SU1084307A1 - Method for conducting reduction stage in electric furnace - Google Patents
Method for conducting reduction stage in electric furnace Download PDFInfo
- Publication number
- SU1084307A1 SU1084307A1 SU823464778A SU3464778A SU1084307A1 SU 1084307 A1 SU1084307 A1 SU 1084307A1 SU 823464778 A SU823464778 A SU 823464778A SU 3464778 A SU3464778 A SU 3464778A SU 1084307 A1 SU1084307 A1 SU 1084307A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- aluminum
- titanium
- metal
- slag
- amount
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 14
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 42
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 35
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 35
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 35
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 28
- 239000010936 titanium Substances 0.000 claims abstract description 28
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 28
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 24
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 14
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 14
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 12
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 239000010959 steel Substances 0.000 claims abstract description 11
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 8
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 8
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 8
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 5
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims description 7
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims description 5
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 2
- 230000001939 inductive effect Effects 0.000 claims 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 abstract description 3
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 abstract 1
- -1 volume Chemical compound 0.000 abstract 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 11
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 7
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 6
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 4
- 238000005098 hot rolling Methods 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 2
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- 238000005058 metal casting Methods 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 238000003466 welding Methods 0.000 description 2
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N Alumina Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000283074 Equus asinus Species 0.000 description 1
- 229910001200 Ferrotitanium Inorganic materials 0.000 description 1
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000746 Structural steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002535 acidifier Substances 0.000 description 1
- 238000005275 alloying Methods 0.000 description 1
- UQZIWOQVLUASCR-UHFFFAOYSA-N alumane;titanium Chemical compound [AlH3].[Ti] UQZIWOQVLUASCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000006698 induction Effects 0.000 description 1
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- SOQBVABWOPYFQZ-UHFFFAOYSA-N oxygen(2-);titanium(4+) Chemical class [O-2].[O-2].[Ti+4] SOQBVABWOPYFQZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011044 quartzite Substances 0.000 description 1
- 230000009182 swimming Effects 0.000 description 1
- OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N titanium oxide Inorganic materials [Ti]=O OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N 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)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
СПОСОБ ПРОВЕДЕНИЯ ВОССТАНОВИТЕЛЬНОГО ПЕРИОДА В ЭЛЕКТРОПЕЧИ, включающий раскисление металла кусковыми раскислител ми: ферросилицием , марганцем, алюминием, наведение рафинировочного шлака известью и плавиковым шпатом, порционную присадку на шлак порошкообразного алюмини , введение титана в количестве 0,05-0,10%, отличающийс тем, что, с целью повьш1ени служебных свойств выплавленной стали, металл после скачивани окислительного шлака обрабатывают смесью ферросилици , марганца, кускового алюмини и плавикового шпата в соотношении 1:A METHOD FOR CARRYING OUT A REDUCING PERIOD IN THE ELECTRIC TERM, including deoxidation of metal with lumpy deoxidizing agents: ferrosilicon, manganese, aluminum, volume, refining slag, lime, and fluorspar, portion addition to the slag of powdered aluminum, application of titanium, volume, and potassium. that, in order to increase the service properties of steel produced, the metal after oxidizing slag is processed is treated with a mixture of ferrosilicon, manganese, lump aluminum and fluorspar in a ratio of 1 :
Description
Изобретение относитс к черной металлургии, в частности к йьтлавке сталей и сплавов в дуговьк электропечах . При производстве высококачествен ных сталей и сплавов специального назначени в крупных дуговых электропечах решающее значение дл качества стали и сплавов имеет практика проведени восстановительного периода. Прецизионные сплавы выплавл ют в дуговых электропечах небольшого тоннажа - не более 10 т где вли ние внешних факторов сказываетс в меньшей степени, чем в крупных печах. Попытки производства прецизионных сплавов в большегрузных печах с проведением восстановительного периода по режимам, примен ющимс при вьшлавке высоколегированной стали, оканчивались неудачами либо из-за неудовлетворительны эксплуатационных свойств получаемых сплавов, либо из-за их низкой техно логичности при прокатном переделе и низкого выхода годного проката. Известен способ выплавки констру ционной стали после скачивани окислительного шлака. Металл раскисл ют ферросилицием и ферромар-, ганцем, ввод т смесь извести (2025 кг/т), плавикового шпата (35 кг/т), шамотного бо (3-5 кг/т) и иногда кварцита (3,5 кг/т). Затем в ванну ввод т легирующие и шлак раскисл ют смесью коксика (0,61 ,2 кг/т) и порошкообразного ферросилици (1,8-2 кг/т), а затем порошком ферросилици в количестве 3,5-5 кг/т. Перед выпуском плавки металл раскисл ют кусковым алюминием на штангах в количестве 0,4-1 кг Ферротитан до 0,1% ввод т в Ковш во врем выпуска плавки lj . Недостаток способа состоит в том что при выплавке сплавов специального назначени в металле формируетс повышенное количество силикатных включений, снижающих пластичность его при прокатке и вакуумную плотность. Наиболее близким по.технической сущности к предлагаемому вл етс способ проведени восстановительно периода в электропечи, включающий раскисление металла кусковыми раскислител ми; ферросилицием, марганцем , алюминием, наведение рафинировочного шлака известью и плавиковым шпатом, порционную присадку на шлак порошкообразного алюмини , введение титана в количестве 0,050 ,10% 2. Недостаток способа состоит в том, 4TG он не обеспечивает эффективного снижени в металле неметаллических включений и не улучшает свойства сталей и сплавов ни при гор чей прокатке, ни при изготовлении изделий методом сварки. Вследствие повьш1енного содержани неметаллических включений листовой металл в толщинах 4-5 мм не имеет удовлетворительндй вакуумной плотности. Цель изобретени - повьш1ение служебных свойств выплавленной стали. Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу проведени восстановительного периода в электропечи, включающему раскисление металла кусковыми раскислител ми: ферросилицием, марганцем, алюминием , наведение рафинированного шлака известью и плавиковым шпатом, порционную присадку на шлак порошкообразного алюмини , введение титана в количестве 0,05-0,10%, металл после скачивани окислительного шлака обрабатывают смесью ферросилици , марганца, кускового алюмини и плавикового шпата в соотношении 1:(1,7-5):(3,3-10):(5,8-17,5) соответственно в суммарном количестве 1,4-2,0% от массы металла, при этом титан ввод т через 10-30 мин после присадки на шлак 0,5-0,6% порошкообразного алюмини , а после введени титана на шлак дополнительно ввод т порошкообразный алюминий в количестве 0,8-1,2 от введенного титана. Способ осуществл ют следуюш 1м образом. После скачивани окисленного шлака на оголенное зеркало металла ввод т смесь ферросилици , марганца, алюмини и плавикового шпата в количестве 1,4-2%. При раскислении металла смесью ферросилици , марганца , кускового алюмини и плавикового шпата, вз тых в соотношении 1:(1,7-5):(3,3-10):(5,8-17,5),формируютс комплексные неметаллические включени , легко удал ющиес из металла при последующей обработке его основным рафинировочным 3 шлаком, который навод т присадками извести. Соотношение между компонентами смеси найдено кспериментальным путем и его отклонение от указанных пределов отрицательно ска зьшаетс на загр зненности металла неметаллическими включени ми, пластичности при прокатке, свариваемости и вакуумной плотности выплавл емого металла. После расплавлени известии рафинировочный шлак обрабатывают присадками порош1 ообразного алюмини , который ввод т порци ми по 0,040 ,25% в 3-5 приемов. Причем с первой порцией ввод т 0,16-0,25% алюмини . Экспериментально установлено , что наилучшие результаты достигаютс при введении в этот период порошкообразного алюмини в суммарном количестве 0,5-0,6% от массы плавки. При введении порошка алюми ни менее 0,5% неметаллические вклю чени выт гиваютс в тонкие нити, которые снижают вакуумную плотность металла, а при введении порошка алюмини более 0,6% в металле увеличиваетс количество хрупкоразруше ных скоплений неметаллических включений . После введени порошкообразного алюмини в количестве 0,5-0,6% от массы металла ванну вьщерживают в течение 10-30 мин и ввод т титан. В этот момент целесообразно включать агрегат индукционного перемеши вани или перемешивать ванну вручну Длительность выдержки выбирают в зависимости от интенсивности перем шивани , но не менее 10 мин. Более коротка выдержка не обеспечивает эффективного снижени содержани н , металлических включений, обогащенны окислами алюмини , отрицательно вли ющих на пластичность металла п гор чей прокатке. Продолжительность.вьщержки более 30 мин приводит к формированию вклю чений, содержащих избыточное количество окислов титана, ухудшающих свариваемость стали. Количество вво димого титана, достаточное дл улуч шени комплекса свойств вьшлавл емого металла при проведении восстановительного периода по предлагаемому способу составл ет 0,04-0,07% от массы металла. Меньшее количеств титана недостаточно дл улучшени 7 пластичности металла при гор чей прокатке и сварке, а большее количество титана отрицательно сказываетс на услови х разливки металла и в конечном итоге уменьшает выход годного проката. После введени титана на шлак дополнительно ввод т порошкообразный алюминий, количество которого непосредственно св зано с количеством вводимого титана и составл ет 0,8-1,2 от его количества.Роль этой присадки алюмини состоит в предохранении введенного в сталь титана от взаимодействи с атмосферным воздз ом. При уменьшении количества введенного алюминиевого порошка менее 0,8 от количества введенного титана снижаютс пластичность металла при прокатке и свариваемость вследствие окислени титана, а увеличение количества алюминиевого порошка более, чем в 1,2 раза по отношению к введенному титану, приводит к формированию хрупких при прокатке включений, увеличивающих количество дефектов . проката, и снижающих выход годного. Присадкой последней порции алюминиевого порошка и последующей выдержкой в течение 5-10 мин восста- . новительный период плавки заканчиваетс j и металл выпускают из печи . Примеры 1-4. В 40-тонной дуговой электропечи выплавл ют ннварньй сплав дл трубопроводов криогенной техники. После проведени окислительного периода окачивают окисленный шлак и на оголенную поверхность металла ввод т смесь кусковых раскислителей - ферросилици , марганца, алюмини с плавиковым шпатом, вз тых в соотношени х: 1:(1,7-5):(3,3-10): :(5,8-l7,5) в суммарном количестве 1,4-2% от массы металла. Конкретные расходы и соотношени компонентов смесей приведены в табл. 1. Затем в ванну присаживают 1,6-2% извести и после ее расплавлени и формировани шлака приступают к обработке ванны порошкообразным алюминием , который ввод т 3-4 порци ми по 0,04-0,25% в каждой. С перйой порцией ввод т, как правило, 0,16-0,25% алюмини . 5 . .1 После введени 0,5-0,6% алюмини и выдержки в течение 10-30 мин в ванну ввод т титан в количестве 0,05-0,06%, а затем снова порошкообразный алюминий в количестве 0,81 ,2 от введенного титана. Через 5-10 мин плавку выпускают в ковш, а затем разливают на слитки 6,2 т. Из слитков прокатывают 6nyt&i, а за тем лист толщиной 5 мм, которьй подвергают испытани м на загр зненность неметаллическими включени ми , свариваемость и вакуумную плотность. Пластичность при прокатке оценивают по наличию дефектов на поверхности проката и выходу готового проката. Результаты представлены в табл.2. На плавках 5. и 6 восстановительный период провод т по режимам, отклон ющимс от предлагаемых. Так на плавке 5 расход смеси составл ет 1,3, а соотношение в смеси ферросиЛИДИЯ , марганца, алюмини и плавикового шпата 1:5,2-11:18, расход порошкообразного алюмини при порционном его введении 0,64%, продолжительность вьщержки от момента введени последней порции алюмини до введени титана 5 мин., после . введени титана алюминий не давали На плавке 6 расход смеси составл ет 2,1%, соотношение в смеси ферросилици , марганца, алюмини и плавикового шпата 1:1,6:3,2:5,6, расход порошкообразного алкмини пр порционном его введении 0,44%, длительность выдержки до присадки тита на 35 мин, расход порошкообразного алюмини после присадки титана составл ет 0,7 от введенного титана. На плавке 7 при вьтлавке сплава 40-тонной печи восстановительный период провод т по способу-прототип После скачивани окислительного ишака металл раскисл ют кусковыми рас- i кислител ми,. последовательно ферросилицием , марганцем и алюминием в количествах 60, 100 и 200 кг соответственно , затем ввод т известь (1,8%) и плавиковый шпат (0,9%), а после их расплавлени и формировани шлака на его поверхность порционно присаживают порошкообразный алюминий в количестве О,3. Через 5 мин после присадки алюминиевого порошка ввод т титан в количестве 0,06%, и плавку вьшускают из печи. На плавках 5-7 разливку металла и прокатку осуществл ют по таким же режимам, как и на плавках 1-4.Испытани провод т по одинаковой методике . Результаты испытаний приведены в табл.2. Как видно из представленных в табл. 1 и 2 данных, металл плавок 1-4, при вьтлавке которых восстановительный период провод т согласно предлагаемого способа, существенно отличаетс от металла, полученного с использованием способа-прототипа , по всем качественным характеристикам . О содержит меньше оксидных неметаллических включений, имеет лучшую пластичность при гор чей прокатке и, соогветс венно, более высокий выход годного, лучшую свариваемость и удовлетвор ет требовани м по обеспечению вакуумной плотности. Экономический эффект за счет увеличени выхода годного на 4% превьш1ает 30 руб/т, при изготовлении изделий за счет увеличени вакуумной плотности и уменьшени расхода металла - 5000 руб/т, при годовом производстве сплава более 20 т - 100 тыс.руб.The invention relates to ferrous metallurgy, in particular to the production of steels and alloys in electric arc furnaces. In the production of high-quality steels and alloys for special purposes in large electric arc furnaces, the practice of the recovery period is crucial for the quality of steel and alloys. The precision alloys are smelted in electric arc furnaces of a small tonnage — no more than 10 tons, where the influence of external factors is less pronounced than in large furnaces. Attempts to produce precision alloys in heavy-duty furnaces with a recovery period in accordance with the regimes used in the smelting of high-alloyed steel ended in failure either because of the unsatisfactory performance properties of the alloys produced, or because of their low tech- nology during rolling conversion and low yield of rolled products. There is a known method for smelting structural steel after downloading oxidizing slag. The metal is deoxidized by ferrosilicon and ferromarganese, a mixture of lime (2025 kg / t), fluorspar (35 kg / t), chamotte bo (3-5 kg / t) and sometimes quartzite (3.5 kg / t ). Then, alloying and slag are injected into the bath with a mixture of coke (0.61, 2 kg / ton) and powdered ferrosilicon (1.8-2 kg / ton), and then ferrosilicate powder in the amount of 3.5-5 kg / ton. . Before discharging the metal, the metal is lumped with lump aluminum on the rods in the amount of 0.4-1 kg. Ferrotitanium up to 0.1% is introduced into the ladle during the production of the melting lj. The disadvantage of this method is that during the smelting of special purpose alloys in metal, an increased amount of silicate inclusions is formed, which reduce its plasticity during rolling and vacuum density. The closest in technical essence to the present invention is a method of conducting a reducing period in an electric furnace, including the deoxidation of a metal with lumpy deoxidizing agents; ferrosilicon, manganese, aluminum, refining slag pointing with lime and fluorspar, portioning additive on powdered aluminum slag, introducing titanium in the amount of 0.050, 10% 2. The disadvantage of the method is that 4TG it does not effectively reduce non-metallic inclusions in the metal and does not improve properties of steels and alloys, neither during hot rolling, nor in the manufacture of products by welding. Due to the increased content of non-metallic inclusions, sheet metal in thicknesses of 4-5 mm does not have a satisfactory vacuum density. The purpose of the invention is to increase the service properties of steel produced. This goal is achieved by the fact that according to the method of conducting a recovery period in an electric furnace, including metal deoxidation with lumpy deoxidizing agents: ferrosilicon, manganese, aluminum, guidance of refined slag with lime and fluorspar, batch additive on the slag of aluminum powder, the introduction of titanium in the amount of 0.05- 0.10%, the metal after downloading oxidizing slag is treated with a mixture of ferrosilicon, manganese, lump aluminum and fluorspar in the ratio 1: (1.7-5) :( 3.3-10) :( 5.8-17.5) accordingly total amount of 1.4-2.0% by weight of the metal, while titanium is introduced in 10-30 minutes after the additive on the slag 0.5-0.6% of powdered aluminum, and after the introduction of titanium on the slag powdered aluminum is additionally introduced in the amount of 0.8-1.2 from the introduced titanium. The method is carried out in the following manner. After downloading the oxidized slag, a mixture of ferrosilicon, manganese, aluminum and fluorspar in the amount of 1.4-2% is introduced into the bare metal mirror. When metal is deoxidized with a mixture of ferrosilicon, manganese, lump aluminum and fluorspar, taken in a ratio of 1: (1.7-5) :( 3.3-10) :( 5.8-17.5), complex non-metallic inclusions are formed , easily removed from the metal during subsequent processing of its main refining 3 slag, which induces lime additives. The ratio between the components of the mixture was found experimentally and its deviation from the specified limits negatively affected the contamination of the metal with nonmetallic inclusions, plasticity during rolling, weldability and vacuum density of the metal being smelted. After melting the news, the refining slag is treated with the additives of powdered aluminum, which is introduced in portions of 0.040, 25% in 3-5 steps. Moreover, 0.16-0.25% of aluminum is introduced with the first batch. It was established experimentally that the best results are achieved with the introduction of powdered aluminum in this period in a total amount of 0.5-0.6% by weight of the heat. With the introduction of aluminum powder less than 0.5%, nonmetallic inclusions are drawn into thin filaments, which reduce the vacuum density of the metal, and with the introduction of aluminum powder more than 0.6%, the number of brittle fractures of nonmetallic inclusions increases in the metal. After the introduction of powdered aluminum in an amount of 0.5-0.6% by weight of the metal, the bath is held for 10-30 minutes and titanium is introduced. At this point, it is advisable to turn on the induction mixing unit or to mix the bath manually. The exposure time is selected depending on the intensity of mixing, but not less than 10 minutes. A shorter exposure does not effectively reduce the content of n, metallic inclusions, enriched with aluminum oxides, which adversely affect the ductility of the metal and hot rolling. Duration. Over 30 minutes leads to the formation of inclusions containing excessive amounts of titanium oxides, which deteriorate the weldability of steel. The amount of injected titanium is sufficient to improve the complex of properties of the alloyed metal during the reduction period for the proposed method is 0.04-0.07% by weight of the metal. Fewer amounts of titanium are not enough to improve the ductility of the metal during hot rolling and welding, and more titanium adversely affects the conditions of metal casting and ultimately reduces the yield of rolled products. After the introduction of titanium into the slag, powdered aluminum is additionally introduced, the amount of which is directly related to the amount of titanium introduced and amounts to 0.8-1.2 of its amount. The role of this aluminum additive is to prevent titanium introduced into steel from reacting with atmospheric pressure. ohm When reducing the amount of introduced aluminum powder less than 0.8 from the amount of introduced titanium, the ductility of the metal during rolling and the weldability due to oxidation of titanium decrease, and an increase in the amount of aluminum powder by more than 1.2 times compared to the introduced titanium leads to the formation of brittle during rolling inclusions that increase the number of defects. rolled, and reducing the yield. Add the last portion of aluminum powder and then incubate for 5-10 min. The innovative smelting period ends with j and the metal is released from the furnace. Examples 1-4. In a 40-ton electric arc furnace, the new alloy is melted for cryogenic pipelines. After the oxidation period, oxidized slag is pumped and a mixture of lumpy deoxidizers — ferrosilicon, manganese, aluminum with fluorspar — taken in ratios: 1: (1.7-5) :( 3.3-10) is introduced onto the bare metal surface. :: (5,8-l7,5) in a total amount of 1.4-2% by weight of the metal. The specific costs and ratios of the components of the mixtures are given in table. 1. Then, 1.6-2% lime is placed in the bath and after it is melted and slag is formed, the bath is treated with powdered aluminum, which is introduced in 3-4 portions of 0.04-0.25% each. With the first portion, 0.16-0.25% of aluminum is usually introduced. five . .1 After introducing 0.5–0.6% aluminum and holding for 10–30 min, titanium was introduced into the bath in an amount of 0.05–0.06%, and then powdered aluminum again in an amount of 0.81, 2 of introduced titanium. After 5–10 min, the smelting is released into a ladle, and then poured into ingots of 6.2 tons. 6nyt & i is rolled out of the ingots, and then a 5 mm thick sheet, which is subjected to tests for contamination by nonmetallic inclusions, weldability and vacuum density . Plasticity during rolling assessed by the presence of defects on the surface of the car and the output of finished steel. The results are presented in table 2. In swimming trunks 5. and 6, the recovery period is carried out according to modes deviating from those proposed. Thus, in smelting 5, the flow rate of the mixture is 1.3, and the ratio in the mixture of ferrosilidium, manganese, aluminum and fluorspar is 1: 5.2-11: 18, the consumption of powdered aluminum at its injecting is 0.64%, the duration of the charge from the introduction of the last portion of aluminum before the introduction of titanium 5 minutes, after. the introduction of titanium aluminum did not yield. Melting 6 mixture consumption was 2.1%, the ratio in a mixture of ferrosilicon, manganese, aluminum and fluorspar was 1: 1.6: 3.2: 5.6, consumption of powdered alcumini was required for its introduction 0 , 44%, the duration of exposure to the addition of titanium for 35 min, the consumption of powdered aluminum after the addition of titanium is 0.7 of the introduced titanium. In smelting 7, when the alloy of the 40-ton furnace was melted, the reduction period was carried out according to the prototype method. After the oxidizing donkey was downloaded, the metal was liquefied by lumpy acidifying agents. successively ferrosilicon, manganese and aluminum in quantities of 60, 100 and 200 kg respectively, then lime (1.8%) and fluorspar (0.9%) are introduced, and after they are melted and slag is formed, powdered aluminum is portioned onto its surface in the amount of O, 3. Five minutes after the addition of the aluminum powder, titanium was introduced in an amount of 0.06%, and the melt was released from the furnace. In heats 5-7, metal casting and rolling are carried out in the same way as in heats 1-4. The tests are carried out according to the same procedure. The test results are shown in table 2. As can be seen from the table. 1 and 2 of the data, metal melts 1-4, during which the reduction period was carried out according to the proposed method, differs significantly from the metal obtained using the prototype method in all quality characteristics. O contains less oxide nonmetallic inclusions, has better ductility during hot rolling and, consequently, a higher yield, better weldability and meets the requirements for ensuring vacuum density. The economic effect due to an increase in yield of 4% exceeds 30 rubles per ton, in the manufacture of products due to an increase in vacuum density and a decrease in metal consumption, 5000 rubles per ton, with an annual production of an alloy of more than 20 tons, 100 thousand rubles.
fl)fl)
сг scr s
R ЮR Yu
rt Hrt H
10 ten
1084307 Таблица 21084307 Table 2
1,51.5
В околошовной зонеIn the heat-affected zone
1,01.0
1,51.5
4,44.4
Продо.пжение табл. 2Selling tab. 2
50005000
Уд.Ud.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU823464778A SU1084307A1 (en) | 1982-07-07 | 1982-07-07 | Method for conducting reduction stage in electric furnace |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU823464778A SU1084307A1 (en) | 1982-07-07 | 1982-07-07 | Method for conducting reduction stage in electric furnace |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1084307A1 true SU1084307A1 (en) | 1984-04-07 |
Family
ID=21020537
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU823464778A SU1084307A1 (en) | 1982-07-07 | 1982-07-07 | Method for conducting reduction stage in electric furnace |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1084307A1 (en) |
-
1982
- 1982-07-07 SU SU823464778A patent/SU1084307A1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
1. Строганов А.И., Рысс М.А. Производство стали и ферросплавов, М., Металлурги , 1979, с. 504. : 2. Черна металлурги , Бюпле- тень НТИ, 1976, № 1, с. 40-41. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
WO2022143363A1 (en) | Zr-containing welding wire steel hot-rolled wire rod and production process therefor | |
CN114318154B (en) | A kind of high-cleanliness welding wire steel L-S3 and its preparation method | |
US3793000A (en) | Process for preparing killed low carbon steel and continuously casting the same, and the solidified steel shapes thus produced | |
US3615348A (en) | Stainless steel melting practice | |
US4097269A (en) | Process of desulfurizing liquid melts | |
US3822735A (en) | Process for casting molten silicon-aluminum killed steel continuously | |
CN110055471B (en) | Steel with uniform structure performance and low silicon content for welding and preparation method thereof | |
SU1084307A1 (en) | Method for conducting reduction stage in electric furnace | |
JP2991796B2 (en) | Melting method of thin steel sheet by magnesium deoxidation | |
US3607227A (en) | Production of spheroidal graphite irons | |
US4014683A (en) | Method of making Drawing Quality steel | |
US3922166A (en) | Alloying steel with highly reactive materials | |
RU2679375C1 (en) | Method of production of low-carbon steel with improved corrosion stability | |
US3864123A (en) | Process of Producing Manganese Cast Steel on High Impact Strength | |
RU2104311C1 (en) | Method of alloying steel by manganese | |
US1775339A (en) | Manufacture of irons and steels | |
SU1705390A1 (en) | Alloying additive for steel | |
US2049091A (en) | Manufacture of metallic alloys | |
SU435284A1 (en) | ||
SU1211303A1 (en) | Method of producing alloyed steel | |
SU969752A1 (en) | Method for producing steel for casting in sand molds | |
SU781217A1 (en) | Method of steel smelting | |
SU403765A1 (en) | ALL-UNION. Cl. C 21c 7/06 UDK 669.183 (088.8) | |
SU1647027A1 (en) | Method for production of low- and medium-carbon pipe steel | |
SU840134A1 (en) | Method of steel smelting |