RU1753705C - Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали - Google Patents
Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали Download PDFInfo
- Publication number
- RU1753705C RU1753705C SU4873473A RU1753705C RU 1753705 C RU1753705 C RU 1753705C SU 4873473 A SU4873473 A SU 4873473A RU 1753705 C RU1753705 C RU 1753705C
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- vanadium
- steel
- aluminum
- slag
- metal
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Abstract
Сущность: в ковш с раскислителями вводят избыточное на 5 - 15% количество кремния и 50 - 80% алюминия, после раскислителей вводят ванадиевый шлак в количестве 4 - 20 кг/т, затем остальной алюминий, причем суммарное количество алюминия вводят в избытке на 10 - 20%.
Description
Изобретение относится к черной металлургии и предназначено для использования при выплавке стали.
Известен способ раскисления рельсовой стали, по которому сталь раскисляют и микролегируют в ковше силикокальцием и феррованадием.
Недостатками этого способа являются большие потери ванадия и соответственно большая стоимость микролегирования. Это объясняется сложной многоступенчатой схемой получения феррованадия со значительными потерями ванадия на каждой ступени.
Схема получения феррованадия Процесс переработки Получаемый продукт Потери ванадия, % 1. Добыча ванадийсодер- жащей руды Руда - 2. Обогащение руды Концентрат 25-35 3. Окускование концентрата Агломерат, окатыши 1-4 4. Доменная плавка Ванадиевый чугун 17-21 5. Конвентирование чугуна Ванадиевый шлак 17-19 6. Гидрохимический предел ванадиевого шлака Пятиокись ванадия 30-35 7. Выплавка в электропечи Феррованадий 5-7 Суммарные потери ванадия составляют 66-76
Учитывая угар феррованадия в ковше при микролегировании стали, который составляет около 20% (см. Г. Н. Ойке Производство стали, М, Металлургия, 1974, с. 414), степень использования ванадия (от руды до стали) составляет всего 19-27%.
Учитывая угар феррованадия в ковше при микролегировании стали, который составляет около 20% (см. Г. Н. Ойке Производство стали, М, Металлургия, 1974, с. 414), степень использования ванадия (от руды до стали) составляет всего 19-27%.
Известен способ выплавки углеродистой стали, по которому сталь раскисляют в ковше с природно-легированным ванадием и титаном жидким чугуном, в котором предварительно растворяют 20-60% силикокальция и 10-90% ферромарганца, а остальное количество силикокальция и ферромарганца вводят в ковш под струю металла.
Этот способ предполагает использование ванадиевого чугуна для микролегирования стали, т.е. исключаются ступени 5-7 приведенной схемы и соответственно потери ванадия на этих ступенях. Суммарные потери ванадия при этом составляют 51-61% . Однако этот способ имеет ряд существенных недостатков, которые не позволяют внедрить его при производстве рельсовой стали: организационные трудности по дозировке и заливке ванадиевого чугуна в ковш; необходимость большого перегрева стали в сталеплавильном агрегате (увеличивается расход топлива, кислорода, металл насыщается газами), так как чугун имеет температуру примерно на 300оС ниже, чем сталь; в ванадиевом чугуне содержится повышенное содержание фосфора (0,08-0,1%), который полностью переходит в сталь; силикокальций практически нерастворим в железе, поэтому растворить 20-60% силикокальция в чугуне невозможно - он всплывет и сгорает на зеркале за счет кислорода атмосферы.
Наиболее близким по технической сущности к предлагаемому является выбранный в качестве прототипа способ легирования стали ванадием, по которому в ковш на струю металла при выпуске плавки после подачи всей порции раскислителей вводят феррованадий.
К существенным недостаткам прототипа можно отнести большие потери ванадия, которые составляют 73-81%. Кроме того, открытое зеркало металла в ковше поглощает кислород из атмосферы, что приводит к ухудшению качества стали. Неметаллические включения, образующиеся при раскислении стали, всплывают на зеркало металла, а затем потоками металла вновь увлекаются вглубь, что приводит к повышенной загрязненности стали влючениями.
Целью изобретения является повышение качества стали и снижение потерь ванадия.
Для этого в способе раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали, включающем ввод в ковш раскислителей и ванадийсодержащего материала, в ковш с раскислителями вводят избыточное на 5-15% количество кремния и 50-80% алюминия, после раскислителей вводят ванадиевый шлак в количестве 4-20 кг/т, затем остальной алюминий, причем суммарное количество алюминия вводят в избытке на 10-20%.
Обычно применяемые раскислители: ферросилиций, силикомарганец, силикомарганецалюминий и т. п. имеют плотность 4-6 г/см3, а алюминий еще меньше около 3 г/см3. Поэтому они всплывают на зеркало металла в ковше и частично сгорают в атмосфере воздуха. Так, угар марганца составляет 20-30%, кремния 15-25%, титана, алюминия 40-50% (см. Г. Н. Ойке Производство стали, М., Металлургия, 1974, с. 414). Следовательно, значительная часть раскислителей теряется безвозвратно, так как на связывание кислорода, находящегося в металле, расходуется сравнительно небольшое количество раскислителей.
В данном случае раскислители накрываются ванадиевым шлаком и восстанавливают ванадий. Наиболее эффективно действуют алюминий и кремний, имеющие большое сродство к кислороду. Однако того запаса раскислителей, который обычно предусматривается на угар, недостаточно для восстановления ванадия из ванадиевого шлака, так как в последнем содержится значительное количество активных окислов железа и марганца (примерный состав ванадиевого шлака следующий, % : 15-20 V2O5; 15-20 SiO2; 7-10 TiO2; 8-10 MnO; 35-40 FeO). Поэтому в предлагаемом способе предусматривается ввод избыточного на 5-15% количества кремния и на 10-20% алюминия.
По способу 50-80 % алюминия вводится до присадки ванадиевого шлака для раскисления металла и частичного восстановления ванадия из ванадиевого шлака. Остальная часть алюминия присаживается на ванадиевый шлак для более полного восстановления пятиокиси ванадия из шлака. Ванадиевый шлак и образующиеся в процессе его восстановления окислы закрывают зеркало металла в ковше, препятствуя попаданию кислорода из атмосферы в сталь и ассимилируя всплывающие продукты раскисления, что позволяет снизить загрязненность металла.
Прямое легирование стали ванадиевым шлаком позволяет уменьшить потери ванадия, так как при этом отпадает необходимость в гидрометаллургическом переделе ванадиевого шлака в феррованадий (ступени 6 и 7 процесса получения феррованадия). Устраняются также потери ванадия, которые обычно имеют место при вводе феррованадия в сталь (около 20%).
Известен способ выплавки ванадийсодержащих сталей (авт. св. СССР N 10462994, кл. С 21 С 5/52, опубл. в Б. И. 1983, N 37), по которому для снижения себестоимости стали и повышения степени извлечения ванадия в электропечи после удаления окислительного шлака металл обрабатывают шлакообразующей раскислительной смесью, состоящей из ванадийсодержащего конвертерного шлака, извести (или известняка в эквивалентном по окиси кальция количествe), разжижающей добавки и углеродистого ферромарганца, взятых в соотношении 10: (5-8): (1-2):(4-5), а после нагрева до 1580-1620оС в него вводят алюминий в количестве 1-3 кг на 1 т стали.
По этому способу после присадки смеси следует восстановительный период. Довостановление окислов ванадия производят в процессе диффузионного раскисления шлака порошками кокса и ферросилиция.
Указанный способ не может быть осуществлен в конвертере или в мартеновской печи, так как из них невозможно достаточно полно удалить окислительный шлак, провести восстановительный период и диффузионное раскисление шлака, так как в процессе диффузионного раскисления происходит восстановление фосфора. По самому механизму восстановления окислов ванадия предлагаемый и анализируемый способы существенно отличаются.
На основании проведенного анализа, свидетельствующего о несовпадении свойств заявляемого и известных решений, обусловленных признаками, которые отличают заявляемое техническое решение, можно сделать вывод о его соответствии критерию "существенные отличия".
Выбор граничных параметров обусловлен тем, что при избытке кремния менее 5% не исключаются случаи получения в готовой стали содержания кремния ниже марочного, при избытке более 15% - выше марочного. Первая порция алюминия в количестве 50-80% от общего его расхода вводится в основном для раскисления металла, т.е. если вводят менее 50% алюминия, металл недораскислен. При вводе более 80% алюминия он в основном растворится в стали (в избыточном количестве) и не сработает как восстановитель пятиокиси ванадия из шлака.
При вводе ванадиевого шлака менее 4 кг/т в стали мало ванадия, т.е. не повышается качество проката. При вводе ванадиевого шлака более 20 кг/т охлаждается металл, затрудняется протекание реакций восстановления компонентов шлака, увеличиваются потери ванадия.
По данному способу в процессе выпуска плавки после наполнения ковша на 1/5 - 1/4 и часть вводят раскислители. При этом кремния вводят на 5-15% больше требуемого для получения среднего содержания кремния в готовой стали, а алюминия 50-80% от общего количества, которое также должно быть на 10-20% больше обычно вводимого для данной марки стали. Затем в ковш вводят ванадиевый шлак в количестве 4-20 кг/т и остальное количество алюминия.
Примеры конкретного осуществления способа в 160-тонном конвертере при выплавке стали 09Г2С для прокатки балок 50Б2 и стали СТ3сп для прокатки балок 26Ш2 приведены в табл. 1.
Показатели качества и потери ванадия при использовании различных вариантов предлагаемого способа и способа-прототипа приведены в табл. 2. Эти данные свидетельствуют, что при избытке кремния и алюминия ниже оптимального значения, вводе ванадиевого шлака меньше 4 кг/т и присадке алюминия с первой порцией более 80% (варианты 1 и 7) цель изобретения не достигается, так как временное сопротивление металла ниже, а загрязненность неметаллическими включениями и кислородом выше, чем при применении способа-прототипа.
При избытке кремния и алюминия выше оптимальных значений, вводе алюминия с первой порцией менее 50% и повышенном расходе ванадиевого шлака (варианты 5 и 11) ударная вязкость металла ниже, чем при применении способа-прототипа, загрязненность включениями и кислородом практически на одном уровне.
Лучшие результаты обеспечивают варианты 2-4 и 8-10. Так, при выплавке стали 09Г2С обеспечивается повышение временного сопротивления с 547 до 556-568 Н/мм2, ударной вязкости с 2,6 до 3,2-3,5 МДж/м2, снижается содержание в стали неметаллических включений с 0,0132 до 0,0086-0,0118 и кислорода с 0,0066 до 0,0043-0,0059% уменьшаются потери ванадия с 49 до 22-27%.
При выплавке стали СТ3сп обеспечивается повышение временного сопротивления с 484 до 493-498 Н/мм2, ударной вязкости с 2,8 до 2,9-3,1 МДж/м2, снижение загрязненности стали включениями с 0,0126 до 0,0084-0,0112% и кислородом с 0,0063 до 0,0042-0,0056%, уменьшаются потери ванадия с 48 до 20-25% .
Согласно приведенным данным, предлагаемый способ в сравнении с прототипом обладает следующими преимуществами:
повышается временное сопротивление проката на 9-21 Н/мм2;
повышается ударная вязкость металла при -40оС на 0,1-0,9 МДж/м2;
снижается загрязненность стали неметаллическими включениями на 0,0014-0,0046%;
уменьшается содержание кислорода в металле на 0,0007-0,023%;.
повышается временное сопротивление проката на 9-21 Н/мм2;
повышается ударная вязкость металла при -40оС на 0,1-0,9 МДж/м2;
снижается загрязненность стали неметаллическими включениями на 0,0014-0,0046%;
уменьшается содержание кислорода в металле на 0,0007-0,023%;.
снижаются потери ванадия, считая от ванадиевого шлака, на 22-28%.
Предлагаемый способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали представляет значительный интерес для народного хозяйства, так как позволяет повысить качество проката, улучшить экологию за счет устранения ряда этапов передела ванадиевого шлака в феррованадий.
Claims (1)
- СПОСОБ РАСКИСЛЕНИЯ И МИКРОЛЕГИРОВАНИЯ КОНВЕРТЕРНОЙ И МАРТЕНОВСКОЙ СТАЛИ, включающий ввод в ковш с металлом раскислителей и ванадийсодержащего материала, отличающийся тем, что, с целью повышения качества стали и снижения потерь ванадия, в ковш с раскислителями вводят избыточное на 5 - 15% количество кремния и 50 - 80% алюминия, после раскислителей вводят ванадиевый шлак в количестве 4 - 20 кг/т, затем остальной алюминий, причем суммарное количество алюминия вводят в избытке на 10 - 20%.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU4873473 RU1753705C (ru) | 1990-10-15 | 1990-10-15 | Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU4873473 RU1753705C (ru) | 1990-10-15 | 1990-10-15 | Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU1753705C true RU1753705C (ru) | 1994-08-30 |
Family
ID=30441963
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU4873473 RU1753705C (ru) | 1990-10-15 | 1990-10-15 | Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU1753705C (ru) |
-
1990
- 1990-10-15 RU SU4873473 patent/RU1753705C/ru active
Non-Patent Citations (3)
Title |
---|
Авторское свидетельство СССР N 250185, кл. C 21C 7/06, 1969. * |
Авторское свидетельство СССР N 539081, кл. C 21C 7/06, 1976. * |
Технологическая инструкция ТИ-М-1-69. Выплавка качественной углеродистой и легированной стали в основных мартеновских печах скрап-процессом на твердой завалке. Завод "Красный Октябрь", 1970, с.55. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU1753705C (ru) | Способ раскисления и микролегирования конвертерной и мартеновской стали | |
US5037609A (en) | Material for refining steel of multi-purpose application | |
JPS607001B2 (ja) | 耐疲労性のすぐれた高シリコンバネ鋼の製造法 | |
RU2064509C1 (ru) | Способ раскисления и легирования ванадийсодержащей стали | |
SU855006A1 (ru) | Способ получени стали | |
KR100267271B1 (ko) | 자동차 외판재용 극저탄소의 고청정강 제조방법 | |
RU2044060C1 (ru) | Способ производства ванадийсодержащей рельсовой стали | |
JP2976855B2 (ja) | 溶鋼の脱酸方法 | |
RU2055094C1 (ru) | Способ получения ванадийсодержащей рельсовой стали | |
RU2118380C1 (ru) | Способ производства микролегированной ванадием стали | |
KR19990047461A (ko) | 알루미늄 탈산강의 레이들 슬래그 탈산방법 | |
RU2120477C1 (ru) | Способ раскисления, модифицирования и микролегирования ванадием стали | |
RU2133281C1 (ru) | Способ производства ванадийсодержащей рельсовой стали в электропечах | |
SU1696497A1 (ru) | Способ раскислени и легировани низкоуглеродистой стали | |
SU924116A1 (ru) | Способ выплавки шихтовой заготовки 1 | |
RU1786109C (ru) | Способ производства титансодержащей стали | |
RU2068002C1 (ru) | Способ производства стали для автолиста | |
RU2096489C1 (ru) | Способ производства стали в дуговых печах | |
Svyazhin et al. | The use of calcium carbide in the production of low-carbon steel | |
SU1073291A1 (ru) | Способ выплавки нержавеющей стали | |
RU2096491C1 (ru) | Способ производства стали | |
RU2104311C1 (ru) | Способ легирования стали марганцем | |
SU954171A1 (ru) | Способ внепечной обработки стали | |
RU2140995C1 (ru) | Способ раскисления, модифицирования и микролегирования стали ванадийсодержащими материалами | |
JP2803535B2 (ja) | 上底吹転炉における還元精錬方法 |