RU2268310C2 - Duplex process for stainless steel melting - Google Patents
Duplex process for stainless steel melting Download PDFInfo
- Publication number
- RU2268310C2 RU2268310C2 RU2003137282/02A RU2003137282A RU2268310C2 RU 2268310 C2 RU2268310 C2 RU 2268310C2 RU 2003137282/02 A RU2003137282/02 A RU 2003137282/02A RU 2003137282 A RU2003137282 A RU 2003137282A RU 2268310 C2 RU2268310 C2 RU 2268310C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- chromium
- melting
- melt
- ladle
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 32
- 238000002844 melting Methods 0.000 title claims abstract description 25
- 230000008018 melting Effects 0.000 title claims abstract description 25
- 230000008569 process Effects 0.000 title claims abstract description 17
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 title claims description 9
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 title claims description 9
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 74
- 239000011651 chromium Substances 0.000 claims abstract description 39
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 38
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 31
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 14
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 13
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 239000010959 steel Substances 0.000 claims abstract description 12
- 238000005187 foaming Methods 0.000 claims abstract description 10
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims abstract description 9
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 16
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 11
- 238000005275 alloying Methods 0.000 claims description 8
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 claims description 7
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 7
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 7
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 claims description 6
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 5
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 4
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims description 3
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 abstract description 6
- 238000007670 refining Methods 0.000 abstract description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 4
- 238000007664 blowing Methods 0.000 abstract description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 abstract description 3
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000000956 alloy Substances 0.000 abstract description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 229910000640 Fe alloy Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 abstract 1
- -1 deoxidizer feeding Substances 0.000 abstract 1
- 238000007599 discharging Methods 0.000 abstract 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000543 intermediate Substances 0.000 description 18
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 11
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 9
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 9
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 9
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 7
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 7
- 238000010926 purge Methods 0.000 description 7
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 6
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 6
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 5
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 description 4
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 4
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 3
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- UOUJSJZBMCDAEU-UHFFFAOYSA-N chromium(3+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[Cr+3].[Cr+3] UOUJSJZBMCDAEU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005422 blasting Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 229910000599 Cr alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000604 Ferrochrome Inorganic materials 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VVTSZOCINPYFDP-UHFFFAOYSA-N [O].[Ar] Chemical compound [O].[Ar] VVTSZOCINPYFDP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 239000000788 chromium alloy Substances 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000009969 flowable effect Effects 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 1
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 1
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 description 1
- 238000007747 plating Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 239000011265 semifinished product Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 1
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к черной металлургии, конкретнее к способам производства нержавеющей стали дуплекс-процессом, и может быть использовано при выплавке высокохромистого (более 9% хрома) полупродукта в электродуговой печи с последующим его рафинированием в конвертерах с донным дутьем (процессы AOD, CLU, KCB-S и др.).The invention relates to ferrous metallurgy, and more particularly to methods for the production of stainless steel by the duplex process, and can be used in the smelting of high-chromium (more than 9% chromium) intermediate in an electric arc furnace with its subsequent refinement in converters with bottom blasting (AOD, CLU, KCB- processes S et al.).
Известен способ снижения содержания хрома в шлаке при выплавке нержавеющей стали в дуговой электропечи, включающий расплавление стального лома и легирующих добавок, выпуск расплавленной стали и шлака в ковш, отделение шлака от металла, удаление печного шлака из ковша, заливку расплавленной стали из ковша в конвертер для рафинирования и регулирования ее состава посредством добавления легирующих элементов. В этом способе, для снижения содержания хрома в шлаке в период между расплавлением шихты и выпуском расплава, на шлак и (или) в шлак добавляется тонкоизмельченный гранулированный ферросилиций фракцией 0,1-5,0 мм, предпочтительней 0,3-3,0 мм (1). Данный способ наиболее близок по технической сущности к изобретению и принят за прототип.A known method of reducing the chromium content in slag during the smelting of stainless steel in an electric arc furnace, including the melting of steel scrap and alloying additives, the release of molten steel and slag into a ladle, the separation of slag from metal, removal of furnace slag from the ladle, pouring molten steel from the ladle into a converter for refining and regulating its composition by adding alloying elements. In this method, to reduce the chromium content in the slag during the period between the melting of the charge and the release of the melt, finely ground granular ferrosilicon with a fraction of 0.1-5.0 mm, preferably 0.3-3.0 mm, is added to the slag and / or slag (one). This method is the closest in technical essence to the invention and adopted as a prototype.
К недостаткам известного способа следует отнести недостаточно высокую эффективность перемешивания печного шлака с присаживаемыми раскислителями. Другим недостатком данного способа является использование для восстановления хрома из шлака более дорогих раскислителей, требующих дополнительных затрат на производство (дробление ферросилиция, рассев, грануляция и т.д.). Степень извлечения хрома из шлака по этому способу составляет не менее 50%.The disadvantages of this method include the insufficiently high efficiency of mixing furnace slag with seated deoxidizers. Another disadvantage of this method is the use for the recovery of chromium from slag of more expensive deoxidizing agents requiring additional production costs (crushing of ferrosilicon, sieving, granulation, etc.). The degree of extraction of chromium from slag by this method is at least 50%.
Основной задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение, является сокращение потерь хрома при выплавке высокохромистого полупродукта в электродуговой печи, а также снижение расхода дорогостоящих ферросплавов для легирования стали.The main task to which the invention is directed is to reduce the loss of chromium during the smelting of high-chromium intermediate in an electric arc furnace, as well as reducing the consumption of expensive ferroalloys for alloying steel.
Получение достаточно низкого содержания окислов хрома в печном шлаке (не более 3,0%) обеспечивается использованием относительно недорогих и достаточно эффективных раскислителей, а также интенсивным перемешиванием присаживаемых раскислителей со шлаком.Obtaining a sufficiently low content of chromium oxides in the furnace slag (not more than 3.0%) is ensured by the use of relatively inexpensive and sufficiently effective deoxidizers, as well as by intensive mixing of the sitting deoxidizers with slag.
Поставленная задача достигается тем, что предлагается способ выплавки нержавеющей стали дуплекс-процессом, включающий расплавление стальных отходов и легирующих добавок, раскисление и вспенивание шлака в электропечи, восстановление в нем хрома, введение в ванну кислорода, выпуск полупродукта со шлаком в переливной ковш, скачивание шлака, заливку металла в конвертер с донным дутьем, последующее обезуглероживание расплава и доведение плавки по химическому анализу до требуемых содержаний, при этом для окончательного и более полного восстановления хрома производят присадку шлакообразующих добавок и раскислителей в процессе выпуска полупродукта и шлака в переливной ковш, которую осуществляют в ковш в момент его наполнения на 2/3.This object is achieved by the fact that the proposed method of smelting stainless steel by the duplex process, including the melting of steel waste and alloying additives, the deoxidation and foaming of slag in an electric furnace, the reduction of chromium in it, the introduction of oxygen into the bath, the release of the intermediate with slag into the overflow bucket, the downloading of slag , pouring metal into the converter with bottom blasting, subsequent decarburization of the melt and bringing the melting according to chemical analysis to the required contents, while for a final and more complete recovery chrome-plating produces an additive of slag-forming additives and deoxidizers in the process of releasing the intermediate and slag in the overflow bucket, which is carried out in the bucket at the time of its filling by 2/3.
В качестве раскислителей используют дробленый ферросилиций, кокс, отходы алюминиевого производства.As deoxidants, crushed ferrosilicon, coke, and aluminum waste are used.
Производство нержавеющей стали дуплекс-процессом по сравнению с традиционным способом выплавки в электропечах имеет ряд преимуществ:The production of stainless steel by the duplex process in comparison with the traditional method of smelting in electric furnaces has several advantages:
- использование при выплавке более дешевых ферросплавов с высоким содержанием углерода;- use in the smelting of cheaper ferroalloys with a high carbon content;
- высокое сквозное усвоение основных легирующих элементов (более 95%);- high through assimilation of the main alloying elements (more than 95%);
- высокая степень чистоты металла по газонасыщенности (кислород, азот, водород) и неметаллическим включениям;- a high degree of purity of the metal in terms of gas saturation (oxygen, nitrogen, hydrogen) and non-metallic inclusions;
- высокие скорости обезуглероживания расплава при выплавке стали в конвертере;- high decarburization rates of the melt during steelmaking in the converter;
- высокая производительность процессов и др.- high productivity of processes, etc.
При производстве нержавеющих сталей дуплекс-процессом (электропечь-конвертер) в дуговой электропечи производится расплавление стальных отходов (как легированных, содержащих хром и никель, так и углеродистых) и легирующих добавок (сплавы хрома, никель и его сплавы и др.). Для снижения угара хрома при выплавке высокохромистого полупродукта в ДСП, а также, с учетом необходимости интенсивного ведения последующего процесса в конвертере, обеспечиваемого окислением углерода, и нагрева металла по ходу процесса, плавку полупродукта в электропечи заканчивают при содержаниях углерода 0,6-1,5% и содержании кремния <0,40%.In the production of stainless steel by the duplex process (electric furnace-converter) in an electric arc furnace, steel waste (both alloyed, containing chromium and nickel, and carbonaceous) and alloying additives (chromium alloys, nickel and its alloys, etc.) are melted. To reduce chromium fumes during smelting of a high-chromium intermediate in particleboard, as well as taking into account the need for intensive subsequent processing in a converter provided by carbon oxidation and metal heating during the process, melting of the intermediate in an electric furnace is completed at a carbon content of 0.6-1.5 % and silicon content <0.40%.
Одним из основных элементов предлагаемой технологии является быстрое и экономичное расплавление шихты, обеспечивающее максимальную производительность при наименьшем износе огнеупорной футеровки и минимальным окислением легирующих элементов, в частности, хрома. Это достигается путем экранирования дуг. Причем, если в начале и середине периода плавления электрические дуги экранируются металлической шихтой, то к концу плавления дуги открываются, вызывая интенсивное тепловое облучение стен и свода электропечи. В связи с этим, основным условием использования на протяжении всего периода плавления интенсивного электрического режима при работе на высших ступенях вторичного напряжения трансформатора является экранирование электрической дуги расплавом (вспененным шлаком).One of the main elements of the proposed technology is the fast and economical melting of the charge, which ensures maximum productivity with the least wear of the refractory lining and minimal oxidation of alloying elements, in particular chromium. This is achieved by shielding arcs. Moreover, if at the beginning and in the middle of the melting period the electric arcs are shielded by a metal charge, then by the end of the melting the arcs open, causing intense thermal irradiation of the walls and the arch of the electric furnace. In this regard, the main condition for using an intense electric mode during operation at the higher stages of the secondary voltage of the transformer is to shield the electric arc with a melt (foamed slag).
Главными условиями получения вспененного шлака при выплавке высокохромистого полупродукта являются уменьшение в нем содержания оксидов хрома путем их восстановления из шлака до содержаний, не превышающих 15-20%, разбавления шлака известью (повышения и поддержания основности шлака в пределах 1,2-1,7), а также введение в него газовых пузырей (2).The main conditions for the production of foamed slag during the smelting of a high-chromium intermediate are the reduction of the content of chromium oxides in it by reducing them from the slag to contents not exceeding 15-20%, diluting the slag with lime (increasing and maintaining the basicity of the slag within 1.2-1.7) , as well as the introduction of gas bubbles into it (2).
С целью предотвращения окисления хрома в период расплавления шихты и снижения содержания окислов хрома в шлаке в конце плавления, способствуя тем самым формированию активного, жидкоподвижного шлака, а также нагрева расплава до требуемой температуры, с подвалкой присаживается до 5,0 кг/т дробленого ферросилиция. Присадка более 5,0 кг/т ферросилиция потребует дополнительного введения извести для получения требуемой основности шлака для его эффективного вспенивания.In order to prevent the oxidation of chromium during the melting of the charge and to reduce the content of chromium oxides in the slag at the end of melting, thereby contributing to the formation of active, liquid-moving slag, as well as heating the melt to the required temperature, up to 5.0 kg / t of crushed ferrosilicon is planted with a basement. An additive of more than 5.0 kg / t of ferrosilicon will require the addition of lime to obtain the required basicity of slag for its effective foaming.
Для наведения и поддержания активного, вспененного шлака в период плавления шихты и по окончании окислительной продувки в качестве вспенивающих добавок присаживают: известь - порциями по 200-300 кг (для разбавления шлака и поддержания основности в пределах 1,2-1,7), кокс, фракцией до 8 мм - по 50-100 кг (с целью формирования пузырей СО, которые при выделении будут активно перемешивать шлак с раскислителем, способствуя тем самым более эффективному восстановлению хрома из шлака) и дробленый ферросилиций или плавиковый шпат, фракцией до 40 мм - по 100-200 кг (для получения жидкотекучего высокоактивного шлака и понижения содержания Cr2O3 в шлаке до содержаний менее 15-20%, при которых вспенивающая способность шлака является максимальной).To guide and maintain active, foamed slag during the melting of the charge and at the end of the oxidative purge, the following foaming additives are added as foaming additives: lime - in portions of 200-300 kg (to dilute the slag and maintain basicity within 1.2-1.7), coke with a fraction of up to 8 mm - 50-100 kg each (with the aim of forming CO bubbles, which, when released, will actively mix slag with a deoxidizing agent, thereby contributing to more efficient recovery of chromium from slag) and crushed ferrosilicon or fluorspar, with a fraction of up to 40 mm - 100-200 kg each ( To obtain high activity flowable slag and lowering the content of Cr 2 O 3 content in the slag to less than 15-20%, at which slag foaming ability is maximum).
По окончании периода расплавления для интенсификации процесса, усреднения и получения необходимой температуры и химического анализа полупродукта производится продувка ванны кислородом с общим расходом до 20 м3/т при интенсивности 50-100 м3/мин. Расход кислорода более 20 м3/т приведет к чрезмерному окислению углерода, при котором, в условиях электропечи, параллельно будет происходить интенсивное окисление хрома. Интенсивность продувки кислородом менее 50 м3/мин приведет к затягиванию длительности плавки, более 100 м3/мин - к интенсивному окислению хрома и получению густого гетерогенного шлака, мало пригодного для вспенивания.At the end of the melting period, in order to intensify the process, average and obtain the necessary temperature and chemical analysis of the intermediate, the bath is purged with oxygen with a total flow rate of up to 20 m 3 / t at an intensity of 50-100 m 3 / min. Oxygen consumption of more than 20 m 3 / t will lead to excessive carbon oxidation, in which, under the conditions of an electric furnace, intense chromium oxidation will occur. The oxygen purge rate of less than 50 m 3 / min will lead to a delay in the melting time, more than 100 m 3 / min to intensive oxidation of chromium and to obtain a dense heterogeneous slag, which is not very suitable for foaming.
С целью сокращения потерь хрома со шлаком в период расплавлениия шихты, окислительной продувки расплава и активного вспенивания, выпуск шлака через рабочее окно в течение всей плавки производится частично или совсем не производится; получение требуемой раскисленности, реакционной способности и основности шлака достигается путем присадок раскислителей (ферросилиций, кокс и др.) и шлакообразующих материалов (известь, плавиковый шпат).In order to reduce the loss of chromium with slag during the melting of the charge, oxidative blowing of the melt and active foaming, the slag is released through the working window during the entire smelting partially or not at all; obtaining the required deoxidation, reactivity and basicity of slag is achieved by additives deoxidizing agents (ferrosilicon, coke, etc.) and slag-forming materials (lime, fluorspar).
По окончании окислительной продувки металла, после получения необходимой температуры и требуемого химического анализа полупродукта, металл вместе со шлаком выпускается в переливной ковш.At the end of the oxidative purge of the metal, after obtaining the necessary temperature and the required chemical analysis of the intermediate, the metal together with slag is discharged into the overflow bucket.
Слив металла и шлака из печи производится таким образом, чтобы основная масса шлака была выпущена до наполнения 2/3 ковша; в этот момент в ковш для окончательного, более глубокого, раскисления шлака присаживаются шлакообразующие материалы (плавиковый шпат и (или) известь) и раскислители (дробленый ферросилиций и (или) кокс, отходы алюминиевого производства и др.) в количествах, обеспечивающих получение активного жидкоподвижного шлака, полное извлечение хрома из шлака и получение требуемых содержаний углерода (0,6-1,5%) и кремния (не более 0,40%) в полупродукте. Помимо хрома из шлака практически полностью восстанавливается железо и марганец.The discharge of metal and slag from the furnace is carried out in such a way that the bulk of the slag is released before filling 2/3 of the bucket; at this moment, slag-forming materials (fluorspar and (or) lime) and deoxidizers (crushed ferrosilicon and (or) coke, aluminum production wastes, etc.) are deposited in the bucket for the final, deeper slag deoxidation in quantities ensuring active liquid-moving slag, the complete extraction of chromium from the slag and obtaining the required contents of carbon (0.6-1.5%) and silicon (not more than 0.40%) in the intermediate. In addition to chromium, iron and manganese are almost completely reduced from slag.
Выпуск металла со шлаком и одновременной присадкой раскислителей в переливной ковш способствует более полному (качественному) извлечению хрома из шлака за счет достаточно интенсивного перемешивания шлака с раскислителями и металлом, которое обеспечивает значительное увеличение поверхности контакта кусков раскислителя со шлаком.The release of metal with slag and the simultaneous addition of deoxidizing agents to the overflow bucket facilitates a more complete (high-quality) extraction of chromium from slag due to rather intensive mixing of slag with deoxidizing agents and metal, which provides a significant increase in the contact surface of pieces of deoxidizing agent with slag.
После выпуска плавки основная часть шлака из переливного ковша удаляется, полупродукт вместе с остатками печного шлака заливается в конвертер с донным дутьем для дальнейшего получения готовой стали путем рафинирования (обезуглероживания) расплава.After the smelting is released, the main part of the slag from the overflow ladle is removed, the intermediate product, together with the remains of the furnace slag, is poured into the converter with bottom blast to further obtain the finished steel by refining (decarburization) of the melt.
По предлагаемой технологии произведено более 100 плавок полупродукта различных марок нержавеющей стали, извлечение хрома из шлака, образовавшегося при выплавке полупродукта, составило не менее 70%, при обеспечении требуемого химического анализа полупродукта.According to the proposed technology, more than 100 smelting intermediates of various grades of stainless steel were produced, the extraction of chromium from slag formed during the smelting of the intermediate was not less than 70%, while ensuring the required chemical analysis of the intermediate.
Пример. Для выплавки полупродукта стали марки 08Х18Н10Т в сверхмощную дуговую печь заваливали легированные (Б-26, Б-28) и углеродистые низкофосфористые отходы (АФ-15), углеродистый феррохром, известь - 2 т. Общий вес садки составляет 105 тонн, расчетное содержание хрома 19,0%, никеля - 10,5%, углерода - 1,5%. После плавления завалки, производили подвалку, состоящую из углеродистых отходов и никеля, перед введением которой в печь присаживали дробленый ферросилиций в количестве 500 кг. В период расплавления и окислительной продувки расплава, с целью формирования высокоактивного пенистого шлака для защиты футеровки стен и максимального использования мощности трансформатора, в печь периодически, для раскисления и поддержания шлаковой пены, порциями присаживали свежеобожженную известь - 200-300 кг (из расчета получения основности шлака 1,2-1,7), кокс фракцией 3-8 мм - 50-100 кг и дробленый ферросилиций - 100-200 кг. После расплавления основной массы шихты, после израсходования 80% электроэнергии производилась продувка расплава кислородом через стеновые фурмы-горелки с интенсивностью подачи кислорода 70 м3/мин в количестве 1520 м3. По окончании окислительной продувки производили измерение температуры и отбор пробы металла и шлака. Температура полупродукта перед выпуском составила 1653°С; содержание углерода в полупродукте составило 1,12%, кремния - 0,01%, марганца - 0,53%, серы - 0,021%, фосфора - 0,029%, хрома - 18,32%, никеля - 9,53%. Шлак в период плавления и окислительной продувки не спускался. Химический анализ шлака по окончании окислительной продувки был следующим: СаО - 44,8%, SiO2 - 27,2%, Cr2О3 - 13,6%, MnO - 2,2%, FeO - 1,23%.Example. For the smelting of semi-products of 08Kh18N10T grade steel, alloyed (B-26, B-28) and carbon low-phosphorous wastes (AF-15), carbon ferrochrome, and lime - 2 tons were dumped into a heavy-duty arc furnace. The total weight of the charge is 105 tons, the estimated chromium content is 19 , 0%, nickel - 10.5%, carbon - 1.5%. After melting the filling, a basement was made consisting of carbon wastes and nickel, before the introduction of which crushed ferrosilicon in the amount of 500 kg was planted in the furnace. During the period of melting and oxidative purging of the melt, in order to form highly active foamy slag to protect the lining of the walls and maximize the use of the power of the transformer, freshly calcined lime was planted in portions in the furnace to deoxidate and maintain the slag foam - 200-300 kg (based on the calculation of the basicity of slag 1.2-1.7), coke with a fraction of 3-8 mm - 50-100 kg and crushed ferrosilicon - 100-200 kg. After melting the bulk of the charge, after consuming 80% of the electric power, the melt was purged with oxygen through wall tuyeres-burners with an oxygen supply rate of 70 m 3 / min in an amount of 1520 m 3 . At the end of the oxidative purge, a temperature was measured and a sample of the metal and slag was taken. The temperature of the intermediate before release was 1653 ° C; the carbon content in the intermediate was 1.12%, silicon - 0.01%, manganese - 0.53%, sulfur - 0.021%, phosphorus - 0.029%, chromium - 18.32%, nickel - 9.53%. Slag did not go down during the melting and oxidative purge period. The chemical analysis of the slag at the end of the oxidative purge was as follows: CaO - 44.8%, SiO 2 - 27.2%, Cr 2 O 3 - 13.6%, MnO - 2.2%, FeO - 1.23%.
При выпуске полупродукта со шлаком в переливной ковш до наполнения 2/3 ковша присаживали: плавиковый шпат - 250 кг, известь - 730 кг, кокс (фракцией 3-8 мм) - 130 кг, дробленый ферросилиций - 265 кг, отходы алюминиевого производства (с содержанием алюминия 38%) - 210 кг.When a semi-finished product with slag was produced, 2/3 of the bucket was seated in an overflow bucket before filling: fluorspar - 250 kg, lime - 730 kg, coke (with a fraction of 3-8 mm) - 130 kg, crushed ferrosilicon - 265 kg, aluminum production waste (with aluminum content 38%) - 210 kg.
После выпуска плавки, шлак из переливного ковша (около 80% от общей массы) отливали в агрегат аргонокислородного рафинирования и кантовали в шлаковую чашу, затем в конвертер заливали полупродукт с остатками печного шлака для последующего обезуглероживания расплава и получения готовой стали. Температура полупродукта после заливки составила 1580°С. Перед началом процесса в конвертер для повышения основности шлака присаживали 1 тонну извести и начинали процесс обезуглероживания.After melting, the slag from the overflow ladle (about 80% of the total mass) was poured into an argon-oxygen refining unit and turned into a slag bowl, then an intermediate with residues of furnace slag was poured into the converter for subsequent decarburization of the melt and obtaining finished steel. The temperature of the intermediate after pouring was 1580 ° C. Before starting the process, 1 ton of lime was planted in the converter to increase the basicity of the slag and the decarburization process was started.
В полупродукте перед началом рафинирования содержание углерода составило 1,15%, кремния - 0,15%, марганца - 0,55%, серы - 0,015%, фосфора - 0,029%, хрома - 18,96%, никеля - 9,45%. Химический анализ шлака перед его удалением из конвертера был следующим: СаО - 46,7%, SiO2 - 32,2%, Cr2О3 - 1,43%, MnO - 1,14%, FeO - 0,51%.In the intermediate before the start of refining, the carbon content was 1.15%, silicon - 0.15%, manganese - 0.55%, sulfur - 0.015%, phosphorus - 0.029%, chromium - 18.96%, nickel - 9.45% . The chemical analysis of the slag before its removal from the converter was as follows: CaO - 46.7%, SiO 2 - 32.2%, Cr 2 O 3 - 1.43%, MnO - 1.14%, FeO - 0.51%.
Использование предлагаемого способа выплавки нержавеющей стали дуплекс-процессом позволяет: увеличить извлечение хрома из шлака, по крайней мере до 70%, сократить расход ферросплавов на плавку, а также, за счет переноса операции по раскислению шлака из печи в ковш, сократить длительность плавки и расход электроэнергии.Using the proposed method for smelting stainless steel by the duplex process allows: to increase the extraction of chromium from slag by at least 70%, to reduce the consumption of ferroalloys for melting, and also, by transferring the operation of slag deoxidation from the furnace to the ladle, to reduce the melting time and consumption electricity.
Источники информации, принятые во внимание:Sources of information taken into account:
1. Европейский патент ЕР 1144697 A1, 7C С 21 С 5/52, пр. 20.01.99 г. - прототип.1. European patent EP 1144697 A1, 7C C 21 C 5/52, etc. 20.01.99, the prototype.
2. А.Н.Волкодаев, О.К.Токовой и др., «Вспенивание хромистого шлака в высокомощной дуговой печи», журнал «Сталь», №6, 1997 г.2. A.N. Volkodaev, O.K. Tokova and others, “Foaming of chromium slag in a high-power arc furnace,” Steel magazine, No. 6, 1997
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2003137282/02A RU2268310C2 (en) | 2003-12-24 | 2003-12-24 | Duplex process for stainless steel melting |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2003137282/02A RU2268310C2 (en) | 2003-12-24 | 2003-12-24 | Duplex process for stainless steel melting |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2003137282A RU2003137282A (en) | 2005-07-20 |
| RU2268310C2 true RU2268310C2 (en) | 2006-01-20 |
Family
ID=35842085
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2003137282/02A RU2268310C2 (en) | 2003-12-24 | 2003-12-24 | Duplex process for stainless steel melting |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2268310C2 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2829757C1 (en) * | 2024-03-05 | 2024-11-05 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Method of melting low-carbon stainless steel by duplex process |
-
2003
- 2003-12-24 RU RU2003137282/02A patent/RU2268310C2/en not_active IP Right Cessation
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2829757C1 (en) * | 2024-03-05 | 2024-11-05 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) | Method of melting low-carbon stainless steel by duplex process |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2003137282A (en) | 2005-07-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU99105748A (en) | INSTALLATION AND METHOD (OPTIONS) FOR PRODUCING METAL MELTS | |
| JP4195106B2 (en) | Alloy steel manufacturing method and alloy steel manufacturing plant | |
| US6544471B1 (en) | Method and apparatus for producing high chromium content steels and/or ferroalloys in an electric arc converter | |
| US4222768A (en) | Method for producing electric steel | |
| RU2044061C1 (en) | Composition burden for steel melting | |
| RU2268310C2 (en) | Duplex process for stainless steel melting | |
| RU2302471C1 (en) | Method of making steel in electric arc steel melting furnace | |
| RU2415180C1 (en) | Procedure for production of rail steel | |
| RU2258084C1 (en) | Method of making steel in electric arc furnace | |
| RU2347820C2 (en) | Method of steel melting | |
| RU2833976C1 (en) | Method of steel melting in furnaces with acid lining | |
| RU2398889C1 (en) | Procedure for melting rail steel | |
| RU2254380C1 (en) | Method of production of rail steel | |
| RU2403290C1 (en) | Rail steel melting method | |
| SU1052546A1 (en) | Method for smelting transformer steel | |
| RU2204612C1 (en) | Method for melting manganese-containing steel | |
| RU2102497C1 (en) | Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnace | |
| RU2333256C1 (en) | Method of rail steel smelting | |
| RU2333257C1 (en) | Method of steel manufacturing in arc steel-smelting furnace | |
| RU2192482C2 (en) | Method of steelmaking | |
| SU1027227A1 (en) | Method for making steel | |
| SU1754784A1 (en) | Charge for steelmaking in open hearth furnace and method of charging | |
| RU2394917C1 (en) | Procedure for rail steel melting | |
| RU2235790C1 (en) | Rail steel melting method | |
| RU2398887C1 (en) | Procedure for melting rail steel |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20111225 |