SU602560A1 - Single-slag process of smelting stainless steel - Google Patents
Single-slag process of smelting stainless steelInfo
- Publication number
- SU602560A1 SU602560A1 SU762364997A SU2364997A SU602560A1 SU 602560 A1 SU602560 A1 SU 602560A1 SU 762364997 A SU762364997 A SU 762364997A SU 2364997 A SU2364997 A SU 2364997A SU 602560 A1 SU602560 A1 SU 602560A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- metal
- melt
- chromium
- silumin
- 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
Description
(54) ОДНОШЛАКОВЫ НЕРЖАВЕЮЩ Изобретение относитс к электрометаллургии стали и может быть использовано при выплавке легированных сталей в основных дуговых печах. Способы выплавки нержавеющих сталей в основных дуговых печах переплавом отходов с применением газообразного кислорода одношлаковым процессом предусматривают восстановление окислительного шлака в печи и проведение доводки металла под восстановленным известково-силикатным шлаком с последующим раскислением стали в печи или в ковше. Известен способ выплавки нержавеющих сталей в основных дуговых печах переплавом отходов с применением кислорода одношлаковым процессом, заключающийс в том, что. с целью повышени извлечени хрома и сокращени длительности плавки,после продувки расплава кислородом в печь присаживают до ввода феррохрома известь (25-35 кг на 1 т расплава ), кусковой 45%-вый ферросилиций в количестве 28-50 кг/т; во вре.м плавлени феррохрома и в дальнейщем шлак раскисл ют порошком 65%-ного ферросилици (8 кг/т); после расплавлени феррохрома металл раскисл ют в печи кусковым алюминием (1 кг/т); конечное раскисление металла производ т алюминием (1 кг/т), присаживаемым на струю при РОЦЕСС ВЫПЛАВКИ ТАЛЕЙ выпуске плавки или в ковш вместе с ферротитаном перед выпуском плавки. Повышение расхода извести до 35 кг/т и раскислителей до 50 кг/т позвол ет получить перед выпуском плавки достаточно раскисленный шлак, в котором суммарное содержание окислов железа, марганца и хрома составл ет 7-12°/о, а сквозное извлечение хрома при выплавке нержавеющих сталей без скачивани окислите.1ьного шлака повышаетс на б- 12 отн.о/с. Однако при таком способе выплавки нержавеющих сталей увеличение расхода извести до 35 кг/т дл повыщ-ени основного шлака способствует значительному насыщению металла водородом (особенно в летнее врем года) и увеличению отбраковки металла по поверхностным дефектам, в результате чего допускаютс сушественные потери дорогосто щего металла в стружку при переобдирке проката; снижаетс производительность печи на 10-20 мин за счет удлинени периода шлакообразовани . Большой расход кремнийсодержаших раскислителей (28-50 кг/т) увеличивает содержание кремни в металле до 0,70-0,80%, который существенно понижает пластические свойства нержавеющих сталей и увеличивает отбраковку металла на первом переделе по «рванинам.(54) SLEEP STAINLESS The invention relates to the electrometallurgy of steel and can be used in the smelting of alloyed steels in main arc furnaces. Methods for smelting stainless steels in main arc furnaces by remelting waste using gaseous oxygen with a single-slag process involve the restoration of oxidizing slag in a furnace and conducting the finishing of metal under reduced lime-silicate slag with subsequent deoxidation of steel in a furnace or in a ladle. There is a known method of smelting stainless steels in main arc furnaces by remelting waste using oxygen by a single-slag process, which consists in the following. in order to increase chromium recovery and shorten the duration of smelting, after blowing the melt with oxygen into the furnace, lime (25–35 kg per 1 ton of melt), lumpy 45% ferrosilicon in the amount of 28–50 kg / t, is introduced into the furnace before ferrochrome is introduced; during the time of melting the ferrochrome and further the slag is deoxidized with 65% ferrosilicon powder (8 kg / t); after the ferrochrome melts, the metal is liquefied in the furnace with lump aluminum (1 kg / ton); The final metal deoxidation is produced by aluminum (1 kg / t), which is placed on the jet at the ROCESS MELTING TALEY release melt or in a ladle together with ferrotitanium before melting release. Increasing lime consumption up to 35 kg / t and deoxidizing agents up to 50 kg / t allows to obtain sufficiently deoxidized slag before melting, in which the total content of iron oxides, manganese and chromium is 7-12 ° / o, and through the removal of chromium during smelting stainless steels without oxidizing slag. The increase in slag by b-12 rel / s. However, with this method of smelting stainless steels, an increase in lime consumption of up to 35 kg / t to increase the basic slag contributes to a considerable saturation of the metal with hydrogen (especially in summer time) and an increase in the metal rejection of surface defects, resulting in substantial losses of expensive metal shavings when re-rolling; The furnace capacity is reduced by 10-20 minutes due to the prolonged period of slag formation. The high consumption of silicon-containing deoxidizers (28-50 kg / t) increases the silicon content in the metal to 0.70-0.80%, which significantly reduces the plastic properties of stainless steels and increases the rejection of the metal at the first redistribution of “flaws.
а при производстве тонкостенных труб - по внутренним «пленам.and in the production of thin-walled pipes, by internal “captives.
Большой расход дефицитного бЗ /о-ного ферросилици (8 кг/т), необходимость применени дефицитного и дорогосто щего порошкообразного алюмини .The high consumption of deficient BS / o-ferrosilicon (8 kg / t), the need for the use of scarce and expensive powdered aluminum.
Больша кратность шлака {более 7% от веса металла) с содержанием 7-12% т желых окислов снижает усвоение титана с 50-60% до 30-45% и не позвол ет обеспечить стабильное получение химсостава нержавеюших сталей с узким пределом содержани хрома и титана особенно при использовании дл легировани стали отходов производства металлического титана.A large slag ratio (more than 7% by weight of the metal) with a content of 7-12% heavy oxides reduces the uptake of titanium from 50-60% to 30-45% and does not ensure the stable preparation of the chemical composition of stainless steels with a narrow limit of chromium and titanium Especially when metal titanium production waste is used to alloy steel.
Целью изобретени вл етс улучшение качества стали и снижение расхода дорогосто щих ферросплавов и раскислителей.The aim of the invention is to improve the quality of steel and reduce the consumption of expensive ferroalloys and deoxidizers.
Поставленна цель достигаетс тем, что шлак окислительного периода раскисл ют шлаком электротермического силумина в количестве 8,00-10,20 кг на 1 т-расплава при соотношении извести, ферросиликохрома и шлака с силумина 1,00:0,67-0,71:0,66-0,76, шлак дополнительно раскисл ют порошком 65%-ного ферросилици в количестве 2,0 кг/т, и плавку сливают при одновременном легировании в ковше стали титаном и раскислении металла кусковым алюминием (1 кг/т) в отличие от известного способа выплавки нержавеюших сталей одношлаковым процессом, согласно которому после продувки расплава кислородом в печь присаживают известь (25-35 кг/т), 45%-ный ферросилиций (28-50 кг/т), во врем плавлени феррохрома и в дальнейщем шлак раскисл ют порошком 65%-ного ферросилици (8 кг/т), после расплавлени феррохрома металл раскисл ют в печи кусковым алюминием (1 кг/т), конечное раскисление металла, не легированного титаном, производ т кусковым алюминием (1 кг/т), присаживаемым на струю при выпуске плавки, а стали, легированные титаном, присадкой порошкообразного алюмини (1 кг/т) в ковш вместе с ферротитаном перед выпуском плавки.This goal is achieved by the fact that the oxidative period slag is deoxidized with electrothermal silumin slag in an amount of 8.00-10.20 kg per 1 t-melt with a ratio of lime, ferrosilicochrome and slag from silumin 1.00: 0.67-0.71: 0.66-0.76, the slag is additionally deoxidized with 65% ferrosilicon powder in the amount of 2.0 kg / t, and the smelting is drained while doping with titanium in the ladle and metal deoxidation with lump aluminum (1 kg / t) in contrast to from a known method of smelting stainless steels by a single-slag process, according to which after Melt (25-35 kg / ton), 45% ferrosilicon (28-50 kg / ton) are added to the furnace using molten oxygen in a furnace, while smelting ferrochrome and then further slag is liquefied by 65% ferrosilicon powder (8 kg / t), after the ferrochromium is melted, the metal is deoxidized in the furnace with lump aluminum (1 kg / t), the final deoxidation of the metal not doped with titanium is produced with lump aluminum (1 kg / t), which sits on the jet at the melting output, and the steel doped titanium, an additive of powdered aluminum (1 kg / t) in a ladle together with ferrotitanium before the release of smelting.
В период продувки хромсодержаш,его расплава кислородом окись хрома (СгоОз) образует в шлаке нерастворимые тугоплавкие кристаллы хромшпинелидов состава (СаС), MgO, FeO) , чрезмерно загущаюшие шлаки, а закись хрома (СгО) в силикатной части гетерогенного шлака образует р д трудновосстановимых силикатов хрома состава типа АСгО, ySiOj. Повышение основности шлака путем увеличени расхода извести до 25-35 кг/т приводит к образованию в реальных услови х электроплавки хромитов кальци типа лСаО, . снижающих реакционную способность шлака. В силу физико-химических свойств глинозем (AlgOs) может одновременно замещать окись хрома в шпинельных группировках , в хромитах кальци и закись хрома в силикатах хрома. Учитыва это, дл ограничени возникновени хромсодержащих комплексов и облегчени их разложени необходимо увеличить содержание глинозема в хромистых шлаках при соответствующем уменьшении содержани окиси кальци , а дл более полного и ускоренного восстановлени из шлака хрома, марганца и железа примен ть алюминий, продукт которого (AlaOO существенно уменьшает 5 активную концентрацию кремнезема (SiOj) и повьипает раскислительную способность кремни . Введение в состав магнезиально-силикатного хромсодержащего шлака, алюмини , глинозема и криолита в виде шлака электротермического силумина, необходимого количества кремни и окиси кальци позвол ет значительно ускорить шлакообразование и создать благопри тные термодинамические и кинематические услови дл быстрого и полного восстановлени хрома, марганца и железа при совместном раскислении шлака алюминием и кремнием.. Увеличение содержани глинозема (АЬЮ;) до 28-33 вес.% в шлаке, содержашем. вес.%: СаО 28-33, SiO. 28-33, MgO 10-15, способствует эффективному разжижению хромсодержащего шлака. Шлак такого состава приDuring the period of chromium-containing purge and its melt with oxygen, chromium oxide (SCO3) forms insoluble refractory chromium spinellide (CaC), MgO, FeO crystals in the slag; chromium composition type ASgO, ySiOj. Increasing the basicity of the slag by increasing the consumption of lime to 25-35 kg / t leads to the formation in real conditions of electric smelting of calcium chromite of the type lCaO,. reducing the reactivity of the slag. Due to the physicochemical properties, alumina (AlgOs) can simultaneously replace chromium oxide in spinel groups, in calcium chromites and chromium oxide in chromium silicates. Taking this into account, in order to limit the occurrence of chromium-containing complexes and facilitate their decomposition, it is necessary to increase the alumina content in chromium slags with a corresponding decrease in the calcium oxide content, and to produce more complete and accelerated recovery of chromium, manganese and iron from slag, aluminum, the product of which (AlaOO significantly reduces 5 The active concentration of silica (SiOj) and increases the silicon deoxidizing ability. Introduction to the composition of magnesia-silicate chromium-containing slag, aluminum, alumina and cryolite in the form of electrothermal silumin slag, the required amount of silicon and calcium oxide, significantly speeds up slag formation and creates favorable thermodynamic and kinematic conditions for the rapid and complete reduction of chromium, manganese and iron when slag is deoxidized by aluminum and silicon. Increase in alumina ( HLU;) up to 28-33 wt.% In the slag, containing. Wt.%: CaO 28-33, SiO. 28-33, MgO 10-15, contributes to the effective liquefaction of chromium-containing slag. Slag of such composition at
0 весовых соотношени х SiOo: СаО 1,00: : 0,85-1,00 : 1,00-0,85 имеет температуру плавлени 1450-1480°С. Легкоплавкие известковые алюмосиликатные шлаки обладают высокой реакционной способностью инициируют переход серы из металла в шлаковую фазу, обладают0 weight ratio SiOo: CaO 1.00:: 0.85-1.00: 1.00-0.85 has a melting point of 1450-1480 ° C. Fusible calcic aluminosilicate slags have a high reactivity to initiate the transition of sulfur from the metal to the slag phase, have
меньшей газопроницаемостью, чем известковосиликатные , способствуют повышению и стабилизации усвоени титана.lower gas permeability than calcareous silicate, contribute to the increase and stabilization of the absorption of titanium.
Снижение расхода извести в период рафинировки с 25-35 кг/т до 10,5-15,5 кг/т заReduction of lime consumption during the refining period from 25-35 kg / t to 10.5-15.5 kg / t for
Q счет соответствующего увеличени содержани глинозема (А12Оз) в шлаке уменьшает насыщение металла водородом.Q account of the corresponding increase in the content of alumina (A12Oz) in the slag reduces the saturation of the metal with hydrogen.
Шлак электротермического силумина содержит ингредиенты в соотношени х, вес.%: алю .миний 25; кремний 8; глинозем 55, криолит 5;Electrothermal silumin slag contains ingredients in ratios, wt%: aluminum, aluminum 25; silicon 8; alumina 55, cryolite 5;
остальное железо, марганец и титан до 100. Введение на щлак окислительного периода шлака силумина и ферросиликохрома с добавкой извести ускор ет шлакообразование, обеспечивает снижение активности кремнезема и повышает раскислительную способность кремни , в результате чего содержание окислов хрома в щлаке через 10-12 мин после ввода раскислителей снижаетс с 28-35 вес.% до 3-4 вес.%.the rest of iron, manganese and titanium up to 100. The introduction of slag silumin and slag-added ferrosilicochrome with lime added to the slag oxidative period accelerates slag formation, reduces the silica activity and increases the deoxidizing ability of silicon, resulting in a content of chromium oxides in the slag 10-12 minutes after entering deoxidizers are reduced from 28-35 wt.% to 3-4 wt.%.
Дополнительна обработка шлака порошком 65%-ного ферросилици позвол ет довосстановить из цдлака хром, марганец, железо и поддерживает достаточную его жидкоподвижность до выпуска плавки. При этом содержание кремни в металле устойчиво сохран етс в пределах 0,25--0,35%.The additional treatment of the slag with 65% ferrosilicon powder makes it possible to remove the chromium, manganese, and iron from the slag and maintain its sufficient liquid mobility until the melting is released. At the same time, the silicon content in the metal is stably maintained in the range of 0.25-0.35%.
0 Расходы шлака силумина, ферросиликохрома и порошка 65%-ного ферросилици завис т от фактического содержани в шихте лекоокисл ющихс элементов, состава футеровки печи и окисленности расплава после продувки его га5 зообразным кислородом.The costs of silumin silage, ferrosilicochrome and 65% ferrosilicon slag costs depend on the actual content in the mixture of acid-oxidizing elements, the composition of the furnace lining and the oxidation of the melt after purging it with oxygen.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU762364997A SU602560A1 (en) | 1976-05-26 | 1976-05-26 | Single-slag process of smelting stainless steel |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU762364997A SU602560A1 (en) | 1976-05-26 | 1976-05-26 | Single-slag process of smelting stainless steel |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU602560A1 true SU602560A1 (en) | 1978-04-15 |
Family
ID=20663015
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU762364997A SU602560A1 (en) | 1976-05-26 | 1976-05-26 | Single-slag process of smelting stainless steel |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU602560A1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP1105748A1 (en) * | 1998-08-18 | 2001-06-13 | Usx Engineers And Consultants, Inc. | Measuring the thickness of materials |
-
1976
- 1976-05-26 SU SU762364997A patent/SU602560A1/en active
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP1105748A1 (en) * | 1998-08-18 | 2001-06-13 | Usx Engineers And Consultants, Inc. | Measuring the thickness of materials |
EP1105748A4 (en) * | 1998-08-18 | 2004-04-28 | Uec Technologies Llc | Measuring the thickness of materials |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN111254254A (en) | Preparation method of steel for sulfur-containing engineering machinery | |
CN107365949A (en) | A kind of method of smelting ultralow-carbon high-alloy stainless steel | |
CN114350879B (en) | Smelting method of low-carbon ultralow-sulfur pure iron | |
JP3428628B2 (en) | Stainless steel desulfurization refining method | |
JP2002167647A (en) | Si KILLED STEEL HAVING EXCELLENT FATIGUE STRENGTH AND ITS PRODUCTION METHOD | |
SU602560A1 (en) | Single-slag process of smelting stainless steel | |
CN114292984A (en) | RC process technology for researching [ Mn ] [ Si ] element by LF refining slag component | |
CA1230974A (en) | Process for refining of chromium-containing molten steel | |
RU2786778C1 (en) | Alloy for processing of melts of iron in the processes of ferrous metallurgy | |
RU2786100C1 (en) | Method for the production of vanadium-containing steel (options) | |
RU2254380C1 (en) | Method of production of rail steel | |
SU749904A1 (en) | Method of steel smelting | |
SU823433A1 (en) | Method of smelting nickel-containing steels and alloys | |
JPS6014813B2 (en) | Method for smelting molten steel using sodium fluoride flux | |
RU2064509C1 (en) | Method of deoxidizing and alloying vanadium-containing steel | |
SU1677080A1 (en) | Method of melting corrosion-resistant steels | |
CN115652184A (en) | Method for smelting ultrapure ferrite stainless steel by using slag melting agent in AOD converter | |
SU470550A1 (en) | The method of obtaining ligatures | |
SU1068497A1 (en) | Method for smelting high-alloyed steel | |
SU379633A1 (en) | METHOD OF MANUFACTURE OF LOW-CARBON ALLOYED STEEL | |
RU2124569C1 (en) | Method of producing carbon steel | |
RU2207237C2 (en) | Welding flux | |
RU2228368C1 (en) | Method of production of steel | |
JPS6031885B2 (en) | Dephosphorization method for high chromium molten steel | |
SU1571080A1 (en) | Method of cold-resistant steel melting |