WO1999020802A1 - Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides - Google Patents

Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides Download PDF

Info

Publication number
WO1999020802A1
WO1999020802A1 PCT/EP1998/006091 EP9806091W WO9920802A1 WO 1999020802 A1 WO1999020802 A1 WO 1999020802A1 EP 9806091 W EP9806091 W EP 9806091W WO 9920802 A1 WO9920802 A1 WO 9920802A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
zone
slag
products
metallurgical treatment
treatment zone
Prior art date
Application number
PCT/EP1998/006091
Other languages
English (en)
Inventor
Wilhelm Burgmann
Jean Monai
Jean-Luc Roth
Henri Radoux
Original Assignee
Paul Wurth S.A.
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 Paul Wurth S.A. filed Critical Paul Wurth S.A.
Priority to US09/529,592 priority Critical patent/US6314123B1/en
Priority to AT98956840T priority patent/ATE221134T1/de
Priority to AU13345/99A priority patent/AU1334599A/en
Priority to BR9812926-0A priority patent/BR9812926A/pt
Priority to DE69806796T priority patent/DE69806796T2/de
Priority to EP98956840A priority patent/EP1029089B1/fr
Publication of WO1999020802A1 publication Critical patent/WO1999020802A1/fr

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
    • C21C5/5252—Manufacture of steel in electric furnaces in an electrically heated multi-chamber furnace, a combination of electric furnaces or an electric furnace arranged for associated working with a non electric furnace
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/56—Manufacture of steel by other methods
    • C21C5/567—Manufacture of steel by other methods operating in a continuous way

Definitions

  • the present invention relates to a continuous melting process for solid metal products.
  • the process relates more particularly to the melting of metallic solids, such as solid iron, solid cast iron, scrap iron or cast iron, pre-reductions, etc., which are used with the optional addition of liquid cast iron, for example. for steel production.
  • metallic solids such as solid iron, solid cast iron, scrap iron or cast iron, pre-reductions, etc.
  • the process can take place inside a reactor comprising for example an electric furnace, in which the energy necessary for melting is produced by an electric arc and / or a furnace with gas, fuel oil or charcoal and / or plasma torch oven.
  • the continuous melting of solid products generally takes place in a reactor which comprises two adjacent zones, namely a melting zone and a metallurgical treatment zone. The solid products are loaded into the melting zone of the reactor and then melted under the effect of a considerable energy supply.
  • This metallurgical treatment generally involves refining the liquid metal during which refining gases, such as oxygen, are injected into the metal bath using blowing lances in order to reduce the carbon content and made of silicon from the steel produced.
  • refining gases such as oxygen
  • the molten metal contains other impurities which have negative effects on the physical and mechanical properties of the steel produced.
  • impurities mention is made in particular of sulfur which reduces, among other things, the resilience of steel, its resistance to fatigue, its resistance to corrosion and its weldability.
  • sulfur cannot be removed at the same time as carbon since desulphurization requires very different operating conditions from those of decarburization.
  • the object of the present invention is therefore to provide a process for the continuous melting of solid metal products which allows, in addition to a reduction in the carbon content, also a reduction in the sulfur content of the molten metal.
  • this objective is achieved by a process of continuous melting of solid metal products in a reactor with two distinct zones, a melting zone and a metallurgical treatment zone, which comprises the steps consisting in a) heating in continuous solid metal products in the melting zone until the solid products merge, b) gradually transfer the molten products in the metallurgical treatment zone, c) refine the molten products in the metallurgical treatment zone in an oxidizing slag medium, d) separating the slag from the metallurgical treatment zone from the slag from the melting zone, e) transforming the oxidizing slag in the metallurgical treatment zone into a reducing slag, f) desulfurizing the molten products in the metallurgical treatment zone in a reducing slag medium, g) pouring the molten metal.
  • the solid metal is continuously melted in the melting zone.
  • phosphorus which among other things reduces the ductility and weldability of steel, is transferred to the oxidizing slag by an exchange reaction with this slag.
  • the liquid metal is transferred to the second zone in which the actual metallurgical treatment takes place.
  • the metallurgical treatment of the molten metal is done in two phases.
  • a reduction in the carbon and silicon contents of the metal bath is mainly carried out under oxidizing conditions. This refining is carried out by injecting oxygen into the metal bath and by adding, for example, CaO to form slag.
  • the carbon and silicon contents of the metal bath can thus be reduced to predetermined values, which are preferably between 0.05% and 0.1% for carbon.
  • the conditions in the treatment zone are modified to pass from an oxidizing medium to a reducing medium.
  • This transformation of the conditions is carried out by adding aluminum Al or / and silicon Si and / or carbon C in the slag.
  • the slag is thus calmed and passes from a more oxidizing slag to a more reducing slag.
  • silicon and / or carbon are added so as not to increase their contents again in the metal bath, which would reduce the effect of the previous refining, but so as only to reduce the FeO in the slag and lower the oxygen content in the metal.
  • the second phase of the metallurgical treatment is then carried out, namely the desulfurization of the metal bath.
  • the metal bath is preferably stirred by bubbling inert gas, eg argon, in order to facilitate the exchange between the metal bath and the slag.
  • inert gas eg argon
  • the proposed process thus allows the production of steel with low carbon and sulfur content in a two-zone reactor and therefore makes it possible to avoid pocket furnace treatment in the production of mass steels such as concrete reinforcing bars. , for which a content of 0.020 to 0.030% of sulfur is targeted on the final product.
  • low sulfur steels (less than 0.010% sulfur on final product ) are difficult to produce in an electric steel plant: in fact, the oxidizing conditions of the electric furnace do not allow desulfurization by more than 30%, i.e. that we remove at best 30% of the sulfur in the oven.
  • scrap substitutes contain much more sulfur than the pure scrap they replace: 0.020% S to 0.100% S for pre-reduced (DRI) depending on the origin and 0.050% at 0.100% S for non-desulfurized cast iron.
  • the reducing slag is evacuated from the metallurgical treatment zone before, during or after step g), ie. pouring the liquid metal. It is in fact preferable to eliminate the sulfur-rich reducing slag before refining the new charge of liquid metal, this in order to prevent the sulfur contained in the slag from re-entering the bath during refining. of liquid metal.
  • the reverse i.e. the transfer of oxidizing slag from the metallurgical treatment zone to the melting zone during or after the refining of the molten products in the metallurgical treatment zone can be advantageous.
  • the slag in the metallurgical treatment zone, the slag is foaming and contains a lot of iron oxides and drops of metallic iron.
  • the slag is deoxidized on contact with the liquid metal with a higher carbon content and the metal drops are decanted there. A countercurrent mass exchange is thus carried out, which makes it possible to minimize the loss of iron.
  • the foaming slag formed which is transferred to the melting zone has the effect of stabilizing the electric arc and increasing its efficiency.
  • the gases released during the refining of the molten products are transferred to the melting zone in order to heat the solid products present in this zone.
  • the refining of the steel bath is accompanied by the formation of abundant amounts of CO (almost half of the CO released by the process is produced during refining).
  • the energy contained in this CO gas can be used to heat the solid products in the melting zone as well as the solid products in an optional solid product preheater either in counter-current or in partial co-current. It is thus possible to recover the energy contained in the hot gases to increase the energy efficiency of the reactor.
  • the melting zone is continuously charged with solid products. Since the loading of the melting zone into solid products is continuous, the melting zone permanently contains solid products and the energy efficiency of the melting zone can be maximized.
  • the solid products are advantageously preheated before loading with hot gases from the reactor.
  • the gases released during the melting and refining can be recovered to increase the temperature of the solid products before they are loaded into the furnace.
  • Solid products therefore reach their melting temperature more quickly and the melting time is considerably shortened. This leads to an increase in the overall thermal efficiency of the reactor, and possibly in its productivity.
  • Preheating is carried out for example in a preheater which can be executed in the form of a vertical or inclined hopper extending the melting zone or in the form of an inclined rotary drum.
  • the heating and / or the melting of the solid products can (can) be carried out either using an electric arc or using gas, oil or gas burners. coal either using a combination of these different means.
  • the process of the present invention has other advantages over conventional fusion processes.
  • the melting zone can operate continuously and the batch casting is carried out from the metallurgical treatment zone, the downtime caused by loading and casting in conventional furnaces is eliminated and the reduction in the power usable in the final period known as refining and overheating is no longer necessary.
  • Fig. 1 a longitudinal section of an electric furnace for continuously melting solid products during the melting / refining phase - overheating
  • Fig. 2 a longitudinal section of an electric furnace for continuously melting solid products during the melting / slag reduction and desulfurization of steel phase
  • Fig. 3 a longitudinal section of an electric melting furnace continuous solid products during the casting and cleaning phase of the sulfur-rich slag
  • Fig. 1 shows a section through a continuous melting reactor 10 of solid products, such as solid iron, solid cast iron, scrap iron or pre-reduced iron (DRI), etc., which are used p .ex. for steel production.
  • the reactor 10 is produced as an electric furnace, in which the energy necessary for melting is produced by an electric arc and by burners 12 mounted in the lower lateral part of the furnace 10.
  • the electric oven 10 comprises a hearth 14 made of a refractory material, surmounted by a tank 16 and a vault 18. At least one electrode 20 mounted on a mast (not shown) via an arm (not shown) ) is introduced into the oven 10 through an opening 22 made in the roof 18. The arm can slide on the mast so as to be able to raise and lower the electrode 20.
  • the electric oven 10 is subdivided into two separate zones.
  • the first zone called the fusion zone 24, is loaded, preferably continuously, with scrap metal 25 using a vertical hopper 26 arranged above the fusion zone 24.
  • the scrap metal 25 is melted using the electrodes 20 passing through the roof 18 of the furnace 10.
  • an additional supply of energy is made using the burners 12 in the wall side of the furnace 10.
  • the liquid metal in the treatment zone is subjected to conventional refining operations by injection of gases such as oxygen by means of a lance 32 in order to adjust the chemical composition of the metal liquid.
  • gases such as oxygen
  • the carbon content of the steel can be reduced from approximately 1% by weight to approximately 0.1%.
  • the hot gases released during the refining of the molten products are transferred to the melting zone 24 and are then sucked by the hopper 26 supplying the furnace 10 with scrap metal.
  • a large part of the energy contained in these gases can be used to heat the scrap metal 25 in the melting zone 24 as well as the solid products contained in the preheater hopper 26.
  • Lime (CaO) is added to the melting zone and to the metallurgical treatment zone in order to form a slag there.
  • Various additives such as fluxes can also be added.
  • the slag is foaming 34 and contains a lot of iron oxides and drops of metallic iron during the refining phase.
  • the slag contained in the two zones is separated by a slag barrier 36, possibly removable, installed between the two zones at the level of the weir 27. This barrier prevents the slag from passing from the melting zone 24 into the metallurgical treatment zone 28.
  • the fact of separating the slag from the two zones is especially important in the second phase of the process, the desulphurization phase.
  • the slag contained in the melting zone 24 and that contained in the metallurgical treatment zone 28 have similar chemical properties, namely that the slags of the two zones are oxidizing slags. For this reason, it is not necessary to separate them during this first phase.
  • the dam 36 can therefore be removed entirely or partially to allow a slag exchange of these two zones.
  • the chemical properties of the slag contained in the melting and metallurgical treatment zones are different and incompatible.
  • a neutral gas argon
  • argon is injected into the liquid steel bath through one or more porous block (s) 38 through the bottom of the metallurgical treatment zone 28
  • the eddies created by this injection of gas improve the contact between the liquid steel to be treated and the reducing slag so that the desulfurization takes place under the best conditions.
  • Fig. 3 shows the last phase of the process, the pouring of the liquid metal.
  • the sulfur-rich reducing slag is discharged through the scouring door 40 and the liquid metal is poured from the metallurgical treatment zone 28 through a tap hole 30 while preserving a metal bottom liquid in this area.
  • This bath foot is used to reduce the wear of the refractory lining.
  • the taphole 30 can be arranged in the side wall of the metallurgical treatment zone 28 as well as in the bottom of this zone.
  • the metallurgical treatment zone 28 operates in discontinuous mode, it should be noted that the melting zone 24 operates continuously. The non-power times caused by the loading and pouring procedures in conventional ovens are therefore eliminated and the reduction in the usable power in the final period known as refining and overheating is no longer necessary.
  • scrap metal 25 is introduced into the furnace by the hopper 26, it crosses the melting zone 24 and is then drawn off by the treatment zone metallurgical 28.
  • the gas flow passes through the furnace in the opposite direction.
  • the gases are injected or formed in the metallurgical treatment zone 28 and the melting zone 24 to be sucked in by the hopper 26.
  • the slag contained or formed in the metallurgical treatment zone 28 is evacuated by the scouring door 40 located in this zone while the slag contained in the melting zone 24 can be evacuated by a scouring door 42 located in the zone fusion 24.
  • the effectiveness of the process is subsequently illustrated with the aid of two examples.
  • the efficiency of removing sulfur and phosphorus for a charge of ordinary scrap in a conventional electric oven and in a two-zone oven implementing the method according to the present invention is compared. In both cases, 100 kg of slag per tonne of steel is considered.
  • the slag is very oxidizing and contains ⁇ 0.1% by weight of carbon and approximately 25% by weight of FeO.
  • the partition coefficient for sulfur i.e. the sulfur content ratio in the slag / sulfur content of the metal is less than 5 and that for phosphorus is approximately 50. It therefore succeeds in removing 70% to 80% of the phosphorus initially contained in the metal and about 25% to 30% of the sulfur.
  • the conventional furnace therefore makes it possible to obtain steels from scrap with a very reduced concentration of phosphorus but with a non-negligible concentration of sulfur.
  • a medium oxidizing slag is formed which contains less than 10% by weight of FeO and which has a basicity of approximately 2.5.
  • the partition coefficient under such conditions is 5 to 10 for sulfur and about 25 for phosphorus.
  • 32 kg of CaO is used to form 80 kg of slag / 1 of steel in the melting zone, it is possible to eliminate inside the melting zone between 30% and 40% of the sulfur. and between 60% and 70% of phosphorus.
  • the metal with these reduced sulfur and phosphorus contents is then transferred to the metallurgical treatment zone.
  • 20 kg of slag are formed per t of steel by adding 12 kg of CaO per tonne of steel and possibly fluxing agents.
  • the slag is made reducing by adding either aluminum or silicon and / or carbon.
  • the FeO content in the slag is reduced to 0 and the basicity of the resulting slag is approximately 3.
  • the metallurgical treatment zone is subjected to strong stirring with argon.
  • the partition coefficient for sulfur is around 500 while it is only around 100 when the slag is deoxidized by silicon.
  • the overall reduction in the sulfur content per 100 kg of slag / 1 of steel is therefore 86% by weight when aluminum is used and 72% in the case of silicon.
  • the overall reduction in phosphorus content is 60% by weight.
  • the present process therefore makes it possible to obtain much lower sulfur contents than in the conventional processes while having comparable performances with regard to phosphorus.
  • the present process makes it possible to use cheaper raw materials or else when the same raw materials are used, it makes it possible to dispense with a second desulfurization step.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
  • Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Procédé de fusion en continu de produits métalliques solides dans un réacteur comportant une zone de fusion et une zone de traitement métallurgique, comprenant le chauffage en continu des produits métalliques solides dans la zone de fusion jusqu'à la fusion des produits solides, le transfert au fur et à mesure des produits fondus dans la zone de traitement métallurgique, l'affinage des produits fondus dans la zone de traitement métallurgique dans un milieu de laitier oxydant, la séparation du laitier de la zone de traitement métallurgique du laitier de la zone de fusion, la transformation du laitier oxydant dans la zone de traitement métallurgique en un laitier réducteur, la désulfuration des produits fondus dans la zone de traitement métallurgique dans un milieu de laitier réducteur et la coulée du métal fondu.

Description

Procédé pour la fusion en continu de produits métalliques solides
La présente invention concerne un procédé de fusion en continu de produits métalliques solides.
Le procédé concerne plus particulièrement la fusion de solides métalliques, tels que du fer solide, de la fonte solide, de la ferraille de fer ou de fonte, des préréduits, etc., qui sont utilisés avec éventuellement adjonction de fonte liquide p.ex. pour la production d'acier. Le procédé peut se dérouler à l'intérieur d'un réacteur comprenant p.ex. un four électrique, dans lequel l'énergie nécessaire à la fusion est produite par un arc électrique et/ou un four à brûleurs à gaz, à fuel ou à charbon et/ou un four à torche à plasma. La fusion en continu de produits solides se fait généralement dans un réacteur qui comprend deux zones adjacentes, à savoir une zone de fusion et une zone de traitement métallurgique. Les produits solides sont chargés dans la zone de fusion du réacteur et ensuite fondus sous l'effet d'un apport d'énergie considérable. Le métal ainsi fondu est transféré au fur et à mesure dans la deuxième zone et y subit un traitement métallurgique en vue de l'ajustement de sa composition chimique. Ce traitement métallurgique comprend généralement un affinage du métal liquide durant lequel on injecte des gaz d'affinage, tels que p.ex. l'oxygène, dans le bain métallique à l'aide de lances de soufflage afin de réduire la teneur en carbone et en silicium de l'acier produit. Un tel procédé est décrit par exemple dans la demande de brevet français FR-A-1 ,482,929.
Or, outre le carbone et le silicium, le métal fondu contient d'autres impuretés qui ont des effets négatifs sur les propriétés physiques et mécaniques de l'acier produit. Parmi ces impuretés, on cite notamment le soufre qui réduit entre autres la résilience de l'acier, sa résistance à la fatigue, sa résistance à la corrosion et sa soudabilité. Malheureusement, le soufre ne peut être éliminé en même temps que le carbone puisque la désulfuration nécessite des conditions opératoires très différentes de celles de la décarburation.
En effet, lors de la décarburation, on se trouve en présence d'un laitier qui est oxydant en raison de l'insufflation de grandes quantités d'oxygène. Or, la désulfuration est d'autant plus efficace que le laitier est réducteur.
Dans la zone d'affinage des fours tels que décrits dans la demande de brevet français FR-A-1 ,482,929, les conditions sont telles que l'on arrive à peine à éliminer 30% du soufre contenu initialement dans la charge métallique enfour- née. Ceci fait qu'il faut toujours procéder à un traitement métallurgique secondaire dans un récipient placé en aval du réacteur de fusion, p.ex. un four poche.
L'objet de la présente invention est donc de proposer un procédé pour la fusion en continu de produits métalliques solides qui permette outre une réduction de la teneur en carbone également un abaissement de la teneur en soufre du métal fondu.
Conformément à l'invention, cet objectif est atteint par un procédé de fusion en continu de produits métalliques solides dans un réacteur à deux zones distinctes, une zone de fusion et une zone de traitement métallurgique, qui comprend les étapes consistant à a) chauffer en continu les produits métalliques solides dans la zone de fusion jusqu'à la fusion des produits solides, b) transférer au fur et à mesure les produits fondus dans la zone de traitement métallurgique, c) affiner les produits fondus dans la zone de traitement métallurgique dans un milieu de laitier oxydant, d) séparer le laitier de la zone de traitement métallurgique du laitier de la zone de fusion, e) transformer le laitier oxydant dans la zone de traitement métallurgique en un laitier réducteur, f) désulfurer les produits fondus dans la zone de traitement métallurgique dans un milieu de laitier réducteur, g) couler le métal fondu.
Le métal solide est fondu en continu dans la zone de fusion. Dans cette zone, on est en présence d'un laitier oxydant qui permet l'élimination d'une grande partie du phosphore contenu dans le métal liquide. En effet, le phosphore, qui entre autres, diminue la ductilité et la soudabilité de l'acier, est transféré dans le laitier oxydant par une réaction d'échange avec ce laitier. Au fur et à mesure de sa fusion, le métal liquide est transféré dans la deuxième zone dans laquelle le traitement métallurgique proprement dit a lieu.
Arrivé dans la deuxième zone, le traitement métallurgique du métal fondu se fait en deux phases. Dans la première phase, on réalise principalement une réduction des teneurs en carbone et en silicium du bain métallique dans des conditions oxydantes. Cet affinage se fait par injection d'oxygène dans le bain métallique et par ajout p.ex. de CaO pour former du laitier. Les teneurs en carbone et en silicium du bain métallique peuvent ainsi être réduites à des valeurs prédéterminées, qui se situent de préférence entre 0.05% et 0.1% pour le carbone.
Après cet affinage oxydant, les conditions dans la zone de traitement sont modifiées pour passer d'un milieu oxydant à un milieu réducteur. Cette transformation des conditions est réalisée par un ajout d'aluminium Al ou/et de silicium Si et/ou de carbone C dans le laitier. Le laitier est ainsi calmé et passe d'un laitier plus oxydant à un laitier plus réducteur. Il est à noter que le silicium et/ou le carbone sont ajoutés de manière à ne pas augmenter à nouveau leurs teneurs dans le bain métallique, ce qui réduirait l'effet de l'affinage antérieur, mais de sorte à seulement réduire le FeO dans le laitier et à abaisser la teneur en oxygène dans le métal.
Dans les conditions réductrices ainsi crées, on procède ensuite à la deuxième phase du traitement métallurgique, à savoir la désulfuration du bain métallique. Durant cette désulfuration, on procède de préférence à un brassage du bain métallique par un barbotage de gaz inerte, p.ex. argon, afin de faciliter l'échange entre le bain métallique et le laitier. Le laitier étant réducteur, le soufre passe en grande partie dans le laitier.
Dans ces conditions, une désulfuration de plus de 80% devient possible et on arrive, selon la teneur en soufre des produits solides et en fonction de la quantité de laitier mis en oeuvre, à des teneurs finales de 0.010 % de soufre dans l'acier coulé de la deuxième zone du réacteur.
Le procédé proposé permet ainsi la production d'acier à basse teneur de carbone et de soufre dans un réacteur à deux zones et permet dès lors d'éviter le traitement au four poche dans la production d'aciers de masse tels que des ronds à béton, pour lesquels une teneur de 0.020 à 0.030 % de soufre est visée sur produit final.
Pour les nouvelles aciéries électriques produisant des aciers haut de gamme avec des substituts de la ferraille qui permettent de réaliser de basses teneurs en cuivre (fonte, préréduits, carbure de fer), les aciers bas soufre (moins de 0.010 % de soufre sur produit final) sont difficiles à réaliser en aciérie électrique: en effet, les conditions oxydantes du four électrique ne permettent pas de désulfurer de plus 30 %, c.-à-d. que l'on élimine au mieux 30 % du soufre enfourné. Or, à l'exception de la fonte désulfurée, les substituts de la ferraille contiennent beaucoup plus de soufre que la ferraille pure qu'ils remplacent: 0.020 % S à 0.100 % S pour les préréduits (DRI) selon l'origine et 0.050 % à 0.100 % S pour la fonte non désulfurée. En utilisant massivement un substitut contenant plus de 0.030 % S, on ne peut pas atteindre l'objectif de moins de 0.020 % S à la coulée du four électrique conventionnel. Le présent procédé qui permet de réaliser une désulfuration plus efficace est donc un atout important pour l'emploi massif de préréduits ou de fonte non désulfurée comme substitut à la ferraille. Ce procédé élargit donc la gamme des matières premières utilisables pour la fabrication au four électrique de produits de haute pureté, p.ex. contenant moins de 0.010% de soufre, qui aujourd'hui exigent de n'utiliser que de la ferraille ou du préréduit très purs, ou de la fonte désulfurée. Dans les procédés actuels de haute productivité, l'affinage oxydant et l'affinage réducteur se font à des endroits différents. Le présent procédé permet de faire les deux réactions s'excluant mutuellement au même endroit et successivement.
Il permet par la même occasion de produire des aciers ayant une teneur en azote bien plus faible que les aciers produits selon les procédés classiques. Effectivement, on évite en zone de traitement métallurgique les deux sources de pollution principales en azote que sont l'arc électrique et les ferrailles fondant tardivement et on diminue la teneur en azote résiduelle par le barbo- tage d'un gaz neutre notamment l'argon dans la zone de traitement métallurgique. En plus, la dénitruration est facilitée par la basse teneur en soufre du bain métallique.
Pour une charge à 100% de ferraille par exemple, on produira dans un four électrique classique un acier à 70 à 80 ppm N, tandis qu'avec le présent procédé on parvient à produire des aciers ayant une teneur en azote d'environ 40 ppm ou même moins. Selon un premier mode de réalisation préféré, le laitier réducteur est évacué de la zone de traitement métallurgique avant, pendant ou après l'étape g), c.-à-d. la coulée du métal liquide. Il est en effet préférable d'éliminer le laitier réducteur riche en soufre avant de procéder à l'affinage de la nouvelle charge de métal liquide, ceci afin d'éviter que lors de l'affinage le soufre contenu dans le laitier repasse dans le bain de métal liquide.
Dans certaines conditions, p.ex. lorsqu'il y a trop de laitier dans la zone de fusion ou bien lorsqu'on a besoin d'une quantité plus importante de laitier dans la zone de traitement métallurgique, il peut être avantageux de transférer du laitier oxydant contenu dans la zone de fusion vers la zone de traitement métallurgique avant, pendant ou après l'affinage des produits fondus dans la zone de traitement métallurgique.
L'inverse, c.-à-d. le transfert de laitier oxydant de la zone de traitement métallurgique vers la zone de fusion pendant ou après l'affinage des produits fondus dans la zone de traitement métallurgique peut être intéressant. En effet, dans la zone de traitement métallurgique, le laitier est moussant et contient beaucoup d'oxydes de fer et de gouttes de fer métallique. Lors du transit du laitier à travers la zone de fusion, le laitier est désoxydé au contact du métal liquide à teneur en carbone plus élevée et les gouttes de métal y sont décantées. On réalise ainsi un échange de masse à contre-courant, ce qui permet de minimiser la perte en fer. En outre, dans un four à arc, le laitier moussant formé qui est transféré dans la zone de fusion a pour effet de stabiliser l'arc électrique et d'augmenter son rendement.
A certains moments du procédé, - p. ex. lors de la coulée du métal et/ou lors de la désulfuration du métal - il peut être avantageux d'interrompre complètement ou de réduire substantiellement le transfert des produits fondus vers la zone de traitement métallurgique.
En fonction de la composition des matières premières, il peut être avantageux de procéder à un pré-affinage des produits fondus dans la zone de fusion.
Dans une exécution préférée, les gaz libérés lors de l'affinage des produits fondus sont transférés dans la zone de fusion afin de réchauffer les produits solides se trouvant dans cette zone. En effet, l'affinage du bain d'acier s'accompagne de la formation de quantités abondantes de CO (près de la moitié du CO libéré par le procédé est produite lors de l'affinage). L'énergie contenue dans ce gaz CO peut servir à chauffer les produits solides dans la zone de fusion ainsi que les produits solides dans un préchauffeur de produits solides éventuel soit en contre-courant soit en co-courant partiel. On peut ainsi récupérer l'énergie contenue dans les gaz chauds pour augmenter l'efficacité énergétique du réacteur.
Dans un autre mode de réalisation préféré, la zone de fusion est chargée en continu de produits solides. Le chargement de la zone de fusion en produits solides se faisant en continu, la zone de fusion contient en permanence des produits solides et l'efficacité énergétique de la zone de fusion peut être maximisée.
Les produits solides sont avantageusement préchauffés avant leur chargement à l'aide de gaz chauds du réacteur. De cette manière, les gaz libérés lors de la fusion et de l'affinage peuvent être récupérés pour augmenter la température des produits solides avant leur chargement dans le four. Les produits solides atteignent dès lors plus rapidement leur température de fusion et le temps de fusion est sensiblement raccourci. Ceci conduit à une augmentation du rende- ment thermique global du réacteur, et éventuellement de sa productivité. Le préchauffage se réalise par exemple dans un préchauffeur qui peut être exécuté en forme de trémie verticale ou inclinée prolongeant la zone de fusion ou en forme de tambour rotatif incliné.
Il est à noter que le chauffage et/ou la fusion des produits solides peut (peu- vent) être réalisé(s) soit à l'aide d'un arc électrique soit à l'aide de brûleurs à gaz, à fuel ou à charbon soit à l'aide d'une combinaison de ces différents moyens.
Outre les avantages décrits ci-dessus, le procédé de la présente invention présente d'autres avantages par rapport aux procédés de fusion classiques. En effet, puisque la zone de fusion peut fonctionner en continu et que la coulée en discontinu est réalisée à partir de la zone de traitement métallurgique, les temps hors puissance occasionnés par les chargements et les coulées dans les fours classiques sont supprimés et la baisse de la puissance utilisable dans la période finale dite d'affinage et de surchauffe n'est plus nécessaire. D'autres particularités et caractéristiques de l'invention ressortiront de la description détaillée de quelques modes de réalisation avantageux présentés ci-dessous, à titre d'illustration, en référence aux dessins annexés. Celles ci montrent:
Fig.1 : une coupe longitudinale d'un four électrique de fusion en continu de produits solides pendant la phase de fusion / affinage - surchauffe,
Fig.2: une coupe longitudinale d'un four électrique de fusion en continu de produits solides pendant la phase de fusion / réduction du laitier et désulfuration de l'acier, Fig.3: une coupe longitudinale d'un four électrique de fusion en continu de produits solides pendant la phase de coulée et de décrassage du laitier riche en soufre, La Fig. 1 montre une coupe d'un réacteur de fusion 10 en continu de produits solides, tels que du fer solide, de la fonte solide, de la ferraille de fer ou de fonte, des préréduits (DRI), etc., qui sont utilisés p.ex. pour la production d'acier. Le réacteur 10 est réalisé en tant que four électrique, dans lequel l'énergie nécessaire à la fusion est produite par un arc électrique et par des brûleurs 12 montés dans la partie latérale inférieure du four 10.
Le four électrique 10 comprend une sole 14 en un matériau réfractaire, surmontée d'une cuve 16 et d'un voûte 18. Au moins une électrode 20 montée sur un mât (non représenté) par l'intermédiaire d'un bras (non représenté) est introduite dans le four 10 à travers une ouverture 22 pratiquée dans le voûte 18. Le bras peut coulisser sur le mât de façon à pouvoir monter et descendre l'électrode 20.
Le four électrique 10 est subdivisé en deux zone distinctes. La première zone, appelée zone de fusion 24, est chargée, de préférence en continu, par de la ferraille 25 à l'aide d'une trémie 26 verticale aménagée au-dessus de la zone de fusion 24. Dans cette zone de fusion 24, la ferraille 25 est fondue à l'aide des électrodes 20 traversant le voûte 18 du four 10. Pour augmenter la vitesse de fusion de la ferraille 25, un apport supplémentaire d'énergie est réalisé à l'aide des brûleurs 12 dans la paroi latérale du four 10. Dans la zone de fusion on apporte avantageusement, même lorsque la source d'énergie principale est un arc électrique, un complément de 10 à 20 kg de carbone par tonne d'acier produite. Ce carbone est apporté soit sous forme de coke ou d'anthracite, soit sous forme de métal carburé, p.ex. de fonte. La moitié environ de ce carbone est éliminé par injection d'oxygène au moyen de lances ou de tuyères immergées de telle sorte que le métal fondu transféré dans la zone de traitement métallurgique a une teneur en carbone intermédiaire de l'ordre de 0.5 à 1%. Du fait de l'injection d'oxygène, on est en présence d'un laitier oxydant, qui permet l'élimination d'une grande partie du phosphore dans la zone de fusion. Au fur et à mesure que la ferraille 25 fond, du métal liquide s'accumule dans la sole 14 de la zone de fusion 24 et lorsque celui-ci a atteint un certain niveau, il se déverse au-dessus d'un déversoir 27 dans la deuxième zone du four appelée zone de traitement métallurgique 28.
Dans la première phase du procédé, le métal liquide dans la zone de traitement est soumis à des opérations classiques d'affinage par injection de gaz tels que de l'oxygène au moyen d'une lance 32 afin d'ajuster la composition chimique du métal liquide. Lors de tels opérations d'affinage, la teneur en carbone de l'acier peut être réduite d'environ 1% en poids jusqu'à environ 0,1 %.
Les gaz chauds libérés lors de l'affinage des produits fondus sont transférés dans la zone de fusion 24 et sont ensuite aspirés par la trémie 26 alimentant le four 10 en ferraille 25. Une grande partie de l'énergie contenue dans ces gaz peut servir à chauffer la ferraille 25 dans la zone de fusion 24 ainsi que les produits solides contenus dans la trémie 26 préchauffeuse. On se rapproche ici d'un échangeur thermique à contre-courant qui a une efficacité thermique optimale. On ajoute de la chaux (CaO) dans la zone de fusion et dans la zone de traitement métallurgique afin d'y former un laitier. Différents additifs comme p.ex. des fondants peuvent également y être ajoutés.
Dans la zone de traitement métallurgique 28, le laitier est moussant 34 et contient beaucoup d'oxydes de fer et de gouttes de fer métallique pendant la phase d'affinage.
Le laitier contenu dans les deux zones est séparé par un barrage 36 à laitier, éventuellement amovible, installé entre les deux zones au niveau du déversoir 27. Ce barrage empêche le passage de laitier de la zone de fusion 24 dans la zone de traitement métallurgique 28. Le fait de séparer les laitiers des deux zones est surtout important dans la deuxième phase du procédé, la phase de désulfuration. Pendant la phase d'affinage et de surchauffe, le laitier contenu dans la zone de fusion 24 et celui contenu dans la zone de traitement métallurgique 28 ont des propriétés chimiques voisines à savoir que les laitiers des deux zones sont des laitiers oxydants. Pour cette raison, il n'est pas nécessaire de les séparer pendant cette première phase. Le barrage 36 peut donc être enlevé entièrement ou partiellement pour permettre un échange de laitier de ces deux zones. Par contre, pendant la phase de désulfuration, les propriétés chimiques des laitiers contenues dans les zones de fusion et de traitement métallurgique sont différentes et incompatibles.
Alors que la composition chimique du laitier de la zone de fusion 24 reste inaffectée, on ajoute de l'aluminium et/ou du silicium et éventuellement du carbone dans la zone de traitement métallurgique 28 afin de transformer le laitier oxydant en laitier réducteur. Bien entendu, la lance d'oxygène 32 est arrêtée pendant cette phase de désulfuration.
Pour garantir une bonne homogénéisation du bain de métal liquide, on injecte dans le bain d'acier liquide un gaz neutre (de l'argon) à travers un ou plusieurs bloc(s) poreux 38 par le fond de la zone de traitement métallurgique 28. Les remous créés par cette injection de gaz améliorent le contact entre l'acier liquide à traiter et le laitier réducteur de sorte que la désulfuration s'opère dans les meilleures conditions.
Pendant cette phase de désulfuration, on peut réduire ou même fermer complètement l'arrivée de métal liquide en provenance de la zone de fusion 24 dans le but de limiter la quantité de métal non affinée dans la zone de traite- ment métallurgique 28 pendant la désulfuration.
La Fig. 3 montre la dernière phase du procédé, la coulée du métal liquide. Après l'affinage et la désulfuration, le laitier réducteur riche en soufre est évacué par la porte de décrassage 40 et le métal liquide est coulé depuis la zone de traitement métallurgique 28 par un trou de coulée 30 tout en conser- vant un fond de métal liquide dans cette zone. Ce pied de bain sert à réduire l'usure du revêtement réfractaire. Il est à noter que le trou de coulée 30 peut aussi bien être aménagé dans la paroi latérale de la zone de traitement métallurgique 28 que dans le fond de cette zone.
Il est avantageux d'enlever la plupart du laitier réducteur à la fin de la phase de désulfuration et en tout cas avant le prochain affinage pour éviter que le soufre contenu dans le laitier réducteur ne repasse dans l'acier liquide au moment de l'affinage de la prochaine charge.
Bien que dans le réacteur décrit ci-dessus la zone de traitement métallurgique 28 fonctionne en mode discontinu, il est à noter que la zone de fusion 24 fonctionne de manière continue. Les temps hors puissance occasionnés par les procédures de chargement et de coulée dans les fours classiques sont donc supprimés et la baisse de la puissance utilisable dans la période finale dite d'affinage et de surchauffe n'est plus nécessaire.
Les flux de matières et les flux d'énergie du four peuvent se résumer de la manière suivante: de la ferraille 25 est introduite dans le four par la trémie 26, elle traverse la zone de fusion 24 pour être ensuite soutirée par la zone de traitement métallurgique 28.
Le flux de gaz traverse le four en sens inverse. En effet, les gaz sont injectés ou formés dans la zone de traitement métallurgique 28 et la zone de fusion 24 pour être aspirés par la trémie 26.
Le laitier contenu ou formé dans la zone de traitement métallurgique 28 est évacué par la porte de décrassage 40 située dans cette zone tandis que le laitier contenu dans la zone de fusion 24 peut être évacué par une porte de décrassage 42 se trouvant dans la zone de fusion 24. L'efficacité du procédé est par la suite illustrée à l'aide de deux exemples.
Dans le premier exemple, on compare l'efficacité de l'élimination du soufre et du phosphore pour une charge de ferraille ordinaire dans un four électrique classique et dans un four à deux zones mettant en oeuvre le procédé selon la présente invention. Dans les deux cas, on considère une quantité de 100 kg de laitier par tonne d'acier.
Dans le four classique, le laitier est très oxydant et contient < 0,1% en poids de carbone et environ 25% en poids de FeO. Le coefficient de partage pour le soufre c.-à-d. le rapport teneur en soufre dans le laitier / teneur en soufre du métal est inférieur à 5 et celui pour le phosphore est d'environ 50. On parvient donc à éliminer 70% à 80% du phosphore contenu initialement dans le métal et environ 25% à 30% du soufre. Le four classique permet donc d'obtenir à partir de ferraille des aciers avec une concentration très réduite en phosphore mais avec une concentration non négligeable en soufre.
Dans le procédé selon la présente invention, dans la zone de fusion, on forme un laitier moyennement oxydant qui contient moins de 10% en poids de FeO et qui a une basicité d'environ 2,5. Le coefficient de partage dans de telles conditions est de 5 à 10 pour le soufre et d'environ 25 pour le phosphore. En admettant qu'on mette 32 kg de CaO en oeuvre pour former 80 kg de laitier / 1 d'acier dans la zone de fusion, on parvient à éliminer à l'intérieur de la zone de fusion entre 30 % et 40 % du soufre et entre 60 % et 70 % du phosphore.
Le métal avec ces teneurs réduites en soufre et phosphore est ensuite transféré dans la zone de traitement métallurgique. Dans cette zone, on forme 20 kg de laitier par t d'acier en ajoutant 12 kg de CaO par tonne d'acier et éventuellement des fondants. Après l'affinage oxydant, le laitier est rendu réducteur en ajoutant soit de l'aluminium soit du silicium et/ou du carbone. La teneur en FeO du laitier est réduite à 0 et la basicité du laitier résultant est d'environ 3. La zone de traitement métallurgique est soumise à un fort brassage par de l'argon. Lorsqu'on utilise de l'aluminium, le coefficient de partage pour le soufre est de l'ordre de 500 tandis qu'il est d'environ 100 seulement lorsque le laitier est désoxydé par le silicium. Dans les conditions précitées et en utilisant de l'aluminium pour calmer le laitier, on parvient à éliminer entre 80 et 90 % du soufre contenu dans l'acier alimentant la zone de traitement métallurgique. Lorsqu'on utilise le silicium pour désoxyder le laitier, on élimine entre 60% et 70% du soufre contenu dans l'acier alimentanUa zone de traitement métallurgique.
La réduction globale de la teneur en soufre pour 100 kg de laitier / 1 d'acier est donc de 86 % en poids lorsqu'on met en oeuvre de l'aluminium et de 72% dans le cas du silicium. La réduction globale de la teneur en phosphore est de 60 % en poids. Le présent procédé permet donc d'obtenir des teneurs de soufre beaucoup plus basses que dans le procédés classiques tout en ayant des performances comparables pour ce qui est du phosphore.
On peut faire la même analyse pour un enfournement métallique comportant une proportion importante de préréduits ou de fonte non désulfurée; un tel enfournement est utilisé pour réaliser des produits finals de qualité nécessitant de basses teneurs en cuivre et en soufre.
Le tableau ci-dessous récapitule les performances métallurgiques d'un procédé de fusion classique à celles d'un procédé de fusion selon la présente invention. Dans la cas de la production de ronds à béton à partir de ferraille, on voit que le procédé selon la présente invention permet d'éviter une étape supplémentaire de désulfuration en poche.
Lorsque l'on produit du fil pour tréfilage, le présent procédé permet d'utiliser des matières premières moins chères ou bien lorsque l'on utilise les mêmes matières premières, il permet de se passer d'une deuxième étape de désulfuration.
Tableau 1. Comparaison des performances d'un procédé de fusion classique à celles du procédé selon la présente invention.
Figure imgf000016_0001

Claims

Revendications
1. Procédé de fusion en continu de produits métalliques solides dans un réacteur à deux zones distinctes, le réacteur comportant une zone de fusion et une zone de traitement métallurgique, ledit procédé comprenant les étapes consistant à a) chauffer en continu les produits métalliques solides dans la zone de fusion jusqu'à la fusion des produits solides, b) transférer au fur et à mesure les produits fondus dans la zone de traitement métallurgique, c) affiner les produits fondus dans la zone de traitement métallurgique dans un milieu de laitier oxydant, d) séparer le laitier de la zone de traitement métallurgique du laitier de la zone de fusion, e) transformer le laitier oxydant dans la zone de traitement métallurgique en un laitier réducteur, f) désulfurer les produits fondus dans la zone de traitement métallurgique dans un milieu de laitier réducteur, g) couler le métal fondu.
2. Procédé selon la revendication 1 , caractérisé par l'évacuation du laitier réducteur de la zone de traitement métallurgique avant, pendant ou après l'étape g).
3. Procédé selon l'une des revendications 1 ou 2, caractérisé par le transfert de laitier oxydant de la zone de fusion vers la zone de traitement métallurgique avant, pendant ou après l'étape c).
4. Procédé selon l'une des revendications 1 ou 2, caractérisé par le transfert de laitier oxydant de la zone de traitement métallurgique vers la zone de fusion avant, pendant ou après l'étape c).
5. Procédé selon l'une des revendications 1 à 4, caractérisé par l'interruption du transfert des produits fondus vers la zone de traitement métallurgique pendant l'étape f).
6. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé par un pré-affinage des produits fondus dans la zone de fusion.
7. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé en ce que les gaz libérés dans la zone de traitement métallurgique lors de l'affinage des produits fondus sont transférés dans la zone de fusion afin de réchauffer les produits solides se trouvant dans cette zone.
8. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé en ce que la zone de fusion est chargée en continu de produits soudes.
9. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé par un enfournement de fonte liquide dans le réacteur.
10. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé en ce qu'avant leur chargement, les produits solides sont préchauffés à l'aide de gaz chauds du réacteur.
11. Procédé selon l'une des revendications 1 à 10, caractérisé en ce que le chauffage des produits solides est réalisé à l'aide d'un arc électrique et/ou de brûleurs et/ou de torches à plasma.
12. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé par un apport d'énergie dans la zone de traitement métallurgique durant la phase initiale du procédé.
PCT/EP1998/006091 1997-10-17 1998-09-24 Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides WO1999020802A1 (fr)

Priority Applications (6)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US09/529,592 US6314123B1 (en) 1997-10-17 1998-09-24 Method for continuous smelting of solid metal products
AT98956840T ATE221134T1 (de) 1997-10-17 1998-09-24 Verfahren zum kontinuierlichen schmelzen von metallischen feststoffen
AU13345/99A AU1334599A (en) 1997-10-17 1998-09-24 Method for continuous smelting of solid metal products
BR9812926-0A BR9812926A (pt) 1997-10-17 1998-09-24 Processo para fusão em contìnuo de produtos metálicos sólidos
DE69806796T DE69806796T2 (de) 1997-10-17 1998-09-24 Verfahren zum kontinuierlichen schmelzen von metallischen feststoffen
EP98956840A EP1029089B1 (fr) 1997-10-17 1998-09-24 Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
LU90154 1997-10-17
LU90154A LU90154B1 (fr) 1997-10-17 1997-10-17 Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO1999020802A1 true WO1999020802A1 (fr) 1999-04-29

Family

ID=19731716

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/EP1998/006091 WO1999020802A1 (fr) 1997-10-17 1998-09-24 Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides

Country Status (13)

Country Link
US (1) US6314123B1 (fr)
EP (1) EP1029089B1 (fr)
AR (1) AR013667A1 (fr)
AT (1) ATE221134T1 (fr)
AU (1) AU1334599A (fr)
BR (1) BR9812926A (fr)
DE (1) DE69806796T2 (fr)
ES (1) ES2178285T3 (fr)
LU (1) LU90154B1 (fr)
MA (1) MA24658A1 (fr)
TW (1) TW400389B (fr)
WO (1) WO1999020802A1 (fr)
ZA (1) ZA988966B (fr)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2787468A1 (fr) * 1998-12-18 2000-06-23 Lorraine Laminage Procede de denitruration de l'acier en fusion en cours d'elaboration
WO2022033921A1 (fr) * 2020-08-12 2022-02-17 Thyssenkrupp Steel Europe Ag Procédé de production d'acier brut et agrégat pour la production de celui-ci

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US8057570B2 (en) * 2004-10-11 2011-11-15 Technological Resources Pty. Limited Electric arc furnace steelmaking
DE102011087065A1 (de) 2011-11-24 2013-05-29 Sms Siemag Ag Elektrolichtbogenofen und Verfahren zu seinem Betrieb
JP5522320B1 (ja) * 2012-06-27 2014-06-18 新日鐵住金株式会社 製鋼スラグ還元処理方法
AT513281B1 (de) * 2013-02-19 2014-03-15 Seirlehner Leopold Dipl Ing Verfahren und eine Vorrichtung zur kontinuierlichen Erzeugung einer flüssigen Stahlschmelze aus Schrott

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE1224340B (de) * 1962-09-04 1966-09-08 Boehler & Co Ag Geb Verfahren zur Herstellung praktisch schlackenfreier Staehle im basischen Lichtbogenofen oder im basischen Induktionsofen
FR1482929A (fr) * 1966-04-01 1967-06-02 Siderurgie Fse Inst Rech Procédé d'élaboration d'un métal au four électrique
US4025059A (en) * 1974-04-13 1977-05-24 Fried. Krupp Huttenwerke Ag Device for the continuous production of steel
DE3732939A1 (de) * 1987-09-30 1989-04-13 Kloeckner Stahl Gmbh Stahlerzeugungsverfahren und vorrichtung zu dessen durchfuehrung
EP0653496A1 (fr) * 1993-11-15 1995-05-17 MANNESMANN Aktiengesellschaft Procédé et appareil d'obtention de matériaux de valeur

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA893624A (en) * 1969-10-27 1972-02-22 J. Themelis Nickolas Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead
US3912501A (en) * 1971-05-11 1975-10-14 Castejon Javier Gonzalez De Method for the production of iron and steel
DE2507961C3 (de) * 1975-02-25 1978-07-20 Eisenwerk-Gesellschaft Maximilianshuette Mbh, 8458 Sulzbach-Rosenberg Verfahren zum Herstellen von Stahl aus Roheisen
JPS54125115A (en) * 1978-03-24 1979-09-28 Japan Steel Works Ltd Rephosphorization preventing method of electric furnace steel
JPS5589395A (en) * 1978-12-26 1980-07-05 Sumitomo Metal Ind Ltd Gasification of solid carbonaceous material and its device
IT1200082B (it) * 1985-06-21 1989-01-05 Centro Speriment Metallurg Procedimento per la desolforazione e la deforsforazione della ghisa
DE3601337A1 (de) * 1986-01-16 1987-07-23 Mannesmann Ag Verfahren zur herstellung hochlegierter staehle im sauerstoffblaskonverter

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE1224340B (de) * 1962-09-04 1966-09-08 Boehler & Co Ag Geb Verfahren zur Herstellung praktisch schlackenfreier Staehle im basischen Lichtbogenofen oder im basischen Induktionsofen
FR1482929A (fr) * 1966-04-01 1967-06-02 Siderurgie Fse Inst Rech Procédé d'élaboration d'un métal au four électrique
US4025059A (en) * 1974-04-13 1977-05-24 Fried. Krupp Huttenwerke Ag Device for the continuous production of steel
DE3732939A1 (de) * 1987-09-30 1989-04-13 Kloeckner Stahl Gmbh Stahlerzeugungsverfahren und vorrichtung zu dessen durchfuehrung
EP0653496A1 (fr) * 1993-11-15 1995-05-17 MANNESMANN Aktiengesellschaft Procédé et appareil d'obtention de matériaux de valeur

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2787468A1 (fr) * 1998-12-18 2000-06-23 Lorraine Laminage Procede de denitruration de l'acier en fusion en cours d'elaboration
WO2000037688A1 (fr) * 1998-12-18 2000-06-29 Usinor Procede de denitruration de l'acier en fusion en cours d'elaboration
EA003345B1 (ru) * 1998-12-18 2003-04-24 Усинор Способ снижения содержания азота в расплаве стали в процессе выплавки
US6565622B1 (en) 1998-12-18 2003-05-20 Usinor Method for denitriding molten steel during its production
WO2022033921A1 (fr) * 2020-08-12 2022-02-17 Thyssenkrupp Steel Europe Ag Procédé de production d'acier brut et agrégat pour la production de celui-ci

Also Published As

Publication number Publication date
DE69806796D1 (de) 2002-08-29
AR013667A1 (es) 2001-01-10
ES2178285T3 (es) 2002-12-16
LU90154B1 (fr) 1999-04-19
BR9812926A (pt) 2000-08-08
AU1334599A (en) 1999-05-10
US6314123B1 (en) 2001-11-06
ZA988966B (en) 1999-04-12
EP1029089B1 (fr) 2002-07-24
TW400389B (en) 2000-08-01
EP1029089A1 (fr) 2000-08-23
ATE221134T1 (de) 2002-08-15
DE69806796T2 (de) 2003-02-20
MA24658A1 (fr) 1999-04-01

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Ünlü et al. Comparison of salt-free aluminum dross treatment processes
CN101709384A (zh) 一种提高电渣重熔钢锭质量的新型渣系
RU97118334A (ru) Установка и способ для получения расплавов железа
BE1006838A3 (fr) Convertisseur et procede pour la purification de matieres non ferreuses.
EP1029089B1 (fr) Procede pour la fusion en continu de produits metalliques solides
EP1983066A1 (fr) Procédé de récupération du molybdène, du nickel, du cobalt ou de leurs mélanges à partir de catalyseurs usés ou régénérés
FR2466509A1 (fr) Procede de fabrication d&#39;acier a partir de matieres metalliques solides contenant du fer
JP2011080143A (ja) 溶銑の製造方法
RU2146650C1 (ru) Способ рафинирования кремния и его сплавов
EP1187942B1 (fr) Procede de production de fonte liquide
EP0626547B1 (fr) Procédé de production d&#39;acier liquide à partir de matières ferreuses riches en matières carbonnées
EP1248861B1 (fr) Procede de traitement de laitiers d&#39;acieries electriques
EP4121574B1 (fr) Procédé de récupération dans des ferro-alliages des métaux contenus dans des catalyseurs usés
FR2787468A1 (fr) Procede de denitruration de l&#39;acier en fusion en cours d&#39;elaboration
RU2437941C1 (ru) Способ выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи с повышенным расходом жидкого чугуна
RU2266965C1 (ru) Способ выплавки стали в мартеновской печи
RU2260625C1 (ru) Способ выплавки стали в мартеновской печи
LU87759A1 (fr) Procede pour la fabrication directe d&#39;acier et d&#39;autres produits de fonderie
BE341896A (fr)
EP1586666A1 (fr) Procédé de valorisation de laitiers métallurgiques provenant de l&#39;élaboration de l&#39;acier
SU1242530A1 (ru) Способ производства стали
FR2528872A1 (fr) Procede de fabrication du nickel metallique a partir d&#39;une matiere premiere oxydee nickelifere
BE1003182A4 (fr) Procede de fabrication de l&#39;acier d&#39;usage courant.
WO1999053105A1 (fr) Fabrication d&#39;aciers inoxydables et d&#39;aciers a fortes teneurs en elements d&#39;alliage dans un four electrique comprenant deux zones distinctes
SU221723A1 (ru) Способ получения рафинированного ферромолибдена

Legal Events

Date Code Title Description
AK Designated states

Kind code of ref document: A1

Designated state(s): AL AM AT AU AZ BA BB BG BR BY CA CH CN CU CZ DE DK EE ES FI GB GE GH GM HR HU ID IL IS JP KE KG KP KR KZ LC LK LR LS LT LU LV MD MG MK MN MW MX NO NZ PL PT RO RU SD SE SG SI SK SL TJ TM TR TT UA UG US UZ VN YU ZW

AL Designated countries for regional patents

Kind code of ref document: A1

Designated state(s): GH GM KE LS MW SD SZ UG ZW AM AZ BY KG KZ MD RU TJ TM AT BE CH CY DE DK ES FI FR GB GR IE IT LU MC NL PT SE BF BJ CF CG CI CM GA GN GW ML MR NE SN TD TG

DFPE Request for preliminary examination filed prior to expiration of 19th month from priority date (pct application filed before 20040101)
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application
WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 1998956840

Country of ref document: EP

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: KR

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: PA/A/2000/003768

Country of ref document: MX

REG Reference to national code

Ref country code: DE

Ref legal event code: 8642

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 1998956840

Country of ref document: EP

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 09529592

Country of ref document: US

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: CA

WWG Wipo information: grant in national office

Ref document number: 1998956840

Country of ref document: EP