Способ получения стали Советский патент 1981 года по МПК C21C5/52 

Описание патента на изобретение SU855006A1

(54) СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ СТАЛИ

Похожие патенты SU855006A1

название год авторы номер документа
Способ выплавки трансформаторной стали 1982
  • Буланкин Владимир Ермолаевич
  • Гавриленко Юрий Васильевич
  • Иванов Борис Сергеевич
  • Кудряшов Леонид Александрович
  • Ткаченко Эдуард Васильевич
  • Цветков Михаил Анатольевич
SU1052546A1
Способ производства стали 1982
  • Климов Сергей Васильевич
  • Фельдман Валерий Зиновьевич
  • Зайцев Юрий Васильевич
  • Аренкин Евгений Иванович
SU1073295A1
Способ выплавки шарикоподшипниковых сталей 1981
  • Покровский Анатолий Борисович
  • Щербина Николай Васильевич
  • Хасин Герш Аронович
  • Сайфулин Сахи Факаевич
  • Иванов Владимир Иванович
  • Филатов Стефан Калинович
  • Скорняков Борис Яковлевич
  • Рябов Валерий Владимирович
SU1011701A1
Способ выплавки стали 1979
  • Плахов Геннадий Константинович
  • Гладышев Николай Григорьевич
  • Косырев Лев Константинович
SU885292A1
Способ выплавки стали 1982
  • Буланкин Владимир Ермолаевич
  • Гавриленко Юрий Васильевич
  • Иванов Борис Сергеевич
  • Ткаченко Эдуард Васильевич
  • Мыльников Радий Михайлович
  • Марышев Валентин Анатольевич
  • Смирнов Юрий Дмитриевич
SU1027235A1
Способ выплавки электротехнической стали 1977
  • Лялин Евгений Сергеевич
  • Барятинский Валерий Петрович
  • Никокошев Николай Трофимович
  • Бреус Валентин Андреевич
  • Фрудкин Александр Наумович
SU692860A1
Способ выплавки стали 1980
  • Иванов Борис Сергеевич
  • Самардуков Юрий Евгеньевич
  • Гавриленко Юрий Васильевич
  • Мыльников Радий Михайлович
  • Зайцев Юрий Васильевич
  • Ткаченко Эдуард Васильевич
  • Кайлов Владимир Дмитриевич
  • Парфенов Геннадий Викторович
SU954430A1
Способ выплавки среднелегированных хромсодержащих сталей 1981
  • Рябов Валерий Владимирович
  • Скорняков Борис Яковлевич
  • Черепанов Сергей Леонидович
  • Филатов Стефан Калинович
  • Гостев Александр Иванович
SU1063844A1
Способ выплавки низкоуглеродистых высокопрочных сталей мартенситностареющего класса 1976
  • Логинов Вячеслав Тимофеевич
  • Григорян Вули Аршакович
  • Жучин Владимир Никифорович
  • Мелькумов Игнат Николаевич
  • Лактионов Сергей Владимирович
  • Гращенков Павел Макарович
  • Банденков Евгений Николаевич
SU565063A1
СПОСОБ РАФИНИРОВАНИЯ СТАЛИ 1992
  • Тарынин Н.Г.
  • Кулаков В.В.
  • Мянник А.Г.
  • Позняков В.М.
  • Мулько Г.Н.
  • Шафигин З.К.
  • Куликов В.В.
  • Павлов В.В.
RU2095425C1

Реферат патента 1981 года Способ получения стали

Формула изобретения SU 855 006 A1

1

Изобретение относится к черной металлургии, а именно к выплавке стали различного назначения в дугово1х печах.

Известен способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихтовых материалов, расплавление, окисления примесей газообразным кислородом и твердыми окислителями, скачивание окислительного шлака и выпуск металла 1.

Недостатком известного способа выплавки стали является высокое содержание серы в литом металле из-за отсутствия приемов, способствующих удалению серы из нераскисленного металла. Высокое содержание серы (более 0,020%) не позволяет получать качеСтвенньш литой металл, разливаемый на УНРС. Введение раскислителей в нераскисленный металл под окислительным шлаком приводит к высоким угарам легируюш,их элементов (марганца, кремния, алюминия и др.). При этом разное количество оставшегося в печи (например 100тонной) окислительного шлака приводит к непопаданию в узкие пределы химсостава стали.

Известен также способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихты, ее расплавление, окисление примесей кислородом, выпуск металла в ковш, в процессе которого в металл вводят десульфурирующую смесь, состоящую из Na гСО з СаО и силикокальция в количестве 4-16 кг/т. Такой способ выплавки стали позволяет снизить содержание серы в литом металле (до 0,015%) и обеспечить получение металла без большого количества поперечных трещин на литых заготовках 2.

Однако этому способу присущи большие потери температуры металла (до 25- 30°С при 100-тонной плавке) при вводе твердых десульфураторов в количествах 4- 16 кг/т, в связи с чем увеличиваются расходы на электроэнергию; недостаточная сте15-пень десульфурации из-за применения твердых десульфураторов или высокой окисленности металла во время десульфурации; загрязнение атмосферы цеха при применении порошкообразных десульфураторов (наиболее рациональных с точки зрения десуль20 фурации); большая окисленность нераскисленного металла и наличие после выпуска в ковше окислительного шлака, так как последний в печи не скачивается. Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому является способ получения стали, при котором низкоуглеродистый полупродукт выплавляют под известково-глиноземистым шлаком в одной печи и легирующий расплав с рафинировочным щлаком в другой с последующим их смещейием 3. Недостатками данного способа являются необходимость наличия в цехе печей разной емкости или сталеразливочных ковшей в 2 раза больщей емкости, чем сталеплавильные печи, что в современных цехах не предусмотрено, так как однозначно признано неэкономичным; высокие теплопотери (до 60°) при смешивании (переливе металла из одного ковша в другой); дополнительные расходы на наведение известково-глиноземистого шлака над полупродуктом .(7,9 руб. на 1 т стали). Цель изобретения - сокращение угара легирующих элементов, снижение содержаНИИ вредных примесей и себестоимости передела полупродукта в сталь. Поставленная цель достигается за счет выплавки полупродукта под окислительным шлаком в одной электропечи и стали под рафинировочным шлаком в другой, при этом перед выпуском полупродукта в ковш окислительный шлак скачивают на 70-90°/о, а полупродукт выпускают на рафинировочный шлак от выплавки стали во второй печи. При высоком содержании закиси железа в окислительном шлаке (выше 20%) предусмотрено его раскисление (оставшегося его количества 10-30%) до содержания закиси железа 2,5-20 вес. %. Возможен передел полупродукта в сталь, т. е. его легирование и раскисление проводят непосредственно в процессе выпуска его в ковш. Скачивание окислительного шлака перед выпуском на 70-80% его количества в печи позволяет снизить содержание фосфора за счет удаления PsOs вместе с окислительным шлаком и резко сократить рефосфорацию при последующем раскислении металла, а, следовательно, и шлака. Этот же прием способствует получению низких содержаний серы в стали из полупродукта за счет уменьшения количества окислительного шлака, попадающего в рафинировочный. Меньшее количество окислительного шлака легче у экономичней раскислять до низкого содержания FeO, при этом сокращается угар легирующих элементов (Si, Мп, А1, Сг и др.)- Оставление в печи более 30% окислительного шлака не позволяет получить в стали из полупродукта низкое содержание фосфора (менее 0,008%) и серы (менее 0,015%). Скачивание щлака до его оставления менее 10% в крупных дуговых печах (100, 150, 200 т) практически неосуществимо. Затраты ручного (а также машинного) труда не рациональны. Такое малое количестно шлака обеспечивает легкое снижение в шлаке содержания закиси железа с 21 - 60% до 2,5-20%. После выпуска окисленного полупродукта в ковш с рафинировочным шлаком состава, %: СаО 45-55; SiOz 10-25, MgO 12-20; AkOjS-20; МпО 3-7 значительно облегчается рафинирование его от серы, фосфора за счет более высокой основности шлака, а также легирование металла кремнием, алюминием и раскисление кальцием за счет более высокого содержания окислов указанных легирующих и раскислителей в рафинировочном щлаке, нежели в окислительном. Угары легирующих элементов и раскислителей сокращаются из-за повышенного содержания СаО, SiO2, AljOj в рафинировочном шлаке. Если в мелких (до 10 т) электропечах скачать окислительный шлак в принципе возможно до 85-90% его количества, то в средних (15-60 т) и крупных (100-200 т) удается удалить лишь 70-75% шлака. Вязкость окислительного шлака, которая зависит от его состава и температуры, глубина и плошадь ванны печи определяют возможность скачивания шлака. Исходя из опыта работы печей различной емкости и серий замеров количества окислительного шлака при его скачивании на печах емкостью 5-200 т при выплавке полупродукта установили, что скачивать шлак целесообразно на 70-90% его количества, а 10-30% раскислять, например, дробью алюминия, при этом переводя FeO в , таким образо.м, увеличивать содержание А1гОз в рафинировочном шлаке. Удалять менее 70% окислительного шлака нецелесообразно из-за дальнейшей рефосфорации из него в металл, а более 90% шлака удалить из крупной электропечи, как показали замеры, невозможно. Раскислять оставшийся в печи окислительный шлак наиболее целесообразно с точки зрения затрат ручного труда до 2,5- 20% закиси железа, при содержании FeO порядка 40-65% - до 10-20%, а при 21 - 40% в исходном шлаке - до 2,5-10% перед выпуском. Остаток окислительного щлака над полупродуктом при наличии дальнейшей внепечной обработки, например вакуумном обезуглероживании, раскислять не обязательно. При получении стали из полупродукта без внепечной обработки целесообразно легирующие и раскислители для их равномерного распределения в стали вводить в процесс выпуска полупродукта. Пример 1. При получении электротехнической стали производят выплавку в двух 100-тонных дуговых печах. В первой расплавляют щихту, продувают расплав железо-углерод кислородом с интенсивностью 45 до получения 0,05% углерода. При этом образуется 4 т окислительного шлака состава, %: СаО 7,0; SiOj ,3; AUOj 1,0; FeO 60,5; FejOj 13,6; MgO 10,0; MnO 3,6. Скачивают шлак на 70% до оставления его

SU 855 006 A1

Авторы

Климов Сергей Васильевич

Салаутин Виктор Александрович

Балдаев Борис Яковлевич

Гавриленко Юрий Васильевич

Марышев Валентин Анатольевич

Зайцев Юрий Васильевич

Молчанов Олег Евгеньевич

Ткаченко Эдуард Васильевич

Даты

1981-08-15Публикация

1979-12-03Подача