CC BY
176
агггггггкщ-атитгп /in Q
-4 (89), 2017/ IUV
УДК 621.74.669.715 Поступила 10.11.2017
БЕЗОТХОДНАЯ ТЕХНОЛОГИЯ ПЕРЕРАБОТКИ АЛЮМИНИЕВОЙ СТРУЖКИ И ШЛАКОВ В КОРОТКОПЛАМЕННОЙ РОТОРНОЙ ПЕЧИ
WASTELESS TECHNOLOGY OF PROCESSING OF ALUMINUM CHIPS AND SLAGS IN A SHORT-FLAME ROTARY FURNACE
Л. В. ТРИБУШЕВСКИЙ, Б. М. НЕМЕНЕНОК, Г. А. РУМЯНЦЕВА, И. А. ГОРБЕЛЬ, Белорусский национальный технический университет, г. Минск, Беларусь, пр. Независимости, 65, E-mail: nemenenok@tut.by
L. V. TRIBUSHEVSKIY, B. M. NEMENENOK, G. A. RUMIANTSЕVA, I. A. GORBEL,
Belarusian National Technical University, Minsk, Belarus, 65, Nezavisimosty ave. E-mail: nemenenok@tut.by
В работе приведены результаты исследований по плавке алюминиевой стружки и шлака в короткопламенной роторной печи. Предложены варианты использования образующихся вторичных шлаков для внепечной обработки стали в виде раскислителей и разжижителей рафинировочного шлака.
The paper presents the results of research on the melting of aluminum chips and slag in a short-flame rotary furnace. Variants of the use of secondary waste products for out-of-furnace treatment of steel in the form of deoxidizers and diluents of refining slag are suggested.
Ключевые слова. Алюминиевый шлак, роторная печь, безотходная технология, статистика, раскисление, десульфурация, разжижение шлака.
Keywords. Aluminum slag, rotary furnace, non-waste technology, statistics, deoxidation, desulfurization, slag thinning.
В настоящее время во многих странах приоритетными в государственной промышленной политике становятся малоотходные и безотходные технологии, чистые технологические процессы и промышленные производства, обеспечивающие комплексное использование всех видов сырья [1].
Постоянно растущие цены на энергоносители вместе с ужесточающимися положениями о защите окружающей среды являются движущей силой для разработки современных безотходных технологий рециклинга отходов алюминия. Создание такой технологии переработки стружки и шлаков алюминиевых сплавов является актуальной задачей и представляет научный, практический и экономический интерес. Один из путей повышения экономической эффективности работы предприятий - это снижение издержек, связанных с образованием и утилизацией экологически опасных отходов. Шлаки, образующиеся при плавке алюминия и его сплавов, представляют собой конгломерат высокотемпературных образований из смеси металла, оксидов и солей. При удалении шлака с поверхности расплава с ним захватывается значительное количество металла, достигающее 70-80% от массы шлака. На ОАО «Белцветмет» шлаки и стружка алюминиевых сплавов поступают разного состава и от различных производителей алюминиевого литья, что, в итоге, сказывается на ее засоренности, влажности, содержании металлического алюминия и фракционном составе [2, 3]. Значительные изменения в составе стружки и шлаков происходят и при их длительном хранении на открытых площадках в результате протекания химических реакций алюминия и его соединений с влагой воздуха. Все это приводит к росту безвозвратных потерь, снижению металлургического выхода и повышению себестоимости извлекаемого алюминия.
Эффективность процессов переработки алюминиевых стружки и шлаков зависит от многих факторов. Для выбора наиболее рациональных параметров технологии плавки в короткопламенной роторной печи, обеспечивающих минимальную себестоимость получаемого алюминиевого сплава, анализировали результаты 180 плавок. При проведении исследований в качестве компонентов шихты использовали алюминиевую стружку с засоренностью 25%, алюминиевые шлаки с содержанием 50-68% алюминия
шш
110/
А (89).2017 ' ^ 1 ^^
и просев алюминиевого шлака с фракцией более 10 мм. В ходе проведения плавок контролировали состав и массу шихты, засоренность стружки, металлургический выход, химический состав получаемого сплава и продолжительность плавки. Массу стружки в ходе плавок варьировали в пределах 140-440 кг, добавку шлака изменяли в пределах 0-360 кг, просев шлака добавляли в количестве 0-160 кг на плавку. Флюс при плавке не использовали.
Металлургический выход (МВ) от всей металлозавалки рассчитывали по формуле:
М -М —-М —
±т±спл прос 1 пп ±Т±ПШ 1 пп
МВ =--г-^ • 100 , %,
м,
сгр
1-
С 100
где Мспл - масса полученного сплава, кг; Мпрос - масса просева шлака в шихте, кг; а - количество алюминия, извлекаемого из просева шлака, %; Мшл - масса шлака в шихте, кг; Ь - количество алюминия, извлекаемого из шлака, %; Мстр - масса стружки алюминиевых сплавов в шихте, кг; с - засоренность стружки,%.
При расчете себестоимости получаемого сплава учитывали затраты на топливо, электроэнергию, шихтовые материалы и заработную плату с налогами для бригады плавильщиков в ценах 2015 г. (до деноминации). Результаты исследований по влиянию состава шихты на металлургический выход и длительность плавки подробно изложены в работе [2]. Себестоимость получаемого сплава является интегральной характеристикой, зависящей от ряда факторов: качества и стоимости сырья, длительности плавки и металлургического выхода. Поэтому зависимость себестоимости алюминиевого сплава от состава металлозавалки имеет экстремум, приходящийся на содержание шлака в шихте, соответствующее 25-30% (рис. 1). Увеличение доли шлака сверх указанного или ее уменьшение в составе металлозавалки приводит к росту себестоимости [3].
Отношение шлака к стружке в составе металлозавалки аналогично влияет на себестоимость получаемого сплава, при этом минимальная себестоимость 20,09-20,2 тыс. руб. за 1 кг сплава отмечается при отношении шлака к стружке на уровне 32-50%. Для данного соотношения компонентов наблюдаются также малая длительность плавки и максимальный металлургический выход.
Проведение серии плавок на шихте, состоящей из стружки с засоренностью 25% и просева шлака, показало, что минимальная себестоимость 1 кг сплава на уровне 20,7 тыс. руб. обеспечивается при отношении просева шлака к стружке 27%. При этом металлургический выход составляет 86,3%, а длительность плавки - примерно 77 мин. Максимальная себестоимость порядка 22,2 тыс. руб. отмечается при отношении просева шлака к стружке 34%. Для данного состава шихты характерна меньшая длительность плавки («69 мин) при металлургическом выходе 80,5%. Очевидно, что для данного состава шихты на снижение себестоимости сплава более сильное влияние оказывает показатель металлургиче-
5
з
«5
65
45
5 25 7.
20
1 N
\ ^ \
40 60
Дпля шлака и мсталлозаиалкС, %
100 г 26
90 .
КО ^
X
5? |
Э
70
60
-22
-20
б 7
X
£
и |
48
80
Рис. 1. Влияние доли шлака в металлозавалке на металлургический выход (7), длительность плавки (2), себестоимость получаемого сплава (3)
АПТгГГГ КЪШТГП'.Г. 1111
-4 (89), 2017 I III
ского выхода. Даже увеличение длительности плавки на 3 мин не сказывается на изменении себестоимости, если отмечается незначительное (0,5%) повышение металлургического выхода. Анализ проведенных плавок показывает, что состав шихты существенно влияет на металлургический выход, длительность плавки и себестоимость получаемого сплава. При этом результирующий показатель (себестоимость) получается минимальным на уровне 20,0-20,2 тыс. руб. при доле шлака в металлозавалке 25-30% и отношении шлака к стружке 35-45%.
Следует отметить, что максимальный диапазон изменения себестоимости получаемого сплава в зависимости от исследованных вариантов состава шихты составляет 3-5 тыс.руб. за 1 кг без учета затрат на экологический налог и захоронение образующихся отходов. Дальнейшее снижение себестоимости возможно при реализации безотходной или малоотходной технологии плавки, которая предусматривает не захоронение образующихся отходов от вторичной плавки, а использование их для производства нового товарного продукта, востребованного в металлургии или других производственных сферах [4].
В качестве такого продукта была выбрана алюминиевая раскислительная смесь (АРС). Согласно техническим условиям ТУ BY 700028768.003-2008 на данный материал, в нем должно содержаться 20-24% А1, 50-65% Al2O3, 1,5-7% C, 4-6% Fe2O3, до 6% (Na2O + K2O), 4-6% CaO, 4-6% MgO. Для получения такой смеси использовали измельченный вторичный шлак, полученный при плавке в короткопламенной роторной печи в качестве отхода. К нему добавляли отсев алюминиевой стружки для получения необходимой концентрации по Al, CaO и MgO.
При плавке стали в большегрузных электродуговых печах удаление серы из расплава стали проводится за пределами плавильного агрегата на установке «печь-ковш». Необходимыми условиями для ее удаления из расплава стали в шлак являются высокая основность шлака и его низкая окисленность. Высокая основность шлака обеспечивается добавками извести в сталеразливочный ковш, а для получения низкой окисленности шлака проводят его обработку раскислительными смесями типа АРС. Алюминий, содержащийся в АРСе, в количестве 20-24% взаимодействует с оксидами железа и марганца и, тем самым, снижает окисленность шлака. Таким образом, создаются благоприятные условия для удаления серы в шлак [5]:
FeO + Al = A12O3 + Fe, MnO + Al = A12O3 + Mn, FeS + CaO = CaS + FeO.
Присадку алюминиевой раскислительной смеси ^PC) осуществляли сразу после выпуска расплава из ДСП и при дальнейшей обработке металла на установке «печь-ковш». АРС вводили порциями по 20-40 кг с общим расходом 40-120 кг на плавку. Цвет шлака в сталь-ковше в ходе обработки в зависимости от окисленности (суммы оксидов FeO и MnO) изменялся с черного до светло-серого и белого. Содержание A12O3 сразу после присадки АРС в среднем составляло 17,27%, но при дальнейшей обработке расплава в ходе присадки шлакообразующих снижалось, достигая в среднем 13,38%. Одновременно понижалось и содержание оксидов железа и марганца, сумма которых к концу обработки снизилась в среднем с 2,25 до 1,37%.
После обработки шлака АРС визуально отмечалось повышение его жидкотекучести, достигавшей максимума при присадке 100 кг АРС и более. При этом ухудшение разливаемости стали на опытных плавках не происходило. Положительное влияние алюминиевых шлаков на снижение вязкости сталеплавильных шлаков отмечают и авторы работ [4, 5]. Степень десульфурации стали с использованием АРС находилась в пределах 23,9-61,1% и в среднем составила 38,7%. Степень десульфурации сравнительных плавок находилась в пределах 17,0-57,1% и в среднем составляла 35,5%. Применение алюминийсодер-жащих шлакораскислительных смесей при обработке расплава на установке «печь-ковш» ограничено из-за опасности увеличения содержания алюминия в металле, что негативно отражается на разливаемо-сти стали. Меньшая продолжительность нахождения расплава под рафинировочным шлаком, а также неудовлетворительное его раскисление и являются одной из причин сравнительно невысокой степени десульфурации стали.
При проведении второй серии опытных плавок содержание A12O3 в исходном шлаке в среднем составляло 9,18%, что являлось результатом раскисления расплава алюминием во время выпуска стали из ДСП. В ходе дальнейшей обработки расплава присадками АРС содержание Al2O3 в шлаке повышалось, достигая в среднем 11,97%, одновременно отмечалось снижение содержания оксидов железа и марганца, сумма которых к концу обработки составляла в среднем 0,73%.
112/
/хггггг: г/;гтшглтг:п
4 (89), 2017-
При выплавке стали 20ХНР присадка плавикового шпата при обработке на установке «печь-ковш» не осуществлялась, а АРС присаживали двумя порциями по 60 кг с общим расходом 120 кг на плавку. По визуальной оценке, жидкотекучесть шлака данной плавки соответствовала жидкотекучести шлака плавок, на которых использовали как плавиковый шпат (CaF2), так и АРС. Степень десульфурации стали, обработанной с использованием АРС, соответствует степени десульфурации стали, обработанной с использованием штатных раскислителей (62,0 и 62,5% соответственно). Основываясь на результатах опытных плавок, была предложена схема безотходной технологии переработки алюминиевой стружки и шлаков в короткопламенной роторной печи (рис. 2).
Следует отметить, что в зависимости от требований потребителя и состава шихты металлопродукция может производиться в виде чушек массой 15 кг, «пирамидок» или алюминиевых гранул, получаемых по сухой технологии. Представленная схема реализована на НПФ «Металлон» в 2006 г. и на протяжении 10 лет предприятие обеспечивает раскислительной смесью Белорусский металлургический завод и другие предприятия. В настоящее время производство АРС налажено на ОАО «Белцветмет».
Эффективность рафинирующей обработки стали на установке «печь-ковш» во многом определяется составом рафинирующего шлака. По данным Д. А. Дюдкина с соавторами [6], оптимальный состав шла-
Рис. 2. Схема безотходной технологии переработки алюминиевой стружки и шлаков
г: ктмжг г
' 4 (89),
2017 / 113
ка в конце рафинирующей обработки должен быть следующим: 58,0-62,0% СаО; 8,0-10,0% SiO2; 6,08,0% MgO; 20,0-25,0% А1203; < 0,5% FeO; 0,13-0,15% МпО. На практике шлак такого состава называют «белым» из-за светлого цвета, который бывает при низком содержании FeO. При обеспечении «белого» шлака степень десульфурации металла достигает 70-85% [7]. Исследование 238 составов рафинировочных шлаков при обработки стали 80К на установке «печь-ковш» на Белорусском металлургическом заводе свидетельствует о их значительном разбросе. Так, содержание SiO2 изменяется от 15,1 до 56,6%, СаО - от 25,7 до 66,0, MgO - от 1,94 до 11,89, А1203 - от 1,18 до 4,24, FeO - от 0,01 до 2,5, МпО - от 0,01 до 3%. Результаты статистической обработки составов рафинировочного шлака для стали 80К приведены на рис. 3-10.
Из рис. 3 видно, что максимальное количество случаев приходится на содержание SiO2 30,0-40,0% и намного превышает оптимальную концентрацию SiO2 для рафинировочных шлаков [6]. Учитывая, что футеровка сталеразливочного ковша основная, то превышение в рафинировочных шлаках оптимальных концентраций SiO2 может приводить к взаимодействию с MgO футеровки и вызывать ее коррозию в зоне шлакового пояса.
27.5 32.5 37.5 42.5 47.5 Содержание ХЮ> в шлаке, %
Рис.3. Диаграмма изменения содержания БЮ2 в рафинировочных шлаках для стали 80К
Содержание Сз
Рис. 4. Диаграмма изменения содержания СаО в рафинировочных шлаках для стали 80К
114 / 4 (89
тк: г: г^7Шглтг:п
4 (89), 2017
1.75 2.25 2.75 3.25 3.75 Содержание А1,0) в шлаке, %
Рис. 5. Диаграмма изменения содержания А1203 в рафинировочных шлаках для стали 80К
Рис.
1.5 3.5 4.5 5.5 6.5 7.5 8.5 9.5 10.5 11.5 Содержание МйО в шлаке. %
6. Диаграмма изменения содержания MgO в рафинировочных шлаках для стали 80К
Рис
Содержание МпО
7. Диаграмма изменения содержания МпО в рафинировочных шлаках для стали 80К
/
-4 (89), 2017 I 1111
Содержи ж |е РеО 1
Рис. 8. Диаграмма изменения содержания ЕеО в рафинировочных шлаках для стали 80К
0.75 1.25 1.75 2.25 2.75 О кислен но сть (ГеО+МпО) шлаки, %
Рис. 9. Диаграмма изменения окисленности (ЕеО + МпО) рафинировочного шлака для стали 80К
Рис. 10. Диаграмма изменения основности рафинировочного шлака для стали 80К
116 /
/хггггг: кътжпъ
4 (89), 2017-
Распределение содержания CaO в рафинировочных шлаках (рис. 4) полностью подчиняется закону нормального распределения за исключением 2% составов и наибольшее количество случаев приходится на диапазон концентраций 45,0-60,0%, что ниже рекомендуемых в работе [6]. Как следует из рис. 5, распределение концентраций AI2O3 в рафинировочных шлаках также подчиняется закону нормального распределения с преобладающим количеством случаев в интервале 2,5-3,5%. Такая низкая концентрация AI2O3 в рафинировочных шлаках объясняется спецификой производства кордовой стали из-за опасности ее загрязнения труднодеформируемыми включениями корунда. Этим, очевидно, можно объяснить отличие в 5-6 раз от оптимального содержания данного оксида в рафинировочных шлаках.
В отношении распределения MgO (рис. 6) следует отметить, что в интервале концентраций 2,0-9,0% оно подчиняется закону нормального распределения и максимальное количество случаев приходится на концентрацию 4,0-7,0%, что ниже оптимальных значений. Вместе с тем, около 14% шлаков содержат в своем составе от 9,0 до 12,0% MgO. Отметим, что оксид магния повышает вязкость шлаков и ухудшает процесс десульфурации, но замедляет растворение футеровки ковша в зоне шлакового пояса [8].
Относительно распределения MnO в рафинировочных шлаках (рис. 7) можно отметить, что в подавляющем большинстве случаев (более 72%) содержание MnO не превышает 0,5%. Вместе с тем, ряд составов шлаков (около 16%) имеют содержание оксида марганца от 1,0 до 3,0%. Почти такая же зависимость наблюдается и в отношении содержания в шлаке FeO (рис. 8). Примерно 55% составов шлаков содержат FeO от 0,01 до 0,5%. При этом встречаются составы шлаков с концентрацией FeO от 0,5 до 1,5% (около 37% случаев) и около 9% шлаков содержат более 1,5% FeO, что свидетельствует о плохой раскисленности рафинировочного шлака и значительно превышает оптимальное содержание FeO [6]. Подобная зависимость только без резких колебаний сохраняется и в отношении окисленности рафинировочного шлака (рис. 9). Максимально допустимая концентрация (FeO + MnO) в оптимальном составе рафинировочного шлака не должна превышать 0,65% [6]. Таким требованиям соответствует только около 50% составов шлаков, а все остальные характеризуются окисленностью от 1,0 до 3,5%.
Диаграмма распределения основности шлака (рис. 10) практически соответствует закону нормального распределения с максимальным количеством случаев (около 45%), приходящихся на основность 1,75. Для оптимального состава рафинировочного шлака основность должна составлять более 2,0 [6]. Такие колебания по содержанию основных компонентов шлака сказываются на стабильности процессов раскисления и десульфурации стали, ее загрязненности неметаллическими включениями и стойкости футеровки сталеразливочного ковша в зоне шлакового пояса. Поэтому необходимо обратить внимание на операцию диффузионного раскисления шлака с целью минимизации содержания в нем оксидов железа и марганца. Вместе с тем, следует отметить, что при использовании составов АРС с фракцией менее 1 мм наблюдается повышенное пылегазовыделение и часть раскисляющей смеси сгорает под сводом установки «печь-ковш» или удаляется системой пылегазоочистки, не достигнув поверхности расплава, что затрудняет подачу раскислительной смеси из бункеров непосредственно на шлак по всей обрабатываемой поверхности.
Учнтывая положительное влияние АРС на жидкоте-кучесть рафинировочных шлаков, провели анализ диаграммы состояния CaO - Al2O3 [9] (рис. 11). Из рисунка видно, что в системе CaO - AI2O3 существуют соединения C3A (3CaOAl2O3), C5A3 (5CaO3Al2O3), CA (CaOAl2O3) и CA2 (CaO 2Al2O3) с температурами плавления ниже 1600 °С. Данные о сосуществовании фаз и их температурах плавления приведены в табл. 1 [9].
Анализ диаграммы состояния системы CaO-SiO2-Al2O3 (рис. 12) показывает, что при определенном соотношении компонентов в шлаке можно обеспечить температуру его плавления значительно ниже 1400 °С. Например, шлак, содержащий 23% Al2O3, 42% SiO2 и 35% CaO, плавится при температуре 1266 °С, а шлак с содержанием 10% Al2O3, 45% SiO2 и 45% CaO имеет температуру плавления 1311 °С. Реальные рафинировочные шлаки могут иметь и более низ-Рис. 11. Диаграмма состояния системы кие температуры плавления вследствие наличия в них дру-
CaO - Al2O3 [9] гих компонентов.
/
-4 (89), 2017 I МШИ
Т а б л и ц а 1. Состав и температура плавления некоторых сосуществующих фаз системы СаО - А12О3 [9]
Сосуществующие фазы Процесс Состав, мас.% Температура, °С
СаО А1203
СаО+3СаОА1203 + жидкость Инконгруэнтное плавление 57,0 43,0 1535
3СаО ■ А1203 + 5СаО ■ 3А1203 + жидкость Эвтектика 50,0 50,0 1395
5СаО3 А1203 + жидкость Плавление 47,8 52,2 1455
5СаО ■ 3 А1203 + СаО ■ А1203 + жидкость Эвтектика 47,0 53,0 1440
СаОА1203 + жидкость Плавление 35,4 64,5 1610
СаО ■ А1203 + СаО ■ 2А1203 + жидкость Эвтектика 33,5 66,5 1590
ПТО*
Рис. 12. Диаграмма состояния системы СаО-БЮ2-А1203 [10]
Авторы работы [11] также отмечают положительное влияние А1203 на разжижение шлака и повышение стойкости футеровки сталеразливочного ковша и рекомендуют использовать для этих целей глино-земсодержащий материал Рантал 50ГР (производство ООО «РАНТАЛ», г. С.-Петербург) и глиноземсо-держащие брикеты (производство ОООИ «РОИС», г. Екатеринбург) (табл. 2).
Т а б л и ц а 2. Составы глиноземсодержащих материалов для разжижения шлака [11]
Материал Массовая доля,%
Т1О2 А1 •г^1мет А^3 81О2 СаО М§О Ре203 №20 К20 хлориды примеси
Рантал50ГР 1,98 - 72,1 20,0 0,71 0,70 2,05 0,52 0,31 - 2,95
Брикеты ОООИ «РОИС» - 3,3 55,7 6,04 1,91 12,6 2,74 4,3 3,7 8,1 11,9
Таким образом, вводя в рафинировочные шлаки добавки, содержащие СаО с А1203, можно регулировать жидкотекучесть шлаков и отказаться от использования плавикового шпата (CaF2), который является экологически опасным веществом, обладает высокой стоимостью и агрессивно взаимодействует с футеровкой сталеразливочного ковша [11]. По данным работы [4], содержание в шлаках 20-25% А1203 исключает необходимость использования плавикового шпата для их разжижения. Следует также учитывать, что алюминаты с высоким содержанием кальция (С3А, С5А3) имеют более высокую способность поглощать CaS, чем алюминаты с высоким содержанием глинозема (СА, СА2), при этом растворимость CaS сильно зависит от температуры [12].
I 4 (89), 2017-
В качестве исходных материалов для получения разжижителей рафинировочного шлака использовали вторичные алюминиевые или отвальные шлаки после длительного хранения на открытом воздухе с добавлением в них отсева извести и связующего. Длительное хранение алюминиевого шлака на открытой площадке способствует окислению остаточного алюминия до AI2O3 и вымыванию солей. Гранулирование или прессование полученной смеси с последующей тепловой обработкой позволяет получать материал необходимой прочности, что облегчает его дозирование и ввод в сталеразливочный ковш практически без пыле- и газовыделения. Таким образом, предлагается безотходная технология переработки алюминиевой стружки и шлака с получением металлического алюминия и нового товарного продукта в виде разжижителя рафинировочного шлака.
Литература
1. Гогин В. Б. Современные направления развития технологии рециклинга алюминия (по материалам 3-й конференции «Рециклинг алюминия». М. 29-31 марта 2006 г.) / В. Б. Гогин, Д. А. Шадаев // Технология легких сплавов. 2006. № 4. С. 101-118.
2. Анализ процесса плавки алюминиевой стружки и шлака в короткопламенной роторной печи / Л. В. Трибушевский [и др.] // Литье и металлургия. 2015. № 2. С. 42-48.
3. Влияние состава шихты на себестоимость получаемого сплава при плавке в короткопламенной роторной печи / Л. В. Трибушевский [и др.] // Металлургия: Респ. межвед. сб. науч. тр. Минск: БНТУ, 2015. № 36. С. 151-158.
4. Леонтьев Л. И. Переработка и утилизация техногенных отходов металлургического производства / Л. И. Леонтьев, В. И. Пономарев, О. Ю. Шешуков// Экология и промышленность России. 2016. Т.20. № 3. С. 24-27.
5. Кудрин В. А. Теория и технология производства стали / В. А. Кудрин. М.: Мир, 2003. 528 с.
6. Производство стали на агрегате «ковш-печь» / Д. А. Дюдкин [и др.]. Донецк: ООО «Юго-Восток, ЛТД», 2003. 300 с.
7. Процессы десульфурации в агрегате печь-ковш с полыми электродами / Е. Б. Агапитов [и др.] // Сталь. 2008. № 8. С. 37-40.
8. Магнезиальные флюсы и особенности их использования при плавке стали / Г. А. Румянцева [и др.]// Металлургия: Респ. межвед. сб. науч. тр. Минск: БНТУ, 2016. № 37. С. 31-37.
9. Бобкова Н. М. Физическая химия тугоплавких неметаллических и силикатных материалов / Н. М. Бобкова. Минск: Выш. шк., 2007. 301 с.
10. Воскобойников В. Г. Общая металлургия / В. Г. Воскобойников, В. А. Кудрин, А. М. Якушев. М.: ИКЦ «Академкнига», 2005. 768 с.
11. Повышение стойкости футеровки агрегатов внепечной обработки стали / А. А. Метелкин [и др.]. Нижний Тагил: НТИ УрФУ, 2015. 144 с.
12. Дюдкин Д. А. Совершенствование технологии использования порошковых проволок в металлургии стали / Д. А. Дюдкин, В. В. Кисиленко, С. Б. Бать // Сталь. 2007. № 8. С. 25-29.
References
1. Gogin V. B., Shadayev D. A. Sovremennye napravleniya razvitiya tekhnologii retsyklinga alyuminiya (po materialam 3-y konferentsii «Retsikling alyuminiya» [Modern trends in the development of aluminum recycling technology]. Tekhnologiya legkikh splavov = Technology of light alloys. 2006, no 4, pp. 101-118.
2. Tribushevskiy L. V., Nemenenok B. M., Rumyantseva G. A., Rimoshevskiy V. S. Analiz protsessa plavki alyuminievoy struzhki i shlaka v korotkoplamennoy rotornoy pechi [The analysis of process of meltiung of aluminium shaving and slag in the short-flame rotor furnace]. Lite i metallurgiya = Foundry production and metallurgy, 2015, no 2, pp. 42-48.
3. Tribushevskiy L. V., Nemenenok B. M., Rumjantseva G. A., Gorbel 1 A. Vliyanie sostava shikhty na sebestoimost poluchaemogo splava pri plavke v korotkoplamennoy rotornoy pechi [Influence of the composition of the charge on the cost of the resulting alloy during melting in a short-flame rotary furnace]. Metallurgija: Respyblikanskiy mezhvedomstvennyi sbornik nauchnyh trudov = Metallurgy: Republican interdepartmental collection of scientific works, Minsk, BNTU Publ., 2015, vyp.36, pp.151-158.
4. Leont'ev L. I., Ponomarev V. I., Sheshukov O. Yu. Pererabotka i utilizatsija tekhnogennykh otkhodov metallurgicheskogo proizvodstva [Processing and utilization of industrial wastes of metallurgical production]. Ekologija ipromyshlennostRossii = Ecology and industry of Russia, 2016, vol.20, no 3, pp. 24-27.
5. Kudrin V. A. Teorija i tekhnologijaproizvodstva stali [Theory and technology of steel production]. Moscow, Mir Publ., 2003. 528 p.
6. Dyudkin D. A., Bat S. Yu., Grinberg S. E., Marintsev S. N. Proizvodstvo stali na agregate «kovsh-pech» [Steel production on the ladle furnace unit]. Donetsk, OOO «Yugo-Vostok, LTD» Publ., 2003. 300 p.
7. Agapitov E. V., Bigeev V. A., Erofeev M. M., Pokataeva M. A. Protsessy desylfuratsii v agregate pech-kovsh s polymielektrodami [Desulphurization processes in a ladle furnace with hollow electrodes]. Stal = Steel, 2008, no 8, pp. 37-40.
8. Rumjantseva G. A., Nemenenok B. M., Tribushevskiy L. V., Gorbel I. A. Magnezialnye flyusy i osobennosti ikh ispolzovanija pri plavke stali [Magnesia fluxes and features of their use in the melting of steel]. Metallurgiya: Respublicanskij mezhvedomstvennyi sbornik nauchnyh trudov = Metallurgy: Republican interdepartmental collection of scientific works, Minsk, BNTU Publ., 2016, vyp. 37, pp. 31-37.
9. Bobkova N. M. Fizicheskaja khimija tugoplavkikh nemetallicheskikh i silikatnykh materialov [Physical chemistry of refractory nonmetallic and silicate materials]. Minsk, Vysheyshaja shkola Publ., 2007, 301 p.
10. Voskoboynikov V. G., Kudrin V. A., Jakushev A. M. Obshchaja metallurgija [General Metallurgy]. Moscow, IKTS «Akademkniga», Publ., 2005. 768 p.
11. Metelkin A. A., Sheshukov O. Yu., Nekrasov I. V., Shevchenko O. 1 Povyshenie stoykosti futerovki agregatov vnepechnoy obrabotki stali [Increasing the lining stability of the out-of-furnace steel treatment units]. Nizhniy Tagil: NTI UrFU Publ., 2015. 144 p.
12. Dyudkin D. A., Kisilenko V. V., Bat S. V. Sovershenstvovanie tekhnologii ispolzovanija poroshkovykh provolok v metallyrgii stali [Perfection of the technology of the use of powder wires in metallurgy of steel]. Stal = Steel,2007, no 8, pp. 25-29.
