшир ет диапазон его применени . Как показали результаты расчетов.тепловых балансов мартеновского и конвертерного способов выплавки стаЛи, ис пользование отработанной футеровки в качестве дополнительного теплоносител  с целью сокращени  расхода чугуна возможно при его расходе более 5 кг/т стали. Однако при этом за счет дополнительного -поступлени  в шлак разжижающих компонентов (от 6 до 16% от веса шлака) значительно повьш1аетс  его жидкотекучест и склонность к вспениванию . Присутствие в шлаке стабилизирующих пену сажистых частиц углерода делает процесс неуправл емым, усложн ет .перемешивание ванны и значительно снижает производительность агрегата Некоторое увеличение верхнего предела использовани  в сталеплавил ном переделе.отработанной футеровки может быть достигнуто за счет скачи вани  начального шлака. Однако кард нальным решением вопроса Явл етс  рассредоточение присадок материала по всему периоду рафинировани . В мартеновском переделе загрузка мате риала в период доводки не дала поло жительных результатов из-за низкого удельного веса и длительного пребывани  в шлаковой фазе. Ввод материа ла необходимо осуществл ть в металлическую фазу. Наиболее удобными оказались режимы загрузки отработанной футеровки на подину печи под слой шлакообразующих, лома и чугуна и в жидкий чугун до момента его слива в печь. Эти приемы позвол ют увеличить расход материала до 10 кг/т стали.. Технологические показатели таких плавок в услови х 900-т мартеновских печейпредставлены в табл. 1. Их анализ показал, что, ввод футеровки на подину печи под шлакообразующие удлин ет период ее взаимодействи  с металлической ванной. На р де плавок наблюдалось всплывание футеровки в ванну в конце полировки. Врем  взаимодействи  значительно зависит от качества лома: при использовании легковесного лома зтот период был значительно меньше, чем при использовании обрези сл бов. Загрузка футёройки на подину печи не обеспечивает высоких рафинирующих свойств начального шлака, которые достигаютс  при загрузке материала в жидкий чугун. Недостатком последнего способа  вл етс  удлинение периода плавлени  в результате интенсивного пенообразовани , а также плохой прогрев ванны через слой пенистого шлака (температура металла по расплавлении на ниже). Естественно, что комбинированный способ ввода материала в жидкий чугун до слива е,го в печь и на подину под шлакообразующие улучшит технологические показатели процесса. Оптимальные соотношени  расходов опытного материала в чугун и на . подину печи определ лись экспериментально . Как показали результаты исследовани  (табл. 1),. технологические показатели процесса с использованием отработанной футеровки улучшаютс , если часть этого материала в количестве 50-80% от общего расхода загружаетс  на подину печи, а друга  часть - 20-50% загружаетс  в жидкий чугун до его слива в печь. Основной целью ввода футеровки в жидкий чугун до его слива в печь  вл етс  сокращение продс лжительно- сти плавки за счет интенсификации процессов десульфурации и дефосфорации на начальных стади х периода плавлени  и удаление избыточного содержани  серы и Босфора с первичным сбегающим щлаком. Если вс  масса угольной футеровки загружаетс  на подину печи, то процесс поступлени  NaF и AljOj этого материала в шлаковую фазу нач наетс  только с середины плавлени , что подтверждаетс  результатами химического анализа начального и конечного сбегающего шлака (табл. 2). При вводе части материала в жидкий чугун поступление указанных элементов в шлак начинаетс  с момента слива чугуна, увеличивает рафинирующую способность первичного шлака и способствует более глубоком удалению из металла серы и фосфора. О полном переходе ввод1 ой на дн чугуновозного ковша угольной футеро ки в объем чугуна в растворенном виде или в виде взвеси свидетельствует отсутствие этого материала в ковше после слива его в печь. При загрузке на подииу печи мене 50% отработанной футеровки в резуль тате длительного плавлени  подслоев пенистого шлака продолжительность плавки увеличиваетс . При загрузке на подину печи бол1в 80% отработанной футеровки увеличиваетс  длительность полировки за счет поступлени  в ванну дополнительного количества углерода и чистого кипа - за счет более высокого содержани  в металле серы. При расходе отработанной футеровки 10 кг/т стали наиболее высокие технологические показатели (максимальное сокращение длительности плавки 14 мин и минимальное содержание серы в готовом металле 0,ОАО%) достигаютс  если 50% расходуемого материала загружают на . подину печи под шлакообразующие. Количественные пределы расхода отработанной футеровки при условии загрузки на подину 50 и 80% (гранича ные услови ) этого материала также определ лись экспериментальным путем (табл. 3). При этом было установлено , что снижение расхода чугун достигаетс  только при расходе футеровки более 10 кг/т сталк. При меньшем расходе материала тепло от горени  углерода расходуетс  на нагрев футеровки до температуры протекани  эндотермической реакции раскислени  шлака. При этом наблюдаетс  ускорени шлакообразовани  и снижение удельного расхода известн ка на 1 ед. основности шлака. Расход отработанной угольной футеровки в предлагаемом способе имеет граничные значени , которые не могут быть рассчитаны исход  из необходимости получени  требуемого содержани  углерода по расплавлении. С увеличением расхода отработанной футеровки более 10 кг/т стали расход чугуна посто нно снижаетс . В исследованных услови х каждый 1 кг вводимой футеровки снижает расход чугуна на 2,5 кг. Однако с увеличением расхода отработанной футеровки повышаетс  и жидкотекучесть шлака. При расходе футеровки более 25 кг/т стали жидкотекучесть шлака достигает критических пределов, вспениваетс  и резко увеличивает продолжительность плавлени  и доводки. Причем при минимальном расходе футеровки на подину печи (50% от 26 кг/т стали) значительно увеличиваетс , период плавлени  при сохранении стабильной продолжительности доводки. И наоборот , при максимальном расходе футеровки на подину (80% от 26 кг/т стали ) резко увеличиваетс  продолжительность доводки при относительно стабильной продолжительности плавлени . , Таким образом, при расходе футеровки более 25 кг/т независимо от способа ее ввода снижение продолжительности плавки не достигаетс . Поэтому расход отработанной футеровки  вл етс  критическим. Оптимальньм расходом футеровки,согласно результатам исследовани ,  вл етс  расход 15 кг/т стали, который обеспечивает минимальное сокращение продолжительности плавки в среднем на 16 мин и максимальное увеличение десульфирующей способности шлака - нд 2,5-7,2% Сабе.). При этом расходе отработанной футеро.вки целесообразен ввод оснойного ее количества (70% от общей массы) на подину печи под шлаообразующие , который обеспечит более ысокое качество выплавл емого, меалла . При расходах опытного материала 10-25 кг/т стали в жидкий чугун необходимоЗагрузить от 2 до 12,5 кг/т стали отработанной футеровки. Дл  усвоени  этого колргчества . отработанной футеровки требуетс 9 The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to methods for smelting steel in open-hearth furnaces. The purpose of the invention is to increase the consumption of pig iron and reduce the duration of smelting. The used lining of aluminum electrolysis cells is pieces of 10-1500 mm. The presence of coarse fractions of more than 400 mm, as a rule, does not exceed 15%. In a pig iron, a portable ladle such pieces are seized after pre-crushing. According to chemical analysis, the material contains from 40 to 80% carbon, from 10 to 20% and Almet, from 10 to 35% NaF and NajAlF, not more than 0.6% sulfur. The use of the material in the open-hearth production is possible in an unshredded and crushed state. The presence in the composition of the spent lining, along with the coolant (carbon, aluminum carbide), of the components of the steelmaking slag (NaF and A120z) expanding the range of its application. As the results of calculations showed. Thermal balances of open-hearth and converter methods for smelting steel, the use of spent lining as an additional coolant to reduce the consumption of pig iron is possible with its consumption of more than 5 kg / t of steel. However, due to the addition of the diluting components to the slag (from 6 to 16% by weight of the slag), its fluidity and tendency to foaming significantly increases. The presence of carbon black particles in the slag stabilizing the foam makes the process uncontrollable, complicates the mixing of the bath and significantly reduces the productivity of the unit. Some increase in the upper limit of use in the steelmaking redistribution. The waste lining can be achieved by jumping the initial slag. However, a cardinal solution to the problem is the dispersal of the additive material throughout the refining period. In the open-hearth redistribution, the loading of the material during the period of refining did not give positive results due to the low specific weight and long stay in the slag phase. The input of the material must be carried out in the metallic phase. The most convenient were the modes of loading the spent lining on the furnace bottom under a layer of slag-forming, scrap and cast iron and into liquid iron until it is drained into the furnace. These techniques allow to increase the consumption of material up to 10 kg / t of steel. Technological parameters of such heats under the conditions of 900-ton open-hearth furnaces are presented in Table. 1. Their analysis showed that putting the lining on the furnace hearth under the slag-forming lengthens the period of its interaction with the metal bath. On the raft heats a lining emerged in the bath at the end of polishing. The time of interaction significantly depends on the quality of the scrap: when using lightweight scrap, this period was significantly shorter than when using slab trimming. Loading the lining on the furnace hearth does not provide the high refining properties of the initial slag, which is achieved when the material is loaded into liquid iron. The disadvantage of the latter method is the lengthening of the melting period as a result of intensive foaming, as well as poor heating of the bath through a layer of foamy slag (the temperature of the metal at melting to below). Naturally, the combined method of introducing material into liquid iron before draining it, go into the furnace and on the hearth under the slag-forming material will improve the technological indicators of the process. The optimal cost ratios of the experimental material in the cast iron and on. furnace hearths were determined experimentally. As shown by the results of the study (Table 1) ,. The technological indicators of the process using waste linings are improved if a part of this material in an amount of 50-80% of the total consumption is loaded on the furnace hearth, and another part of 20-50% is loaded into liquid iron before it is drained into the furnace. The main purpose of introducing the lining into the liquid iron before it is drained into the furnace is to reduce the smelting propensity due to the intensification of the desulfurization and dephosphorization processes at the initial stages of the melting period and the removal of excess sulfur and the Bosporus with the primary escaping slach. If the whole mass of the coal lining is loaded on the furnace hearth, then the process of NaF and AljOj entering this material into the slag phase begins only from the middle of melting, which is confirmed by the chemical analysis of the initial and final slag ejection (Table 2). When a part of the material is introduced into the liquid iron, the entry of these elements into the slag begins from the moment the iron is drained, increases the refining capacity of the primary slag, and promotes deeper removal of sulfur and phosphorus from the metal. The complete transfer of the coal-iron lug into the bulk of cast iron in dissolved form or in suspension as a suspension of the injection of a pig iron ladle into the furnace is shown by the absence of this material in the ladle after it is drained into the furnace. When the furnace is loaded less than 50% of the spent lining as a result of prolonged smelting of foam slag sublayers, the duration of smelting increases. When 80% of the spent lining is loaded on the furnace bottom, the polishing duration increases due to the addition of additional carbon and a clean bale into the bath due to the higher content of sulfur in the metal. With a spent lining consumption of 10 kg / ton of steel, the highest technological parameters (the maximum reduction in the smelting time of 14 minutes and the minimum sulfur content in the finished metal 0%%) are achieved if 50% of the consumable material is loaded onto. hearth furnace slag-forming. The quantitative limits of the spent lining consumption under the condition of loading on the bottom 50 and 80% (boundary conditions) of this material were also determined experimentally (Table 3). It was found that the reduction of cast iron consumption is achieved only at a lining consumption of more than 10 kg / t stalk. With a lower consumption of material, heat from the combustion of carbon is spent on heating the lining to the temperature of the endothermic slag deacidification reaction. At the same time, slag formation is accelerated and the specific consumption of lime is reduced by 1 unit. slag basicity. The consumption of spent coal lining in the proposed method has boundary values that cannot be calculated on the basis of the need to obtain the required carbon content by melting. With an increase in the consumption of spent linings of more than 10 kg / ton of steel, the consumption of pig iron is constantly decreasing. Under the conditions studied, each 1 kg of injected linings reduces the consumption of pig iron by 2.5 kg. However, with increasing consumption of the spent lining, the flowability of the slag also increases. At a lining consumption of more than 25 kg / t of steel, the fluidity of the slag reaches critical limits, foams and dramatically increases the duration of smelting and finishing. Moreover, with a minimum consumption of lining on the furnace hearth (50% of 26 kg / ton of steel), the period of melting increases while the finishing time remains stable. Conversely, with a maximum lining flow rate on the hearth (80% of 26 kg / ton of steel), the finishing time increases dramatically with a relatively stable duration of melting. Thus, with a lining flow rate of more than 25 kg / ton, regardless of the method of its injection, a reduction in the duration of the heat is not achieved. Therefore, the consumption of the spent lining is critical. The optimal lining consumption, according to the results of the study, is a consumption of 15 kg / ton of steel, which provides a minimum reduction in the duration of smelting by an average of 16 minutes and a maximum increase in the desulfurization capacity of the slag - nd 2.5-7.2% Sabe.). At this consumption of spent lining., It is advisable to input its basic amount (70% of the total mass) on the furnace bottom under the slag-forming furnaces, which will provide a higher quality of the produced metal. At the cost of the experimental material of 10-25 kg / t of steel in liquid iron, it is necessary to load from 2 to 12.5 kg / t of steel of the spent lining. To assimilate this collegium. spent lining is required

определеннЬе врем . Согласно промьшленным испытани м дл  усвоени  чугуном 2,1% от его веса (верхний предел расхода отработанной футе.ровки ) отработаннбй футеровки требуетс  20-30 мин. При выдержке указанных материалов более 30 мин значительно снижаетс  температура чугуна. При загрузке в чугун 2,1% отработанной футеровки менее, чем за 20 мин некотора  ее часть не успевает усвоитьс  и на р де плавок бстаетс  в ковше после заливки чугуна в печь.certain time According to industrial tests, it takes 20-30 minutes for an iron to absorb 2.1% of its weight (the upper limit of the consumption of the spent footers) of the spent lining. When these materials are exposed for more than 30 minutes, the temperature of the cast iron significantly decreases. When 2.1% of the spent lining is loaded into the cast iron in less than 20 minutes, some of it does not have enough time to digest and, in a row, melts in the ladle after pouring the cast iron into the furnace.

Основное количество отработанной футеровки в количестве 5-20 кг/т стали (50-80% от общего расхода) загружаетс  на подину лечи под шлакообразующие . Основное назначение этой части материала - улучшение теплового режима плавок в конце периода плавлени  и доводки металла за счет притока дополнительного количества углерода. Согласно расче там в период доводки в металл поступает 0,5-2,0% углерода в зависимост от общего расхода футеровки и ее доли в. чугуне. The main amount of waste lining in the amount of 5-20 kg / ton of steel (50-80% of the total consumption) is loaded on the bottom of the heal under the slag-forming. The main purpose of this part of the material is to improve the thermal conditions of the melts at the end of the period of melting and finishing the metal due to the influx of additional carbon. According to calculations, 0.5–2.0% of carbon enters the metal during the period of finishing, depending on the total lining consumption and its share in. cast iron

П р и м е р. В 900-т мартеновско печи выплавл ют сталь 3 кп. На поди ну печи загружают 8 т отработанной угольной футеровки, 16т железной руды, 57 т известн ка, и 430 т металлического лома. Все это прогревают и заливают 520 т чугуна, в который за 25 мин до слива в печь загрузили 5 т отработанной футеровки. Через 15 мин после слива чугуна скачивают первичный шлак. Продувку ванны кислородом начинают после слива трех ковшей (300 т) жидкого чугуна с интенсивностью 6000 . Моментрасплавлени  металла определ ют визу- . ально по состо нию ванны. Отбирают ; пробы металла и шлака, замер ют / температуру ванны. После полного расплавлени  навод т новый шлак путем присадки 6 т боксита, 5 т окалины , 8 т извести, а затем полируют в течение 80 мин. В период полировки с целью интенсификации процесса : окислени  углерода увеличивают расход кислорода через сводовые фурмы на 40% и опускают фурму, на 20% ниже первоначального ее уровн . При зтом расход кислорода составл ет 8400 . В конце полировки перед чистым кипом отбирают пробы металла и шлака, замер ют температуру ванны. Продувку ванны кислородом заканчивают за 15 мин до окончани  плавки.PRI me R. In a 900-ton open-hearth furnace, steel 3 kp is smelted. At the furnace bottom, 8 tons of waste coal lining, 16 tons of iron ore, 57 tons of limestone, and 430 tons of scrap metal are loaded. All this is heated and poured 520 tons of pig iron, into which 5 tons of spent lining was loaded into the furnace 25 minutes before being drained. 15 minutes after the cast iron is drained, primary slag is downloaded. The purging of the bath with oxygen begins after draining three ladles (300 tons) of liquid iron with an intensity of 6000. Metal melts are visually determined. by the state of the bath. Taken away; samples of metal and slag, measure / bath temperature. After complete melting, a new slag is induced with an additive of 6 tons of bauxite, 5 tons of scale, 8 tons of lime, and then polished for 80 minutes. During the polishing period in order to intensify the process: the oxidation of carbon increases the consumption of oxygen through the arched tuyeres by 40% and lowers the tuyere, 20% below its initial level. At this time, the oxygen consumption is 8400. At the end of polishing, samples of metal and slag are taken before a clean bale, and the bath temperature is measured. Blowing the bath with oxygen is completed 15 minutes before the end of the heat.

Указанна  последовательность действий осуществл етс  при изменении расходов отработанной угольной футеровки . Получе,нные данные приведены в табл. 1,3.This sequence of actions is carried out when the costs of spent coal lining change. The data are given in table. 1.3.

В табл. 4 представлены технологические показатели таких рлавок в сравнении с известным вариантом.In tab. 4 shows the technological performance of such plow in comparison with the known option.

Таким образом, в услови х мартеновского производства предлагаемый способ выплавки стали позвол ет снизить по сравнен1чо с базовьм вариантом содержание чугуна на 34 кг/т и продога ительность плавки на 17 мин при более высокой степени десульфурации металла в периоды плавлени  и дово;цки. Это поздрлит снизить себестоимость стали и повысить ее качествЬ за счет снижени  содержани  серы в готовом металле в среднем на О,006% по сравнению с базовым вариантом .Thus, under the conditions of open-hearth production, the proposed steel smelting method makes it possible to reduce the iron content by 34 kg / t and the smelting efficiency by 17 minutes with a higher degree of desulfurization of the metal during the melting and finishing periods. This will reduce the cost of steel and increase its quality by reducing the sulfur content in the finished metal by an average of 0. 006% compared with the base case.

11898831189883

8eight

Таблица 1Table 1

1.Продолжительность, ч-мин 5-155-16 твердого периода ,3-553-56 жидкого периода .в том числе: 1-501-44 плавлени  1-251- 30 полировки 0-400-42 чистого кипа 2.Состав металла по расплавлении , % 1,171,20 углерод 0,140,14 марганец 0,480,050 сера 0,0170,017 фосфор 3.Температура металла по расплавлении, с 1515151S 4.Состав шлака по расплавлении : 8,39,2 FeO, % 2,02,1 основность 5.Состав металла в конце полировки, % 0,260,26 углерод 0,150,16 марганец Oj0440,045 6.Температура металла в конце полировки, С 15901590 in 5-005-02 5-035-035-14 3-403-42 3-433-533-54 1-301-35 1-251-251-25 1-251-30 1-301-351-34 0-450-47 0-480-530-55 1,35t,35 1,421,481,55 0,150,16 0,160,160,16 0,0520,052 0,0530,0550,057 0,0180,018 0,024 0,0260,026 15201525 153015301530 9,410,0 10,811,0,10,8 2,02,0 1,91,91,8 0,270,27 0,270,280,28 0,160,17 0,180,180,18 0,0430,042 0,0440,0450,048 15951595 159515951595 7. Состав шпака в конце полировки: FeO, % 8,6 8,8 2,2 2,2 основность 8. Соста:в металла перед раскислением, % углерод 0,15 0,15 0,042 0,042 сера Примечай и б. 1. Duration, h-min 5-155-16 solid period, 3-553-56 liquid period. Including: 1-501-44 melting 1-251-30 polishing 0-400-42 clean bale 2. Composition of the metal by melting,% 1,171.20 carbon 0.140.14 manganese 0.480.050 sulfur 0.0170.017 phosphorus 3.Melt metal temperature by melting, from 1515151S 4.Slag composition by melting: 8.39.2 FeO,% 2.02.1 basicity 5. The composition of the metal at the end of polishing,% 0,260,26 carbon 0,150,16 manganese Oj0440,045 6. The temperature of the metal at the end of polishing, C 15901590 in 5-005-02 5-035-035-14 3-403-42 3- 433-533-54 1-301-35 1-251-251-25 1-251-30 1-301-351-34 0-450-47 0-480-530-55 1.35t, 35 1.421.481.55 0.150 , 16 0.160.160.16 0.0520.052 0.0530.0550.057 0.018.018 0.024 0 , 0260.026 15201525 153015301530 9.410.0 10.811.0.10.8 2.02.0 1.91.91.8 0.270.27 0.270.280.28 0.160.17 0.180.180.18 0.0430.042 0.0440.0450 , 048 15951595 159515951595 7. The composition of the spike at the end of polishing: FeO,% 8.6 8.8 2.2 2.2 basicity 8. Compound: in the metal before deoxidation,% carbon 0.15 0.15 0.042 0.042 sulfur Note and b.

Продолжение табл.Continued table.

Т а бT a b

лица 2 Расход чугуна 530 т, расход металлического лома 420 т, расход отработанной угольной футеровки 10 кг/т стали. 9,2 10,0 9,6 10,210,0 2,2 2,1 2,1 2,02,1 0,15 0,15 0,16 0,160,16 0,040 0,040 0,042 0,0430,045persons 2 Cast iron consumption 530 t, scrap metal consumption 420 t, spent coal lining consumption 10 kg / t steel. 9.2 10.0 9.6 10.210.0 2.2 2.1 2.1 2.1 2.01 0.15 0.15 0.16 0.160.16 0.040 0.040 0.042 0.0430.045

Начальный 18,2 Starting 18.2

3 0,091 5 ,0 /,6 сбегающий х.О3 0,091 5, 0 /, 6 running x.O

Конечный Finite

3,2х 0,11 0,6 Хз сбегающий Примечание. Слева над косой чертой - ввод 10 кг/т стали отработанной угольной футеровки на подину печи. Справа под косой чертой ввод 7 кг/т стали отработанной угольной футеровки на подину печИ и 3 кг/т стали в жидкий чугун.3.2 x 0.11 0.6 Hz running out Note. On the left above the slash - enter 10 kg / t of steel waste coal lining on the furnace hearth. On the right under the slash line, input of 7 kg / t of steel of spent coal lining on the furnace hearth and 3 kg / t of steel into liquid iron.

SS

о 1Л inabout 1L in

т тt t

-about

гg

мm

1L

I. I.

о юo you

5 А5 A

ОABOUT

77

о счabout

trttrt

1Л 1Л1L 1L

II

Т Т T T

« "

g 5 счg 5 sch

- м - m

о Аabout a

t о;t o;

Г4G4

2 S2 s

in .3in .3

S АS A

о ш шabout sh w

оabout

15: I15: I

Г4G4

ID ID

mm

SiSi

1one

m ееm her

О о Oh oh

7 7 . 7 7.

Л М лLm l

- л л- l l

«о « h."O" h.

II

SS

II

S S И S s and

оabout

S SS s

л л А 1Лl l a 1l

in «in "

« "

ГлGL

SS

оabout

(H

чГcg

II

-.. €Ч- .. € H

г g

5 ь5 s

ц c

ВAT

I II I

«г-Г4"G-G4

N ОN o

7 7

ЧО ШCho sh

7 7

«- W"- W

со оwith about

7 7 л7 7 l

Я 12 J. АI am 12 J. A

и Sand s

НиNeither

§ |м§ | m

9n

Л SL s

ш ,sh,

Расходы на плавку, т .Smelting costs, tons

чугуна550cast iron550

металлического лома400scrap metal400

железной руды16 угольной футеровкиiron ore 16 coal lining

известн ка57known ka57

Продолжительность периодов плавки, ч-мин ,The duration of the periods of melting, h-min

твердого периода4-40solid period4-40

жидкого периода5-14 в том числе:liquid period 5-14 including:

слива чугуна 1-20cast iron drain 1-20

плавлени 1-30melting 1-30

полировки.1-30polishing. 1-30

чистого кипа0 54clean bale0 54

Состав металла по расплавлении, 7.The composition of the metal to melt, 7.

.углерод. 0,92.carbon. 0.92

марганец0,16manganese 0.16

сера0,056sulfur0,056

Температура металла по расплавлении , С .1530Metal melting temperature, С .1530

Состав шлака по расплавлении,%The composition of the slag by melting,%

FeO12,0FeO12.0

основность1 ,9basicity1,9

Таблица 4Table 4

520520

430430

16sixteen

1313

5757

4-45 4-524-45 4-52

1-15 1-26 1-201-15 1-26 1-20

ОABOUT

0-500-50

1,05 0,15 0,0521.05 0.15 0.052

15251525

8,6 2,1 151189883 niz:i::i::ii::z 6. Состав металла в конце полировки , % : углерод. марганец сера 7.Температура металла в конце полировки, с 8.Состав шлака в конце полировки, % FeO. основность 9.Расход кислорода в период полировки, 10.Состав металла .перед .раскис- . . , % , t . . углерод . сера 16 Продолжение табл.4 :n:::i;:::i: 0,240,2б 0,140,11 0,0460,040 15851590 10,48,8 2,12,4. 6000.8400 , . , 0,150,15 0,044 0,0388.6 2.1 151189883 niz: i :: i :: ii :: z 6. The composition of the metal at the end of polishing,%: carbon. manganese sulfur 7. Metal temperature at the end of polishing, from 8. Composition of slag at the end of polishing,% FeO. basicity 9. Oxygen consumption during the polishing period, 10. Composition of the metal. Before. Painted. . ,%, t. . carbon sulfur 16 Continuation of table 4: n ::: i; ::: i: 0.240.2b 0.140.11 0.0460.040 15851590 10.48.8 2.12.4. 6000.8400. , 0.150.15 0.044 0.038

Claims (1)

СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ, включающий завалку лома и шлакообразующих материалов, ввод отработанной футеровки алюминиевых электролизеров, заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом, о тличающийся тем, что, с целью увеличения расхода лома и снижения длительности плавки, отработанную футеровку алюминиевых электролизеров загружают в количестве 10-25 кг/т стали, причем 20-50% ее количества вводят в жидкий чугун за 20-30 мин до его слива, а 50-80% вводят на подину печи с присадкой на него шлакообразующих материалов и лома.METHOD OF MELTING STEEL, including filling scrap and slag-forming materials, introducing spent lining of aluminum electrolysis cells, pouring molten iron and purging metal with oxygen, characterized in that, in order to increase scrap consumption and reduce the duration of smelting, the spent lining of aluminum electrolysis cells is loaded in an amount of 10- 25 kg / t of steel, with 20-50% of its amount being introduced into molten iron 20-30 minutes before it is drained, and 50-80% is introduced onto the bottom of the furnace with slag-forming materials and scrap added to it. эо >eo> 1 1189883 21 1189883 2
SU843699820A 1984-02-14 1984-02-14 Method of steel melting SU1189883A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU843699820A SU1189883A1 (en) 1984-02-14 1984-02-14 Method of steel melting

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU843699820A SU1189883A1 (en) 1984-02-14 1984-02-14 Method of steel melting

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1189883A1 true SU1189883A1 (en) 1985-11-07

Family

ID=21103197

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU843699820A SU1189883A1 (en) 1984-02-14 1984-02-14 Method of steel melting

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1189883A1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5286274A (en) * 1991-11-07 1994-02-15 Elkem Technology A/S Method for treatment of potlining residue from primary aluminium smelters
EP0693005A4 (en) * 1993-04-06 1997-04-02 Ausmelt Ltd Smelting of carbon-containing material

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Авторское свидетельство СССР № 246542, кл. С 21 С 5/04, 1967. Авторское свидетельство СССР № 988877, кл. С 21 С 5/28. *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5286274A (en) * 1991-11-07 1994-02-15 Elkem Technology A/S Method for treatment of potlining residue from primary aluminium smelters
EP0693005A4 (en) * 1993-04-06 1997-04-02 Ausmelt Ltd Smelting of carbon-containing material
US6066771A (en) * 1993-04-06 2000-05-23 Ausmelt Limited Smelting of carbon-containing material

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4537629A (en) Method for obtaining high purity ductile iron
SU1189883A1 (en) Method of steel melting
RU2341563C2 (en) Method of steel manufacturing in converter
EP1524322A2 (en) Method of liquid steel production with slag recycling in a converter, equipment to employ the method
US3251679A (en) Method of refining an iron melt
RU2805114C1 (en) Steel melting method in electric arc furnace
RU2786105C1 (en) Method for steel smelting in a converter on liquid iron
RU2802676C1 (en) Steel melting method
RU2051973C1 (en) Method for steel smelting in martin furnace
Biswas et al. Iron-and Steel-Making Process
RU2145356C1 (en) Method of converter melting with use of prereduced materials
RU2215044C1 (en) Process for smelting steel in hearth steelmaking units
SU1027227A1 (en) Method for making steel
SU1100319A1 (en) Method for smelting steel in open-hearth furnaces
SU1754784A1 (en) Charge for steelmaking in open hearth furnace and method of charging
SU929709A2 (en) Method for treating molten crude iron
RU2218419C2 (en) Method of steel melting in converter
SU342910A1 (en) METHOD OF MELTING THE STALLING UNION mark? Et1S "Tash: n;: IT ^ 1 LIBRARY
RU2034037C1 (en) Oxygen steel-making converter method
RU2208050C1 (en) Steel melting burden
SU1060685A1 (en) Method for smelting steel in oxygen converter
JP3924058B2 (en) Converter steelmaking method using dephosphorized hot metal
SU910793A1 (en) Method for extrafurnace treatment of steel and martin furnace
RU2289630C2 (en) Melt metal bath metallurgical processing method
SU1416514A1 (en) Steel melting process