Технологія отримання озалізненого вапна

12. Підвищення якості вапна є одним з дієвих і ще недостатньо використаних важелів (резервів) поліпшення шлакоутворення. Необхідний безперервний контроль реакційної здатності вапна на заводах і негайне усунення причин, що зменшують її.

13. Попередня підготовка шлакоутворюючих матеріалів. Перспективність цього напрямку підтверджується успішними дослідами застосування синтетичного вапна, що містить до 10 % оксидів заліза, а також вапна, «забрудненого» до 20 % оксидами Fe2O3, MgO і Al2O3. Застосування такого вапна прискорює його перехід в шлак, підвищує вихід придатного і збільшує ступінь видалення з металу шкідливих домішок - сірки і фосфору.

14. Дослідити вплив озалізненого вапна на киснево-конверторну плавку.

15. Провести поріняльний аналіз використання озалізненого вапна та звичайно вапна та вплив на техніко-економічні показники плавки, процес завантаження та загальний хід процесів в кисневому конвертері.



2. ОСНОВНА ЧАСТИНА

2.1 Технологія отримання озалізненого вапна

Киснево-конвертерний процес характеризується високими швидкостями фізико-хімічних реакцій, тому питання інтенсивності шлакоутворення в кисневому конвертері набувають першорядного значення, особливо з урахуванням подальшого скорочення часу продувки. У літературі досить докладно висвітлено питання про можливість інтенсифікації процесу шлакоутворення при використанні матеріалів на основі феритів кальцію. Їх переваги - високі швидкості утворення основного первинного шлаку, повна асиміляція вапна, краще видалення шкідливих домішок, збільшення виходу придатної сталі.

Промислові досліди отримання озалізненого вапна в обертових трубчастих печах та використання його в конвертерній плавці показали можливість і доцільність виробництва такого вапна.

2.1.1 Вимоги до озалізненого вапна і технології отримання озалізного вапна

Дослідження показали, що залізорудні матеріали повинні відповідати наступним вимогам:

- низький вміст кремнезему (<2-3 %);

- температура плавлення не більше 1250-1300 °С;

- відсутність хімічної взаємодії з футерівкою печі в твердій фазі;

- утворення тугоплавких мінералів при просоченні і взаємодії рідкої фази з хромомагнезитовою кладкою печі;

- високий вміст оксидів заліза (в основному у вигляді гематиту) і підвищена дисперсність матеріалу.

До складу і структури конверторного флюсу і до технології його виготовлення пред'являються такі вимоги:

а) низька температура плавлення (не вище температури ванни);

б) висока флюсуюча спроможність (не менше 70 % СаО);

в) низька охолоджуюча здатність (у зв'язку з дефіцитом тепла при підвищенному споживанні скрапу);

г) нейтралізація екрануючого впливу плівки двухкальцієвого силікату 2СаО • SiO2, що утворюється при взаємодії СаО з кислим шлаком;

д) міцність і стійкість при транспортуванні та зберіганні, а також можливість точного дозування для присадки в процесі продувки;

e) не високі капітальні та експлуатаційні витрати.

Судячи цим вимогам, вихідним матеріалом для виготовлення флюсу повинне бути свіжовипалене вапно. Однак вільний окис кальцію асимілюється шлаком шляхом розчинення, а не плавлення з утворенням на шматку тугоплавкої плівки двухкальціевого силікату, що перешкоджає подальшій асиміляціі вапна. Добавка до вапна оксидів заліза і марганцю дозволила зв'язати окис каальція в легкоплавкі з'єднання і отримати в якості продукту первинного акту її ассімілярнно-кислим шлаком легкоплавкі з'єднання CaO, FeO і SiО2 (а не тугоплавкий двухкальцієвий силікат).

Поставлена мета буде досягнута лише в тому випадку, якщо добавки будуть хімічно пов'язані з окисом кальцію. Однак, враховуючи характер зміни хімічного складу шлаку та механізму асиміляції вапна по ходу продувки, недоцільно пов'язувати окис кальцію в хімічні сполуки з оксидами заліза і марганцю у всьому обсязі шматка. У шлаку основністю (CaO/SiО2) більше 2 вапно розчиняється без утворення тугоплавких плівок, тому будова флюсу може бути двозонною. Перша зона (периферійний шар) повинна складатися із з'єднань системи СаО-Fe2О3-МnО, а друга (центральне ядро, асимільованих основним шлаком) повинна являти собою чистий окис кальцію. При такій будові флюсу значно зменшиться загальний вміст в ньому оксидів заліза і марганцю, завдяки чому охолоджуючий ефект флюсу буде невеликим.

Технологія отримання флюсу, що розробляється повинна являти собою додаток до процесу випалювання вапна в обертальній вапнообпалюваьній печі. Головною її особливістю є нанесення на поверхню вапна (на заключному етапі випалу) пилоподібних флюсуючих добавок (залізорудних і марганцевих концентратів, колошникового пилу та ін.). Як відомо, свіжовипалене нагріте вапно швидко вбирає краплі окисного шлаку. Частинки концентрату за час польоту нагріваються і потрапляють на вапно в стані передплавлення. Завдяки міграції розплавлених крапель всередину шматків вапна, процес протікає без присутності рідкої фази.

2.1.2 Досвід отримання озалізненого вапна на різних підприємствах

На Магнітогорському металургійному комбінатф у зв'язку із зростанням виплавки конвертерної сталі виникла необхідність збільшення обсягу виробництва кондиційного вапна. Було вирішено використовувати незанавантажені виробничі потужності Магнітогірського цементного заводу (МЦЗ), що виробляє цемент на основі клінкеру, отриманого шляхом випалу в обертових печах.

Дефіцит кондиційних конвертерних вапняків викликав необхідність підвищення ефективності виробництва вапна, відпрацювання нових технологій випалу вапняку. У 1970-і роки роботами співробітників ДонНДІчормет випробувана технологія отримання та використання озалізненого вапна в киснево-конвертерній плавці [8, 9]. Головна особливість цієї технології - нанесення на поверхню вапна (на заключному етапі випалу) пилоподібних флюсуючих добавок залізорудних і марганцевих концентратів, колошникового пилу. Частинки в стані передплавлення потрапляють на поверхню вапна, утворюючи кусковий продукт, покритий феритно-кальцієвої оболонкою, під якою розташована розпушена зона зі слаборозвиненою ферритизацією, всередині - чисте високореакційне вапно хімічного складу,%: 85,5-89,5 СаО; 1,1-2,4 МgO; 3,5-4,4 SiО2; 2,4-6,7 Fe2О3; 0,005-0,013 S.

Найбільш повним комплексом необхідних властивостей володіють шлами конвертерного і мартенівського виробництв. Досліди, проведені на НЛМК, показали ефективність застосування для офлюсування вапна конвертерного шламу.

Як правило, режим випалу при спільній подачі в піч різних флюсуючих добавок та вапняку не має значних відхилень. Відзначається зниження температури відхідних газів на 40-150 °С. Це свідчить про більш досконалий теплообмін між продуктами згоряння і шихтою внаслідок збільшення ступеня чорноти шматка вапна, покритого оболонкою феритів кальцію, і його температуропроводности. Крім того, знижується температура, готового продукту на 20-30 °С і, отже, підвищується температура, що проходить через холодильник повітря, що надходить в зону випалу. У зв'язку з цим підвищується температура в зоні горіння і з'являється можливість зниження витрати газу. Так, в період отримання озалізненого вапна на НЛМК питома витрата природного газу було знижено на 17,6 %.

Перевага шламів перед іншими залізорудними матеріалами полягає в їх більшій питомій поверхні та утриманні в них феритів кальцію (17-26 %). Дослідженнями встановлено, що окислення нижчих оксидів заліза шламу закінчується при 480-620 °С, а при 1000 °С шлам складаються в основному з гематиту і однокальцієвого фериту.

У 1986 р на НЛМК в обпалювальній обертовій печі проведені досліди з використання для офлюсування вапна шламу конвертерної газоочистки ККЦ № 1 (табл. 2.1). Метою цих дослідів було більш ретельне відпрацювання технології випалу, дослідження причин утворення «настилів» і розробка способів боротьби з цим явищем, а також перевірка ефективності застосування в киснево-конвертерному виробництві офлюсованого вапна замість звичайного.

У період досліджень навантаження на піч становила 24-25 т/ч, витрата шламу - 15-20 % від маси вапняку, витрата природного газу 3900-3950 м3/год, температура факела в зоні випалу 1380-1400 °C, а футерування 1300- 1320 °С. У цих умовах товщина феритного покриття шматочків вапна становила 0,5-1,0 мм.

Ця корочка руйнувалася в холодильнику і губилася з дріб'язком.

Таблиця 2.1 - Характеристика процеса отримання озалізеного вапна в обертальних печах

Флюсуючий матеріал

Метож подачі в піч та доля матеріалу

Хім. склад флюсуючого матеріалу, %

Глибина просочення шмаьків вапна окислами заліза, мм

Хім. склад офлюсованого вапна, %

Технологічні складності при випалі

CaO

SiO2

Feзаг

FeO

МnО

Al2O3

СаО

MgO

Feзаг

Fe2O3

П.п.п

Окатиші залізної руди Прокатна окалина Суміш шламів доменного та мартенівського Шлам конвертерної газоочистки Залізорудний концентрат

Одночасне завантаження з вапняком, 5-15 % Також, 10-15 % Одночане завантаження з доломітом, 5-10% Одночасне завантаження з вапняком 15-20% В струї повітря з розвантажувального кінця печі, 40-50 кг/т

4,7 - 9,0 10,5 19,7 0,15

3,7 0,53 9,1 2,4 1,56 9,05

59.0 73,6 41.0 48.045,9 64,3

3,8 68,5 6,25 19,4 32,2 27,0

- 0,42 - - - 0,03

- - - 0,72 0,60 0,17

Полно-стью Також Також 3-12 До 10

82.3 53,6• 92.4 50,6 87.5 85,8 82,0 95,1

1,5 - 29,8 5,4 2,22 1,09 1,42

- 34,1 0,14 - - - 8,35 0,34

9,9 - 8,6 5,5 4,76 11,8 0,4

5,0 0,0 9,7 6,3 0,5 0,6 1,39 3,32

Утворення «настилей» в горячій зоні футерання печі, та утворення «зварів» Розслоюванні шихти в печі та утворення настилів в зоні випалення Утворення настилів на значній довжині печі, винос шлама з печі Утворення настилів по кордонам зони випалу при нестабільному тепловому режимі Утворення настилів, винос чстки концентрата за кордони вискотемпературної зони

Слабке просочення було обумовлене наступними причинами:

- порівняно низькою температурою зони випалу;

- низьким вмістом гематиту в шламі через слабкий окисний потенціал газової фази печі (22,4 % СО2, 0,57 % СО, 0,51 % О2) і, отже, недостатнім окисленням нижчих оксидів заліза шламу до гематиту.

Для підвищення температури в зоні випалу і збільшення окисного потенціалу газової фази з метою посилення процесу просочення вапна в піч подали кисень. Витрата його змінювали від 100 до 500 м3/ч. Просочення шматків вапна при цьому зросло від 1-2 до 5-12 мм.

При витраті кисню 400 м3/год були отримані відносно стабільні результати: глибина просочення 3-4 мм. Температура факела в зоні випалу становила 1470-1480 °С, футерування - 1380-1390 °С. Витрату газу в період дослідження не змінювали.

Через чотири доби по межах високотемпературної зони в окремих місцях з'явилися настилі через коливання навантаження та тестабільного теплового режиму печі. Температура в пиловий камері підвищилася з 800 до 900 °С, а в зоні випалу знизилася. Це сталося ймовірно тому, що через утворення порогів на шляху руху з облилицевих матеріалів піч стала заповнюватися шламом, поверхня контакту шматків вапна з газовою фазою зменшилася і в високотемпературну зону став надходити більш холодний матеріал.

Для відновлення температури один раз на зміну піч зупиняли на розігрів (0,5-1,5 год). Різка зміна теплового режиму призвела до прискореного зростання кільцеподібного настилу, утворенню «зварів» і розповсюдження настилів в глиб печі за межі високотемпературної зони. Після того, як піч з виробничої необхідності перевели на випал доломіту і відключили подачу шламу, настилі були ліквідовані.

Озалізнине вапно характеризується низькими втратами при прожарюванні (0,6-1,0 %) і підвищеною міцністю.

У 1990-і роки Магнітогорський металургійний комбінат розробив і впровадив на Магнітогорськом цементному заводі (МЦЗ) виробництво озалізненого вапна спільним випалюванням вапняку (а також колошніковим пилом і глини) з залізовмісної добавкою в обертових печах за технологією цементного клінкеру «мокрим» способом [12 , 13]. Була також випробувана технологія отримання озалізненого вапна із застосуванням окалини в якості залізовмісної добавки [13]. Хімічний склад отриманого озалізненого вапна,%: 85,5 - 81,5 СаО; 6,7 - 5,0 MgO; 4,6 SiО2; 5,63 - 6,57 Fe2О3; п.м.п.п. 0,46. Відзначено, що вихід фракції > 5 мм більше на 19,3 %, ніж при виробництві звичайного вапна.

З урахуванням досвіду виробництва так званого озалізненого вапна (шляхом спільного випалу кускового вапняку з залізовмісною добавкою) та ефективного застосування її в конвертерній плавці ММК і МЦЗ в 1994 р розробили і в 1995 р впровадили технологію отримання подібного флюсу шламовим способом. Технологічна схема виробництва флюсу приведена на рисунку 2.1.

Рис. 2.1 - Технологічна схема отримання флюсу для конверторного виробництва сталі



Сировиною для виробництва флюсу є вапняк (15-0 мм) Агапівського родовища, колошниковий пил доменного цеху ММК і глина із кар'єру МЦЗ (відповідно 92: 4: 4, вода - 38-42 %).

Глина подається в шлам для кращого гранулювання матеріалу. Підготовлений в млинах шлам надходить в загальну ємність, з якої насосами перекачується в вертикальні басейни, і після коригування за змістом Fe2O3 та SiO2 (48,96 % СаО, 3,52% МgО, 2,43 % SiO2, 0,38 % Al2O3, 3. 41 % Fe2O3 вологість - 40,3 %) - в піч, що зупиняється (діаметром 4 м, довжиною 150 м), що має з боку холодного кінця теплообмінники з вільно висячих ланцюгів протягом 40 м (як паливо використовують природний газ).

Готовий флюс отримують в вигляді міцних гранул (до 80 мм), які зберігаються протягом одного місяця. При стабільному хімічному складі шламу і вмісті вологи найбільший вихід гранул з печі забезпечується при температурі факела в зоні випалу 1450-1550 °С і в печі після ланцюгової завіси 520-620 єС. Склад флюсу: 4,42 % SiO2, 0,76 % Al2O3, 5,85 % Fe2O3, 82,63 % CaO, 5,55 % MgO (п.м.п.п. - 0,45 %).

У даній роботі представлені результати проведеного під обертається вапняно-обпалювальної печі на Єнакіївському металургійному заводі дослідження процесу отримання комплексного флюсу на основі вапна при випалюванні вапняку з окалиною (витрата якої становив 10-15 % ваги вапняку).

Таблиця 2.2 - Результати првоеденного випалу

СаО	MgO	FeO	Fe2O3	Fезаг	MnO	SiО2	S	П.п.п.
Вапняк	54,75	0,35	0,30	0,27	0,02	0,72	0,032	43,46
Окалина	-	-	68,50	29,38	73,6	0,42	0,53	-

Розмір фракції вапняку і окалини (з-під лінії чистових клітей прокатних станів) становив відповідно 25-60 і 0-5 мм.



Рис. 2.2 - Схема установки для отримання конверторного флюсу: 1 - шахтний підігрівач; 2 - пилова камера; 3 - піч; 4 і 4 основний і додатковий пальник; 5 - пневмокамерний насос; 6 - транспортний трубопровід; 7 - робочий майданчик; 8 - приймальна воронка для завантаження 5-т бадей з флюсом добавками;(В - вапно; Ф - флюс)

Обертові вапняно-випалювальні печі Єнакіївського металургійного заводу опалюються природним газом (витрата 1900-2100 м3/год, або 220-240 кг/т вапна в умовному обчисленні) із застосуванням пальників типу «труба в трубі». Спільний випал вапняку з окалиною при тій же продуктивності печі по вапна вимагає додаткової витрати тепла, яке повинно бути компенсоване збільшенням витрат природного газу.

Однак у зв'язку з тим, що температура відхідних газів під час випалу була порівняно високою (850-900 °С), витрату газу під час дослідження не змінювали.

Тепловий баланс випалу 1 кг вапняку без добавки окалини (зліва від косої риски) і з окалиною (праворуч від косої риски) (таблиці 2.3).



Таблиця 2.3 - Тепловий баланс випалу 1 кг вапняку без добавки окалини (зліва від косої риски) і з окалиною (праворуч від косої риски)

Витрата тепла на нагрів вапняка: до 900°С, диссоціацію та нагрів вапна до 1200° С, ккал Витрата тепла на нагрів окалины до 1200°, ккал Виділення тепла в результаті утворення феритів кальція Всього витрата тепла, ккал	729/729 -/250 -/34 729/945

Як відомо [7], загальна теплопередача від факела до матеріалу Q дорівнює:

Q = Qвип + Qконв	(2.1)

де Qвип - тепло, передане випромінюванням; Qконв - тепло, передане конвекцією.

У процесі, випалу вапняку у обертових печах при температурі в робочому просторі печі 1300-1400 °С основна частина тепла передається випромінюванням, але, оскільки швидкість газу на виході з пальника перевищує 300 м/с, в зоні випалення необхідно враховувати також теплопередачу конвекцією. У разі випалу вапняку з окалиною конвективна складова теплопередачі не змінюється. Кількість тепла, передана випромінюванням від факела до обпікаємого матеріала, за інших рівних умов залежить від наведеного коефіцієнта випромінювання системи газ - поверхня кладки - поверхня нагріву матеріалу (Сг-к-м) - Коефіцієнт Сг-к-м (ккал/м2•ч•град4) випалу вапняку під обертової печі може бути знайдений за відомою формулою [7]:

,	(2.2)



де ц°км - кутовий коефіцієнт переносу енергії випромінювання від поверхні кладки на обпалюваний матеріал; ем і ег - ступінь чорноти нагріваємого мате-ріалу і газу; С0 - коефіцієнт випромінювання абсолютно чорного тіла, ккал/м2•год•град4.

Кутовий коефіцієнт (цкм) може бути обчислений як відношення площі пекучого матеріалу до площі кладки. Для печей Єнакіївського металургійного заводу, що мають внутрішніх діаметр 2,2 м, цкм дорівнює 0,116.

Склад випромінюючих компонентів у газах, що залишають обертову піч, становить: 26 % СО2 і 10 % Н2О.

Ступінь чорноти газу визначаємо за відомими формулами за допомогою графіків [6]. Для наведеного хімічного складу ступінь чорноти, газу ег становить 0,177.

Ступінь чорноти матеріалу ем при випалюванні чистого вапняку становить 0,27, а при випалюванні вапняку, покритого окалиною, 0,80 [7]; наведений коефіцієнт випромінювання сг-к-м розрахований за формулою (2.2), відповідно дорівнює 1,19 і 2,96 ккал/м2•год•град4. Якщо прийняти, що 80 % тепла від факела до матеріалу передається випромінюванням, то тепловий потік при випалюванні вапняку з окалиною вище приблизно в 2 рази. Приблизно в стільки ж разів швидше повинен здійснюватися і процес випалу вапняку з окалиною. Коефіцієнт температуропровідності окалини вище, ніж вапна, тому дисоціація СаСО3 в шматках вапняку, покритих окалиною, протікає швидше і закінчується на меншій довжині печі. Під час спостережень за випалюванням відзначено зниження температури відхідних газів приблизно на 30 °С і відповідне зниження температури готового продукту випалу. Цього тепла було достатньо для нагріву і розм'якшення окалини.

Продукт випалу представляє собою шматки вапна, покриті міцною залізистою оболонкою (рис. 2.3), товщина якої на окремих шматках досягає 10 мм.

Рис. 2.3 - Вид продукту випалу вапняку з окалиною

Рис. 2.4 - Зовнішній вигляд зразків флюсу в зламі (Ч2)

Рис. 2.5 - Мікроструктура конверторного флюсу (Ч200): 1 - силікатна зона; 2 - феритназона; 3 - зона розпушення; 4 - зона чистого вапна

Мінералогічний аналіз проб показав, що залозиста оболонка являє ошлакованне з поверхні вапно. У кожній пробі чітко виділяються три зони: феритизації, де по межах зерен вапна утворилися ферити кальцію (2СаО•Fе2О3); розпушена, тільки просочена оксидами заліза, і зона високореакційного вапна.

При хімічному аналізі проб, які відбирали через кожну годину роботи печі, встановили, що вміст Fезаг в продукті коливається від 1 до 10 %.

Різний фракційний склад, питома вага вапняку і окалини, мабуть, призводять до розшарування під час випалу в печі і нерівномірного змістом оксидів заліза в продукті випалу. На рис. 2.6 показана залежність вмісту в флюсі СаО і втрат при прожарюванні від вмісту Feзаг (коефіцієнти кореляції г1 = -0,716 та г2 = - 0,540).

Рис. 2.6 - Залежність вмісту в продукті випалу CaO (суцільна лінії) і п. п. п. (пунктирні) від змісту Fезаг (цифри біля точок кількість визначень)

Збільшення у флюсі змісту Fезаг супроводжується зниженням втрат при прожарюванні, що пов'язано зі збільшенням ступеня випалу вапняку при добавці окалини. Невелике ядро «недопалу», спостережуване у звичайному вапні, відсутне в вапні вкритому оболонкою феритів.

Таблиця 2.4 - Хімічний склад флюсу по перетину шматка був наступним, %

Дослідне вапно:	СаО	Fезаг	П.п.п.
оболонка	53,60	34,10	-
сердцевина	92,40	0,14	3,70
Звичайне вапно	86,24	0,61	9,70



Склад серцевини і оболонки дослідного вапна, а також звичайного вапна підтверджує висновок про більш повну дисоціацію вапняку, покритого шаром феритів.

Досвід одержання синтетичних флюсів в трубчастих печах показує, що технологія виробництва таких матеріалів має базуватися на виборі оптимального хімічного складу добавок з урахуванням можливого мінералоутворення в печі, а також фізико-хімічних властивостей рідкої фази.

Новолипецьким металургійним комбінатом та Липецьким політехнічним інститутом (Ліппі) проведені промислові дослідження з отримання озалізненого вапна в трубчастих печах (d = 3,61 м; l = 75 м), футерованих в зоні випалу хромомагнезитовою цеглою.

При відпрацюванні технології отримання вапна визначали ефективність залізорудних добавок і їх оптимальний вміст. У період досліджень фіксували основні технологічні показники обпалювальної печі, винос пилу, хімічний та гранулометричний склад вапна та її міцність. Температуру факела в зоні випалу вимірювали оптичним пірометром. Оптимальну кількість залізорудних присадок визначали по максимальному насиченню вапна оксидами заліза при стійкому режимі роботи обпалювальної печі.

Таблиця 2.5 - Властивості озалізненого вапна

Вміст, %	Час гашення, хв:с	Щільність, г/см3	П.м.п.п
CaO	MgO	SiO2	R2O3
93-95	0,9-1,2	1,2-2,0	1,2-2,0	2:30-6:30	1,4-1,9	0,6-1,4

При використанні як залізорудного матеріалу відсіву окатишів (59,33 % Fе і 9,8 % SiO2) офлюсовання вапна досягти не вдалося.

Стабільні результати по формуванню озалізненого вапна отримали при подачі в піч 20 % конвертерного шламу. При оптимальному вмісті шламу в шихті обпалювальної печі знизилася питома витрата природного газу на 17,6 %, підвищилася температура факела в зоні випалу з 1420 до 1510 єС, знизилася температура відхідних газів з 845 до 750 єС (рис. 2.7).

Рис. 2.7 - Зміна питомої витрати природного газу, температури факела і факелів, що відходять залежно від витрати шламу

Зміна теплового режиму печі пояснюється більш досконалим теплообміном між тазами, що відходять і шматками вапняку, покритими оболонкою з феритів кальцію, підвищенням температури повітря, що надходить в зону випалу з холодильника печі.

Поліпшення теплообміну, як показано в роботі [13], відбулося при збільшенні теплового потоку до підвищення температуропровідності продукту.

Встановлена залежність між кількістю засвоєних вапном оксидів заліза до температури факела горіння. При температурі факела 1450-1510 єС вапно містило найбільшу кількість оксидів заліза (рис. 2.8).

При стабільному режимі випалу піч пропрацювала 115 ч.

За зовнішнім виглядом флюс являє шматки вапна, покриті залізистою оболонкою товщиною від 3 до 12 мм; оболонка флюсу збільшує міцність продукту при транспортуванні та зберіганні. При випалюванні вапна вихід класом менше 5 мм після проходження обертового трубчастого холодильника збільшується в 2,7 рази, офлюсованного вапна - в 2,2 рази (табл. 2.6). Зниження виходу дрібної фракції сприяло зростанню продуктивності печі на 9,82 %; підвищення механічної міцності флюсу супроводжувалося значним зниженням стирання. Дослідні дані показали, що стираємвсть озалізненого вапна майже в три рази менше, ніж звичайного; кількість пилу менше 0,5 мм після випробування в барабані склало відповідно 8,5 і 23,7 %.

Рис. 2.8 - Змінення вмісту оксидів заліза в флюсі в залежності від температур факела

Співробітники Ліппі (нині ЛДТУ) спільно з НЛМК розробили технологію отримання озалізненого вапна в обертових печах № 1 і 4 ОГП-1 [13] при одночасній подачі вапняку і конвертерного шламу.

Тривалий період роботи обертових печей підтвердив позитивну оцінку пропозицію технології: зменшилися вихід фракції <10 мм з 19,1 до 11,9 %, вихід дрібниці <5 мм - на 8-10 % (абс.), стираємість - в 2-3 рази в порівнянні із звичайним вапном, вихідні витрати природного газу - на 17,6 % в порівнянні з виробництвом звичайного вапна [6]. Озалізнене вапно не гігроскопічне, насичення вологою за добу становить 1-2 %. При використанні озалізеного вапна в конвертерній плавці [5] відзначалося рівною, спокійною продувкою, кінцевий шлак був гомогенний і рідкоплинний за відсутності незасвоєного вапна.

Таблиця 2.6 - Міцностні властивості озалізненого вапна (чисельник) та звичайного (знаменник)

Відбір проби	Гранулометричний склад, %	Міцність, % (по ГОСТ 16137 - 69)	Реакційна здатність, хв/с	Температура плавлення оболонки, єС
	>10	10-5	>5-0	5	5-0,5	<0.5
На вході до холодильника	74,35/ 83,60	15,37/ 4,5	10,28/ 11,9	82,4/ 61,1	5,1/ 10,2	12,5/ 28,7	Не реагує/ 3-38	1320-1390/-
Після холодильника	64,94 (ППТП)	12,37/ 9,5	22,68/ 32,5	87,3/ 69,4	4,2/ 8,9	8,5/ 23,7	Не реагeeє/ 4-42	1320-1390/-

В даний час в вогнетривкому цесі HЛMK спільним випалюванням вапняку фракції 20-60 мм і 1,1-1,5 % залізовмісної добавки проводиться озалізнене вапно з вискокими показниками якості (таблиця 2.7).

Час гасіння змінюється в широкому інтервалі і перевершує час гасіння звичайного вапна, що повинно позначитися на реакційній здатності такого вапна.

Судячи з показників, представлених в табл. 2.7, випал вапняку при виробництві озалізненого вапна відбувається при значно більш високих температурах, ніж випал звичайного вапна: температура факела - 1610 °С, футерування печі - 1510 °С, при цьому вміст оксидів заліза в озалізненому вапні <0,5 %. Природно, що в такому випадку можливий перепал, що знизить ступінь засвоєння такого продукту і в підсумку збільшить витрату шлакоформуючих.

Насичення вапна оксидами заліза супроводжувалося зниженням втрат при прожарюванні на 2,33-3,36 % і незначним зменшенням сумарного вмісту оксидів кальцію і магнію. Підвищений вміст оксиду магнію (4,78-5,37 %) має сприяти підвищенню стійкості футерівки конвертера до поліпшення процесу шлакоутворення.

У зв'язку з покриттям вапна залізистою оболонкою стандартна оцінка її реакційної здатності втрачає фізичний зміст. Але серцевина такого вапна, як показали випробування методом гасіння навішування у воді, має кращу реакційну здатність (2 хв), ніж звичайної (3-4 хв).

Таблиця 2.7 - Технологічні показники виробництва звичайного і озалізненого вапна

Показники	Добавки при виробництві озалізненого вапна	Вичайне вапно
	відсів агломерата	конвертерний шлак
Витрата шихтових матеріалів:
вапно, т/ч	15	15	15	15	15
добавка, кг/ч	0,5	1,5	2	2,5	-
Витрата природного газа, м3/ч	2905,26	2980	3000	3128	2700
Температура, С:
факела горіння	1610	1610	1610	1610	1400
футерування печі	1510	1510	1510	1510	1300
В пилевій камері	760	803	779	812	710
перед котлом-утилізатором	597,89	590	579	612	570
Зміна тиску котла-утилізатора, кгс/м2	55,57	44,66	33,5	41,8	35
Швидкість обертання печі, хв-1	0,45	0,45	0,45	0,45	0,45
Хім. склад продукта, %:
СаО	93,88	93,98	93,71	93,96	91,5
MgO	1,63	1,52	1,38	1,35	1.4
SiO2	1,85	1,64	1,715	1,73	1,6
r2 О3	1,24	1,21	1,26	1,32	-
Fe2О3	0,47	0,44	0,47	0,46	-
П.М.П.П.'	1,08	1,28	1,62	1,2	4,5
Хім. склад вапна, %:
СаО	53,26	53,44	53,51	53,35	53,48
MgO	1,16	1,134	1,12	1,1	1,01
SiО2	1,11	1,07	1,15	1,09	0,95
П.м.п.п.	43,21	43,12	43,08	43,38	43,20



Про якість продукту необхідно судити по температурі плавлення феритної оболонки. Температура плавлення озалізненого вапна різних класів знаходилася в межах 1320-1390 °С.

Кількість вологи, поглиненої озалізненим вапном за першу добу, не перевищувала 1-1,5 %, а через місяць зберігання - від 10 до 13 %. Отже, можна збільшити термін зберігання такого вапна і створити необхідні запаси.

При нормальній роботі електрофільтру можна очікувати, що подачі шламу у піч поліпшать ефективності його роботи. З введенням шламу підвищиться влаговмісність газів, збільшиться кількість частинок з меншим питомим електричним опором, що призведе до підвищення ступеня очищення газів, що відходять.

При вивченні поверхневого шару нової кладки в районі утворення настилу зміни хімічного складу хромомагнезитної цегли не виявили. Стара кладка насичена оксидами кальцію, які взаємодіяли в твердій фазі з оксидами заліза добавок та цегли з утворенням легкоплавких феритних з'єднань.

Необхідно відзначити, що «настилі» легко відокремлювалися від кладки, оплавлена була тільки з поверхні і складалася із суміші шламу і дрібнодисперсного вапна. При використанні відсіву окатишів утворення «настилів» містять значну кількість кремнезему і їх було важко відокремити від кладки.

2.2 Результати застосування озалізненого вапна на різних металургійних підприємствах

Заміна звичайного вапна флюсом в кількості до 50 % необхідної витрати на плавку дозволило прискорити шлакоутворення і дещо поліпшити десульфурацію металу. При цьому окисленість металу і шлаку зменшилися на 5 % порівняно з плавками поточного виробництва. Покращився тепловий баланс плавки, знизилася кількість плавок з додувками по температурі.

Плавки з проміжними повалками показали, що при використанні озалізненого вапна шлак вже на 6-й хвилині мав основність 2,08-2,1, вміст закису заліза в шлаці в різні періоди становив 10,7-14,1 %, в той час як при використанні звичайного вапна - 16,1 %, витрата кисню зменшилася на 4,45 м3/т сталі, витрата чавуну - на 11,8 кг/т сталі, вихід придатного збільшився на 0,5 %.

При використанні озалізненого вапна в конвертерах відзначені наступні позитивні ефекти:

- застосування озалізненого вапна в кількості до 50 % загальної витрати шлакоформуючих матеріалів на плавку покращує процес шлакоформування, особливо в початковий період;

- окисленість шлаку на плавках зменшується в середньому на 5 %;

- поліпшуються десульфурація металу і тепловий баланс плавки, що дає можливість знизити витрату чавуну на 10,9 кг/т сталі.

Таблиця 2.8 - Фізичні властивості флюсу (А) і звичайного вапна (Б)

Показники	А	Б
Вдаваєма щільність, г/см3	2,66	1,52
Пористість	22,7	н.д.
Насипна маса, кг/м3	1650	1000
Опір стисненню шматка розміром 20-25 мм, кг/кусок	324	39,2
Міцність (ГОСТ 15137-69), %:
> 5 мм	91,0	71,7
5-0,5 мм	3,7	5,1
< 0,5 мм	5,3	23,2
Гранулометричний склад, %:
>40 мм	12,7	-
40-5 мм	55,7	-
5-3 мм	15,0	-
<3 мм	16,6	-

Вплив присадки озалізненого вапна на техніко-економічні показники конвертерного виробництва (табл. 2.9). Плавки були розділені на три групи з витратою озалізненого вапна, т/плавку: 1,9-3,2 - варіант А; 5-6,2 - Б; в якості порівняльних взяли плавки з використанням звичайного вапна - варіант В. Озалізнене вапно садять частково на брухт разом з металургійним вапном звичайної якості і з початком продувки на 1-4-й хвилині.

Величини охолоджуючого ефекту при 1360 °С, Дж/кг, для вапна і озалізненого вапна з добавками агломерату та конвертерного шлаку рівні 1763, 1432 і 1445 відповідно. Охолоджуючий ефект озалізненого вапна на 22 % менше, ніж звичайного. Враховуючи, що в тепловому балансі початкового періоду вапно витрачає тепло чавуну, зниження енерговитрат на асимілювання вапна повинно знизити витрату чавуну. Таким чином, виробництво озалізненого вапна призводить до підвищення виробничх характеристик вапняного виробництва та зменшення охолоджуючого ефекту обпаленого вапна.

Таблиця 2.9 - Технологічні показники плавок

Показники	Плавки з озалізненим вапном	Порівняльні плавки
	А	Б	В
Кількість плавок	63	43	60
Співвідношення чавун/брухт, %	80,14/19,85	80,04/19,95	80,26/19,74
Витрата матеріалів на плавку, т•:
чавун	141,578/138-147	141,666/138-147	143,754/140-145
брухт	36,268/32-42	36,666/32-42	35,338/32-40
вапно	10,5/6,1-13,9	9,3/6,1-12,3	11,6/9,1-15,3
озалізнене вапно	2,5/1,9-3,3	5,5/5-6,2	-
кисень, м3	9082/8212-9878	9095/8496-9890	9067/8416-9597
Склад чавуна, %
Si	0,66	0,67	0,65
Mn	0,145	0,15	0,145
Р	0,069	0,069	0,068
S	0,014	0,014	0,016
Температура чавуна, °С	1366	1367	1361
Склад метала на повалці, %:
С	0,026	0,025	0,027
Мn	0,055	0,05	0,05
Р	0,008	0,008	0,008
S	0,017	0,017	0,016
Склад шлака, %:
Fe	17,2	17,8	17,82
MgO	3,31	3	3,43
CaO	53,23	53	52,23
SiO2	18,25	18,73	18,64
CaO/SiO2	2,91	2,82	2,80
Температура метала на повалці, °С	1695	1691	1688
Витрата шлакоформуючих, кг/0,1 Од. основності	446	525	414
CaO/SiO2	2,91	2,82	2,80
Температура метала на повалці, °С	1695	1691	1688
Витрата матеріалів на плавку, т•:
чавун	141,578/138-147	141,666/138-147	143,754/140-145
брухт	36,268/32-42	36,666/32-42	35,338/32-40
вапно	10,5/6,1-13,9	9,3/6,1-12,3	11,6/9,1-15,3
Озалізнене вапно	2,5/1,9-3,3	5,5/5-6,2	-
кисень, м3	9082/8212-9878	9095/8496-9890	9067/8416- 9597
Склад чавуна, %
Si	0,66	0,67	0,65
Mn	0,145	0,15	0,145
Р	0,069	0,069	0,068
S	0,014	0,014	0,016
Температура чавуна, °С	1366	1367	1361
Склад метала на повалці, %:
С	0,026	0,025	0,027
Мn	0,055	0,05	0,05
Р	0,008	0,008	0,008
S	0,017	0,017	0,016
Склад шлака, %:
Fe	17,2	17,8	17,82
MgO	3,31	3	3,43
CaO	53,23	53	52,23
SiO2	18,25	18,73	18,64
CaO/SiO2	2,91	2,82	2,80
Температура метала на повалці, °С	1695	1691	1688
Витрата шлакоформуючих, кг/0,1 Од. основності	446	525	414

В чисельнику - середне, в знаменнику - мін-макс.

При використанні озалізненого вапна вміст Feзаг в шлаці було таким же, як у порівняльних плавках, або відрізнялося незначно, витрати кисню відрізнялися також незначно. Кількість оксиду магнію, фосфору і чавуну по всіх варіантах знаходилися на одному рівні, криві основності варіантів А і Б вище, ніж криві основності варіанта В. Вміст кремнію в чавуні майже однаковий для всіх варіантів, але витрата шлакоутворюючих в порівнянні з варіантом В при приведенні до однакових умов більше на 7,7 % для плавок А і на 26,8 % для Б. При цьому в середньому основність в плавках А була вищою на 0,1, ніж у плавках В. Відзначимо, що для виходу на задану основність потрібно значно быльше озалызненого вапна, ніж звичайного вапна.

Витрата чавуну у варіанті В в середньому вище на 2,1-2,2 т, ніж в А і Б, витрата брухту - нижче на 0,9-1,3 співвідношення чавуну і брухту також показує найменьші витрати в плавках А і Б. Кінцева температура для плавок А і Б вище на 7 і 3 °С відповідно чим для плавок В. Температура чавуну на плавках із звичайним вапном нижче на 5 і 6 °С, ніж на плавках Б відповідно.

Аналіз співвідношення чавуну і брухту показує, що варіант Б - кращий в тепловому відношенні. Питомі показники витрат матеріалів на 1 т сталі показані в табл. 2.10.



Таблиця 2.10 - Показники витрат матеріалів

Показники	Плавки з озалізеним вапном	Порівняльні плавки
	А	Б	В
Витрата матеріалів, кг/т сталі
чавун	894,2	890	906,4
брухт	229,1	230,4	222,8
вапно	66,3	58,52	73,4
Озалізнене вапно	15,8	34,25	-
Витрата шлакоформуючих, кг/т рідкого	82,1	92,77	73,4
Кисень, м3	56.9	55,67	57,17

Витрата чавуну за варіантом Б на 16,4 кг/т сталі менше, а брухту - на 7,6 кг/т сталі більше. За варіанта А витрата чавуну на 12,2 кг/т сталі менше, а брухту - на 6,3 кг/т сталі більше. Витрата шлакоутворюючих на 8,7 і 19,37 кг вапна на 1 т сталі більше за варіантами А і Б відповідно. При цьому основність була практично на одному рівні з порівняльними плавками, що говорить про гірше засвоєння озалізненого вапна. Всіма дослідниками відзначено поліпшення теплового балансу і, як наслідок, можливість зниження витрати чавуну.

Рис. 2.9 - Розподіл втрат мас при прокалюванні в озалізненому вапні при використання різних залізовмісних добавок

Переваги отримання озалізненого вапна в порівнянні з іншими способами виробництва шлакоутворюючих:

- підвищення продуктивності обертових печей;

- подача шлакоутворюючих в конвертер у вигляді моношихти;

- зменшення охолоджуючого ефекту обпаленого вапна і питомої витрати чавуну.

2.3 Розробка технології виплавки сталі з використанням озалізненого вапна

В даній дипломній роботі для розробки оптимальної технології використання озалізненого вапна був використаний досвід плавок, які були проводились в 370-т конвертері з використанням озалізненого вапна, отриманого в обертових печах.

Високий вміст СаО і Fe2О3 в озалізненому вапні (табл. 2.11) сприяє поліпшенню шлакоутворення. У той же час вона є міцнообпаленим матеріалом з низькою реакційною здатністю і великою часткою дрібної фракції (<5 мм; табл. 2.12). Для зниження частки дріб'язку при виробництві вапна в 1995 р в шлам в якості сполучного компонента ввели глину. Однак це призвело до збільшення вмісту SiО2, що знижує флюсуючу здатність вапна.

Таблиця 2.11 - Хімічний склад озалізненого вапна

Період (місяць)	Вміст в вапні, %
	П.п.п.	СаО	MgO	SiO2	Fе2О3	А12О3
1994 г. (XII)	0,36	85,89	6,70	0,45	6,22	0,06
1995 г (III-IV)	0,41	83,56	6,20	3,62	5,63	0,55
1995 г. (V-VI)	0,45	82,55	5,49	4,62	5,99	0,79
1996 г. (II)	0,42	81,60	5,00	4,60	6,57	1,60

Результати дослідно-промислових плавок наведені в табл. 2.13, для порівняння взяті дані плавок з використанням вапна виробництва ІДП. До цього періоду стабілізувалися хімічний склад чавуну і витрата матеріалів на плавку.

Витрати озалізненого вапна (в основному в завалку) на плавках варіанти 1 склали в середньому 12,7 т. Плавки відрізнялися гарячим ходом і високою витратою шлакоформуючих матеріалів; відзначено позитивний вплив присадки озалізненого вапна на шлакоформування. Виносів і викидів металу і шлаку з конвертера по ходу продувки не спостерігали. Аналіз результатів плавок 1 і 2 показує [14], що застосування озалізненого вапна в кількості до 50 % прискорює процес шлакоформування, оскільки виключається поява на поверхні шматків вапна на початку продувки тугоплавкого з'єднання 2СаО • SiO2, що перешкоджає розчиненню вапна (утворюються легкоплавкі з'єднання з CaO, SiO2 , FeO і Fe2O3). Тому застосування озалізненого вапна доцільно саме в період шлакоформування.

Таблиця 2.12 - Фракційний склад (%) озалізненого вапна

Період (місяць)	Фракція, мм
	+40	+32	+25	+20	+15	+10	+5	+3	+1	-1	< 5 (доля)
1994 г. (XII)	2,7	3,3	3,7	1,8	9,3	10,1	13,6	15,1	18,5	21,9	55,5
1995 г. (ІІІ-IV)	7,0	6,3	8,6	10,9	16,4	9,5	12,1	14,5	9,2	5,5	29,2
1995 г. (V- VI)	10,6	4,5	8,1	11,1	18,2	9,1	13,1	10,8	5,9	8,6	25,3

Таблиця 2.13 - Характеристика плавок, проведенних в 370-т конвертері х використанням озалізненого вапна в кількості 40 % (1) і 70 % (2) і звичайного (3)

Показники	1	2	3
Кількість плавок	21	4	20
Витрата матеріалів, т:
чавун	304,0	306,7	309,5
брухт	99,9	96,7	97,6
вапно	11,9	7,8	23,1
озалізнене вапно	12,7	25,0	1,4
недопал	3,6	1,3	3,4
вапняк	2,4	2,7	1,9
Вміст в металі на повалці конвертера
С	0,030	0,037	0,039
S	0,029	0,027	0,029
Р	0,009	0,007	0,011
Температура метала на повалці конвертера, °С	1666	1624	1660
Вміст в шлаці FеО, %	22,5	27,4	26,1
Основність шлака	2,6	2,8	2,8
Ls	2,69	2,44	3,03
Lp	156,9	160,3	120,0

Окисленість металу і шлаку на дослідних плавках була помітно нижче, ніж на порівняльних (вміст FeO в шлаку відповідно 22,5 % і 26,1 %).

Десульфурація і дефосфорація на дослідних плавках пройшли задовільно.

При підвищеній витраті озалізненого вапна (60-80 % загальної витрати шлакоформуючих матеріалів) відбувається деяке погіршення техніко-економічних показників плавки, обумовлених зміною теплового балансу: температура ванни в кінці продувки нижче, а вміст вуглецю практично те, що і на порівняльних плавках: дещо зменшується ступінь десульфурації металу.

Погіршення теплового балансу плавки, очевидно, пов'язано з тим, що для отримання шлаку необхідної основності необхідно підвищувати витрати озалізненого вапна на 15-20 % [15], оскільки в ній міститься близько 5 % SiО2, на нейтралізацію якого потрібно 15 % СаО, тобто близько 20 % озалізненого вапна не беруть участь в процесі рафінування сталі.

Зміна витрати основних матеріалів на виробництво сталі в залежності від витрати озалізненого вапна наведено в таблиці 2.14.



Таблиця 2.14 - Витрата основних матеріалів на виплавку в 370-т конвертері (кг/т придатної сталі) з використанням озалізненого вапна (таблиця 2.13)

Шихтовой матеріал	1	2	3
Чавун	867,3	880,5	876,1
Брухт	285,0	271,0	276,3
Вапно	46,5	27,3	92,6
Недопал	10,3	3,6	9,6
Вапняк	4,6	7,6	2,7
Озалізнене вапно	38,2	70,1	0
Озалізнений доломіт	2,2	0	2,7

З врахуванням втрат (25 %) на відсів.

Використання озалізненого вапна в кількості до 50 % загальної витрати при виплавці сталі в 370-т конвертері в цілому покращує шлакоформування.



ВИСНОВКИ

1. Лімітуючою ланкою в процесі шлакоутворення є розчинення вапна.

2. У початковій стадії продувки розчинення вапна гальмується утворенням на ньому щільної тугоплавкоі плівки (2CaO-SiO2), яка перешкоджає масообміну між шлаком і вапном.

3. Одним з найбільш ефективних способів прискорення процесу шлакоутворення в кисневих конвертерах є застосування комплексного шлакоформуючого матеріалу, флюсуючі компоненти якого (оксиди заліза, марганцю та ін.) перешкоджають утворенню на поверхні вапна суцільної плівки (2СаО- SiO2).

4. Переваги отримання озалізненого вапна в порівнянні з іншими способами виробництва шлакоутворюючих:

- підвищення продуктивності обертових печей;

- подача шлакоутворюючих в конвертер у вигляді моношихти;

- зменшення охолоджуючого ефекту обпаленого вапна і питомої витрати чавуну.

5. Використання озалізнений вапна в кількості до 50 % загальної витрати при виплавці сталі в 370-т конвертері покращує шлакоформування, особливо в початковий період плавки. При цьому десульфурація і дефосфорація металу не викликають ускладнень.

6. З підвищенням витрати озалізненого вапна (> 50 %) ускладнюється шлаковий режим, збільшуються кількість шлаку і ймовірність викидів металу і шлаку з конвертера, що призводить до зростання частки плавок з вимушеним скачуванням шлаку, також погіршується тепловий баланс плавки.

7. Озалізнене вапно рекомендується сідати в завалку в кількості до 10 т при необхідності використання в процесі плавки закінчити присадку до початку інтенсивного обезвуглецювання. Порція присадки в процесі плавки не повинна перевищувати 2 т. Допускається присадка озалізненого вапна при появі ознак «згортання» шлаку в кількості 2-4 т.

8. При витраті озалізненого вапна 70-80 % зниження витрати чавуну не спостерігається.

9. Використання озалізненого вапна в кількості 40-50 % загальної витрати шлакоформуючих матеріалів дозволяє знизити витрату чавуну на 10,9 кг/т сталі.



БІБЛІОГРАФІЧНИЙ СПИСОК

1. Получения ожелезненной извести / Трубников А.А., Хайдуков В.П. // Сталь. - 1986. - №7.

2. Смирнов Л.А. Использование ожелезненного известково-магнезиального флюса в конвертерной плавке // Cталь. - 2000. - №11.

3. Дидковский В.К. Технология производства и применения конвертерного флюса // Сталь. - 2003. - №2.

4. Хайдуков В.П., Вайнштейн В.А. Получение комплексного флюса для кислородно-конвертерного производства // Сталь. - 1999. - №8.

5. Циглер Е.Н., Маслов В.М., Большакова З.Д. и др. Применение ожелезненной извести в сталеплавильном производстве // Сталь. - 1997. - №3.

6. Маринин А. В., Меджибожский М. Я., Буйневич В. С. Применение синтетических шлакообразующих материалов в 130-т кислородных конвертерах // Сталь. - 1972. - № 2. С. 114-118.

7.Бойченко Б. М., Костенецкий О. Н.. Баптизманский В. И. Эффектноность применения высокоосновного агломерата в кислородно-конвертерном производстве // Бюл. НТИ «Черная металлургия». - 1968. - № 18. - С. 39-42.

8. Дяковский В. К., Роговцев И. Н., Исаченко А. А. Технология производства и применения конвертерного флюса // Сталь. - 1976. - № 5. - С.410-412.

9. Роговцев Н. И., Дидковский В. К,, Третьяков Е. В. О получении ком-плексного флюса для конвертерной плавки // Сталь. - 1972. - № 7. - С. 597-599.

10. Хайдуков В. П., Сергеев А. Г., Климашин П. С. Промышленный опыт получения ожелезненной извести во вращающихся печах // Сталь. - 1985. - № 7. С. 25-27.

11. Трубников А. А., Хайдуков В. П., Дереза В. П. Получение ожслезненной извести // Металлург. - 1987. - № 4. - С. 23-25,

12. Сарычев В.Ф., Носов С. К., Николаев О. А. Выплавка стали в 370-т конвертерах с использованием ожелезненной извести // Сталь. - 1997. - № 3. - С. 14-15.

13. Циглер Е.Н., Маслов В. М., Большакова 3. Д. Применение ожелезненной извести в сталеплавильном производстве // Сталь. - 1997. - № 3. С. 25-26.

14. Oht К.Н., Stradtmann J., Rellcrmcier H., Ulrich W. Toninduatrle Zeltupg und keramlsbe Rundschau, 1968. - Р. 348-352.

15. Клейн A. Л. и др. «Теория и практика металлургии», 1960. - С. 37-46.

Размещено на Allbest.ru