SU697571A1 - Method of steel smelting - Google Patents

Method of steel smelting

Info

Publication number
SU697571A1
SU697571A1 SU772543575A SU2543575A SU697571A1 SU 697571 A1 SU697571 A1 SU 697571A1 SU 772543575 A SU772543575 A SU 772543575A SU 2543575 A SU2543575 A SU 2543575A SU 697571 A1 SU697571 A1 SU 697571A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
vanadium
slag
steel
furnace
metal
Prior art date
Application number
SU772543575A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Валерий Никитович Подвигин
Виктор Владимирович Кобзистый
Евгений Сергеевич Смелов
Александр Борисович Мостовой
Original Assignee
Предприятие П/Я В-2869
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Предприятие П/Я В-2869 filed Critical Предприятие П/Я В-2869
Priority to SU772543575A priority Critical patent/SU697571A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU697571A1 publication Critical patent/SU697571A1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

(54) СПОСОБ ВЫПЛАЁКИ СТАЛИ(54) METHOD OF PAYMENT STEEL

Claims (2)

Изобретение относитс  к области черной металлургии, а именно к производству стали в дуговых электро печах. Изобретение наиболее эффек-;. тивно может быть использовано дл  легировани  ванадием сталей с высоким содержанием углерода, например валковых марок стали. В качестве легирующего материала широко используют ванадиевый ишак, более дешевый по сравнению с феррованадием. Однако известньми способами выплавки стали с применени ванадиевого шлака нельз  получать ме . талл с низким содержанием фосфора и серы без увеличени  продолжительности пл.авки. Поэтому дл  легирован ванадием сталей ответственного назна чени , (например валковых) по-прежнему используют феррованадий. Известен способ выплавки стали, включающий в себ  присадку ванадийсодержащего шлака в печь в начале восстановительного периода. Восстано ление ванади  из шлака дл  легировани  стали осуществл ют молотыми раск лител ми t1. Однако высокое содержание окислов железа в ванадийсодержащетл шлаке существенно затрудн ет протекание процессов десульфурации и раскислени  стали, увеличивает продолжительность восстановительного периода. Наиболее близким к изобретению по технической сущности и достигаемому результату  вл етс  способ выплавки стали, включающий в себ  восстановление ванади  дл  легировани  металла из окислов ванадийсодержащего шлака, который присаживают в печь в начале окислительного периода в количестве 15-16 кг совместно с известью в количестве 5-6 кг на 1 т металлозавалки в два приема в течение 3-5 Мин. Шлак окислительного периода не скачиваетс  2 . Недостаток известного способа заключаетс  в- тем, что из металла плохо удал етс  фосфор, поскольку переход от окислительного периода к восстановительнсалу происходит fie3 удалени  из печи окислительного шлака, того, введение ванадийсодержащегЪ шлака в начале окислительного периода ухудшает процесс дефосфорации, так как высшие окислы ванади , обладающие кислотными свойствами , снижают основность шлака. Этот способ не мЬжет бьггь применен дл  выплавки стали с низким содержанием фосфора на свежей шихте. Цель изобретени  - получение стали с низким содержанием серы и фосфора при использовании дл  легировани  ванадием ванадийсодержащего шлака. Цель достигаетс  тем, что в способе выплавки стали, включающем в себ  использование дл  легировани  ванадие ванадийсодержащего шлака, присаживаемого в печьв окислительный период плавки, ванадийсодержащий шлак в количестве 0,5-3% от веса металла присаживают за 10-60 мин до полного удалени  из печи окислительного шлака При этом на окислительный шлак за 2-10 мин до его полного удалени  из печи присаживают молотые раскислители -в капичестве 0,05-0,30% от веса ме талла . По предлагаемому способу получают сталь с низким содержанием .фосфора; И серы при высокой степени восстановлени  ванади  из шлака. Это обеспечиваетс  тем, что ванадийсодержащий шлак присаживают после практически полного проведени  процесса дефосфорации и указанное введени  ванадийсодержащего шлака определ етс количеством, фосфора в металле в начале окислительного периода и количест вом ванадийсодержашего шлака. Ванадий восстанавливают из шлака углеродом м талла, который также предохран ет ванадий от окислени . Это следует из графика зависимостей, где крива  1 характеризует раскислительную способность ванади  при , а крива 2 отражает св зь между концентраци м кислорода и углерода в окислительный период плавки. Введение на окислительный-шлак за 2-10 мин до его полного удалени  молотых раскислителей в указанном количестве позвол ет свести до минимума процесс рефосфорации стали и увеличивает степень восстановлени  в нади  из .стали. Количество ванадийсодержащего шлака, , присаживаемого, в печь в окис лительный период плавки, определ ют из услови  получени  в стали 0,20% ванади . Пример. Осуществление способа выплавки стали 9Х2МФ в 5-тонной дуговой электропечи. Плавки провод т следующим образом После полного расплавлени  шихты, в состав которой вход т известь и желе на  руда, производ т скачивание бол шей части шлака периода плавлени  и провод т окислительный период. Дл  этого, в печь загружают известь и же |Лезную руду. В процессе окислени  ча углерода из печи, наклоненной в сторону рабочего окна, самотеком удал ют некоторое количество окислительного шлака,что спосо.бствует более полному удалению фосфора. Его содержание к этому времени снижаетс  до 0,007-0,01%. Затем печь возвращают в нормальное положение и дальнейшее окисление углерода провод т ванадийсодержащим шлаком в количестве 2% от веса металла. Дл  этого используют ванадиевый шлак конвертерного производства (ТУ 14-11-55имеющий следующий химический состав, вес.%: VjiOg13-26; MgO1,0-6,О; SiOj12-26; TiO,5-10; Fe общ. 28-42; МпО5-13; CaO1,5; ,0-5,0 0,6-1,8 ; ДО 0,1; Металлические включени 4-25. Ванадийсодержащий шлак присаживают порци ми за 10-60 мин до полного удалени  из печи окислительного шлака. На отдельных плавках дл  повышени  степени восстановлени  ванади  на окислительный шлак за 3-5 мин до его полного удалени  из печи присаживают молотый кокс -в количестве 0,15% от веса металла. Раскисление окислительного шлака из-за возможности рефосфорации провод т только при достаточно низком содержании фосфора в металле. Содержание ванади  в стали после полного удалени  окислительного шлака 0,11-0,13%. Последующее наведение в печи высокоосновного шлака с низким содержанием окислов железа обеспечивает во врем  восстановительного периода и выпуска плавки эффективное удаление серы, содержание которой в готовом металле не превышает 0., 01 0-0, 012% . Предлагаемый способ выплавки стали по сравнению с известными позвол ет использовать ванадийсодержащий шлак дл  легировани  ванадием высоколегированных сталей с низким содержанием фосфора и серы. Формула изобретени  1.Способ выплавки стали, включающий загрузку шихты, ее расплавление и последующее проведение окислительного и восстановительного периодов с использованием дл  легировани  ванадийсодержащего шлака, присаживаемого в печь в окислительный период плавки, отличающийс   тем, что, с целью получени  стали с низким содержанием фосфора и серы, ванадийсодержащий шлак в количестве 0,5-3% от веса металла присаживают за 10-60 мин до удалени  из печи окислительного шлака.The invention relates to the field of ferrous metallurgy, namely the production of steel in electric arc furnaces. The invention is the most effective; It can advantageously be used for vanadium doping of high carbon steels, such as roll steel grades. Vanadium ass, which is cheaper than ferrovanadium, is widely used as an alloying material. However, limestone smelting of steel using vanadium slag cannot be produced by me. tal low in phosphorus and sulfur without increasing the duration of the pl. Therefore, for doped with vanadium, steels of responsible designation (for example, roller) still use ferrovanadium. There is a method for steelmaking, which includes an additive of vanadium-containing slag in the furnace at the beginning of the recovery period. The reduction of vanadium from slag to steel alloying is carried out with ground splitters t1. However, the high content of iron oxides in vanadium-containing slag significantly complicates the desulphurization and deoxidation of steel, and increases the duration of the reduction period. The closest to the invention to the technical essence and the achieved result is the method of steel smelting, which includes the reduction of vanadium to alloy the metal from oxides of vanadium-containing slag, which is placed in the furnace at the beginning of the oxidation period in an amount of 15-16 kg together with lime in the amount of 5- 6 kg per 1 ton of metal dumping in two steps for 3-5 Min. Oxidation slag does not download 2. The disadvantage of the known method is that phosphorus is poorly removed from the metal, since the transition from the oxidation period to the reduction phase results in fie3 removal of oxidizing slag from the furnace, and the introduction of vanadium-containing slag in the beginning of the oxidation period worsens the process of de-phosphorization, since higher vanadium oxides, having acidic properties, reduce the basicity of the slag. This method does not apply to smelting steel with low phosphorus content in the fresh batch. The purpose of the invention is to produce steel with a low content of sulfur and phosphorus when using vanadium-containing slag for doping with vanadium. The goal is achieved by the fact that in the method of steel smelting, which includes using vanadium-containing slag for vanadium doping, the oxidative smelting period is reduced in the oxidative melting furnace, and vanadium-containing slag in an amount of 0.5-3% by weight of the metal is deposited 10-60 minutes before it is completely removed Oxidation Slag Furnaces At the same time, ground deoxidizing agents sit in an oxidizing slag 2-10 minutes before it is completely removed from the furnace, in a quantity of 0.05-0.30% by weight of the metal. The proposed method produces steel with a low content of phosphorus; And sulfur with a high degree of reduction of vanadium from slag. This is ensured by the fact that vanadium-containing slag is set after the process of dephosphorization is almost complete, and the said introduction of vanadium-containing slag is determined by the amount of phosphorus in the metal at the beginning of the oxidation period and the amount of vanadium-containing slag. Vanadium is reduced from slag carbon by tal melt, which also prevents vanadium from oxidation. This follows from the dependency graph, where curve 1 characterizes vanadium's deoxidizing ability, and curve 2 represents the relationship between oxygen and carbon concentrations in the oxidative melting period. The introduction of oxidizing slag 2-10 minutes before its complete removal of ground deoxidizing agents in the specified amount allows to minimize the process of steel re-phosphorization and increases the degree of reduction in nadi from steel. The amount of vanadium-containing slag, set down in the furnace during the oxidation period of smelting, is determined from the condition of 0.20% vanadium in the steel. Example. The implementation of the method of smelting steel 9H2MF in a 5-ton electric arc furnace. Melting is carried out as follows. After complete melting of the charge, which includes lime and jellies on the ore, most of the slag of the melting period is downloaded and the oxidation period is carried out. For this, lime and ore are loaded into the furnace. In the process of carbon oxidation, a certain amount of oxidizing slag is removed by gravity from the furnace, which is tilted towards the working window, which contributes to more complete removal of phosphorus. Its content by this time is reduced to 0.007-0.01%. Then the furnace is returned to its normal position and the further oxidation of carbon is carried out by vanadium-containing slag in an amount of 2% by weight of the metal. For this, vanadium slag from converter production is used (TU 14-11-55, which has the following chemical composition, wt.%: VjiOg13-26; MgO1.0-6; O; SiOj12-26; TiO, 5-10; Fe total. 28-42 ; MnO5-13; CaO1.5; 0-5.0 0.6-1.8; TO 0.1; Metal inclusions 4-25. Vanadium-containing slag is placed in portions for 10-60 minutes until the oxidizing slag. In separate swimming trunks, in order to increase the degree of vanadium reduction, oxidized slag is placed in an amount of 0.15% by weight of the metal for 3-5 minutes before it is completely removed from the furnace. Refractiveness can only be carried out with a sufficiently low phosphorus content in the metal. The vanadium content in the steel after the complete removal of the oxidizing slag is 0.11-0.13%. The subsequent guidance in the furnace of a highly basic slag with a low content of iron oxides provides during the reduction period and the melting output. effective removal of sulfur, the content of which in the finished metal does not exceed 0., 01 0-0, 012%. The proposed steel smelting method as compared to the known ones allows using vanadium-containing slag to alloy vanadium with high-alloy steels with a low content of phosphorus and sulfur. Claim 1. A method for smelting steel, including loading the charge, melting it and then carrying out oxidation and reduction periods using for doping vanadium-containing slag, which sits in the furnace during the oxidation period of smelting, characterized in that, in order to produce steel with low phosphorus content and sulfur, vanadium-containing slag in an amount of 0.5-3% by weight of the metal is applied 10-60 minutes before the oxidizing slag is removed from the furnace. 2. Способ по П.1, от лича гощ и и с   тем, что на окиелительный шлак за 2-10 мин2. The method according to claim 1, from the lich goshch and the fact that the oxidizing slag in 2-10 minutes до его удалени  из печи присаживают молотые раскислители в количестве 0,05-0,30% от веса металла.ground deoxidizing agents in an amount of 0.05-0.30% by weight of the metal are attached to its removal from the furnace. Источники информации, прин тые во внимание при экспертизеSources of information taken into account in the examination 1.Авторское свидетельство СССР 285822, кл. С 21 С 5/52, 1968.1. Authors certificate of the USSR 285822, cl. C 21 C 5/52, 1968. 2,Авторское свидетельство СССР 394337, кл. С 21 С 5/52, 1970.2, USSR Copyright Certificate 394337, cl. C 21 C 5/52, 1970. ошosh 008008 0,060.06 o.aito.ait о.огog 0,20.2 0.8 мм %0.8 mm% 0,60.6
SU772543575A 1977-11-16 1977-11-16 Method of steel smelting SU697571A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU772543575A SU697571A1 (en) 1977-11-16 1977-11-16 Method of steel smelting

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU772543575A SU697571A1 (en) 1977-11-16 1977-11-16 Method of steel smelting

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU697571A1 true SU697571A1 (en) 1979-11-15

Family

ID=20733058

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU772543575A SU697571A1 (en) 1977-11-16 1977-11-16 Method of steel smelting

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU697571A1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
SU697571A1 (en) Method of steel smelting
SU605839A1 (en) Method of smelting vanadium-containing steels and alloying-reducing mixture for effecting same
RU2096489C1 (en) Method of steel production in arc furnaces
RU2133281C1 (en) Method of producing vanadium-containing rail steel in electric furnaces
RU1801143C (en) Method of ferrovanadium smelting
SU446557A1 (en) Smelting method of silicon vanadium alloy
SU1086019A1 (en) Method of smelting manganese austenitic steel
SU1013493A1 (en) Method for smelting niobium-containing steel in reduction electric furnace
RU2016084C1 (en) Method of producing manganese containing steel
SU855006A1 (en) Method of steel production
SU532630A1 (en) The method of steelmaking
SU1089144A1 (en) Method for smelting vanadium-containing steels
SU1014919A1 (en) Method for smelting vanadium steel
SU657067A1 (en) Method of melting bearing steel
KR100408133B1 (en) Method for Refining Stainless Melton Steel
RU2208052C1 (en) Steel melting method
SU1062272A1 (en) Method for smelting manganese-containing steels
SU781217A1 (en) Method of steel smelting
SU368331A1 (en) METHOD OF STEEL PRODUCTION
RU2064509C1 (en) Method of deoxidizing and alloying vanadium-containing steel
SU954432A1 (en) Method for diffusion reduction of high-manganeze steel
SU1108109A1 (en) Method of melting vanadium-containing steels
SU438717A1 (en) Smelting method of low-carbon electrical steel
SU447441A1 (en) The method of steel and alloys
RU2052508C1 (en) Corrosion-resistant steel melting method