SU1305176A1 - Способ выплавки стали - Google Patents
Способ выплавки стали Download PDFInfo
- Publication number
- SU1305176A1 SU1305176A1 SU853906291A SU3906291A SU1305176A1 SU 1305176 A1 SU1305176 A1 SU 1305176A1 SU 853906291 A SU853906291 A SU 853906291A SU 3906291 A SU3906291 A SU 3906291A SU 1305176 A1 SU1305176 A1 SU 1305176A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- metal
- consumption
- slag
- iron
- purge
- Prior art date
Links
Classifications
-
- 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
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
Abstract
Изобретение относитс к способам вьшлавки стали в кислородных конвертерах . Цель и зобретени - сокращение расхода чугуна и раскислителей, повышение качества металла. В конвертер последовательно ввод т отработанную угольную футеровку алюминиевых электролизеров в количестве 10-25 кг/т, стали. Угольную футеровку предварительно раздел ют на фракции с различным содержанием углерода. Фракции с максимальным содержанием углерода
Description
Изобретение относитс к черной металлургии, конкретнее к способам выплавки стали в кислородных конвертерах .
Цель изобретени сокращение расхо- да чугуна и раскислителей, а также повьшение качества металла. .
Снижение расхода жидкого чугуна достигаетс за счет улучшени теплового режима процесса в результате до- полнительного притока тепла экзотермического горени углерода отработанной угольной футеровки, вводимой перед заливкой жидкого чугуна. Увеличение содержани углерода в этой порции материала, а также удельного ее расхода повышает теплосодержание ванны в начальные периоды рафинировани и обеспечивают переработку шихты с более высоким содержанием металличес- Кого лома и соответственно более низким - жидкого чугуна.
Использование в шихте конвертерной плавки углеродсодержащего теплоносител сопровождаетс некоторым ухудшением процессов шлакообразова
ни , что в период интенсивного окислени углерода сопровождаетс повьш1е- нием гетерогенности шлака, его свертыванием и оголением металла, кото- рое увеличивает газонасьпценность и ухудшает качество металла.
Повьш ение качества металла обеспечиваетс за счет регулировани про- цессами шлакообразовани по ходу про- дувки, в том числе его окисленностью и жидкоподвижностью.
Под регулированием процессами шлакообразовани понимают воздействие на процесс шлакообразовани посредством совокупности приемов (разделение материала на два состава с различным содержанием углерода и порционный ввод по ходу продувки), обеспе- тельного количества углерода требует
чивающих требуемую дл процесса жид- коподвижность и активность шлака по отношению к примес м металла, а также контролируемое изменение этих параметров в процессе рафинировани .
Ухудшени процессов шлакообразовани наблюдатьс не будет, если в состав шлака ввести фториды щелочных металлов. Учитыва кратковременность разжижающего действи этих компонентов (3-5 мин), ввод их в шлак желательно осуществл ть последовательно, небольшими порци ми.
50
увеличени расхода кислорода на его окисление. G увеличением интенсивности продувки повьшаетс угар железа и окисленность конечного шлака. Это снижает выход жидкого- металла и повьш1ает расход раскислителей.
Снижение окисленности конечного шлака и соответственно экономи раскислителей достигаетс вводом части ГС отработанной угольной футеровки в конце продув1 и, когда скорость окислени углерода резко снижаетс , а окисленность шлака достигает максимального уровн .
Порционный ввод отработанной угольной футеровки через систему бункеров неприемлем, так как не обеспечивает поступление углерода в металлическую ванну И-сопровождаетс в период интенсивного окислени углерода значительными потер ми с отход щими газами .
Регулирование процессами шлакообразовани достигаетс использованием скрап-угольных пакетов, растворение которых начинаетс с момента слива чугунаiи заканчиваетс по истечении 40-45% от общей продолжительности продувки, т.е. включает в себ рас- сматриваемый период возможного свертывани шлака и общего ухудшени процессов шлакообразовани .
В отличие от известньгх скрап-угольных пакетов, предлагаемый отличаетс наличием шлаковой составл ющей, присутствие которой измен ет динамику формировани шлака в середине периода продувки. Поступление фторидов через металлическую в шлаковую фазу не только регулирует процессы шлакообразовани , но и за счет изменени в зкости металла способствует интенсификации процессов массообмена в самой металлической ванне, например, увеличивает коэффициенты массообмена серы и фосфора на границе раздела металла - шлак и объеме металла.
Ввод отработанной угольной футеровки с пакетами металлома интенсифицирует процесс шлакообразовани и компенсирует некоторое его ухудшение, обусловленное использованием шихты с повьЕденным содержанием металлического лома и загрузкой углеродсодержащего материала под жидкий чугун.
Ввод в период продувки дополни
0
увеличени расхода кислорода на его окисление. G увеличением интенсивности продувки повьшаетс угар железа и окисленность конечного шлака. Это снижает выход жидкого- металла и повьш1ает расход раскислителей.
Снижение окисленности конечного шлака и соответственно экономи раскислителей достигаетс вводом части С отработанной угольной футеровки в конце продув1 и, когда скорость окислени углерода резко снижаетс , а окисленность шлака достигает максимального уровн .
3130
Уменьшение окисленности конечного шлака сопровождаетс перераспределением кислорода в объеме металлической ванны, что позвол ет не только экономить раскислители, но и повьш1ает ка- честно выплавл емого металла за счет общего снижени неметаллических включений , в том числе сульфидного и окисного происхождени о
Отработанна угольна футеровка алюминиевых электролизеров в зависимости от степени ее выработки и условий демонтажа представл ет собой куски 10-150 мм с различным содержанием углерода (40-80%) и шлаковой состав- л ющей (20-60%) в виде фторидов щелочных металлов и окислов алюмини .
Двойственность состава используемого материала - наличие в нем теплоносител (углерод) и разжижител (фториды щелочных металлов) сталеплавильного процесса обуславливает экономию основных материалов (жидкого чугуна и раскислителей) и повышение качества вьтлавл емого металла, Поэтому с технологической точки зрени наиболее целесообразно разделение отработанной угольной футеровки на два состава с выраженными свойствами теплоносител и разжижител ,
Содержание углерода в составе, используемом в качестве теплоносител процесса, должно быть максимальным с небольшими отклонени ми от средней величины, а в составе, используемом в качестве разжижител , достаточным дл компенсировани теплопотерь, св занных с нагревом и ассимил цией шлаковой составл ющей. Указанным требовани м отвечают составы с содержани- ем углерода 71-80% и 40-70%.
Нижний предел содержани углерода в составе, предназначенном дл разжиженин сталеплавильного шлака, св зан с особенност ми образовани укажанно- го материала - пропиткой фторсол ми до определенной концентрации. При содержании углерода более 70% повьшение качества путем регулировани процессов шлакообразовани в период интенсивного окислени углерода не достигаетс из-за низкого содержани в материале фторсолей и глубоким раскислением шлака углеродом. Кроме того , отработанную угольную футеровку с содержанием углерода более 70% наиболее целесообразно использовать в
64
первой порции с целью снижени расхода жидкого чугуна.
Необходимость разделени отработанной угольной фуферовки на два состава с различньм содержанием углерод подтверждаетс данными табл. ,
Согласно представленным данным, использование отработанной угольной футеровки одного состава с содержанием углерода 40-70% (табл. 1, вариант 1) в результате значительного колебани углерода дестабилизирует технологические показатели процесса и затрудн ет его прогнозирование по составу металлошихты. На р де плавок -С низким содержанием углерода в теплоносителе в результате холодного начала и позднего зажигани значительно увеличиваетс продолжительность плавки, угар железа и соответственно окисленность ванны. Это снижает выход жидкого металла и увеличивает расход раскислителей, что делает невозможной экономию жидкого чугуна и раскислителей.
При использовании отработанной угольной футеровки одного состава с содержанием углерода 71-80% (табл.1, вариант 3) за счет более стабильного протекани процесса облегчаетс прогнозирование плавки по сравнению с другими вариантами и снижаетс расход жидкого чугуна в завалку. Однако в результате ухудшени процессов шлакообразовани и, особенно, в период интенсивного окислени углерода на р де плавок повьш1аетс угар железа и снижаетс десульфирирующа способность шлака. Основность конечного шлака падает, а содержание серы в готовом металле увеличиваетс .
Повышенный угар железа уменьшает выход жидкого металла и таким образом увеличивает расход жидкого чугуна на выплавку 1 т стали.
Использование отработанной угольной футеровки двух составов: с содержанием углерода 71-80% в пакетах металлолома и 40-70% в бункере дл загрузки в конвертер перед заливкой жидкого чугуна и в конце рафинировани (табл. 1, вариант 4) не дает требуемого результата, так как св зано с дестабилизацией начального периода плавки и невозможностью ее прогнозировани по составу металлошихты из- за значительных колебаний содержани углерода в футеровке, вводимой перед
заливкой жидкого чугуна, большого числа холодных плавок с большой продолжительностью продувки, и соответственно низким выходом жидкого металла , С другой стороны, из-за низкого содержани фтористых солей в пакетах металлолома отсутствует возможность стабилизации жидкоподвижности шлака в середине продувки, что на р де пла1305176 6
вариант 7) в результате холодного начала процесса и позднего зажигани плавки значительно увеличиваетс продолжительность продувки и соответственно снижаетс производительность агрегата. Стабилизаци теплового режима процесса достигаетс за счет окислени железа. Это снижает выход жидкой стали и увеличивает удельный вок ведет к свертыванию шлака, оголе-tO расход жидкого чугуна. Температура нию металла и повьш1енному угару же- металла в конце продувки снижаетс , леза.а содержание в нем серы увеличиваУказанные недостатки отсутствуют етс .
на плавках с использованием отрабо- При расходе отработанной угольной танной угольной футеровки двух соста- 15 футеровки, вводимой под жидкий чугун, BOB: с содержанием углерода 71-80% более 60% от общего расхода (табл.2, в бункере дл загрузки в агрегат перед заливкой жидкого чугуна и в конце продувки, а также с содержанием углерода 40-70%, запрессованного в пакеты металлолома (табл. 1, вариант 2). Плавки, проведенные по такому варианту, характеризуютс наиболее высокими и стабильными технологическими показател ми: за счет использовани из бункера футеровки с относительно посто нным содержанием углерода 71-80% достигаетс экономи жидкого чугуна и раскислителей, а за счет высокого содержани фтористых солей в материале, запрессованном в пакеты металлолома, создаетс возможность регулировани процессов шлакообразовани по ходу продувки и, особенно, в середине плавки, в период интенсивного окислени углерода Высока стабильность показателей на всех плавках позвол ет рекомендовать такой способ использовани отработанной угольной футеровки дл дальнейше- 40 готовом металле увеличиваетс . Уве- го использовани после уточнени ее личение жидкоподвижности шлака до- расходов на плавку. В табл. 2 приве- стигаетс за счет повьш1енного угара дены технологические показатели опыт- железа в шлак и снижени интенсивнос- ных плавок в сравнении с базовым объ- ти продувки, что сопровождаетс уве- ектом и известным способом. 45 личением расхода раскислителей.
20
25
вариант 8), наоборот, наблюдаетс гор чий ход плавки, который сопровождаетс выносами и переливами металла через горловину конвертера, ухудшением процесса шлакообразовани , снижением интенсивности продувки и соответственно увеличением ее продолжительности .
30
При расходе отработанной угольной футеровки, вводимой в агрегат с пакетами металлолома, менее 30% от общего расхода (табл. 2, вариант 9) в результате недостаточного притока в шлак фторсолей и соответственно снижени жидкоподвижности шлака в период интенсивного окислени углерода, отсутстви регулировани этим пара- 35 метром в процессе продувки значительно ухудшаютс показатели шлакообразовани : резко снижаютс основность конечного шлака и его десульфурирую- ща способность. Содержание серы в
Предлагаемый расход отработанной угольной футеровки с каждой из перечисленных порций (с пакетами металлолома с содержанием углерода 40-70%, перед заливкой жидкого чугуна и в конце продувки с содержанием углерода 71-80%) подтверждаетс данными табл.2, в которой при одном и том же расходе материала (2,0 т) варьируютс его расход в различные периоды продувки.
При расходе отработанной угольной футеровки, вводимой под жидкий чугун, менее 40% от общего объема (табл.2.
При расходе отработанной угольной 15 футеровки, вводимой под жидкий чугун, более 60% от общего расхода (табл.2, 40 готовом металле увеличиваетс . Уве- личение жидкоподвижности шлака до- стигаетс за счет повьш1енного угара железа в шлак и снижени интенсивнос- ти продувки, что сопровождаетс уве- 45 личением расхода раскислителей.
20
25
вариант 8), наоборот, наблюдаетс гор чий ход плавки, который сопровождаетс выносами и переливами металла через горловину конвертера, ухудшением процесса шлакообразовани , снижением интенсивности продувки и соответственно увеличением ее продолжительности .
При расходе отработанной угольной 5 футеровки, вводимой под жидкий чугун, более 60% от общего расхода (табл.2, 0 готовом металле увеличиваетс . Уве- личение жидкоподвижности шлака до- стигаетс за счет повьш1енного угара железа в шлак и снижени интенсивнос- ти продувки, что сопровождаетс уве- 45 личением расхода раскислителей.
0
При расходе отработанной угольной футеровки, вводимой в агрегат с пакетами металлолома, менее 30% от общего расхода (табл. 2, вариант 9) в результате недостаточного притока в шлак фторсолей и соответственно снижени жидкоподвижности шлака в период интенсивного окислени углерода, отсутстви регулировани этим пара- 35 метром в процессе продувки значительно ухудшаютс показатели шлакообразовани : резко снижаютс основность конечного шлака и его десульфурирую- ща способность. Содержание серы в
При расходе отработанной угольной футеровки, вводимой в агрегат с пакетами металлолома и содержанием углерода 40-70%, более 40% от общего расхода (табл. 2, вариант 10) экономи жидкого чугуна не достигаетс из- за резкого снижени в зкости шлакового расплава и повьш1енной склонности его к эмульгированию. Наличие в составе шлака сажистого углерода приводит к образованию стабильной пены и частым переливам металло-шлаковой эмульсии через горловину конвертера.
/13
что снижает производительность агрегата и выхоп жидкого металла.
При расходе отработанной угольной футеровки, вводимой в агрегат в конце продувки (по истечении 80-95% ее продолжительности), менее 10% от общего расхода (табл.2, варианты 8 и 10) экономи раскислителей не до- стигаетс так как указанного количества материала недостаточно дл требуемого снижени окисленности шлака.
При расходе отработанной угольной футеровки, вводимой в агрегат в конце продувки, с содержанием углерода 71-80% более 20% от общего расхода (табл. 2, вариант 7) из-за перераскислени конечного шлака и снижени его жидкоподвижности увеличиваютс потери металла со шлаком и в виде корольков и заплесков металла: выход жидкой стали снижаетс , а удельный расход чугуна растет.
При загрузке последней порции материала по истечении 80-95% продол- жительности продувки обеспечиваютс максимальное снижение окисленности конечного шлака и экономи раскислителей . Варианты времени загрузки материала приведены в табл. 3.
При вводе отработанной угольной футеровки с содержанием углерода 71- 80% на более ранних этапах продувки, например по истечении 75% ее продолжительности (табл. 3, вариант 1), в результате частичного выноса материала отход щими газами и вторичного окислени шлака содержание окислов железа в конечном шлаке значительно увеличиваетс Это сопровождаетс снижением коэффициента распределени серы и увеличением расхода раскислителей .
При более познем по сравнению с предлагаемым временем загрузки по- следней порции отработанной угольной футеровки, например по истечении 98% продолжительности: продувки (табл.3, вариант 4), ввод материала с содержанием углерода 71-80% не обеспечи- вает необходимого снижени окисленности конечного шлака, так как процесс его раскислени происходит в диффузионном режиме с определенной длительностью этапа раскислени ,
В предлагаемых пределах (табл. 3, варианты 2 и 3) ввод последней порци отработанной угольной футеровки с со768
держанием углерод; 71-80% обоспечппа ет экономию раскислителей за смог значительного снижени окисленности конечного шлака и способствует повышению качества готового металла за счет увеличени коэффициента распределени серы и соответственно уменьшени этого элемента в готовом металле.
Отработанна угольна футеровка алюминиевых электролизеров имеет следующий химический состав, мас.%: углерод 40-80, фториста составл юща в виде NajAlFj и NaF 10-35, алюминий и его окислы 10-20, сера 0,2-0,6.
Согласно предлагаемому способу используетс отработанна угольна футеровка алюминиевых электролизеров двух составов.
Состав 1, мас.%: углерод 71-80, фториста составл юща 10-20, алюминий и его окислы 10-15.
Состав 2, мас.%: углерод 40-70, фториста составл юща 20-35, алюминий и его окислы 15-20.
Способ осуществл ют следующим образом .
Отрабо.танна угольна футеровка в зависимости от степени выработки и условий демонтажа представл ет собой куски крупностью 10-1500 мм. Применение в кислородно-конвертерном процессе материала такой крупности исключает возможность использовани типовой системы бункеров сыпучих материалов , что значительно усложн ет способы ввода его в агрегат. Поэтому
перед использованием материал дробитс до фракций 2-60 мм. Дробление по- степень усвоени материала. Получаема при дроблении фракци с размером частиц менее 2 мм согласно предлагаемому способу не используетс , так как при транспортировке и . хранении выветриваетс . Использова- ние материала с размером кусков более 60 мм в результате недостаточной степени усвоени считаетс нерациональным .
Дл обеспечени требуемых составов с содержанием углерода 40-70 и 71-80% после дроблени отработанна угольна футеровка рассеиваетс на фракции с размером кусков 2-20 и 20-60 мм соответственно. Более низкое содержание углерода во фракции с размером частиц 2-20 мм обусловлено особенност ми кристаллического
строени углерода и молекул рного - шлаковой составл ющей угольной футеровки , имеющих различную прочность при дроблении. Фракци с содержанием углерода 40-70% подаетс в скрапное отделение конвертерного цеха, где запрессовываетс в пакеты металлолома . Содержание материала в пакетах 1-3% от массы и не вли ет на прочность пакетов.
Отработанна угольна футеровка с содержанием углерода 71-80% через вагоноопрокидыватель загружаетс в один из расходных бункеров.
Скрап-угольные пакеты подаютс в шихтовый пролет конвертерного цеха оснащенного 170-тонными конвертерами и загружаютс на подину агрегата в количестве 1,0 т (39% от общего расхода) совместно с другими видами металлического лома. Затем в агрегат загружают вторую порцию отра.ботанной угольной футеровки в количестве 1,2т (46% от общего расхода) с содержанием углерода 71-80%, заливают жидкий чугун с содержанием кремни 0,84% и марганца 0,62% в количестве 120 т и начинают продувку металла кислородом с расходом 380 м /мин, В процессе продувки осуществл ют присадку 1 1 т извести. Длительность продувки 21 мин. Перед окончанием продувки (по истечении 81% ее продолжительности или на 17-й минуте пpoдVвки ) в.конвертер из бункера загружают 35 с содержанием углерода 71-80% ввод т : последнюю порцию отработанной уголь- перед заливкой чугуна и 10-20% ной футеровки с содержанием углерода с содержанием углерода 71-80% ввод т 71-80%в количестве 0,4 т (15% от об- в агрегат по истечении 80-95% продол- щего расхода), затем заканчивают про- жительности продувки,
Т а б л и ц а 1
Содержание углерода в отработанной угольной футеровке, % в бункере
в пакетах металлолома Расход отработанной угольной футеровки, т (%)
под жидкий чугун из
бункера
в пакетах металлолома
в конце продувки v
из бункера
40-7071-80.71-8040-70
40-704С-7071-8071-80
1,8(100)1,8(100)1,8(100)1,8(100)
(56)1,0(56)1,0(56)1,0(56)
0,6(33)0,6(33)0,6(33)0,6(33)
0,2(11)0,2(11)0,2(11)0,2(11)
дувку. в конце продувки получают металл с содержанием углерода 0,09%, марганца 0,08%, серы 0,036% и температурой 1610°С.
Применение предлагаемого способа выплавки стали позвол ет снизить по сравнению с известным способом расход жидкого чугуна на 1-3 т, раскис- лителей на 0,15-0,20, т, а также повысить качество готового металла (снизить содержание серы на 0,002- 0,004%, {еметаллических включений на 0,004-0,006%) за счет регулировани процессами шлакообразовани по ходу продувки.
Claims (1)
- Формула изобретениСпособ выплавки стали в кислородных конвертерах, включающий завалку лома, ввод в ванну отработанной угольной футеровки алюминиевых электролизеров в количестве 10-25 кг/т стали, заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом, отличающийс тем, что, с целью сокращени расхода чугуна и раскислителей, повышени качества металла, -отработанную футеровку алюминиевых электро- лизеров раздел ют по содержанию углерода и ввод т в ванну трем порци ми причем 30-40% от расхода с содержанием углерода 40-70% запрессовывают в пакеты металла, 40-60% от расходаРасход в -металлозавалке, жидкого чугунаметаллического лома Расход извести, т Врем продувки, мин Интенсивность продувки, м Получено стали, тСостав металла на .первой валке, % углеродсерааСостав шлака на первой по валкеFeO, %основность Расход ферромарганца, т- Минимальный - максимальный показатель исследуемого массива плавок.Продолжение табл.1125-127129-13243-45 38-4510-14 10-1222-24 21-24380-420360-400146-151146-1500,08-0,09 0,08-0,09 0,08-0,09 0,08-0,090,036- 0,036- 0,040- 0,038- 0,0420,0400,0420,0429,8-14,0 9,6-11,6 8,6-10,2:10,0-13,8 3,4-2,8 3,0-3,2 2,6-3,0 2,8-3,0 0,6-0,9 0,6-0,65 0,6-0,65 0,65-0,852,0 2,02,02,02,0(100) (100)(100)(100)(100)0,81,01,21,0(40)(50)(60)(50)0,80,80,60,6(40)(40)(30)(30)в конце продувки с содержанием С 71 - 80%0,4 0,2 0,2 0,4 (20) (10) (10) (20)Расход в металлозавалке, т, (Z)жидкого -чугуна128 124(75) (73) металлического лома42(25) 46(27)Врем продувки, мин21,5 22,8Интенсивность продувки,м /НИН380 360Расход извести, т111Получено стали, т(7- от веса металлошихты)151,48 130,8(89,1) (88,7)Состав металла на первой по- валке, %углерод0,08 0,08сера0,042 0,040Состав шлака на первой по- валкеFeO, 7.13,6 14,2основность, ед,2,8 2,8Температура металла на первой повалке,°С1600 1600Расход ферромарганца, т 0,8 0,80Коэффициент распределенисеры, ед,2,9 3,8Содержание неметаллическихвключений, :;0,036 0,038Расход жидкого чугуна,кг/т стали0,845 0,822123122 121 122(72)(72) (71) (72)47(28)48(28) 49(29) 48(28)21,021,0 21,5 21,5380380 360 380 10 10,0 10,0 to,О151,5 152,.0 150,2 152,0 (89,1) (89,4) (89,5) (89,4)124 121 122122(73) (71) (72)(72)46(27) 49(29) 48(28)48(28)24,0 23,0 23,024,0360 350 35036012,0 10,0 10,0П,0150,0 146,4 148,2 148,2 (88,2) (86,0) (87,2) (87,2)0,08 0,09 0,08 0,090,08 0,08 0,9 0,090,038 о,036 0,039 0,0380,042 0,042 0,044 0,03310 ,010,610,810,23,03,23,03,016001610160016100,600,650,630,604,63,04,64,38,212,89,412,23,23,02,83,315901620161016100,600,750,600,703,63,43,24,20,032 0,034 0,032 0,0320,036 0,040 0,036 0,OJ80,812 0,803 0,795 0,8030,827 0,827 0,823 0,823ТаОлнца22,02,02,02,0(100)(100)(100)(100)0,71,31,21,0(35)(65)(60)(50)0,80,60,50,9(40)(30)(25)(45)0,5 0,1- 0.3 0,1 U5) (5) (15) (5)124 121 122122(73) (71) (72)(72)46(27) 49(29) 48(28)48(28)24,0 23,0 23,024,0360 350 35036012,0 10,0 10,0П,0150,0 146,4 148,2 148,2 (88,2) (86,0) (87,2) (87,2)12,89,412,23,02,83,31620161016100,750,600,703,43,24,2Расход на плавку, т жидкого чугунаметаллического ломаотработанной угольной футеровкив том числе:под жидкий чугун с С 71 -,80% .в пакетах лома с С 40 - 70% в конце продувки с С 71 - 80%Расход извести, т . Врем продувки, минИнтенсивность продувки,Состав металла на первой повалке, углеродсераТемпература металла на первой повалке , °ССостав шлака на первой повалкеТаблицаЗ122(72)48(28)2,01,0(50)0,7(35)0,3(15)1021380122(72)122(72)48(28)48(28)2,02,01,0(50)1,0(50)0,7(35)0,7(35)0,3(15)0,3(15)101021213803800,09 0,09 0,09 0,09 0,042 0,036 0,36 0,0401610161016101610
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU853906291A SU1305176A1 (ru) | 1985-04-23 | 1985-04-23 | Способ выплавки стали |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU853906291A SU1305176A1 (ru) | 1985-04-23 | 1985-04-23 | Способ выплавки стали |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1305176A1 true SU1305176A1 (ru) | 1987-04-23 |
Family
ID=21181107
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU853906291A SU1305176A1 (ru) | 1985-04-23 | 1985-04-23 | Способ выплавки стали |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1305176A1 (ru) |
-
1985
- 1985-04-23 SU SU853906291A patent/SU1305176A1/ru active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Авторское свидетельство СССР № 246042, кл. С 21 С 5/04, 1967. Авторское; свидетельство СССР № 392096, кл. С 21 С 5/28, 1971. Авторское свидетельство СССР № 1189883, кл. С 21 С 5/04, 1984. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN112322837B (zh) | 一种lf铝镇静钢高效造渣脱硫的冶炼工艺 | |
JP5954551B2 (ja) | 転炉製鋼法 | |
JP2013167015A (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
JP6693536B2 (ja) | 転炉製鋼方法 | |
RU2608865C2 (ru) | Способ десульфурации стали | |
CN102477472A (zh) | 一种低碳钢的脱硫精炼方法 | |
JP5408379B2 (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
JP5061545B2 (ja) | 溶銑の脱燐処理方法 | |
JP5967139B2 (ja) | 溶銑の予備処理方法 | |
JP2006009146A (ja) | 溶銑の精錬方法 | |
JP4894325B2 (ja) | 溶銑の脱燐処理方法 | |
JP2021025122A (ja) | 高Al含有鋼の溶製方法 | |
JP2003155516A (ja) | 溶鋼の取鍋精錬による脱硫方法 | |
SU1305176A1 (ru) | Способ выплавки стали | |
JP2018188730A (ja) | 転炉製鋼方法 | |
US4242126A (en) | Process for the treatment of iron melts and for increasing the scrap portion in the converter | |
KR910009962B1 (ko) | 황농도가 낮은 함크롬 용철의 제조방법 | |
KR100349160B1 (ko) | 저린 고탄소용강 제조를 위한 전로정련방법 | |
RU2608008C1 (ru) | Способ выплавки стали в кислородном конвертере | |
SU1425213A1 (ru) | Способ конвертерного передела ванадиевого чугуна дуплекс-процессом | |
US4023962A (en) | Process for regenerating or producing steel from steel scrap or reduced iron | |
JP2021059759A (ja) | 極低硫ステンレス鋼の製造方法 | |
RU2118376C1 (ru) | Способ производства ванадиевого шлака и природнолегированной ванадием стали | |
SU1189883A1 (ru) | Способ выплавки стали | |
JP4224197B2 (ja) | 反応効率の高い溶銑脱燐方法 |