SU602560A1 - Single-slag process of smelting stainless steel - Google Patents

Single-slag process of smelting stainless steel

Info

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
Application number
SU762364997A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Александр Федорович Старцев
Николай Тимофеевич Заозерный
Сергей Серафимович Попов
Тимофей Матвеевич Бабков
Александр Тимофеевич Перевязко
Григорий Дмитриевич Данченко
Артур Васильевич Губенко
Original Assignee
Запорожский индустриальный 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 Запорожский индустриальный институт filed Critical Запорожский индустриальный институт
Priority to SU762364997A priority Critical patent/SU602560A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU602560A1 publication Critical patent/SU602560A1/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

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)

При выплавке нер: ;авеющих сталей переплавом отходов с применением кислорода в основных электропечах, имеющих хромо-магнезитовую футеровку свода и стен, магиезитохромитовую подину, после продувки-расплава, со0 -держащего вес./о: хром 8,0-14,0; марганец 0,3-2.0; кремний 0.3-0,5; железо 70,5-91,0, образовави ийс  шлак содержит, кг/т расплава: СгоО, 6,5-9,4; СгО 5,3-6,8; МпО 3,1-3,7; FeO 3,6-2,8; SiOo 2,5-3,2; MgO 3,6-5,2; AloO, 0,2-0,5; CaO 0,4-0,5; другие окислы 0,4-0,9. При коэффициенте использовани  кре мни  дл  раскислени  шлака и металла равном 0,85 дл  полного восстановлени  железа, марганца и хрома из окиси .хрома и дл  введени  в сталь 0,25-0,35 вес.°/о кремни  суммарный расход его по стехиометрическому расчету составл ет, кг/т расплава: (2:&-3,6) (3,1 - 3,7). (6..5-Я4)/л5-35;Г 5.0 + Тб 6,7-8,7 Дл  восстановлени  хрома из закиси хрома расход шлака силумина при коэффициенте использовани  алюмини  равном 0,7 составл е кг/т: Mr||l 10QiiOO 8 00-10,20; Расход феррбсиликохрома, содержащего 50 вес.% кремни , с учетом кремни , внесенного силумина, порошком 65%-ного ферросилици  и малоуглеродистым феррохромом, составл ет , кг/т расплава: ( 6,7-8,7)-С3,1-3,3)-100 7,о  Подтвержденные практикой рекомендованные расходы извести, ферромиликохрома и шлака силумина, удовлетвор ющие услови м полного восстановлени  хрома и получени  легкоплавкого , реакционноспособного шлака при минимальной его кратности обосновываютс  расчетом . При содержании хрома в штанге в пределах 8,0- 14,0 вес./о расходы шлака электротермического силумина и ферросиликохрома (ФСХ) 50/40 должны составл ть 8,00-10,20 и 7,,80 кг/т расплава соответственно. Дл  более полного и быстрого восстановлени  хрома и получени  легкоплавкого известково-алюмосиликатного шлака, в котором соотношени , вес.% SiOj: А1 0.: СаО 1,00 : : 0,86-0,98 : 0,85-0,99, отношени  расходов из вести, ферросиликохрома и шлака электротермического силумина должны быть в пределах 1,00:0,67-0,71:0,66-0,76. Дл  получени  в готовом металле рекомендуемого содержани  кремни  в пределах 0,40- 0,50 вес.% расчетный расход порошка 65%-ного ферросилици  дл  обработки шлака должен состовл ть 2 кг/т расплава . Выплавку нержавеющих сталей типа О 3- 12Х18Н1 ОТ, 08- 1 ОХ 17Н1ЗМ2МЗТ, 08-40Х13 и других одношлаковым процессом производ т следующим образом. Образовавшийс  во врем  плавлени  шихты шлак удал ют на 70- 80% перед продувкой расплава кислородом. После продувки расплава отбирают две пробы металла на углерод, хром, никель и другие элементы, в печь ввод т в первую очередь ферросиликохром (7,20-10,80 кг/т расплава), затем на шлак присаживают 5,0-7,0 кг/т шлака силумина и известь в количестве 7,0-10,0 кг/т. Непосредственно после ввода раскислительной смеси в металл ввод т отходы соответствующих марок сталей дл  охлах дени  расплава и расчетное количество феррохрома. Печь включают на пониженную мощность, во врем  плавлени  феррохрома на шлак дают порошок 65%-ного ферросилици  (1,0-1,5 кг/т), шлак и металл перемешивают в течение 10-15 мин. После перемешивани  отбирают пробу металла на углерод, марганец, кремний, а .в необходимых случа х на хром, никель и другие элементы, замер ют температуру металла, котора  должна быть в предела.х 1600-ШЗО С, и в расплав ввод т корректирующую добавку, величину которой определ ют по результатам анализа двух проб, отобранны.х в конце продузки расплава кислородом. Корректировку химсостава металла по хрому производ т на 0,20-0,40% ниже нижнего предела. Металл при необходимости подогревают, на шлак ввод т порошок 65 /0-ного ферросилици  (0,5-1,0 кг/т), металл и шлак перемешивают. За 5-7 мин до выпуска плавки в печь ввод т зарезервированную часть шлака электротермического силумина (3,00-3,20 кг/т) и извести (3,50-5,50 кг/т), шлак перемешивают при включенном токе в течение 2-3 мин. Дл  разжижени  шлака за 1-2 мин до выпуска плавки в печь ввод т плавиковый шпат или флюоритовый концентрат (1,5-2,0 кг/т). Дл  легировани  стали титаном исп-ользуют 70%-ный ферротитан или отходы металлического титана, которые присаживают в ковш перед выпуском плавки вместе с кусковым а.лю.минием (1,0 кг/т). Благодар  использованию предлагаемого способа выплавки нержавеющих сталей в ос-, новных дуговых печах переплавом отходов одношлаковым процессом у.меньшаетс  газонасыщенность металла водородом за счет снижеи1   расхода извести и проведени  периода рафинировки под известково-глиноземистым шлаком , в результате чего сокращаетс  отбраковка металла; снижаетс  расход порошкообразного алю.мини  на 1-2 кг/т, порошка 65%-ного ферросилици  в 2-4 раза, 45%-ного ферросилици  (силикохрома) на 20-30 кг/т; сокращаетс  длительность плавки на 20-25 мин; повышаетс  и стабилизируетс  усвоение титана с 30-45% до 50-60%. Формула изобретени  Одношлаковый процесс выплавки нержавеющих сталей, включающий продувку расплава кислородом, раскисление шлака окислительного периода, раскисление металла и легирование стали титано.м в ковше, отличающийс  тем, что, с целью улучшени  качества металла и снижени  расхода дорогосто щих ферросплавов и раскислителей, щлак окислительного периода Раскисл ют шлаком электротермического силумина в количестве 8,00-10,20 кг на 1 т расплава при соотношении извести, (.ерросиликохрома и шлака силумина 1,00:0,67-0,71:0,66- 0,76 и.шлак дополнительно раскисл ют порошком 65%-ного ферросилици  (2 кг/т металла; затем плавку сливают.When smelting ner:; casting steels by remelting waste using oxygen in main electric furnaces with chrome-magnesite lining of the vault and walls, a magic-chromite hearth, after melt blowing, co0-keeping weight. / O: chrome 8.0-14.0; manganese 0.3-2.0; silicon 0.3-0.5; iron 70.5-91.0, the formation of slag contains, kg / t melt: СSОО, 6.5-9.4; CgO 5.3-6.8; MpO 3.1-3.7; FeO 3.6-2.8; SiOo 2.5-3.2; MgO 3.6-5.2; AloO, 0.2-0.5; CaO 0.4-0.5; other oxides 0.4-0.9. With a coefficient of use of silicon for the deoxidation of slag and metal equal to 0.85 for the complete reduction of iron, manganese and chromium from chromium oxide and for the introduction of 0.25-0.35 wt.% Silicon in steel, its total consumption is stoichiometric is, kg / t melt: (2: & -3.6) (3.1 - 3.7). (6..5-Я4) / L5-35; G 5.0 + Tb 6.7-8.7 For the reduction of chromium from chromium oxide, the slag consumption of silumin with an aluminum utilization factor of 0.7 is kg / t: Mr || l 10QiiOO 8 00-10.20; The consumption of ferrbsilicochrome containing 50 wt.% Silicon, taking into account silicon, added silumin, 65% ferrosilicon powder and low carbon ferrochrome, is, kg / t melt: (6.7-8.7) -C3.1-3 , 3) -100 7, o The recommended costs of lime, ferromilicochrome, and silumin slag confirmed by the practice, satisfying the conditions of complete reduction of chromium and obtaining low-melting, reactive slag with its minimum frequency ratio are substantiated by calculation. With a chromium content in the rod within 8.0- 14.0 w / v, the slag consumption of electrothermal silumin and ferrosilicochrome (FSH) 50/40 slag should be 8.00-10.20 and 7, 80 kg / ton of melt, respectively . For a more complete and faster reduction of chromium and obtaining a fusible calc-aluminosilicate slag, in which the ratio, wt.% SiOj: A1 0 .: CaO 1.00:: 0.86-0.98: 0.85-0.99, The ratios of costs from the message, ferrosilicochrome and electrothermal silumin slag must be within 1.00: 0.67-0.71: 0.66-0.76. In order to obtain the recommended silicon content in the finished metal in the range of 0.40 - 0.50 wt.%, The calculated consumption of 65% ferrosilicate powder for slag processing should be 2 kg / ton of melt. The smelting of stainless steels of type O 3-12X18N1 OT, 08-1 OX 17N1ZM2MZT, 08-40X13, and others by a single-slag process is carried out as follows. The slag formed during the smelting of the batch is removed by 70-80% before blowing the melt with oxygen. After the melt is blown, two samples of the metal are taken for carbon, chromium, nickel and other elements, ferrosilicochrome (7.20-10.80 kg / t of melt) is first introduced into the furnace, then 5.0-7.0 is placed on the slag. kg / t slag silumin and lime in the amount of 7.0-10.0 kg / t. Immediately after the introduction of the deoxidizing mixture, the waste of the corresponding steel grades for the melt and the calculated amount of ferrochrome are introduced into the metal. The furnace is turned on at a reduced capacity, during the melting of ferrochrome per slag, 65% ferrosilicon powder (1.0-1.5 kg / ton) is produced, the slag and metal are mixed for 10-15 minutes. After mixing, a metal sample is taken for carbon, manganese, silicon, and in necessary cases for chromium, nickel and other elements, the temperature of the metal is measured, which must be within the limit of 1600 SZO C, and a correction additive is introduced into the melt. The value of which is determined by the results of the analysis of two samples taken at the end of the melt production with oxygen. The adjustment of the chemical composition of the metal in chromium is made 0.20-0.40% below the lower limit. The metal is heated, if necessary, 65/0-foot ferrosilicon powder (0.5-1.0 kg / t) is added to the slag, the metal and the slag are mixed. 5-7 minutes before the melt is released, the reserved part of electrothermal silumin (3.00-3.20 kg / t) and lime (3.50-5.50 kg / t) slag is introduced into the furnace, the slag is mixed with the included current for 2-3 minutes To liquefy the slag, fluorspar or fluorite concentrate (1.5-2.0 kg / t) are introduced into the furnace for 1-2 minutes before the melt is released. To alloy the steel with titanium, 70% ferrotitanium or metal titanium waste is used, which is seated in a ladle before the release of smelting together with lump al.minium (1.0 kg / t). By using the proposed method of smelting stainless steels in main arc furnaces by remelting waste using a single-slag process, metal gas saturation with hydrogen is reduced due to a decrease in lime consumption and a refining period under lime-alumina slag, resulting in reduction of metal rejection; the consumption of aluminum alumina powder is reduced by 1-2 kg / t, powder of 65% ferrosilicon 2-4 times, 45% ferrosilicon (silicochrome) by 20-30 kg / t; duration of melting is reduced by 20-25 minutes; The uptake of titanium increases and stabilizes from 30-45% to 50-60%. Claims One-slag stainless steel smelting process, including melt purging with oxygen, deoxidation of oxidative period slag, deoxidation of metal and alloying titanium steel in a ladle, characterized in that, in order to improve the quality of the metal and reduce the consumption of expensive ferroalloys and deoxidizers, slak oxidant of the period of acidification with slag of electrothermal silumin in the amount of 8.00-10.20 kg per 1 ton of melt with a ratio of lime, (silicon chromium and slag of silumin 1.00: 0.67-0.71: 0.66-0.76 and Slag complement no deoxidized powder 65% solution of ferrosilicon (2 kg / t metal, then melting discarded.
SU762364997A 1976-05-26 1976-05-26 Single-slag process of smelting stainless steel SU602560A1 (en)

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)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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