SU865925A1 - Method of smelting bearing steel - Google Patents

Method of smelting bearing steel Download PDF

Info

Publication number
SU865925A1
SU865925A1 SU802873543A SU2873543A SU865925A1 SU 865925 A1 SU865925 A1 SU 865925A1 SU 802873543 A SU802873543 A SU 802873543A SU 2873543 A SU2873543 A SU 2873543A SU 865925 A1 SU865925 A1 SU 865925A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
steel
slag
furnace
smelting
containing material
Prior art date
Application number
SU802873543A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Григорий Бенционович Ширер
Виктор Константинович Комельков
Виктор Александрович Салаутин
Борис Степанович Петров
Юрий Евгеньевич Зырянов
Владимир Михайлович Катаев
Владимир Матвеевич Бушмелев
Юрий Флегонтович Комов
Сергей Сергеевич Морозов
Владимир Владимирович Данилин
Original Assignee
Центральный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Институт Черной Металлургии Им. И.П.Бардина
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 Центральный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Институт Черной Металлургии Им. И.П.Бардина filed Critical Центральный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Институт Черной Металлургии Им. И.П.Бардина
Priority to SU802873543A priority Critical patent/SU865925A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU865925A1 publication Critical patent/SU865925A1/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) СПОСОБ ВЫПЛАВКИ ПОДШИПНИКОВОЙ СТАЛИ(54) METHOD OF MOLTING BEARING STEEL

1one

Изобретение относитс  к черной мёталлурги 1 , а именно к выплавке в электродуговых печах стали дл  последующих рафинирующих переплавов.The invention relates to ferrous metalworkers 1, namely to smelting steel in electric arc furnaces for subsequent refining melts.

Известен способ получени  подшипниковой стали, по которому металл выплавл ют в сталеплавильном агрегате с основной футеровкой с предварительным раскислением и рафинированием в ковше синтетическим шлаком.A method of producing bearing steel is known, in which metal is smelted in a steelmaking unit with a base lining with preliminary deoxidation and refining in a ladle with synthetic slag.

Дл  получени  в стали неметаллических включений сульфидного и силикатного типа сталь перед выпуском раскисл ют в печи до содержани ; кислорода не более О,О06% и рафинируют в ковше синтетическим шлаком на основе кремнезема J.In order to obtain non-metallic inclusions of sulphide and silicate types in steel, the steel is deoxidized before being released to the content before being released; oxygen is not more than O, O06% and refined in a ladle with synthetic slag based on silica J.

Недостатком указанного способа выплавки стали  вл етс  необходимость обеспечени  в алектрюсталеплавильном цехе специальной электрюдуговой печи дл  получени  синтетического шлака на основе кремнезема.The disadvantage of this method of steelmaking is the need to provide in the electric steelmaking shop a special electric arc furnace for producing synthetic silica-based slag.

Известен также способ получени  стали , включающий выплавку стали с проведением доводки по температуре и химическому составу под шлаком с основностью 2,5-3,5 и последующую обработку кислыми шлаками. Отличие указанного способа заключаетс  в проведении доводки плавки под шлаком, составл ющим 0,7-1,2% от веса садки, а за 5-10 мин до выпуска плавки основность шлака снижают до 0,3-0.7 присадкой кремнеземсодержащих материалов, при этом вводимую There is also known a method for producing steel, which includes steelmaking and finishing by temperature and chemical composition under slag with a basicity of 2.5-3.5 and subsequent treatment with acidic slags. The difference of this method lies in conducting fine-tuning of the melting under the slag, which is 0.7-1.2% of the weight of the charge, and 5–10 minutes before the melting is released, the slag basicity is reduced to 0.3–0.7 by adding silica-containing materials;

10 мощность повышают на 2О-ЗО% от оптимальной f2j.10 power is increased by 2O-ZO% from the optimal f2j.

Недостатком этого способа выплавки  вл етс  наведение в конце периода доIS водки в печи с основной магнезитовой футеровкой кислого шлака, т.е. шлака с основностью меньше 0,7. Это приводит к сильному разъеданию магнезитовой футеровки по шлаковому по су к может The disadvantage of this method of smelting is that, at the end of the period prior to IS, vodka is guided in an acidic slag lining furnace with a basic magnesite lining. slag with a basicity less than 0.7. This leads to a strong corrosive magnesite lining on the slag on su to

х вызвать аварийное проедание печи, в осо бенности в случае задержки плавки с вьнпуском из печи, что бывает доЬтаточнр часто в производственных услови х. Вторым недостатком известного способа  вл етс  необходимость проплавлени  выпуском плавки значительного количества кремнеземсодержащего материала дл  снижени  основности печного шлака с 2,5-3,5 до О,3-О.7. Это требует дополнительного расхода электроэнергии и повышени  вводимой в печь мощности на 20-30% от оптимальной. Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту к описываемому изобретению  вл етс  способ выплавки шарикоподшипниковой icTanH, включающий расплавление шихты, наведение восстановительного известкового шлака, введение в печь кварцитсодержащего материала и выпуск стали з. Недостатками известного способа  вл ютс : 1. Нанэдение в основной электродуговой печи кислого шлака с основностью 0,7-О,9, Это приводит к дополнительноNfy износу магнезитовой футеровки, повышению содержани  окиси магни  в печном шлаке, увеличению удельного расхода магнезитового порошка на заправку футеровки .ванны электродуговой печи,. 2.Пониженна  жидкснгодвижность шлаков с основностью 1,0-1,3 в системе СаОSi 02-МЛ)-АЕ2О  вл ющейс  основой электропечных шлаков. В особенности рез ко возрастает в -экость таких шлаков при снижении температуры до 15ОСГС и ниже , что затрудн ет слив шлака из печи в ковш, перемещение стопора во разливки , слив шлака из ковша после конца разливки и вызывает загр знение стали экзогенными включени ми алюминатов кальци  и магнезиальной шпинели, образуюпшхс  в металле на основе запутавшихс  в стали капель в зкого печного шлака Очень низка  десульфур1фующа  способ ность шлаков ос свносгыо 6,7-0,9. Цель изобретени  - получение в стали окисных неметаллических уЬкгаочений преимущественно в вщ1е корунда, повышение десульфурааки стали и увелнчение выхода годного проката. Поставленна  цель достигаетс  тем, что в саюсобе ш гшхавкв тюдштагаиковой гал включеиощем расплавление шихты, наведекие восстановительного известкового пошка , введение в печь кварцитсодержашего материала в юьшуск стали, в печь ввод т фпюорвтсодержаший матервал в количеств 0,3-О,5% от веса стали рагаымв порпн ми , П1шчем первую порцию ввоо т за 46 мв  до присадки к рпитсодержащего . MsrepiKai, а осташлое количество через -8 мни после присадки кварцитсодержаего материала и выпускают из печи перую четверть плавки со скоростью равной /2-1/3 СКОРОСТИ выпуска остальной плаки , а после /выпуска раскисл ют сталь в овше алюминием в количестве О,03 ,О6% от веса стали. В качестве кварцитсодержащего матеиала может быть использован дробленный варцит, кварцевый песок и др., в качесте фгаооритсодержащегб материала - дробенный плавиковый шпат, окатыши флюориового концентрата и др. При основности печного шлака 1,О1 ,3 и количестве его около 4% от веса стали введение фпюоритсодерй ашего материала в количестве менее 0,3% от веса стали обеспечит увеличение в шлаке содержани  фтористого кальци  менее чем на 7,5%, что недостаточно дл  получени  оптимальной жидкоподвижности такого шлака. Введение флюоритсодержашего материала в количестве более 0,5% от веса стали вызывает увеличение в шлаке содержани  фтористого кальци  более, чем на 12,5%. Такой шлак обладает уже излишней жидкоподвижностью и будет не экономичным . Введение флюоритсодержащего материала в печь за 4-6 мин перед присадкой кварцитсодержащего материала и через 5-8 мин после присадки кварцитсодержащего материала, т.е. за 2-10 мин до выпуска плавки, обусловлено кратковременностью разжижающего действи  на шлак ионов фтора, образующихс  при диссоциации фтористого кальци  в шлаке. Такой способ введени  фпкюритсодержащего материала с еспечивает, во-первых, достаточную жидкоподвижность шлака перед присадкой в него кварашсоаержащего материала ,что существенно ухжор ет растворение последнего в шлаке и, во-вторых, необходимую жидкотекучесть печного шлака непосредственно перед и во врем  выпуска плавки. Введение передприсадкой кварцитсодержащего материала менее половины всего количества фгаооритсодержащего материала обеспечивает достаточное разжижение шлака дл  быстрого растворени  в нем кварцитсодержашего материала. С другой стороны, введение в Лечь более половины всего количества флюоритсодержащего материала перед присадкой Еварцитсодержащего материала уменьшает степень жидкоподвижности 1Ш1а1са перед выпуском плавки , что вызывает загр знение стали во врем  слива в ковш шлаковыми включени  ми. Введение флюорит содержащего матери ала менее, чем за 4 мин до присадки кварцитсодержашего материала не достато но дл  получени  гомогенного жидкоподвижного шлака, С другой стороны, введе ние фпюоритсодержащего материала более чем за 6 мин до присадки кварцитсодержашего материала приведет , к снижению разжижающего воздействи  фтора на шла Введение остального количества фпюо- ритсодержащего материал менее, чем че рез 5 мин после присадки кварцитсодержашего материала нецелесообразно., так как при присадке кварцитсодержашего ма териала за 15 мин до выпуска плавки флюоритсодержащий материал будет приса жен более, чем за 1О мин до выпуска плавки. За это врем  произойдет снижение разжижаюшего воздействи  ионов фтора на I шлак, С другой стороны, введение остального количества фпюоритсодержащего материала более, чем через 8 мин после присадки кварцитсодержащего материала не обеспечит оптимальной жидкоподвижности шлака перед выпуском плавки, так как при присадке кварцитсодержащего материала за Ю мин до выпуска на усвоение шлаком фпюоритсодержащего материала остаетс  менее 2 мин что недостаточно дл  получени  однородного жидкоподвижного шлака. Дл  десульфурации стали шлаком необ ходимо обеспечить активную обработку металла в ковше печным шлаком. Длй этого шлак должен быть спит в ковш в на- чале выпуска плавки. Слив шлака из печи происходит наиболее полно, когда первую четверть плавки выпускают со скоростью равной 1/2-2/3 скорости выпуска остальной плавки, так как при этом во врем  медленного наклона печи в сторону сливного желоба не прюизводит перекрыти  метешлом всего сечени  выпускного отверсти  и металл не преп тствуе сливу шлака. TlpH сливе первой четверти плавки со сксфостью менее 1/2 скорости слива остальной плавки произойдет излишнее увеличение времени выпуска плавки, что вызовет дополнительное окисление струи ме талла и снизит-интенсивность перемешивани  шлака с металлом в ковше. При сливе первой четверти плавки со скоро стью более 2/3 скорости слива остальной плавки произойдет перекрытие всего сечени  выпускного отверсти  металла и СЛИВ шлака вместе со сталью станет невозможен . Раскисление стали ггосле выпуска ;в ковш алюминием в количестве О,03-О,06% от веса стали обеспечивает присутствие в металле окисных неметаллических вюпочений преимущественно в виде корунда, как это было установлено на опытных плавках. Расхода алюмини  менее 0,ОЗ% от веса стали недостаточно дл  полного раскислени  металла. При расходе алюмини  более 0,06% ш веса стали остаточное содержание алюмини  в металле превышает оптимальное значение, что отрицательно сказываетс  на качестве стали. Преимущество данного способа определ етс  важностью повышени  выхода годных слитков подшипников стали после рафинирующих переплавов. В насто щее врем , например, методом электрошлакового переплава получают слитки весом до 5,5т, использу  литые расходуемые электроды. Это обсто тельство налагает высокие требовани  к природе окисных неметаллических включений в исходном металле дл  рафкнирующа переплавов и к содержанию в нем серы.. Наиболее полно снижение загр знени  окисными включени ми в процессе рафинирующих переплавов проискоциг , когда в исходном металле окисна  неметаллическа  фаза представлена, oбpaзo /t, корундом. Выплавка подшипниковой стали по предложенному изобретению обеспечивает присутствие в ней окисных неметаллических включений преимущественно в виде корунда и содержание серы не более О,О15%. Это объ сн етс  тем, что получают к выпуску плавки рафинировочный шлак высокой жидкоподвижности. Последнее гарантирует от попадани  в металл экзогенных шлаковых включений на основе окиси кальци  и магни . Во-вторых, обработку стапи шлаком с основностью не выше 1,3 прегг тствует развитию процесса восстановлени  из шлака кальци  и магни  из-за низкой активности окиси кальци  и магни , в таком Ш1лаке. Это предохран ет металл от последукицего загр знени  окисиыми включени ми на основе кальци  и магни . аким образом, в рюзультате конечного раскислени  стали в ковше алюминием основным типом окисных включений в ней вл етс  корунд. Изобретение за счет нормировани  корости слива плавки обеспечивает акивную обработку металла в ковше печым шлаком Это особенно важно дл олучени  в стали содержани  серы не более 0,015%, име  ввиду, что основность печного шлака не более 1,3. Нормирование скорости слива плавки создает возможность выплавки подшипниковой стали на свежей шихте, после расплавлени  которой металл может содержать до 0,О40% серы. Выплавка подшипниковой стали по изобретению позвол ет увеличить быход годного проката электрошлаковых слитков на 12-18%. Выплавка подшипниковой стали со снижением основности рафинировочного шлака перед выпуском плавки минимум до 1,0 не уменьшит стойкости магнезитовой футеровки современных сверхмощных элеV ктродуговых печей с удельной мошностыс печных трансформаторов 500-600 вВА/т,. Дл  таких печей стойкость футеровки  вл етс  важным вопросом из-за работы их на ьысоких рабочих напр жени х, т.е. на длинных электрических дугах. 1 Пример. В25т электродуговой печи выплавл ют подшипниковую сталь марки IUX15 на свежей шихте с полным окислением. После расплавлени  шихты, проведени  окислительного периода и скачивани  окислительного шлака навод т восстановительный известковый шлак из извести в количестве 14 кг/т, кварцита 4 кг/т и плавикового шпата 4 кг/т. Шлак по ходу восстановительного периода раскисл ют порошком кокса. За 15 мин до выпуска плавки в печь присаживают прокаленный кварцевый песок в количестве 11 кг/г, т.е. 275 кг на плавку. За 4 мин до присадки кварцевого песка в печь ввод т плавиковый шпат в количестве 0,15% от веса стали, т.е. 38 кг на плавку. Через 8 мин после присадки кварцевого п&ска ввод т в печь плавиковый шпат в количестве 0,15% от веса стали, т.е. 38кг на плавку. Перед сливом в ковш шлак со держит, вес.%: СаО 37,8| iO 37,8; 13,8;CaFi 7,5; FeO 3,0. Основность шлака 1 О. Выпуск первой четверти плавки производ т со скоростью равной 1/2 скорости выпуска остальной плавки, а именно первую четверть плавки выпускают со скоростью 4 т/мин, остальную плавку со ско ростью 8 т/мин. После выпуска сталь раскисл ют в ковше алюминием в количестве О,О6% от веса стали, т.е. 15 кг на плавку. Содержание серы в готовой стали О,О15%, содержание алюмини  О,ОЗ%. Металл разлит на установке полунепрерывной разливки стали в две заготовки 8 5 из которых приготовлены 4 расходуемые электроды дл  ЭШП. После проката слитков ЭШП на трубную заготовку 0 180мм при контроле на загр зненность неметаллическими включени ми в Q 120 мм выход готовой стали с первого испытани  увеличилс  на 18%. Пример 2. В 25 т электродуговой печи выплавл ют подшипниковую сталь марки ШХ15 на свежей шихте с полным окислением. После расплавлени  шихты, проведени  окислительного периода и скачивани  окислительного шлака ввод1йт в металл 45%-ный ферросилиций на 0,250 ,27% кремни , углеродистый феррохром на нижний предел содержани  хрома и навод т восстановительный известковый шлак из извести в количестве 15 кг/т, кварцита 4 кг/т и плавикового шпата 4 кг/т. Шлак по ходу восстановительного периода раскисл ют порошком кокса 2-3 порци ми обшим количеством 3-4 кг/т. За 12 мин до выпуска плавки в печь присаживают прокаленны и кварцевый песок в количестве 10 кг/т, т.е. 250 кг на плавку. За 5 мин до присадки кварцевого песка в печь ввод т окатыши флюоритового концентрата в количестве 0,2% от веса стали , т.е. 5О кг на плавку. Через 6 мин после присадки кварцевого песка ввод т в печь окатыши флюоритового концентрата в количестве 0,2% от веса стали, т.е. 50 кг на плавку. Корректировку содержани  кремни  в стали производ т присадкой 65%-ного ферросилиди  в ковш. Перед сливом в ковш печной шлак содержит, вес.%: СаО 41,0; SlO 35,6; /v 11,2; CaPl 10,0; FeO 2,8. Основность шлака СаО 1.17. 5-1 О 2 Выпуск первой четверти плавки производ т со скоростью равной 3/5 скорости выпуска остальной плавки, а именно первую четверть плавки выпускают со скоростью 5 т/мин, остальную плавку со скоростью 8 т/мин. После выпуска сталь раскисл ют в ковше алюминием в количестве 0,О4% от аеса стали, т.е. 10 кг на плав1су. Содержание серы в готовой стали 0,О12%, содержание алюмини  О,О2%. Металл разлит на установке полунепрерывной разливки стали в заготовки сечением квадрат 370 мм. Литые заготовки разрезаны пополам на расходуемые электроды , которые переплавлены в печах электрошлакового переплава в слитки весом 5,5 т. После проката слитков получен готовый прокат cpifHHp 1О5-13О мм. ВыThey should cause an emergency burning of the furnace, in particular in the case of a delay in smelting from the furnace, which is often sufficient under production conditions. A second disadvantage of the known method is the need to melt a considerable amount of silica-containing material by melting to reduce the basicity of the furnace slag from 2.5-3.5 to O, 3-O.7. This requires additional power consumption and an increase in the power input to the furnace by 20-30% of the optimum. The closest in technical essence and the achieved effect to the described invention is a method of smelting ball bearing icTanH, including melting the charge, targeting a reducing lime slag, introducing a quartzite-containing material into the furnace and producing steel h. The disadvantages of this method are: 1. The deposition of acidic slag with a basicity of 0.7-O, 9 in the main electric arc furnace. This leads to additional wear of the magnesite lining, an increase in the content of magnesium oxide in the furnace slag, and an increase in the specific consumption of magnesite powder for filling the lining. Bath electric arc furnace. 2. The low liquid mobility of slags with a basicity of 1.0-1.3 in the CaOSi 02-ML) -AE2O system, which is the basis of electric furnace slags. In particular, the capacity of such slags increases dramatically when the temperature drops to 15 ° C and lower, which makes it difficult to drain the slag from the furnace into the ladle, move the stopper to the casting, drain the slag from the ladle after the end of the casting and cause calcium aluminates to become contaminated and magnesian spinel forming metal in the metal on the basis of droplets of viscous furnace slag entangled in steel. The desulfurization capacity of the slag wastes of svnosgyo 6,7-0,9 is very low. The purpose of the invention is to obtain non-metallic oxide deposits in steel, mainly in corundum, an increase in desulfuraac steel, and an increase in the yield of rolled products. The goal is achieved by the fact that, in particular, the tydshtaikov gal involves melting the charge, suggested reductive lime work, the introduction of quartzite-containing material into the furnace into a steel alloy, the material contained in the furnace in amounts of 0.3-O, 5% of the weight of the raw material, 5% of the weight of the raw material injected into the furnace. In the first portion, doubled for 46 mV before the addition to the rt-containing additive. MsrepiKai, and the remaining amount is -8 minutes after the addition of the quartzite-containing material and discharged the first quarter of the heat from the furnace at a rate equal to / 2–1 / 3 the release rate of the rest of the float, and after the release, the steel in the ovs is deactivated in the amount of 0, 03, O6% by weight of steel. Crushed varcite, quartz sand, etc. can be used as a quartzite-containing material; crushed fluorspar, pellets of fluorine concentrate, etc. are used as phyahorite-containing material. When the furnace slag has a basicity of 1, О1, 3 and its amount is about 4% by weight of steel, introduction An amount of your material in an amount of less than 0.3% by weight of the steel will provide an increase in the calcium fluoride content in the slag by less than 7.5%, which is not enough to obtain the optimum liquid mobility of such slag. The introduction of a fluorite-containing material in an amount of more than 0.5% by weight of steel causes an increase in the calcium fluoride content in the slag by more than 12.5%. Such a slag has already excessive fluid mobility and will not be economical. The introduction of fluorite-containing material into the furnace 4-6 minutes before adding the quartzite-containing material and 5-8 minutes after adding the quartzite-containing material, i.e. 2-10 minutes before the melt is released, due to the short duration of the diluting effect on the slag fluorine ions formed during the dissociation of calcium fluoride in the slag. Such a method of introducing phpurite-containing material provides, firstly, sufficient liquid mobility of the slag before adding the quarate-containing material to it, which significantly dissolves the latter in the slag and, secondly, the necessary fluidity of the furnace slag immediately before and during the smelting production. The introduction of a quartzite-containing material before the addition of less than half of the total amount of phoo-containing material provides sufficient slag dilution to quickly dissolve the quartzite-containing material in it. On the other hand, the introduction of more than half of the total amount of fluorite-containing material in front of the additive to the Evarcite-containing material reduces the degree of liquid mobility of the 1X1A1a before the smelting, which causes the steel to become contaminated during the discharge into the ladle with slag inclusions. The introduction of fluorite containing material less than 4 minutes before adding a quartzite-containing material is not enough to produce a homogeneous liquid-moving slag. The introduction of the remaining amount of fpuorite-containing material less than 5 minutes after the addition of the quartzite-containing material is impractical., Because with the addition of quartzite-containing material and 15 minutes before tapping flyuoritsoderzhaschy material will Preece wives more than 1O minutes before tapping. During this time, the liquefying effect of fluoride ions on I slag will decrease. On the other hand, the introduction of the remaining amount of phosphorite-containing material more than 8 minutes after the addition of the quartzite-containing material will not provide the optimum liquid mobility of the slag before the melt is released, as with the addition of quartzite-containing material in Yu. until the release of the phosphorite-containing material for the assimilation of slag, less than 2 minutes remain, which is not enough to obtain a homogeneous liquid-mobile slag. To desulfurize steel with slag, it is necessary to ensure active metal treatment in the ladle with furnace slag. For this, the slag must be asleep in the ladle at the beginning of the smelting production. Drainage of slag from the furnace occurs most fully when the first quarter of the heat is released at a rate of 1 / 2-2 / 3 of the discharge rate of the rest of the heat, since this does not obstruct the entire outlet cross section and metal does not prevent slag discharge. TlpH discharging the first quarter of the heat with a rate of less than 1/2 the speed of discharge of the remaining heat will cause an excessive increase in the melting release time, which will cause additional oxidation of the metal jet and reduce the intensity of the slag mixing with the metal in the ladle. When the first quarter of the heat is drained at a rate of more than 2/3 of the rest melting rate, the rest of the heat will overlap the entire cross section of the metal outlet and the slag will be drained together with the steel. Deoxidation of steel after the release; in the ladle with aluminum in the amount of O, 03-O, 06% of the weight of the steel ensures the presence of oxide nonmetallic moisture in the metal, mainly in the form of corundum, as was established on experienced smeltings. The consumption of aluminum is less than 0, OZ% of the weight of the steel is not enough for complete deoxidation of the metal. With an aluminum consumption of more than 0.06% w of steel weight, the residual aluminum content in the metal exceeds the optimum value, which adversely affects the quality of the steel. The advantage of this method is determined by the importance of increasing the yield of ingots of steel bearings after refining remelts. Nowadays, for example, ingots weighing up to 5.5 tons are produced using electroslag remelting using cast consumable electrodes. This circumstance imposes high requirements on the nature of oxide nonmetallic inclusions in the source metal for refining melting and sulfur content in it. t, corundum. The smelting of bearing steel according to the proposed invention ensures the presence of oxide nonmetallic inclusions in it mainly in the form of corundum and the sulfur content is not more than O, O15%. This is due to the fact that refining slag of high liquid mobility is produced for the production of smelting. The latter ensures that exogenous calcium and magnesium oxide-based slag inclusions are released into the metal. Secondly, the treatment of staples with slag with a basicity not higher than 1.3 presumes the development of the process of reduction of calcium and magnesium from the slag due to the low activity of calcium oxide and magnesium, in this type of slag. This protects the metal from subsequent contamination with calcium and magnesium based oxide inclusions. Thus, in the final deoxidation of steel in an aluminum ladle, corundum is the main type of oxide inclusions in it. The invention due to the normalization of the smelting draining rate provides for acid treatment of the metal in the ladle with kiln slag. This is especially important for obtaining a sulfur content of no more than 0.015% in steel, meaning that the basicity of kiln slag is no more than 1.3. The normalization of the rate of discharge of the heat creates the possibility of melting bearing steel on the fresh charge, after melting of which the metal can contain up to 0, O40% sulfur. The smelting of bearing steel according to the invention makes it possible to increase the by-product usable use of electroslag ingots by 12-18%. Smelting bearing steel with a reduction in the basicity of the refining slag before the start of smelting to a minimum of 1.0 will not reduce the durability of the magnesite lining of modern heavy-duty electric arc furnaces with a specific moshnostys furnace transformers of 500-600 vVA / ton For such furnaces, the resistance of the lining is an important issue due to their high working voltages, i.e. on long electric arcs. 1 Example. In an electric arc furnace, IUX15 bearing steel is melted on a fresh charge with full oxidation. After the charge has been melted, the oxidation period has been carried out and the oxidizing slag has been downloaded, a reduction lime lime slag in the amount of 14 kg / ton, quartzite 4 kg / ton and fluorspar 4 kg / ton is induced. Slag during the recovery period is deoxidized with coke powder. 15 minutes before the melting is released, incinerated calcined quartz sand is deposited in the amount of 11 kg / g, i.e. 275 kg for smelting. 4 minutes prior to the addition of silica sand, fluorspar was introduced into the furnace in an amount of 0.15% of the weight of the steel, i.e. 38 kg for smelting. Eight minutes after the addition of quartz, fluorspar was introduced into the furnace in an amount of 0.15% of the weight of the steel, i.e. 38kg for smelting. Before discharge into the ladle, the slag contains, wt.%: CaO 37.8 | iO 37.8; 13.8; CaFi 7.5; FeO 3.0. The basicity of the slag is 1 O. The first quarter of smelting is produced at a rate equal to 1/2 of the rest rate of smelting, namely, the first quarter of smelting is produced at a speed of 4 t / min, the rest of smelting at a rate of 8 t / min. After the release, the steel is deoxidized in the ladle with aluminum in the amount of O, O6% by weight of the steel, i.e. 15 kg for smelting. The sulfur content in the finished steel is O, O15%, the aluminum content is O, OZ%. The metal is poured on a semi-continuous steel casting plant into two billets 8 5 of which 4 consumable electrodes were prepared for ESR. After the ESR ingots were rolled to the tube billet Ø 180mm, when testing for contamination by nonmetallic inclusions in Q 120mm, the yield of finished steel from the first test increased by 18%. Example 2. In a 25 t electric arc furnace, bearing steel ShK15 was melted on a fresh charge with full oxidation. After the charge has been melted, the oxidation period has been carried out and the oxidizing slag has been loaded, 45% ferrosilicon is introduced into the metal by 0.250, 27% silicon, carbon ferrochrome at the lower limit of the chromium content and lime is reduced in an amount of 15 kg / ton, quartzite 4 kg / t and fluorspar 4 kg / t. Slag during the recovery period is deoxidized with coke powder in 2-3 portions of the total amount of 3-4 kg / ton. 12 minutes before the melting into the furnace, calcined and quartz sand is applied in the amount of 10 kg / t, i.e. 250 kg for smelting. 5 minutes prior to the addition of silica sand, pellets of fluorite concentrate were introduced into the furnace in the amount of 0.2% of the steel weight, i.e. 5O kg for smelting. After 6 min after the addition of silica sand, pellets of fluorite concentrate are introduced into the furnace in an amount of 0.2% of the weight of the steel, i.e. 50 kg for smelting. The adjustment of the silicon content in the steel was made by adding 65% ferrosilide to the ladle. Before pouring into the ladle, the furnace slag contains, wt%: CaO 41.0; SlO 35.6; / v 11.2; CaPl 10.0; FeO 2.8. The basicity of the CaO slag 1.17. 5-1 О 2 The release of the first quarter of melting is carried out at a speed equal to 3/5 of the speed of the rest of the melting, namely, the first quarter of melting is released at a speed of 5 t / min, the rest of the melting at a speed of 8 t / min. After the release, the steel is deoxidized in the ladle with aluminum in the amount of 0, O4% of the steel aes, i.e. 10 kg on melt. The sulfur content in the finished steel is 0, O12%, the aluminum content is O, O2%. The metal is poured on the installation of semi-continuous casting of steel into billets with a section of 370 mm square. Cast billets are cut in half into consumable electrodes, which are remelted in furnaces of electroslag remelting into ingots weighing 5.5 tons. After rolling the ingots, finished cpifHHp 1О5-13О mm was obtained. You

Claims (1)

Формула изобретенияClaim Способ выплавки подшипниковой стали, включающий расплавление шихты, наведение восстановительного известкового шлака, введение в печь кварцетитсодержащего материала и выпуск стали, отличающийся тем, что, с целью получения в стали оксидных неметаллических включений, преш гушественно в виде корунда, повышения десульфурации стали и увеличения выхода годного проката, в печь вводят флюоритсодержаший материал в количестве 0,3-0,5% от веса стали равными порциями, причем первую порцию вводят за 4-6 мин . до присадки кварцитсодержащего материала, а остальное количество через 5-8 мин после присадки кварцитсодержашего материала и выпускают из печи первую четверть плавки со скоростью равной 1/2-1/3 скорости выпуска остальной плавки, после чего раскисляют сталь в ковше алюминием в количестве 0,03— 0,06% от веса стали.A method of smelting bearing steel, including melting the charge, introducing reducing lime slag, introducing a quartzite-containing material into the furnace and releasing steel, characterized in that, in order to obtain oxide non-metallic inclusions in steel, it is excellent in the form of corundum, to increase steel desulfurization and increase yield rolled, fluorite-containing material is introduced into the furnace in an amount of 0.3-0.5% by weight of steel in equal portions, the first portion being introduced in 4-6 minutes. before the addition of quartzite-containing material, and the rest 5-8 minutes after the addition of quartzite-containing material and the first quarter of the smelting is released from the furnace at a rate equal to 1 / 2-1 / 3 of the rate of release of the rest of the smelting, after which the steel in the ladle is deoxidized in an amount of 0, 03-0.06% by weight of steel.
SU802873543A 1980-01-24 1980-01-24 Method of smelting bearing steel SU865925A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802873543A SU865925A1 (en) 1980-01-24 1980-01-24 Method of smelting bearing steel

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802873543A SU865925A1 (en) 1980-01-24 1980-01-24 Method of smelting bearing steel

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU865925A1 true SU865925A1 (en) 1981-09-23

Family

ID=20873897

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU802873543A SU865925A1 (en) 1980-01-24 1980-01-24 Method of smelting bearing steel

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU865925A1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN106148844B (en) A kind of preparation method of sulfur-bearing ultralow titanium high standard bearing steel
CA1079072A (en) Arc steelmaking
RU2566230C2 (en) Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal
SU865925A1 (en) Method of smelting bearing steel
US3172758A (en) Oxygen process for producing high
JP4074328B1 (en) Ladle refining method
RU2647432C2 (en) Method for steel making in oxygen converter
US2990272A (en) Desulphurizing molten iron
RU2786100C1 (en) Method for the production of vanadium-containing steel (options)
RU2255119C1 (en) Method of production of synthetic refinery slag at treatment of molten feed in "furnace-ladle" unit and charge for production of synthetic refinery slag
RU2152442C1 (en) Method of treatment of molten steel with slag
SU821501A1 (en) Method of steel production
SU889717A1 (en) Method of steel smelting
SU910793A1 (en) Method for extrafurnace treatment of steel and martin furnace
SU1721096A1 (en) Steel refining process
SU954171A1 (en) Method of extrafurnace treatment of steel
SU834207A1 (en) Steel manufacture method
SU652222A1 (en) Method of treating rough ferronickel
RU2004596C1 (en) Method for vanadium-containing steel working out
SU929709A2 (en) Method for treating molten crude iron
SU773092A1 (en) Method of molten steel refining
SU1038367A1 (en) Method for duplexing steel
RU2280081C1 (en) Low-manganese cast iron conversion method in converter
SU1046299A1 (en) Method for treating molten steel
SU836125A1 (en) Method of smelting vanadium-containing steel