EA001340B1 - Способ производства стали в электрической печи при заливке в нее расплавленного передельного чугуна - Google Patents
Способ производства стали в электрической печи при заливке в нее расплавленного передельного чугуна Download PDFInfo
- Publication number
- EA001340B1 EA001340B1 EA199900064A EA199900064A EA001340B1 EA 001340 B1 EA001340 B1 EA 001340B1 EA 199900064 A EA199900064 A EA 199900064A EA 199900064 A EA199900064 A EA 199900064A EA 001340 B1 EA001340 B1 EA 001340B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- furnace
- bath
- concentration
- melted
- gas
- Prior art date
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
- C21C5/527—Charging of the 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
- C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
-
- 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
- C21C5/5211—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace
- C21C5/5217—Manufacture of steel in electric furnaces in an alternating current [AC] electric arc furnace equipped with burners or devices for injecting gas, i.e. oxygen, or pulverulent materials into the 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
- C21C5/52—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
-
- 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
- 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)
- Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
- Silicon Compounds (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Abstract
В изобретении описан способ производства стали в электрической печи при заливке в нее определенного количества расплавленного передельного чугуна, который предусматривает осуществление следующих стадий: а) непрерывную заливку в печь расплавленного передельного чугуна с контролируемой скоростью без прекращения нагревания печи электрической дугой; б) вдувание в печь рафинирующего газа, которое начинают до того, как концентрация углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла достигнет установленной предельной величины и продолжают непрерывно до конца заливки и в) дальнейшее после заливки в печь намеченного количества передельного чугуна продолжение вдувания в печь рафинирующего газа вплоть до того момента, когда концентрация углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла достигнет заданной величины.
Description
Настоящее изобретение относится к способу производства стали в электрической печи при заливке в нее расплавленного передельного чугуна.
В настоящее время почти весь стальной скрап подвергают вторичной переработке в электрических печах, в частности в электродуговых печах. Такие печи позволяют переплавлять стальной скрап и использовать его в качестве вторичного сырья для получения новой продукции сталеплавильного производства.
Некоторые содержащиеся в стальном скрапе химические элементы, такие, как медь, никель и др., не отделяются от стали и остаются в ней после переплавки стального скрапа. Очевидно, что при увеличении количества переплавляемого стального скрапа соответственно возрастает и содержание таких остаточных элементов в полученной после переплавки скрапа стали. Наличие в выплавленной из стального скрапа стали таких остаточных элементов создает определенные проблемы при производстве некоторых видов конечной продукции, в частности стального листа и др.
Один из возможных способов снижения концентрации остаточных элементов в стали, полученной из стального скрапа, с одновременным снижением мощности, потребляемой электрической печью, основан на добавлении в электрическую печь расплавленного передельного чугуна. При сравнительно высоком содержании в расплавленном передельном чугуне углерода и кремния (обычно 4,5% С и 0,6 8ί) заливка в печь расплавленного передельного чугуна значительно увеличивает концентрацию этих элементов в ванне расплавленного металла. В результате этого увеличивается длительность стадии рафинирования, в процессе которой концентрация углерода и кремния в ванне расплавленного металла должна быть снижена до необходимого и обычно очень низкого уровня (в частности концентрация углерода в стали обычно должна составлять от 0,05% до 0,1%).
Для этого при традиционных методах выплавки стали после заливки расплавленного передельного чугуна в печь вдувают рафинирующий газ, например, кислород, который снижает концентрацию в стали углерода и кремния. При высоких концентрациях этих элементов во избежание возникновения реакций обескремнивания и обезуглероживания стали, которые отличаются большой интенсивностью, скорость подачи в печь кислорода должна быть достаточно умеренной. В обычных печах при высоких концентрациях углерода и кремния вдуваемый в печь кислород очень интенсивно взаимодействует с ними в точке встречи струи кислорода с находящимся в расплавленной ванне металлом, что приводит в этом месте к мгновенному выделению энергии и образованию газообразных продуктов реакции, в частности СО. Очевидно, что такая очень интенсивно проте кающая реакция сопровождается выплесками стали и передельного чугуна, которые представляют собой существенную опасность с точки зрения возможного загрязнения и повреждения охлаждающих панелей, которыми облицована внутренняя поверхность печи. Поэтому для того, чтобы динамика протекающей в печи реакции рафинирования носила умеренный характер, скорость подачи в печь кислорода должна быть соответствующим образом снижена.
Однако при ограничении скорости подачи в печь кислорода длительность процесса рафинирования возрастает и, когда количество залитого в печь расплавленного передельного чугуна превысит определенный уровень, становится ограничивающим фактором, влияющим на длительность всего цикла выплавки стали в печи. Поэтому для повышения характеристики электродуговых печей, определяющей их производительность, т.е. для снижения продолжительности всего цикла плавки, необходимо существенно снизить длительность процесса рафинирования расплавленного металла.
В европейской заявке ЕР-А 0630977 описан способ обработки расплавленного передельного чугуна в конверторе, снабженном, по крайней мере, одним электродом. В этой заявке речь идет о способе, который предусматривает заливку в печь всего подлежащего переплавке передельного чугуна до включения печи и образования в ней электрической дуги.
В основу настоящего изобретения была положена задача разработать способ производства стали в электрической печи при заливке в нее расплавленного передельного чугуна, который позволил бы снизить продолжительность плавки.
Указанная задача решается с помощью предлагаемого в изобретении способа производства стали в электрической печи, в соответствии с которым в электрическую печь загружают некоторое количество скрапа, который расплавляется в печи под действием электрической дуги, затем после того, как часть скрапа расплавится, в печь заливают определенное количество расплавленного передельного чугуна, а затем после заливки в печь соответствующего количества передельного чугуна в нее начинают вдувать рафинирующий газ, который вдувают в печь до тех пор, пока концентрация углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла не достигнет заданной величины. Заливку в печь расплавленного передельного чугуна производят непрерывно с контролируемой скоростью, не прекращая нагревание печи электрической дугой, а подачу в печь рафинирующего газа начинают во время непрерывной заливки в нее передельного чугуна до того, как концентрация углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла достигнет заданной предельной величины, и непрерывно продолжают вплоть до окончания процесса заливки.
Преимуществом такого способа является, во-первых, то, что заливка в печь передельного чугуна происходит без отключения печи, т.е. при непрерывном ее нагревании электрической дугой. При этом процесс плавки металла происходит непрерывно и быстрее, чем при традиционных методах производства стали, предусматривающих заливку в печь расплавленного передельного чугуна. Во-вторых, рафинирование расплавленного металла вдуванием в печь рафинирующего газа начинается до момента окончания заливки в печь передельного чугуна, т.е. раньше, чем при традиционных методах производства стали. В результате несмотря на то, что количество вдуваемого в печь газа при этом не увеличивается, продолжительность всего цикла плавки снижается.
Поскольку процесс рафинирования в предлагаемом способе начинается до окончания заливки в печь расплавленного чугуна, при этом путем регулирования количества заливаемого в печь чугуна и количества вдуваемого в нее газа создается возможность снизить в процессе плавки концентрацию углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла. В самом начале процесса рафинирования при выплавке стали предлагаемым способом концентрация, например, углерода в ванне расплавленного металла намного ниже, чем при традиционных методах выплавки стали, при которых рафинирование начинается только после заливки в печь всего подлежащего переплавке количества расплавленного передельного чугуна (то же самое относится и к концентрации кремния). Кроме того, при выплавке стали предлагаемым способом из-за окисления в процессе заливки, по крайней мере, части попадающего в ванну углерода концентрация углерода в ванне расплавленного металла заметно снижается и не поднимается выше заданной предельно допустимой концентрации, которая не превышает 2% или, что более предпочтительно, 1,5%. То же самое относится и к концентрации кремния, которая, правда, характеризуется меньшими значениями. Концентрация кремния в ванне расплавленного металла при выплавке стали предлагаемым способом не превышает в частности 0,3%, или, что более предпочтительно, 0,2%.
Такое ограничение концентраций углерода и кремния позволяет при увеличении скорости подачи в печь кислорода обеспечить относительно спокойный характер протекающей в ванне реакции рафинирования. При снижении местной концентрации кремния и углерода зона реакции рафинирования не ограничивается точкой встречи струи кислорода с находящимся в расплавленной ванне металлом, а кислород предварительно переносится на находящееся в ванне железо. Образовавшаяся окись железа после перемешивания находящихся в ванне фаз (металл и шлак) вступает во взаимодействие с кремнием и углеродом не в точке встречи струи кислорода с находящимся в расплавленной ванне металлом, а в других местах ванны. За счет этого обеспечивается более равномерное по всей поверхности ванны выделение образующегося в процессе реакции рафинирования газа, например СО, и менее интенсивное разбрызгивание металла. Тем самым создается возможность, не опасаясь интенсивного разбрызгивания стали и передельного чугуна, которое может послужить причиной загрязнения и повреждения охлаждающих панелей, которыми изнутри выложена печь, увеличить количество подаваемого в печь кислорода и повысить за счет этого скорость рафинирования стали. При этом, как очевидно, соответственно сокращается продолжительность плавок и повышается производительность печи.
Следует отметить, что заливка в печь расплавленного передельного чугуна происходит без отключения системы нагрева печи электрической дугой и что во время заливки свод печи постоянно остается закрытым. При постоянно закрытом своде печи заливка в нее расплавленного чугуна осуществляется предпочтительно через боковое отверстие печи. Постоянно закрытый во время всей плавки свод печи исключает попадание воздуха в плавильную камеру и существенно снижает количество попадающего в нее азота. Кроме того, более ранняя и непрерывная заливка передельного чугуна обеспечивает непрерывную промывку ванны с расплавленным металлом образующимися в процессе реакции газами, в частности, СО. При такой промывке ванны СО растворенный в ванне расплавленного металла азот растворяется в пузырьках СО, которые поднимаются на поверхность ванны. Система вытяжки, которой оборудована печь, вместе с образующимся во время плавки газом удаляет из печи и находящийся в ванне азот. Такая непрерывная промывка ванны обеспечивает возможность производства стали с очень небольшим содержанием азота.
Отличающийся всеми перечисленными выше особенностями предлагаемый в изобретении способ позволяет получать высококачественные стали, в частности стали, обладающие очень высокой пластичностью, которые, как известно, должны содержать очень небольшое количество азота.
Скорость подачи рафинирующего газа и скорость заливки в печь передельного чугуна предпочтительно регулировать таким образом, чтобы после начала процесса рафинирования концентрация углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла не возрастала. Этого можно достичь, например, согласованием скорости заливки в печь жидкого чугуна с максимальным количеством подаваемого в печь кислорода и обеспечением при этом окисления всего подаваемого в ванну углерода. Таким путем можно, очень точно контролируя в процессе плавки концентрации углерода и кремния в ванне расплавленного металла, существенно ограничить максимальные концентрации углерода и кремния в ванне и довести, например, концентрацию углерода до 0,5%.
В предпочтительном варианте предлагаемого в изобретении способа рафинирующий газ инжектируют в один из двух квадрантов печи, которые расположены против отверстия, через которое внутрь печи подается ее электрод. При этом направление движения инжектируемого в печь газа выбирается таким образом, чтобы первая вертикальная плоскость, которая совпадает с направлением движения заливаемого в печь расплавленного чугуна, и вторая вертикальная плоскость, которая совпадает с направлением движения инжектируемого в печь газа, пересекали друг друга по существу в зоне расположения электрода печи.
В процессе рафинирования образование в печи газов, в частности СО, наиболее интенсивно происходит в той зоне печи, где поток вдуваемого в печь газа встречается со струей заливаемого в нее расплавленного передельного чугуна. Эти газы непрерывно вытесняют из ванны расплавленного металла находящийся в ней азот в верхнюю часть печи и создают над поверхностью ванны защитную атмосферу, препятствующую попаданию в ванну азота.
Из-за очень высоких температур, которые создаются в зоне, расположенной вблизи электрической дуги, наличие в этой зоне азота приводит к заметному азотированию ванны расплавленного металла. Поэтому направление потока вдуваемого в печь газа и струи заливаемого в нее передельного чугуна должно быть таким, чтобы они встречались друг с другом в зоне, расположенной ниже электрической дуги. В этом случае плотность защитной атмосферы в зоне, расположенной рядом с дугой, будет сравнительно высокой и обеспечит эффективную защиту ванны от попадания в нее азота.
Следует подчеркнуть, что количество заливаемого в печь передельного чугуна может составлять от 20% до 60% от общего количества загруженной в печь шихты и что количество заливаемого в течение одной минуты в печь передельного чугуна не должно превышать 4 % от рабочего объема печи. Скорость вдуваемого в печь кислорода на одну тонну выплавляемой в печи стали должна предпочтительно составлять от 0,5 до 1 м3 О2 в минуту.
Основные отличия предлагаемого в изобретении способа от традиционного проиллюстрированы на фиг. 1 и 2.
На фиг. 1 показаны зависимости от времени плавки потребляемой мощности, количества расплавленного в печи металла и концентрации углерода при выплавке стали обычным способом (периодическая загрузка).
На фиг. 2 эти же зависимости показаны при выплавке стали предлагаемым в изобретении способом (непрерывная загрузка).
Общими показателями обычного и предлагаемого способов выплавки стали при заливке в печь расплавленного передельного чугуна являются следующие:
- объем печи: 100 т + 20 т в зеркале ванны;
- шихта: 66 т стального скрапа + 44 т расплавленного передельного чугуна (или 40%);
- максимальная потребляемая активная мощность: 60 МВт;
- концентрация углерода в передельном чугуне 4,5%, в стальном скрапе 0,5%.
При сравнении обычного и предлагаемого способов учитывали только концентрацию углерода.
Результаты, относящиеся к концентрации углерода, можно распространить и на концентрацию кремния; в этом смысле единственное отличие кремния от углерода состоит в том, что кремний окисляется раньше углерода. Поэтому в тот момент, когда концентрация углерода в ванне достигает необходимого уровня, кремния в ванне почти совсем не остается.
При сравнении двух способов следует исходить из того, что в том и в другом способе максимальное количество подаваемого в печь кислорода одинаково и составляет около 4000 м3/ч, что соответствует скорости обезуглероживания, равной 60 кг углерода в минуту.
При выплавке стали обычным способом (фиг. 1 ) в начале плавки при максимальном потреблении мощности осуществляют переплавку определенного количества стального скрапа. По истечении 1 0 мин электрическая дуга гасится, крышка печи открывается и в течение 5 мин в печь заливается расплавленный передельный чугун. После заливки чугуна и закрытия печи в ней снова зажигается электрическая дуга. Следует подчеркнуть, что с учетом времени, необходимого для открытия и закрытия печи, и 5минутной продолжительности заливки в печь передельного чугуна суммарное время, в течение которого печь остается в выключенном состоянии, составляет приблизительно 1 0 мин.
При заливке в печь передельного чугуна масса расплавленного металла и концентрация углерода в ванне линейно возрастают пропорционально скорости заливки, и по окончании заливки концентрация углерода в ванне повышается до 3% (концентрация кремния при этом достигает 0,4%). Именно из-за таких очень высоких концентраций кремния и углерода скорость подачи в печь кислорода в процессе рафинирования необходимо ограничивать величиной порядка 4000 м3/ч. Во время рафинирования, которое начинается после закрытия крышки печи, концентрация углерода в ванне снижается по существу линейно до конечного значения, меньшего 0,1%.
Необходимо отметить, что при таком количестве углерода, попадающего в печь при заливке в нее передельного чугуна и загрузке стального скрапа, и указанном ограниченном количестве подаваемого в печь кислорода процесс обезуглероживания ванны продолжается в течение 38 мин. Поскольку обезуглероживание начинается по существу только по истечении 20 мин с момента начала всего цикла выплавки стали, общая продолжительность плавки в этом случае составляет 58 мин.
В соответствии с предлагаемым в изобретении способом, который иллюстрируется графиками на фиг. 2, заливка в печь передельного чугуна начинается по истечении 10 мин с момента начала всего цикла выплавки стали и осуществляется со скоростью 3 т/мин, т.е. продолжается около 1 5 мин. Во время заливки передельного чугуна печь продолжает работать, и количество находящегося в ней жидкого металла постоянно увеличивается не только из-за заливки передельного чугуна, но и из-за происходящей в это время переплавки загруженного в нее стального скрапа. Поэтому в этом варианте переплавка стального скрапа заканчивается на 10 мин раньше, чем при обычном способе (фиг. 1).
Кроме того, обезуглероживание ванны, которое при том же количестве подаваемого в печь кислорода (4000 м3/ч) должно продолжаться 38 мин, начинается в этом варианте почти сразу же с момента начала заливки в печь передельного чугуна, прежде чем концентрация углерода в ванне расплавленного металла превысит 1,5%. Заливка в печь передельного чугуна, которая в соответствии с предлагаемым способом начинается раньше, чем при обычном способе (фиг. 1), позволяет сократить общую продолжительность плавки более чем на 10%. Если при этом одновременно увеличить и количество подаваемого в печь кислорода, чего легко можно достичь, не опасаясь образования в ванне брызг металла из-за низкой концентрации содержащегося в ванне углерода, то, увеличив за счет этого скорость обезуглероживания, продолжительность плавки можно сократить еще больше. Из всего вышесказанного следует, что предлагаемый в изобретении способ позволяет повысить производительность электрической печи минимум на 1 0%.
Режим непрерывной заливки в печь передельного чугуна можно оптимизировать, согласовав скорость заливки с максимальным количеством подаваемого в печь для обезуглероживания кислорода таким образом, чтобы при этом происходило окисление всего поступающего в ванну вместе с чугуном углерода. Такая оптимизация режима заливки позволяет ограничить концентрацию углерода в ванне величинами, меньшими 0,5%. При такой низкой концентрации углерода максимальное количество подаваемого в печь кислорода можно значительно увеличить, повысив тем самым скорость обезуглероживания ванны. Если концентрация углерода в передельном чугуне составляет 4,5%, то в оптимальном варианте зависимость между скоростью заливки в печь передельного чугуна и количеством подаваемого в нее кислорода можно представить в следующем виде:
с| передельного чугуна (т/мин) = с| О2 (м3/мин)/43.
Такой способ более ранней и оптимальным образом рассчитанной заливки в печь передельного чугуна при максимальном количестве подаваемого в печь кислорода, равном 5200 м3/ч, обозначен показанными на фиг. 2 пунктирными линиями. В этом варианте скорость заливки в печь передельного чугуна составляет 2 т/мин. При этом заливка в печь передельного чугуна начинается одновременно с началом всего цикла плавки, а количество расплавленного металла в ванне печи линейно возрастает с самого начала процесса плавки. Концентрация углерода в ванне, наоборот, остается во время всего процесса заливки постоянной и составляет меньше 0,5%. Такая оптимизация способа заливки позволяет по сравнению с обычными способами заливки увеличить производительность печи приблизительно на 20%.
Claims (7)
1. Способ производства стали в электрической печи, в котором в электрическую печь загружают некоторое количество скрапа, который расплавляется в печи под действием электрической дуги, затем, после того как часть скрапа расплавится, в печь заливают определенное количество расплавленного передельного чугуна и вдувают рафинирующий газ в печь до тех пор, пока концентрация углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла не достигнет заданной величины, отличающийся тем, что расплавленный передельный чугун заливают в печь непрерывно с контролируемой скоростью, не прекращая при этом нагревания ванны электрической дугой, а вдувание в печь рафинирующего газа начинают во время заливки в нее передельного чугуна до того, как концентрация углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла достигнет установленной предельной величины, и продолжают непрерывно до конца заливки.
2. Способ по п. 1 , отличающийся тем, что скорость заливки и скорость вдувания рафинирующего газа регулируют таким образом, чтобы после начала рафинирования концентрация углерода и/или кремния в ванне расплавленного металла не увеличивалась.
3. Способ по любому из предыдущих пунктов, отличающийся тем, что рафинирующий газ инжектируют в один из двух квадрантов печи, которые расположены против отверстия, через которое внутрь печи подается ее электрод, при этом направление движения инжектируемого в печь газа выбирают таким образом, чтобы первая вертикальная плоскость, которая совпадает с направлением движения заливаемого в печь расплавленного чугуна, и вторая вертикальная плоскость, которая совпадает с направлением движения инжектируемого в печь газа, пересекали друг друга по существу в зоне расположения электрода печи.
4. Способ по любому из предыдущих пунктов, отличающийся тем, что предельное значение концентрации углерода в ванне расплавленного металла меньше 2%, предпочтительно меньше 1,5%.
5. Способ по любому из предыдущих пунктов, отличающийся тем, что количество заливаемого в печь расплавленного передельно го чугуна составляет от 20 до 60% от общего количества загружаемой в печь шихты.
6. Способ по любому из предыдущих пунктов, отличающийся тем, что количество заливаемого в печь в течение одной минуты расплавленного передельного чугуна меньше 4% от рабочего объема печи.
7. Способ по любому из предыдущих пунктов, отличающийся тем, что скорость вдувания в печь кислорода О2 на тонну рабочего объема печи составляет от 0,5 до 1 м3/мин.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| LU88785A LU88785A1 (fr) | 1996-07-03 | 1996-07-03 | Procédé de fabrication d'acier dans un four électrique avec enfournement de fonte liquide |
| PCT/EP1997/003005 WO1998001588A1 (fr) | 1996-07-03 | 1997-06-10 | Procede de fabrication d'acier dans un four electrique avec enfournement de fonte liquide |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA199900064A1 EA199900064A1 (ru) | 1999-06-24 |
| EA001340B1 true EA001340B1 (ru) | 2001-02-26 |
Family
ID=19731612
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA199900064A EA001340B1 (ru) | 1996-07-03 | 1997-06-10 | Способ производства стали в электрической печи при заливке в нее расплавленного передельного чугуна |
Country Status (27)
| Country | Link |
|---|---|
| US (2) | US6238452B1 (ru) |
| EP (1) | EP0909334B1 (ru) |
| JP (1) | JP2001516397A (ru) |
| CN (1) | CN1069700C (ru) |
| AR (1) | AR013587A1 (ru) |
| AT (1) | ATE193332T1 (ru) |
| AU (1) | AU713175B2 (ru) |
| BR (1) | BR9710996A (ru) |
| CA (1) | CA2259522A1 (ru) |
| CZ (1) | CZ288467B6 (ru) |
| DE (1) | DE69702134T2 (ru) |
| EA (1) | EA001340B1 (ru) |
| ES (1) | ES2146472T3 (ru) |
| GE (1) | GEP20022842B (ru) |
| GR (1) | GR3033674T3 (ru) |
| ID (1) | ID17569A (ru) |
| LU (1) | LU88785A1 (ru) |
| MY (1) | MY126318A (ru) |
| NO (1) | NO990027D0 (ru) |
| NZ (1) | NZ333307A (ru) |
| PL (1) | PL185211B1 (ru) |
| PT (1) | PT909334E (ru) |
| TR (1) | TR199802334T2 (ru) |
| TW (1) | TW345596B (ru) |
| UA (1) | UA47487C2 (ru) |
| WO (1) | WO1998001588A1 (ru) |
| ZA (1) | ZA975512B (ru) |
Families Citing this family (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AT410333B (de) * | 2000-10-10 | 2003-03-25 | Josef Martin Gmbh & Co Kg | Anordnung zum auswechselbaren befestigen eines anbauteiles, z.b. einer baggerschaufel, an einem baggerausleger oder einem fahrzeug |
| US6693947B1 (en) | 2002-09-25 | 2004-02-17 | D. L. Schroeder & Associates | Method to protect the anode bottoms in batch DC electric arc furnace steel production |
| DE102004040494C5 (de) * | 2004-08-20 | 2012-10-11 | Siemens Ag | Verfahren und Vorrichtung zum Betrieb eines Elektrolichtbogenofens |
| KR101488145B1 (ko) * | 2012-01-03 | 2015-01-29 | 에이비비 리써치 리미티드 | 강의 용융 방법 |
| CN104328243B (zh) * | 2014-11-07 | 2016-02-17 | 达力普石油专用管有限公司 | 适量配碳大用电量控制用氧电弧炉炼钢法 |
| CN112410505B (zh) * | 2020-09-30 | 2022-06-14 | 盐城市联鑫钢铁有限公司 | 一种电炉高效低成本冶炼工艺 |
Family Cites Families (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE2325597A1 (de) | 1973-05-19 | 1974-12-05 | Rheinstahl Ag | Verfahren zur erzeugung von fluessigem stahl aus einem sonderroheisen |
| FR2347443A1 (fr) * | 1976-04-07 | 1977-11-04 | Creusot Loire | Procede d'elaboration d'aciers au four a arcs, avec chargement continu |
| AT384669B (de) | 1986-03-17 | 1987-12-28 | Voest Alpine Ag | Anlage zur herstellung von stahl aus schrott |
| ATA121393A (de) * | 1993-06-21 | 1998-07-15 | Voest Alpine Ind Anlagen | Konverter und verfahren zur herstellung von stahl |
| DE4434369C2 (de) | 1994-09-15 | 1997-08-07 | Mannesmann Ag | Verfahren und Vorrichtung zum metallurgischen Behandeln von Eisen |
| AT404841B (de) * | 1995-04-10 | 1999-03-25 | Voest Alpine Ind Anlagen | Anlage und verfahren zum herstellen von eisenschmelzen |
-
1996
- 1996-07-03 LU LU88785A patent/LU88785A1/fr unknown
-
1997
- 1997-06-10 CN CN97195995A patent/CN1069700C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1997-06-10 PT PT97927162T patent/PT909334E/pt unknown
- 1997-06-10 GE GEAP19974598A patent/GEP20022842B/en unknown
- 1997-06-10 AU AU31746/97A patent/AU713175B2/en not_active Ceased
- 1997-06-10 NZ NZ333307A patent/NZ333307A/xx unknown
- 1997-06-10 US US09/202,756 patent/US6238452B1/en not_active Ceased
- 1997-06-10 BR BR9710996-7A patent/BR9710996A/pt not_active IP Right Cessation
- 1997-06-10 TR TR1998/02334T patent/TR199802334T2/xx unknown
- 1997-06-10 EP EP97927162A patent/EP0909334B1/fr not_active Expired - Lifetime
- 1997-06-10 DE DE69702134T patent/DE69702134T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1997-06-10 CZ CZ19984359A patent/CZ288467B6/cs not_active IP Right Cessation
- 1997-06-10 AT AT97927162T patent/ATE193332T1/de not_active IP Right Cessation
- 1997-06-10 CA CA002259522A patent/CA2259522A1/fr not_active Abandoned
- 1997-06-10 ES ES97927162T patent/ES2146472T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1997-06-10 EA EA199900064A patent/EA001340B1/ru not_active IP Right Cessation
- 1997-06-10 WO PCT/EP1997/003005 patent/WO1998001588A1/fr active IP Right Grant
- 1997-06-10 JP JP50469698A patent/JP2001516397A/ja active Pending
- 1997-06-10 US US09/968,830 patent/USRE37897E1/en not_active Expired - Fee Related
- 1997-06-11 TW TW086108042A patent/TW345596B/zh active
- 1997-06-13 MY MYPI97002655A patent/MY126318A/en unknown
- 1997-06-20 ZA ZA9705512A patent/ZA975512B/xx unknown
- 1997-06-25 AR ARP970102780A patent/AR013587A1/es unknown
- 1997-07-02 ID IDP972304A patent/ID17569A/id unknown
- 1997-10-06 UA UA99020624A patent/UA47487C2/ru unknown
-
1998
- 1998-12-16 PL PL97330956A patent/PL185211B1/pl not_active IP Right Cessation
-
1999
- 1999-01-04 NO NO990027A patent/NO990027D0/no not_active Application Discontinuation
-
2000
- 2000-06-14 GR GR20000401361T patent/GR3033674T3/el not_active IP Right Cessation
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| WO1998001588A1 (fr) | 1998-01-15 |
| TW345596B (en) | 1998-11-21 |
| NO990027L (no) | 1999-01-04 |
| MY126318A (en) | 2006-09-29 |
| NZ333307A (en) | 1999-11-29 |
| UA47487C2 (ru) | 2002-07-15 |
| CZ435998A3 (cs) | 1999-09-15 |
| EP0909334A1 (fr) | 1999-04-21 |
| PT909334E (pt) | 2000-10-31 |
| PL185211B1 (pl) | 2003-04-30 |
| NO990027D0 (no) | 1999-01-04 |
| DE69702134T2 (de) | 2000-11-09 |
| AR013587A1 (es) | 2001-01-10 |
| PL330956A1 (en) | 1999-06-21 |
| CZ288467B6 (en) | 2001-06-13 |
| EA199900064A1 (ru) | 1999-06-24 |
| GEP20022842B (en) | 2002-11-25 |
| USRE37897E1 (en) | 2002-11-05 |
| EP0909334B1 (fr) | 2000-05-24 |
| GR3033674T3 (en) | 2000-10-31 |
| AU713175B2 (en) | 1999-11-25 |
| ATE193332T1 (de) | 2000-06-15 |
| CN1223694A (zh) | 1999-07-21 |
| JP2001516397A (ja) | 2001-09-25 |
| AU3174697A (en) | 1998-02-02 |
| LU88785A1 (fr) | 1998-01-03 |
| DE69702134D1 (de) | 2000-06-29 |
| ID17569A (id) | 1998-01-08 |
| ZA975512B (en) | 1998-01-30 |
| BR9710996A (pt) | 2000-03-14 |
| ES2146472T3 (es) | 2000-08-01 |
| CA2259522A1 (fr) | 1998-01-15 |
| CN1069700C (zh) | 2001-08-15 |
| US6238452B1 (en) | 2001-05-29 |
| TR199802334T2 (xx) | 1999-02-22 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2261922C2 (ru) | Способ получения металлов и металлических сплавов | |
| CA2449774C (en) | Method for melting and decarburization of iron carbon melts | |
| CN112981038A (zh) | 一种在电炉炼钢工艺中降低钢中氮含量得到低氮钢的方法 | |
| US4504308A (en) | Method of operating a metallurgical plant | |
| US5395420A (en) | Process for using foamed slag in stainless steel production | |
| EA001340B1 (ru) | Способ производства стали в электрической печи при заливке в нее расплавленного передельного чугуна | |
| JP3332010B2 (ja) | 低燐溶銑の製造方法 | |
| JP3721154B2 (ja) | クロム含有溶湯の精錬方法 | |
| US4023962A (en) | Process for regenerating or producing steel from steel scrap or reduced iron | |
| US5897684A (en) | Basic oxygen process with iron oxide pellet addition | |
| RU2100447C1 (ru) | Способ выплавки стали в конвертере | |
| US4726033A (en) | Process to improve electric arc furnace steelmaking by bottom gas injection | |
| RU2799456C1 (ru) | Способ производства стали в дуговой электропечи | |
| JPH09165613A (ja) | スクラップの溶解方法 | |
| KR100340570B1 (ko) | 트윈쉘 전기로를 이용한 용강의 제조방법 | |
| RU2103379C1 (ru) | Способ получения низкоуглеродистых сталей | |
| JPH1046226A (ja) | アーク式電気炉による低窒素溶鋼の製造方法 | |
| US20220136076A1 (en) | Steel decarburization using carbon dioxide | |
| JP2023093078A (ja) | 電気炉における原料溶解方法 | |
| JP3804143B2 (ja) | 取鍋攪拌時の雰囲気制御方法 | |
| RU2121512C1 (ru) | Способ выплавки стали в конвертере | |
| RU1774958C (ru) | Способ выплавки стали в двухванном сталеплавильном агрегате | |
| RU2075514C1 (ru) | Способ выплавки стали в дуговой электропечи | |
| KR100462808B1 (ko) | 용융선철을장입하여전기로에서강을제조하는방법 | |
| WO1997017475A1 (en) | Process for melting and refining ferrous scrap through use of oxygen injection |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM |
|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): KZ |
|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): RU |