Все о металле, его обработке и переработке
Партнеры
  • .

Рафинирования стали

Качество стали можно повысить, вводя в металл в струе ар­гона твердые порошкообразные шлакообразующиеся материалы, РЗМ, кальцийсодержащие сплавы и их смеси. Так, на одном из крупнейших в нашей стране конвертерных цехов в качестве реа­гентов для внепечного рафинирования стали используют порошко­образный силикокальций, порошкообразные смеси извести и пла­викового шпата (80:20), извести с силикокальцием, плавикового шпата с силикокальцием, извести с плавиковым шпатом и силико­кальцием.

Для плавок, обрабатываемых порошкообразными материалами, используют ковши, футерованные шамотным или основным огне — упором (во втором случае увеличивается степень рафинирования металла).

При выпуске плавок, направляемых на обработку порошкооб­разными реагентами, полностью отсекают конвертерный шлак и в ковш дают смесь извести и плавикового шпата (3—4 кг/т стали). Сталь обрабатывают рафинирующими порошкообразными реаген­тами под слоем жидкого синтетического шлака, который наводят во время выпуска плавки. Расход аргона в 350-т плавках при вду­вании в металл порошкообразных реагентов составляет 40—• 80 м3/ч (концентрация порошка 30—70 кг/м3 аргона). В течение 15 мин в металл вводится порошка от 1 до 4 кг/т стали.

В ряде зарубежных стран широко применяется внепечное ра­финирование стали вдуванием в металл порошков кальция и маг­ния (или их сплавов) в струе аргона. Продувку осуществляют с помощью водоохлаждаемой фурмы, опускаемой почти до дна ков­ша, футерованного основным огнеупором. Описанный метод (в ФРГ он назван CAB процессом) способствует значительному повышению ряда показателей качества стали: при расходе в со­ставе кальций — и магнийсодержащего сплава Ca-J-Mg=I кг/т, SiCa и CaC2 2—3 кг/т стали степень десульфурации металла со­ставляет 0,9 ([S] нач — 0,02%, [S] кон — 0,002 %), [О] кон — 0,0015— 0,003 %. Кроме того, качество стали улучшается в результате сни­жения неметаллических включений и изменений их формы. Обра­зующиеся жидкие алюминаты кальция коалесцируют и легко удаляются из металла, а оставшиеся глобулярные включения алю­минатов кальция при прокатке не деформируются, что обусловли­вает увеличение ударной вязкости готовой стали в три-четыре ра­за (при —50 0C и +50 °С) и относительного сужения поперечного сечения образцов в два-три раза по сравнению с этими показате­лями при обычном методе раскисления.

В последние годы уделяют большое внимание микролегирова­нию и модификации жидкой стали кальцием, РЗМ, ниобием, ва­надием, титаном и алюминием. Это позволяет выплавлять в кис­лородно-конвертерных цехах особокачественную сталь ответствен­ного назначения при высокой производительности. Так, в СССР создана и внедрена в массовое производство (в том числе в кон­вертерных цехах) низколегированная сталь 09Г2ФБ ([С] =0,13 %; [Si] =0,35%; [Mn] = 1,7 %; [Al] =0,02-0,05 %; [Р]=0,020 %; [S] =0,010 %; [Nb] =0,05 %; [V]=0,09%; [N] =0,008 %), пред­назначенная для изготовленных в северном исполнении прямошов — ных газопроводных труб диаметром 1420 мм, эксплуатируемых при давлении 7,5 МПа. Высокая ударная вязкость стали (не ме­нее 0,9 МДж/м2 при t=—15 0C) и необходимый уровень прочности (ств^550 МПа, сгт > 450 МПа) достигнуты микролегированием не­большими добавками ниобия и ванадия.

5.12. контроль и управление

Кислородно-конвертерным процессом

При упрощенном методе контроля кислородно-конвертерного процесса промежуточную повалку конвертера производят, когда норма расхода кислорода почти полностью реализована. В это время отбирают пробы металла и шлака и замеряют температуру ванны термопарой погружения (платино-платинородиевой или вольфрамомолибденовой). Экспрессное определение [С] осуществ­ляют с помощью приборов термо-э. д. с. или карбометров. Для пол­ного экспресс-анализа металла широко применяются квантометры и вакуумные квантометры. В случае необходимости плавки доду- ваются.

Целью всех методов контроля и автоматического управления ходом плавки является получение в конце продувки заданного содержания углерода, фосфора, серы и других примесей, а также оптимальных для стали данной марки температуры, окисленности •и основности шлака. При четком контроле хода плавки обеспечи­ваются повышение качества стали и увеличение производительно­сти конвертера, так как в этом случае сокращается до минимума время повалок и корректировочных операций (додувок, охлажда­ющих добавок, ожидания результатов анализов).

В связи с отсутствием полной информации о шихтовых мате­риалах и наличием колебаний отдельных технологических пара­метров по ходу плавок (так называемых «помех») автоматическая система управления (АСУ) кислородно-конвертерным процессом используется лишь частично, хотя отдельные ее узлы (дозирование присадок сыпучих, регулирование интенсивности продувки и поло­жения фурмы) в ряде цехов работают по заданной программе. В настоящее время АСУ действует в режиме «советчика мастера», т. е. дополняет контроль хода плавки по внешним признакам (вид искр, факела, интенсивность выбросов), времени продувки, опре­деляемом на основе данных предыдущих плавок, показаниям из­мерительных приборов, в частности интегратора кислорода, фик­сирующего расход его с начала плавки.

Шихтовка плавок производится с помощью номограмм, специ­альных линеек, таблиц и на основе результатов предыдущей плав­ки. При таких методах контроля получение заданных химического состава, других показателей процесса и качества стали зависит от опыта ведущего плавку.

В кислородно-конвертерных процессах применяются как стати­ческие, так и динамические системы контроля и автоматизации процесса.

В статических системах используются математические модели, в которых допускается независимость ряда входных параметров от времени, а значения выходных параметров плавки к моменту окон­чания продувки прогнозируются как функции входных без учета ее длительности. Не во всех случаях статические модели достаточ­но обоснованы, так как конечные результаты плавки зависят не только от интегральных и средних значений параметров в начале, по ходу и в конце плавки, но и от интенсивности и времени их из­менения в процессе продувки. Например, на количество окислен­ного углерода наряду с общим расходом кислорода влияет также и интенсивность продувки, от которой зависит коэффициент его использования; зависимость ряда показателей от положения фур­мы Яф определяется не только средним значением Яф, но и изме­нением его во время продувки; состав и физическое состояние ко­нечного шлака, а также содержание фосфора и серы в готовой стали зависят как от интегрального расхода шлакообразующих ма­териалов, так и от времени их присадок и состояния шлака по ходу продувки.

В статических системах применяются аналоговые и цифровые электронно-вычислительные машины (ЭВМ), в которых задается определенная программа (алгоритм), отражающая математичес­кую модель процесса. Для составления последней обычно исполь­зуют данные материального и теплового балансов плавок и реша­ют задачу о необходимых исправлениях по ходу продувки ванны и раскисления (дополнительные добавки, изменения расхода кис­лорода), которые бы обеспечили получение желаемых результатов при заданных начальных условиях. Таким образом, статическая модель процесса практически ничем не отличается от схемы рас­чета шихты и теплового баланса плавки.

В цифровую ЭВМ автоматически или вручную задается инфор­мация о составе чугуна, флюсов, охладителей, стали в конце про­дувки, их температуре, чистоте кислорода, основности конечного шлака, положении фурмы. Машина на основе полученной инфор­мации и алгоритма процесса прогнозирует ход плавки (определя­ет количество чугуна, лома и сыпучих материалов, время их вво­да, расход кислорода на плавку и момент остановки продувки) и дает соответствующие команды.

Достижению высокой эффективности прогнозирования с помо­щью статических систем препятствуют недостаточная точность сведений об исходных параметрах, а также существенные колеба­ния угара железа, потерь металла с выбросами и степени усвое­ния кислорода, зависящие от многих трудноучитываемых физико — химических факторов. Некоторые сведения, являясь точными, по­ступают в АСУ со значительным опозданием: так, химический состав чугуна часто бывает известен только к середине продувки. Кроме того, длительность дозирования, взвешивания и транспор­тировки чугуна и лома может превысить продолжительность плав­ки в два раза и более. Сотрудники кафедры автоматизации метал­лургических процессов Сибирского металлургического института и отделения АСУ конвертерного цеха Запсиба разработали и внед­рили двухступенчатую схему статической управляющей системы (рис. 5.15), сущность которой заключается в следующем. Вначале по имеющейся предварительной информации и данным о прошед­ших плавках определяют общий расход сыпучих материалов и кислорода и его изменение по ходу предстоящей плавки. В это же время заказывают расчетные массы чугуна и лома на одну пла­вку вперед. Затем на основе уточненной и дополнительной инфор-


Г"

U%T)

UP(I,T)

"1

Управляющая Вычислительная машина

1. Формирование информа­ции о технологическом процессе и о производст­венных заданиях

V-T

^jv

N

N

N

2. Алгоритм программного управления А*

3. Алгоритм корректирую­щего управления А*

Исполнительные системы

4. Дозирование чугуна, лома, на­чальных порций издести и агло­мерата, выбор положения фурмы и интенсивности дутья дначаль­ный период продувки

5. Дозирование дополнительных порции извести, агломерата, бь/Sop положения фурмы и интен­сивности дутья в середине и конце продувки


Конвертерная плавка

I

3

4


Рис. 5.15. Схема двухступенчатого управления кислородно-конвертерным про­цессом:

T — время по ходу продувки; ll*((, t)—программируемый (планируемый’) режим присадок извести, положения фурмы, продувки ванны кислородом и подачи раскислителен в ковш в предстоящем t-м цикле; Z’(i) —оценки начальных и конечных условий (химический состав чугуна, вид лома н др.) предстоящей i-ii плавки; Z(i— I1 t)…Z(C — I, t) —фактическая информация о начальных и конечных значениях н о динамике контролируемых переменных предыдущих I плавок; V (i, t) —корректирующее управление технологией плавки

Мации, полученной по ходу текущей плавки, корректируют про­грамму управления технологией следующей плавки.

Таким образом, недостаток статических систем частично устра­няется путем ввода в программу дополнительной информации, по­лученной на основе результатов предыдущих плавок (или проме-. жуточной повалки), и оценки расхождения между прогнозируемы­ми и Фактически достигнутыми на проведенной плавке показате­лями (температура и состав стали).

В связи с недостатками статических систем все большее рас­пространение получают динамические системы автоматизации, в которых входные и выходные параметры рассматриваются во вре­мени (в динамике). В таких системах, основанных на управлении процессом с обратной связью, кроме начальных параметров ис­пользуется непрерывная информация о ходе плавки, т. е. о теку­щих значениях управляемых параметров. Последние получаются с помощью специальных датчиков, надежность работы которых (в ряде случаев недостаточная) и определяет успешность функцио­нирования системы управления. Динамическая система на основе полученной информации (главным образом о температуре стали и [С]) воздействует на ход процесса (изменяет интенсивность про­дувки, положение фурмы и т. д.), своевременно регулируя темпе­ратуру, скорость окисления примесей и другие параметры и обес­печивая проведение плавки по оптимальному пути.

К числу параметров процесса, особенно важных для контроля, относятся [С], Vc, температура ванны и изменение ее уровня.

В последнее время применяется (обычно в исследовательских целях) непрерывное измерение температуры ванны термопарами, горячий спай которых защищается специальными высокоогнеупор­ными чехлами (из диборида циркония или металлической керами­ки). Огнеупорную пробку с термопарой вставляют в отверстие в кладке конвертера и уплотняют вермикулитом с обмазкой. Нако­нечник термопары устанавливают заподлицо с футеровкой, а уро­вень отверстия подбирают так, чтобы разница показаний данной термопары и термопары погружения была минимальной. При хо­рошем качестве чехлов термопары непрерывного измерения тем­пературы металла служат 10—20 плавок. Однако широкое их ис­пользование в практике пока еще тормозится недостаточной средней стойкостью чехлов и сложностью их быстрой замены.

Перспективным и используемым в практике работы некоторых зарубежных цехов является способ периодического замера темпе­ратуры ванны tB «бомбами» — термопарами одноразового употреб­ления, вводимыми в конвертер по ходу продувки с помощью гиб­кого отгорающего троса.

На некоторых заводах испытывают способ непрерывного заме­ра tB оптическим пирометром, вводимым в конвертер с помощью водоохлаждаемой трубы — фурмы. Пирометр от брызг металла защищают, отдувая их аргоном или азотом.

Для непрерывного контроля [С] на некоторых заводах приме­няют способ динамического баланса углерода, основанный на не­прерывном определении содержания в отходящих газах (в ками­не) СО и CO2 и общего расхода газов в единицу времени. По этим данным и мгновенным балансам рассчитываются массовая ско­рость выгорания углерода, кг/мин,

Vc. м = — dMc Idz = 0,00536УОТХ. г {CO0TX. r + CO20xx. г} (5.18) и содержание углерода в металле в момент времени т

X

[СЬ = лгт([С]0м м, о — 0,536 Votx. г {СО отх. г + CO2 отх. г }dz),

(5.19)

Где К0тх. г — расход отходящих газов, м3/мин; {С0ОТх. г+ +С02отх. г} — содержание СО и CO2 в отходящих газах, % по объему; Мм, о, Мм, х — масса металла в начале продувки и в мо­мент т, кг; [С]о — содержание углерода в металле в начале про­дувки, %.

Эффективность применения данного способа зависит от точно­сти сведений о расходе газов, количестве металла в ванне, а так­же от инерционности и погрешности работы газоанализаторов, со­ответствия результатов анализов среднему составу газов в каждый момент времени.

Для динамического контроля используют также результаты из­мерения давления газов под «куполом» камина и других физичес­ких параметров (акустические явления, электропроводность, ин­тенсивность излучения факела и др.), зависящих от Vc-

Серьезное внимание уделяется изучению изменения интенсив­ности шума по ходу конвертерной плавки, возникающего при ис­течении и взаимодействии струи с ванной, кипении ванны (выде­ление из нее СО), движении потоков отходящих газов через горловину конвертера. Исследованиями установлено, что в опре­деленном диапазоне частот изменения интенсивности шума и ско­рости окисления углерода взаимосвязаны. В другом диапазоне частот интенсивность шума уменьшается по мере подъема газо- шлакометаллической эмульсии и позволяет судить об уровне ван­ны, ходе процесса шлакообразования, начале свертывания шлака (резкое нарастание шума) и усиления выноса, а также о вероят­ности возникновения выбросов (сигнал меньше критического). Контроль процесса плавки, основанный на измерении вибраций конвертера, дает результаты, близкие к полученным при использо­вании акустического метода.

Существенную информацию об уровне ванны и Pc получают при непрерывном контроле температуры воды, охлаждающей фур­му, а также при измерении электропроводности ванны на участ­ке фурма — ванна. В последнем случае четко фиксируется момент приближения уровня ванны к фурме и погружения последней.

За рубежом на некоторых заводах испытывают зондовые мето­ды контроля. С помощью вспомогательной водоохлаждаемой фур­мы в металл вводят пробницу и термопару. Параллельно с изме­рением температуры ванны определяют во время кристаллизации металла в пробнице температуру его ликвидуса и вычисляют [С], которое уточняется экспресс-анализом. Полученные значения [С] и /в служат для предварительной и окончательной корректировки технологического режима. Недостатком зондовых методов являет­ся сравнительная сложность подготовки и смены пробниц и тер­мопар, а также трудность выбора представительного участка ванны для отбора проб и замера tR.

В СССР применяются статические системы автоматического управления процессом. На Запсибе используют комбинированные системы, в которых значения исходных параметров расчленены на базовые составляющие (усреднение величины в интервале 15— 20 плавок) и центрированные (в приращениях к базовым).

В конвертерных цехах страны начато испытание и освоение комплексных динамических систем. Делаются попытки использо­вать ЭВМ для комплексной обработки информации и управления работой всего цеха в целом. Такая комплексная автоматизация является конечной целью многочисленных исследований по изы­сканию эффективных путей управления кислородно-конвертерным процессом. На рис. 5.16 в качестве примера приведена принципи-

Рис. 5.16. Структурная схема управления технологическим процессом:

/—4—автоматические весодозируютцие устройства для чугуна, руды, извести н боксита (плавикового шпата); 5—6— указатель команд на отвес стального лома, твердого и жидко­го раскислителей; 7, 7р — приборы для измерения и автоматического регулирования расхода кислорода; 8,8 р — то же для положения Фурм; 7—Syy — управляющее устройство; 9—10— узлы для измерения температуры металла и горловины конвертера; И — аппаратура для непрерывного измерения содержания углерода в металле (в перспективе); 12, 13, 14 — то же для расхода углерода с отходящими газами, массы выпущенного металла н шлака соот­ветственно; 15—21 — аппаратура для передачи информации из экспресс-лабораторин о со­держании основных элементов в готовой стали, температуре чугуна перед заливкой, чисто­те кислорода соответственно; 22—ручной ввод от диспетчера дополнительной, периодичес­ки изменяющейся информации: 23 — ввод данных с перфокарты; 24 — ввод цифрозасвечнва — ющей информации диспетчеру; 25д — ввод информации иа цифропечатающес устройство;

26 УК—ввод на перфокарточную машину учетных данных для последующей обработки;

27 — связь с другими конвертерами; 28 — связи по управлению вспомогательными участка­ми и по учетным функциям; К — конвертер; ЭЛ — экспресс-лаборатория; ЩД — щит диспет­чера; [ДМ __ щит мастера с цифроуказателямн; УВМ—управляющая вычислительная ма­шина

Альная схема такой АСУ. Технико-экономическая эффективность АСУ в значительной мере определяется надежностью и точностью приборов — датчиков и ЭВМ, их приспособленностью к длитель­ной работе в цехе.

5.13. служба футеровки конвертера

Стойкость огнеупорной футеровки является одним из важней­ших технико-экономических показателей кислородно-конвертерно­го процесса. От этого параметра во многом зависит производитель­ность агрегата и себестоимость стали. Стойкость футеровки колеб­лется в широких пределах (300—1000 плавок и более), достигая при факельном торкретировании 2500 и более плавок.

В СССР для футеровки кислородных конвертеров в качестве главного материала повсеместно применяют смолодоломит, смо­

Износ огнеупоров в кисло­родных конвертерах имеет сло­жный характер и зависит от методов выполнения кладки, качества кирпича и технологии плавки.

Причины износа футеровки по ходу кислородно-конвертер­ного процесса были рассмотре­ны в I разделе. Основной из них является воздействие шла­кометаллической эмульсии. Это подтверждается тем, что

Интенсивнее кладка изнашивается в средних и верхних ее частях, т. е. в зоне шлакового пояса и высокотемпературного факела (рис. 5.17).

По данным многих исследований, наиболее агрессивны по отношению к футеровке окислы железа и кремния. Механизм раз­рушающего действия шлака на футеровку связан с миграцией окислов (FeO, SiO и др.) из шлака через поры в поверхностные слои кирпича.

Методами петрографии и с помощью электронного зонда уста­новлено, что обезуглероженная (рабочая) зона смолодоломито - магнезитового кирпича имеет следующий минералогический состав (в порядке убывания количества составляющих): периклаз, сво­бодная окись кальция, ферритная фаза, трехкальциевый силикат (алит) 3Ca0-Si02, мервинит 3CaO-MgO-2SiO, двухкальциевый силикат 2CaO-SiO, монтичеллит CaO-MgO-SiO2. Обезуглерожен­ная зона огнеупоров может противостоять растворяющему дейст­вию шлака, пока содержание в нем окислов железа не превысит 12—15 %. При большей концентрации окислов железа минераль­ные составляющие огнеупоров растворяются в шлаке почти одно­временно с обезуглероживанием поверхностного слоя и реагиро­ванием коксового остатка с окислами железа. Процесс растворе­ния облегчается как в результате получения легкоплавких ферритов кальция и магния, так и вследствие образования допол­нительных каналов для движения растворителей.

Износ кладки, связанный с коррозионным воздействием шла­ка,— сложный процесс, он состоит из таких стадий: внешнего мас­сопереноса (подвод окислов шлака к поверхности и порам огне­упора и отвод от нее в глубинные слои жидкой фазы продуктов растворения и оплавления огнеупора) и внутреннего.

Рис. 5.17. Характер износа футеровки конвертера при продувке плавок: а — через многосопловуго фурму; б — че­рез односопловую фурму

На протяжении основного времени плавки, когда скорость дви­жения шлака больше критической величины икр, а коэффициент


0,3

%с/ман

J срут? T

20

60

Vc, %С/мин 0,3

OJ

0,2

0,1

0,1

(MgO), % 201

О, г

10

0,1

Го

60

^np

А

; /о

5


Рис. 5.18. Изменение содержания окиси магния в шлаке, ее массы, перешедшей в шлак из футеровки ffi(MgO)$>-T, и скорости окисления углерода во время продувки:

А — 30-т конвертер, периклазопшинелндная футеровка; б—130-т конвертер, смолодоломнто - вая футеровка

Внешнего массопереноса максимален и практически постоянен, из-. нос обожженных и, по-видимому, безобжиговых огнеупоров не за­висит от интенсивности перемешивания (циркуляции) ванны и стадии внешнего массопереноса. Этот важный вывод подтвержда­ется данными о динамике износа огнеупоров (изменения содер­жания MgO в шлаке) по ходу кислородно-конвертерного процесса (рис. 5.18), из которых видно, что между скоростью окисления углерода t»c, определяющей интенсивность перемешивания ванны (скорость движения шлака в ней), и скоростью износа футеровки в ходе плавки отсутствует заметная связь как для обожженных (рис. 5.18, а), так и для безобжиговых на смоляной связке (рис. 5.18,6) огнеупоров.

В конечных шлаках основных мартеновских печей (MgO) =8— 12 %, что в несколько раз выше, чем в конечных шлаках кислород­ных конвертеров, где (MgO) = 1,5—4 %, хотя в первом случае ин­тенсивность кипения и перемешивания ванны значительно меньше. Это связано с большой длительностью мартеновской плавки.

Таким образом, износ футеровки определяется в основном дли­тельностью контакта ее со шлаком, а не скоростью движения по­следнего, Изложенное является теоретическим обоснованием по­ложительного влияния повышения интенсивности продувки Io2 на стойкость футеровки: с ростом Io2 при хорошей организации шла­кообразования интенсивность массопереноса в пограничных слоях шлак — огнеупор почти не увеличивается, а длительность продувки и цикла плавки резко уменьшается. Если в практике интенсифи­кация продувки сопровождается ухудшением шлакообразования, особенно в начальный период, то износ футеровки в единицу вре­мени может увеличиться и эффект влияния Iq2 на стойкость футе­ровки снизится.

Повышению стойкости огнеупорной футеровки способствуют следующие мероприятия:

1. Замена рудьг как охладителя ломом. Обусловливает умень­шение количества шлака, содержания в нем окиси кремния, сред­ней температуры ванны по ходу продувки и количества перегре­тых плавок.

2. Ускорение формирования активного основного шлака. По­зволяет сократить продолжительность агрессивного воздействия окиси кремния на футеровку. Достигается своевременными при­садками оптимального количества плавикового шпата, высокоос­новного агломерата или офлюсованных окатышей.

3. Увеличение интенсивности продувки (один из важнейших технологических резервов повышения стойкости футеровки). Сни­жает длительность продувки и время контакта огнеупоров со шла­ком и высокотемпературным подфурменным факелом.

4. Обогащение шлака окисью магния (до определенного пре­дела) путем ввода MgO в состав шлакообразующих материалов, например доломитизированной извести. Затрудняет массоперенос MgO из огнеупоров в шлак (содержание MgO в шлаке приближа­ется к пределу насыщения) и замедляет миграцию окислов в поры кирпича. Чрезмерное нарастание (MgO) нежелательно, так как затрудняется формирование активного основного шлака.

5. Снижение содержания SiO2 в сыпучих материалах и крем­ния в чугуне (до оптимального предела). Способствует повыше­нию стойкости кладки, так как уменьшается количество легкоплав­ких силикатов в поверхностных слоях кирпичей.

6. Обеспечение окисленности шлаков (особенно конечных) на определенном оптимальном уровне. Необходимость проведения мероприятия связана с двояким действием (FeO) на службу фу­теровки (положительным в смысле ускорения шлакообразования и отрицательным из-за влияния ее миграции в огнеупоры и обра­зования в их поверхностных слоях легкоплавких ферритов). Если (FeO) в конце продувки превышает целесообразный предел (обыч­но 12—14 %), что часто наблюдается при выплавке малоуглероди­стых сталей, то в сочетании с высокой температурой ванны это приводит к значительному снижению стойкости футеровки.

7. Сокращение перерывов между плавками. Приводит к умень­шению окисления графита кирпича и колебаний температуры фу­теровки.

8. Удаление футеровки от зоны струй кислорода и высокотем­пературного факела. Достигается в результате использования кон­вертера грушевидной формы и увеличения его диаметра.

9. Соблюдение оптимального дутьевого режима. Положение фурмы должно обеспечить (FeO), достаточное для интенсивного шлакообразования, но не опасное для стойкости футеровки; при чрезмерно высоком положении фурмы усиливается тепловое воз­действие на кладку высокотемпературного факела и химическое влияние повышенного (FeO). Переход от одноструйных фурм к многоструйным и увеличение угла расхождения струй а обуслов­ливает более равномерное газовыделение в ванне, улучшение шла­

Кообразования, повышение стойкости кладки и изменение харак­тера ее износа (зона интенсивного износа перемещается книзу, см. рис. 5.17,а). Однако образующиеся под струями высокотемпе­ратурные зоны приближаются к кладке, увеличивая вероятность ее локального износа. Поэтому угол а должен быть оптимальным.

10. Обеспечение равномерного ввода извести в ванну не позд­нее 6—7 мин после начала продувки, использование высококаче­ственной извести (СаО«95 %) и повышение основности конеч­ных шлаков до 3,3—3,5.

11. Создание условий для ритмичной работы конвертера (уме­ньшение числа додувок, простоев и перегретых плавок).

12. Улучшение конструкции футеровки и применение факель­ного торкретирования.

5.14. технико-экономические показатели и перспективы развития кислородно-конвертерного процесса

При переделе мартеновского чугуна достигнуты следующие показатели:

Садка конвертеров 130—400 т Продолжительность, мин:

TOC \o "1-3" \h \z продувки 12—30

Цикл плавки 25—50 Годовая производительность цеха, млн. т. слит­ков, имеющего

Три конвертера по 130 т 2,5—4

Три конвертера по 250 т (два по 350 т) 4,5—5

Выход годных слитков 89—91 % Расход материалов и дутья составляет:

Извести, % от металлической шихты 5—9

Стального лома, % от металлической шихты 15—27

Огнеупоров, кг/т годной стали 3—6

Кислорода, м3/т годной стали 50—57 Стойкость футеровки, плавок:

Без торкретирования 200—}000 при факельном торкретировании 800—10 000 Расход по переделу, руб/т 7—10 Производительность труда на одного трудящего­ся, т/г 4500—5000

Кислородно-конвертерный процесс имеет ряд существенных преимуществ по сравнению с современным мартеновским. При использовании первого выше производительность на единицу сад­ки агрегата и на одного трудящегося (на 30—40 %); меньше удельные капитальные затраты на строительство цеха данной производительности с учетом затрат на строительство кислород­ных станций и агрегатов в смежных отраслях (на 5—20 %); зна­чительно ниже удельный расход огнеупоров (в два-три раза) и расходы по переделу (на 20—30 %); экономия средств обуслов­лена высокой производительностью агрегата и отсутствием расхо­да топлива по ходу плавок в кислородно-конвертерном процессе; при равной цене чугуна и лома себестоимость стали ниже марте­новской; легче условия труда персонала, обслуживающего агрега­ты и выполняющего горячие ремонты (в мартеновском производ­стве весьма тяжелыми являются ремонты регенераторов и шлако - виков), значительно меньше выделения окислов азота (в десятки раз) и пыли (при наличии хороших газоочисток) в окружающую среду.

К отрицательным особенностям кислородно-конвертерного пе­редела относятся: ограниченные пока тепловым балансом процес­са возможности повышения доли лома в шихте (по этой причине стоимость металлошихты в конвертерном процессе больше, чем в мартеновском); недостаточное использование химической энергии углерода чугуна (при продувке он окисляется в основном в СО), химического и физического тепла отходящих газов (в кислородно - конвертерном процессе утилизируется в паровых котлах лишь часть тепла отходящих газов; в мартеновской плавке регенериру­ется и рационально используется для процесса около 50 % этого тепла); интенсивное пылеобразование (необходима специальная газоочистка); не всегда достаточно успешное шлакообразование и в отдельных случаях неполное растворение извести в шлаке. Ус­транение отмеченных недостатков является большим резервом повышения эффективности кислородно-конвертерного процесса.

Рост преимуществ и конкурентоспособности кислородно-конвер­терного процесса по сравнению с мартеновским и другими массо­выми способами производства стали может быть в первую очередь обеспечен в результате значительного увеличения доли лома в металлической шихте конвертеров. Повышение доли лома до 45 % уже достигнуто во вращающихся конвертерах благодаря дожига­нию СО до CO2. Известны, как уже отмечалось, и такие методы увеличения удельного количества лома в шихте: предварительный его подогрев газокислородными горелками; применение во время продувки ванны двухъярусных и боковых фурм для дожигания СО в полости конвертера; ввод в ванну углерода и других видов твердого топлива. Подогрев лома позволит также решить задачу его безопасной загрузки после слива чугуна и частичной продув­ки последнего. Перспективным путем создания конвертерного процесса, равноценного мартеновскому по доле перерабатываемо­го лома, без снижения производительности является применение агрегатов с комбинированной (верхней и донной) продувкой.

Неограниченного увеличения доли лома в шихте можно до­биться, используя для его плавления шахтные печи. Однако в них трудно устранить явление «кострения» и подвисания лома.

Успешное решение отмеченных задач позволит ускорить вывод из эксплуатации мартеновских печей. Эти вопросы особенно важ­ны в СССР, где технико-экономические показатели сверхмощных мартеновских печей (тоннажем 500—1000 т) значительно выше, чем за рубежом, что обусловило сравнительно медленную замену мартеновских печей кислородными конвертерами.

В настоящее время наблюдается интенсивное развитие кисло­родного конвертирования и электрометаллургии стали. До 2000 г. мартеновский процесс будет, очевидно, вытеснен кислородно-кон­вертерным (на заводах с полным металлургическим циклом) и электросталеплавильным (в районах скопления металлолома). Одновременно с кислородно-конвертерным процессом, хотя и меньшими темпами, будет развиваться непрерывный сталеплави­льный процесс конвертерного типа, донное кислородное дутье (в защитной углеводородной оболочке), комбинированное верхнее и донное дутье. После 1990 г. вероятно более широкое использо­вание непрерывного сталеплавильного процесса, который по про­изводительности и другим показателям превзойдет современный кислородно-конвертерный передел. Найдут применение и другие новые процессы, например прямое получение жидкой стали из ру­ды, непрерывный переплав металлизованного сырья в электропе­чах и др.

6. ВАРИАНТЫ КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНЫХ

ПРОЦЕССОВ

6.1. продувка высокофосфористых чугунов сверху

Одним из главных преимуществ верхней продувки по сравне­нию с донной является возможность проведения надежной и глу­бокой дефосфорации металла при высоком содержании в нем уг­лерода. Продувка кислородом сверху обеспечивает более быстрое растворение в шлаке значительных количеств извести (высокая основность шлака наблюдается уже в середине второго периода продувки), а подъем фурмы позволяет увеличивать до оптималь­ного предела (FeO), что, в свою очередь, ускоряет ассимиляцию извести в шлаке.

При переделе высокофосфористых чугунов организовать ран­нее шлакообразование и дефосфорацию металла трудно даже в случае верхней продувки ванны кислородом. Это обусловлено сле­дующими причинами: расход плавикового шпата ограничен, что: затрудняет наводку гомогенного основного шлака (при значитель­ном количестве вводимого в ванну шпата шлак становится непри­годным для удобрения полей); резкое возрастание расхода изве­сти и малое количество шлака в начале процесса способствуют комкованию (слипанию) кусков извести и затрудняют перемеши­вание верхних слоев шлака; высокое (P2O5) усложняет получе­ние малого [Р] при работе с одним шлаком.

В СССР с 70-х гг. начали осваивать передел чугуна, содержа­щего 0,4—0,6 % P — Особенностью этой технологии является рабо­та с двумя шлаками и «мягкая продувка» для повышения окис — ленности шлака.

Если наводят один шлак и кислородная струя жесткая, то в конце продувки при [С] =0,1 % получают [Р]«0,04%. В случае мягкой продувки и работе с одним шлаком [Р] уменьшается до 0,025 %, а сочетание мягкой продувки с наводкой двух шлаков позволяет снизить [Р] в готовой стали до 0,015 %.

Для дефосфорации чугуна с более высоким содержанием фос­фора (1,5—1,9 % Р) разработаны и внедрены в ряде конвертер­ных цехов за рубежом описанные ниже варианты кислородно-кон­вертерного процесса.

На заводе Клёкнер Хюттенверк в Хаген-Хаспе (ФРГ) в 60-х гг. разработали буфер-шлаковый процесс. Его особенностью являет­ся осуществление режима продувки при отсутствии в течение зна­чительной части плавки непосредственного контакта вдуваемого в ванну кислорода с верхним слоем металла и практически пол­ном поглощении первого шлаком, в котором он расходуется на окисление FeO и металлических капель (корольков). На поверх­ности раздела шлака с каплями кислород передается металлу и окисляет примеси (в том числе фосфор). При таком режиме про­дувки получается жидкоподвижный шлак с высоким содержанием FeO, что обусловливает быстрое растворение извести.

Устранение непосредственного контакта струи кислорода с металлической ванной достигается путем подбора формы кисло­родного сопла, увеличения расстояния от последнего до уровня спокойной ванны и снижения давления кислорода в фурме. Ука­занные режим продувки и условия шлакообразования обеспечи­вают быстрый рост дефосфорирующей способности шлака, скоро­сти дефосфорации металла Up = —cf[P]/cfx и ее отношения к скоро­сти выгорания углерода

VP /Vc = -(d[P]!d^)/ — (d[C];dr :) = А[Р],’А[С].

В результате при сравнительно высоком конечном [С] получает­ся низкое содержание фосфора в металле.

Отсутствие бурого дыма на протяжении 75—80 % длительно­сти продувки — важная особенность буфер-шлакового процесса. Она обусловлена устранением непосредственного контакта вду­ваемого кислорода с металлом и отсутствием локальных высоко­температурных участков в ванне.

Главными особенностями разработанного в 1956 г. на заводе в Помпе (Франция) процесса, названного Помпе процессом, яв­ляется использование сортированной извести для наводки высо­коосновного шлака (размер кусочков от 10 до 30 мм), скачивание шлака в середине продувки, наводка второго шлака и оставление его в конвертере после выпуска металла, изменение (опускание) в ходе продувки положения фурмы над ванной. Оставляемый в конвертере конечный шлак содержит около 50 % CaO, 25—30 % FeO, 6—10 % Р2О5, что обеспечивает «горячий» ход процесса (шлак греет металл) и ускорение шлакообразования в первом периоде плавки; уменьшение потерь железа, расхода извести и кислоро­да; увеличение массы кондиционного фосфат-шлака с высоким (Р2О5); снижение себестоимости стали на 4 % по сравнению с ра­ботой без использования конечного шлака.

До заливки чугуна в конвертер загружают немного кусковой извести (20—25 % общего расхода на плавку) и медленно в те­чение 4—5 мин сливают чугун. Продуваемый чугун имеет такой средний состав, %: 1,7 Р; 0,45 Si; 0,4 Mn. Как и в буфер-шлаковом процессе, продувку начинают при низком положении фурмы и вы­соком давлении кислорода.

После разогрева металла для образования жидкоподвижного железистого шлака поднимают фурму и вводят небольшими пор­циями 4—5 % (от массы чугуна) железной руды. Затем вторично опускают фурму и небольшими порциями добавляют 3—4 % из­вести. Сыпучие вводят без прекращения иродувки, используя конвейеры, вибрационные желоба и водоохлаждаемые трубы.

К концу первого периода в состав металла входит 1—1,5 % С, менее 0,2 % P и 0,25 % Mn. Температура металла перед скачива­нием шлака, содержащего 20—25 % Р2О5, до 50 % CaO и около 10 % FeO, колеблется в пределах 1550—1600 0C.

После удаления первого шлака в конвертер загружают 10— 15 % лома, продувку ведут при высоком положении фурмы и по­ниженном давлении кислорода, присаживая порциями 1 —1,5 % руды и 6—7 % извести. Второй период примерно в два раза коро­че первого (соответственно меньше и общий расход кислорода). Общая продолжительность продувки равна 20—25 мин, цикл плавки длится 35—40 мин. Расход кислорода составляет 50— 60 м3/т стали (меньший расход кислорода получается при боль­шем расходе руды), выход годной стали достигает 88,4 %• При охлаждении металла только ломом последнего расходуется 30 % от массы стали, в случае охлаждения только рудой ее расход ра­вен 8,5 %.

Вариант технологии процесса с оставлением конечного шлака в конвертере имеет и то преимущество, что весь спущенный шлак используют в качестве удобрения. По указанной технологии из чугуна с 1,5—2 % P получают как кипящую, так и спокойную ма­лоуглеродистую, средне — и высокоуглеродистую и низколегиро­ванную сталь, содержащую 0,02—0,03 % Р. Металл не уступает по качеству мартеновскому аналогичных марок.

К числу недостатков Помпе процесса относятся: пониженная производительность, повышенные потери металла с выбросами (много шлака) и износ футеровки.

Наиболее распространенным вариантом передела высокофос­фористых чугунов является процесс с вдуванием в ванну в струе кислорода порошкообразной извести и скачиванием промежуточ­ного шлака, разработанный в конце 50-х гг. научно-исследовате­льским центром ИРСИД (Франция) совместно с бельгийскими металлургами. Этот процесс получил название ЛД-АЦ (ЛД — общее название конвертерных процессов с продувкой кислородом сверху; А — начальная буква названия фирмы «Арбед»; Ц — на­чальная буква наименования бельгийского национального центра металлургических исследований). В США и Англии ему дали на­звание ОЛП процесса.

В специальном бункере (диспергаторе) молотая известь под­держивается во взвешенном состоянии. Из нижней его части она эжектируется струей кислорода в пылепровод, а затем — в фур­му. Тонкость помола извести составляет 0,08—0,8 мм (в основном 0,08—0,14 мм). При столь малых размерах частиц извести резко интенсифицируется массоперенос в микрогетерогенной системе шлак — твердые частицы из-за увеличенной поверхности послед­них. Если общая масса твердой фазы одинакова, суммарная по­верхность частиц растет обратно пропорционально их эффектив­ному размеру.

При использовании, например, порошкообразной извести с частицами диаметром 0,1 мм их суммарная поверхность возраста­ет по сравнению с поверхностью кусков извести диаметром 50 мм в 500 раз. Если значения коэффициента массопередачи P и пере­пада концентраций A (CaO) одинаковы, должны в такой лее сте­пени увеличиваться скорость растворения извести и роста концен­трации окиси кальция в шлаке. Увеличение (CaO) и (FeO) спо­собствует повышению коэффициента распределения фосфора Lp= (Р205)/[Р] и скорости удаления фосфора из металла. Боль­шую роль играет также прохождение частиц извести через пер­вичную реакционную зону, где они быстро прогреваются и пропи­тываются окислами железа.

Для передела высокофосфористых чугунов преимущества при­менения порошкообразной извести по сравнению с кусковой не­сомненны. В отличие от Помпе процесса ЛД-АЦ процесс характе­ризуется значительным снижением расхода извести в результате более полного и быстрого ее усвоения в шлаке; увеличением вы­хода годной стали в связи с меньшим количеством шлака; сниже­нием потерь металла с выносом и выбросами благодаря ранней наводке шлака и спокойному ходу продувки.

Главные особенности технологии ЛД-АЦ процесса заключа­ются в следующем. В начале плавки до слива чугуна в конвертер загружают большую часть лома, около!/з всей расходуемой изве­сти (в кусках), 1 % боксита и 2 % железной руды (от массы стали).

В течение первых 4—5 мин продувки порошкообразную из­весть к кислороду не добавляют во избежание усиленных выбро­сов металла, затем начинают ее ввод. Для интенсификации обо­гащения шлака закисью железа фурму поднимают (с целью ус­корения растворения извести), если в дальнейшем развиваются выбросы шлака (при слишком высоком содержании закиси желе­за в нем), фурму опускают. При достижении [С] «1 % продувку останавливают и скачивают шлак. В этот момент [Р]^0,2 %. В скачиваемом шлаке содержится 20—24 % P2O5, 8—10 % FeO, около 48 % CaO и примерно 10 % SiO2. Длительность периода от начала продувки до момента скачивания составляет в среднем 14 мин. После скачивания при избытке тепла в ванне присажива­ют лом или руду, возобновляют продувку с подачей в струе кис­лорода пылевидной извести, продолжая ее до окончания плавки. Этот второй заключительный период длится 3—5 мин. По оконча­нии продувки, общая продолжительность которой составляет 16— 20 мин, сливают шлак и выпускают металл в ковш, где сталь раскисляют. Расход кислорода составляет около 55 м3/т стали, извести при работе без оставления конечного шлака 120—160 кг/т чугуна (60—80 кг до спуска шлака), а в случае его оставления 100—130 кг/т, стального лома около 250—270 кг/т чугуна. Сред­нее содержание в спускаемом первичном шлаке P2O5 равно 22 %.


О

[С,Si,Р, Мп],%

N

\ с

Mn "

——

20 W 60 80 Т„р;%

Рис. 6.1. Изменение состава металла при продувке ванны сверху кислоро­дом (ЛД-АЦ процесс)

1573 1673 1773 1873 Т, К

Рис. 6.2. Влияние температуры на сво­бодную энергию Гиббса AG0 реакций

Окисления ванадия и углерода и на от­ношение скоростей этих реакций в кис­лородном конвертере


Рассмотренная технология позволяет получить низкое [Р] и остановить продувку на заданном [С], не прибегая к передувке, не только при выплавке малоуглеродистых, но и сталей с повы­шенным [С] в готовом металле.

Иногда ЛД-АЦ процесс ведут с оставлением в конвертере ко­нечного шлака и использованием его в следующей плавке. При этом обеспечивается раннее образование гомогенного, активного известкового шлака, что создает благоприятные условия для уда­ления серы из металла: степень его десульфурации достигает 60— 70 % от первоначального содержания серы в чугуне.

На рис. 6.1 показано изменение состава металла, выплавлен­ного ЛД-АЦ процессом. Обращает на себя внимание быстрое уда­ление фосфора и серы из металла с самого начала продувки.

6.2. продувка ванадиевых чугунов

Ванадий является одним из наиболее ценных легирующих эле­ментов: уже небольшое его содержание в стали резко улучшает ее механические и эксплуатационные свойства. Ввиду отсутствия в СССР ванадиевых руд производство феррованадия основано на выплавке ванадиевых чугунов из железных руд, содержащих ва­надий. При переделе этих чугунов получают ванадиевые шлаки, которые служат сырьем для выплавки феррованадия.

В СССР ванадиевый чугун перерабатывали скрап-рудным процессом в основных мартеновских печах. Такой монопроцесс был недостаточно экономичным: производительность печей значи­тельно снижалась; степень извлечения ванадия в шлак была недо­статочной (65—75 %); условия труда, особенно операции скачи­вания шлака,— тяжелыми.

Впоследствии разработали более экономичный дуплекс-про­цесс бессемеровский конвертер — основная мартеновская печь. Такой процесс, организованный на Чусовском металлургическом заводе, позволил повысить степень извлечения ванадия до 88— 89 %, a (V2O5) — до 13—14 %. Вначале для первой стадии переде­ла применяли 22-т кислый конвертер с донным воздушным дуть­ем. Впоследствии кислую футеровку заменили основной (магнези­товой), что дало возможность увеличить ее стойкость.

При прочих равных условиях высокое (V2O5) обеспечивается за счет уменьшения количества шлака, что характерно для первого периода бессемеровского или кислородно-конвертерного процесса (во втором случае при малом или нулевом расходе извести в пер­вом периоде).

Деванадация чугуна по схеме дуплекс-процесса конвертер — конвертер с использованием кислородного дутья (по технологии, разработанной Уральским институтом черных металлов и НТМК) позволяет повысить степень извлечения ванадия до 90 % и более при содержании (V2O5) более 14 %.

Условия перехода ванадия из металла в шлак при продувке в конвертере с основной футеровкой можно выяснить, рассмотрев равновесие реакции

2[V] + 5(FeO) = (V2O6)+5[Fe]; ДЯ?873 =-331 кДж/моль.

Из уравнения константы равновесия этой реакции

Kv =^(V2Os) ,([V]2a(Wo)/m) (6.2)

Следует, что

AIV2Oi) [ V]2 = ZCv ^(FeO) /[2Vj. (6.3)

Ввиду зкзотермичности реакции (6.1) значение ZCv с падением температуры увеличивается. Следовательно, чем ниже темпера­тура ванны и выше а^еО), тем более полно в присутствии углеро­да может быть переведен ванадий из металла в шлак.

С понижением температуры химическое сродство углерода к кислороду уменьшается, ванадия к кислороду растет и повышает­ся отношение скорости окисления ванадия к скорости окисления углерода vv/vс (рис. 6.2). Эти соображения положены в основу технологии передела ванадиевых чугунов в 100—130-т конверте­рах HTMK - Чугун, выплавляемый из железных титаномагнетито - вых руд Качканарского месторождения, имеет следующий со­став, %: 4,4—4,9 С; 0,2—0,35 Si; 0,2—0,35 Mn; 0,3—0,35 Ti; 0,38— 0,48 V; 0,05—0,12 Р; 0,025—0,058 S; 0,04—0,06 Cr. В конвертер за­ливают 110—120 т чугуна.

225

Для создания условий, способствующих наиболее полному пе­реводу ванадия из металла в шлак (ограничение температуры ван­ны, высокое содержание окислов железа в шлаке) и получению максимальной его концентрации в шлаке, в конвертер присажи-

8 193 вают твердый чугун (до заливки жидкого чугуна) и окалину (по­сле начала продувки) в количествах соответственно 12 и 5 % к массе жидкого чугуна. Продувку ведут до получения полупродук­та такого состава, %: 3,2—3,8 С, 0,02—0,04 V, 0,05—0,12 Р, 0,025— 0,06 S. Металл отделяют от шлака путем выпуска первого через сталевыпускное отверстие. Полупродукт передают во второй кон­вертер, в котором в результате продувки получают готовую сталь, или в мартеновский цех, где он используется вместо жидкого чу­гуна. Ванадиевый шлак направляют в ферросплавную печь. Вы­ход годного полупродукта составляет 92—95 % к массе чугуна.

Дутьевой режим характеризуется следующими показателями: интенсивность подачи кислорода (99 % O2) 150—200 м3/мин; из­быточное давление кислорода перед фурмой 1 —1,2 МПа; расстоя­ние головки многосопловой фурмы от уровня спокойной ванны 1 —1,5 м; продолжительность продувки 7—10 мин; удельный рас­ход кислорода 14—18 м3/т чугуна.

Состав ванадиевого шлака колеблется в зависимости от соста­ва ванадиевого чугуна в следующих пределах, %: 14—20 V2O5; 15—20 SiO2; 33—44 Feo6m; 2—3 Cr2O3. Чаще всего (V2O5) = = 15—17%. Коэффициент ошлакования ванадия равен 0,92—• 0,93.

На содержание (V2O5) резко влияют [Si] и [Ti] в чугуне. В про­цессе исследований на HTMK получено следующее уравнение:

(V2O3) 29,412 — 22,083[Si]— 11,378[TiJ. (6.4)

Влияние повышения концентрации указанных примесей в чугуне на (V2O5) связано как с увеличением количества шлака, так и с ростом температуры металла во время продувки. Поэтому в чугу­не должно содержаться Si не более 0,5 % и Ti не более 0,3 %.

На основе изложенного выше можно сделать вывод, что мак­симального окисления ванадия и высокой его концентрации в шла­ке можно достичь, если провести следующие технологические ме­роприятия:

Ограничить температуру чугуна (не более 1300°С) и полупро­дукта (не более 1420 0C);

Добиться, чтобы чугун содержал Si=SCO, 5%; Mns^O,4%; Ti<0,3 %;

Применить особые охладители (твердый чугун, окалину);

Провести продувку на полупродукт, а не на сталь, что обеспе­чит невысокую температуру и малое количество шлака в конце продувки;

Не присаживать шлакообразующие материалы, кроме окали­ны, в результате чего количество полученного шлака будет мини­мальным, а возможное содержание в нем V2O5 при данной массе окисленного ванадия — максимальным;

Создать режим продувки и присадок (высокое положение фур­мы, малая интенсивность продувки, присадки окалины), обеспе­чивающий повышение (FeO) до оптимальных значений. Для уменьшения потерь ванадийсодержащего шлака металл из конвер­тера выпускают медленно (7—10 мин) и накапливают в конвер­тере шлак нескольких плавок. Температура полупродукта состав­ляет 1350—1420 0C.

При продувке полупродукта на сталь возникают особые труд­ности шлакообразования, обусловленные отсутствием кремния в металле (источника SiO2 в шлаке) и низким содержанием в нем марганца. Задача ускорения наводки шлака решается путем ис­пользования комплексных шлакообразующих материалов и силь­ных растворителей извести.

Одновременно с началом продувки полупродукта для образо­вания шлака загружают известь, плавиковый шпат и железную ру­ду (или офлюсованный агломерат). В течение первых 3—5 мин продувки кислород подают с интенсивностью около 1,5 м3/(т-мин), фурму устанавливают на уровне 1,5—2 м над ванной. Затем фур­му опускают до уровня 0,7—1 м над ванной и ведут продувку до конца плавки с интенсивностью 1,8—2 м3/(т-мин). Продувка во втором конвертере длится около 20 мин. За это время [Р] снижа­ется до 0,01—0,02 %, a [S] уменьшается на 10—20 % по сравне­нию с первоначальным ее содержанием. Удельный расход кислоро­да на продувку полупродукта составляет около 40 м3/т стали. Суммарный удельный расход кислорода на продувку в обоих кон­вертерах достигает 50—55 м3/т стали. Выход жидкой стали по от­ношению к массе металлической шихты, вводимой в первый кон­вертер, составляет 87—89 %.

Малое количество шлака, образующегося при переделе ванадие­вого чугуна, способствует большому выносу плавильной пыли из конвертера, что усложняет условия эксплуатации фурмы и котла — утилизатора. В указанных условиях целесообразно применять мно­гоструйные фурмы, позволяющие резко уменьшить вынос пыли и выбросы.

6.3. продувка высокомарганцовистых чугунов

Кислородно-конвертерный передел высокомарганцовистых чугу­нов применяется на Кремиковском металлургическом комбинате (Народная Республика Болгария) и на заводе в Алжирской Народ­ной Демократической Республике. В СССР рассматриваемая тех­нология может быть использована при переделе чугуна, получен­ного из железомарганцевых руд Атасуйского месторождения. Она также перспективна в условиях Вьетнама, где запасы таких руд значительны.

При переделе высокомарганцовистого чугуна наиболее часто ставятся следующие задачи: выплавить природнолегированную (марганцовистую) сталь и получить высокомарганцовистый шлак, который можно использовать в качестве сырья для производства марганцевых ферросплавов (ферромарганца и силикомарганца).

8*

227

Первую задачу выполнить сравнительно просто, так как окис­ление и удаление со спускаемым шлаком избыточного марганца легко осуществляются при соблюдении значений перечисленных ниже факторов. Поэтому более детально проанализируем условия выполнения второй задачи.

Производство ферросплавов из высокомарганцовистого чугуна экономично, если (Mn) >45 %, (Mn)/(Fe) >6,5, (Р)/(Мп)^ ^ 0,0035. При продувке высокомарганцовистых чугунов должна быть применена технология, во многом аналогичная используемой в случае передела ванадиевых чугунов и обеспечивающая макси­мальный переход марганца из металла в шлак в начальный период продувки и затем, после отделения высокомарганцовистого шлака от металла, доводку полученного полупродукта до готовой стали.

Предельно возможное остаточное содержание марганца в ме­талле можно приближенно прогнозировать, исходя из условий рав­новесия реакции

[Mn] + (FeO) = (МпО) 4- [Fe]

И уравнения (5.2). Из этого уравнения следует, что переходу мар­ганца из металла в шлак способствуют ведение продувки при по­ниженной температуре (увеличение значения Кмп), высокие (FeO) и. V(FeO), низкие коэффициент активности закиси марганца V(MnO) и (МпО). Однако при высоком (FeO) не будет обеспечено большое отношение (Mn)/(Fe) и усилятся выбросы. Недопустимо и увели­чение количества шлака [уменьшение (MnO)], так как это приво­дит к ухудшению качества шлака как сырья для ферросплавов. По­этому главными средствами достижения наиболее полного перехо­да марганца из металла в шлак являются ограничение температу­ры металла в начальный период продувки и обеспечение неболь­шого коэффициента активности у(ыпО).

Относительно низкая температура в начальный период про­дувки получается в результате загрузки перед заливкой чугуна большого количества лома (22—36 % к массе чугуна). Малая вели­чина коэффициента активности у(МпО) обусловливается тем, что известь в первой половине продувки не присаживают (в это время шлак по составу кислый марганцовистый). Незначительное удале­ние фосфора из металла в шлак и высокое отношение (Mn)/(P) наблюдаются при минимальном (CaO).

Приведем некоторые технологические показатели передела вы­сокомарганцовистых чугунов в кислородных конвертерах, футеро­ванных магнезитовым кирпичом. Чугун имел такой состав, %: 3,8—4,4 С; 3,8—7,3 Mn; 0,36—1 Si; 0,06—0,17 Р; 0,023—0,045 S. Перед заливкой чугуна загружали скрап (22—36 % в зависимости от [Mjn ] и [Si] в чугуне), известь в первом периоде не присажи­вали. К моменту скачивания марганцовистого шлака температура металла составляла 1500—1520 0C. Первый период плавки в сред­нем продолжался 8 мин. Затем металл сливали через сталевыпуск — ное отверстие в ковш, а шлак — через горловину в шлаковую ча­шу. При среднем содержании марганца в чугуне 5,7 % остаточное [Mn] в полупродукте составило в среднем 1,13 %, (MnO) в мар­ганцовистом шлаке 60,5 %, количество этого шлака достигало 7,25 % от массы чугуна, степень перевода марганца из чугуна в шлак 80%, отношение (Mn)/(Fe) =4,6, (P)/(Mn) =0,0018, со­держание серы и фосфора в полупродукте равнялось соответствен­но 0,02 и 0,076 %. Средний состав марганцовистого шлака был та — ,КИМ, %: 60,5 MnO; 9,5 FeO; 4,05 Fe2O3; 17,0 SiO2; 5,2 CaO; 0,19 P2O5.

После слива первичного шлака в чашу заделывали сталевы — пускное отверстие, заливали полупродукт, содержащий около 2 % С, в конвертер добавляли известь и плавиковый шпат и вели про­дувку до получения стали необходимого состава.

6.4. продувка хромсодержащих чугунов

В СССР на базе руд Орско-Халиловского месторождения полу­чают хромоникелевые чугуны следующего состава, %: 3,8—4,5 С; 2—3,6 Cr; 0,5—1,5 Ni; 0,5—1,5 Si; 0,2—1 Mn; 0,3—0,4 Р; до 0,08 S. Ценнейшим компонентом в этих чугунах является никель — дорогой легирующий элемент, не окисляющийся по ходу сталепла­вильного процесса и практически полностью переходящий в сталь.

Из-за повышенного содержания фосфора чугун необходимо ра­финировать в основных сталеплавильных агрегатах. В присутствии основного шлака хром окисляется преимущественно до Cr2O3, ко­торая, соединяясь с FeO, образует твердый (температура плавле­ния « 2200 °С) хромит железа FeO-Cr2O3, сильно повышающий вязкость шлака. Поэтому до настоящего времени наиболее целе­сообразной схемой передела хромоникелевого чугуна считался ду­плекс-процесс бессемеровский конвертер — основная мартеновская печь. В конвертере чугун освобождается от значительной части хрома, а полученный углеродистый полупродукт доводится до го­товой стали в мартеновской печи.

Хром окисляется с образованием хромита железа по следующей реакции:

2[Cr] + 4(FeO) — FeCr204TB + 3[Fe]; lgKcr = 1S rcrl^1 a* = — j09T^ — 41-30′ (6 5)

I1-rJ J[Cr] (FeO)

Где /[Cr] — коэффициент активности хрома; a(FeО) — активность за­киси железа в шлаке, мольные доли.

Результаты расчетов показывают, что химическое сродство хро­ма к растворенному в железе кислороду примерно такое же, как марганца, и что для объемного окисления хрома необходимо, что­бы содержание кислорода в металле было намного больше факти­ческого. Такое [О] возможно лишь на поверхности раздела ме­талл — шлак (при сравнительно высокой щрео>) и во вторичной ре­акционной зоне.

Равновесные концентрации в металле хрома следует рассчиты­вать по уравнению (6.5). По этому же уравнению можно опреде­лить равновесную a<FeO) для данного [Cr]. Так, например, при T = = 1873 К, [Cr] = 1 %, /[Cr] = 1 хром на границе металл — шлак окислится, если а(реО) = 0,33 мольных долей (при Y(FeO) = 2,5 (FeO) = 0,13 мольных долей).

В связи с экзотермичностью реакции (6.5) Кст резко возраста­ет с понижением температуры, и окисление хрома протекает па­раллельно окислению марганца в первом периоде продувки.

До настоящего времени еще не разработана достаточно эконо­мичная технология передела хромоникелевого чугуна в основном конвертере (монопроцесс) для воздушного и кислородного дутья. Проведенные на Новотульском металлургическом заводе (НТМЗ) опыты продувки в кислородном конвертере хромоникелевого чугу­на с целью получения низколегированной стали ([Ni] = 0,8—1 %) показали, что удельная интенсивность продувки ванны кислородом сверху при садке чугуна 7—9 т составляла 4—5 м3/(т-мин). Поло­вину необходимой извести давали перед сливом чугуна, вторую половину — после промежуточного спуска шлака. Охлаждающие присадки (железную руду, лом) вводили по ходу продувки. Рас­ход извести составлял 11—13% от массы чугуна, охладителей (в пересчете на руду) 9—10 %, кислорода 70—85 м3/т чугуна. Средняя продолжительность продувки достигала 17 мин, выход жидкой стали 81,5 % от массы чугуна, среднее содержание в шлаке (Cr2O3) = 12-13, (Feo6ni) =20.

Для промышленного применения кислородно-конвертерного пе­редела хромоникелевых чугунов с целью получения низколегиро­ванной стали требуются дальнейшие исследования по изысканию технологического процесса с достаточно высокими технико-эконо­мическими показателями.

6.5. кал-до процесс

Возникновение процессов во вращающихся агрегатах связано с попытками устранить недостатки, присущие обычному кислород­но-конвертерному процессу.

На заводе в городе Домнарвет (Швеция) в мае 1956 г. был пущен первый вращающийся с частотой 0,5 с-1 кислородный кон­вертер. Продольная его ось во время вращения расположена под углом 17—20° к горизонту (рис. 6.3). Конвертер и осуществлен­ный в нем процесс, предназначенный для передела высокофосфори­стого (томасовского) чугуна, изобретены и разработаны Б. Кал — лингом. По имени ученого и месту изобретения процесс получил на­звание Кал-До.

Конвертеры Кал-До применяются в ряде стран (Швеции, Япо­нии, Франции, Англии и США). Их садка колеблется в пределах от 30 до 160 т, общая годовая производительность 18 конвертеров превышает 5 млн. т.

Футеровка конвертера основная (смолодоломитовый и магнези­товый кирпичи), кожух опоясан двумя литыми бандажами, опира­ющимися на четыре катка. Привод конвертера обеспечивает его вращение и поворот соответственно вокруг продольной и горизон­тальной оси.

Кислород чистотой не ниже 95 % под давлением 0,3 МПа подается через горловину конвертера по водоохлаждаемой фурме, устанавливаемой над поверхностью ванны под углом 26° к гори­зонту. Загрузка твердых присадок, выпуск стали и шлака, а также отвод образующихся во время продувки газов осуществляется че­рез горловину.

Подача извести и руды

Кал-До процессом можно перерабатывать как томасовские (1,6—2 % Р), так и малофосфористые (около 0,1 % Р) чугуны. • — Сочетание дожигания окиси углерода в конвертере и вращения ft агрегата создает особенно благоприятные условия для интенсив — ных нагрева и перемешивания ванны, более быстрого (чем при ка — р ком-либо другом технологическом варианте) формирования актив — р ного известково-железистого шлака и раннего быстрого окисления фосфора.

Ход окисления углерода и фосфора при различных способах продувки томасовского чугуна показан на рис. 6.4. При донной про­дувке (кривые 3,4) фосфор быстро окисляется лишь после дости­жения низких [С] и окисления подавляющей части углерода.

В агрегате, где металл продувается сверху кислородом с добав­кой порошкообразной извести (кривая 1) и особенно во вращаю­щемся (кривая 2), с самого начала плавки создаются весьма бла­гоприятные условия для формирования шлака с высокой фосфоро — поглотительной способностью, что обеспечивает быструю и полную дефосфорацию металла при повышенном [С].

Кал-До процесс в отличие от ЛД и ЛД-АЦ процессов характе­ризуется следующими особенностями.


1. Малое давление дутья и подача его под углом до 26° к горизонтали обусловливают не­большие скорость, глубину проникновения струи кислоро­да в металл, поэтому примеси металла окисляются в основ­ном через шлак.

2. Выделяющаяся из ванны СО дожигается неусвоенным кислородом до CO2 в пределах конвертера, в результате чего значительный дополнительный приход тепла в ванне позволя­ет увеличить количество руды (до 17 %) или лома (до 48 % от массы металлической ших­ты) .

3. Вращением конвертера регулируется перемешивание металла и шлака, что в сочета­нии с изменением интенсивности продувки ванны и положения фур­мы обеспечивает наиболее гибкое и эффективное управление кине­тикой и очередностью реакций в ванне.

4. При вращении конвертера непрерывно меняются участки фу­теровки, находящиеся в зоне высоких температур (в местах дожи­гания СО до CO2). Попадая под металл и шлак, перегретая футе­ровка отдает им тепло.

5. Объем отходящих из камина газов в шесть-восемь раз мень­ше;, чем в обычных конвертерах, так как нет необходимости для разбавления их воздухом (СО сгорает в самом конвертере Кал-До). Это позволяет упростить конструкцию и уменьшить габариты уста­новок для очистки газов от пыли.

Перечисленные выше особенности Кал-До процесса обусловли­вают его преимущества перед ЛД процессом. К ним относятся:

1. Значительная доля лома в металлической шихте (до 45— 48 %), т. е. примерно такая же, как в шихте мартеновского скрап — рудного процесса.

2. Более высокий выход годной стали. Он составляет 91—93 % (на 3—5 % выше, чем в обычных кислородных конвертерах). Это в основном связано с резким снижением потерь металла с выносом, выбросами и дымом.

3. Широкие возможности регулирования хода реакций за счет сочетания изменений скорости вращения, положения фурмы и ин­тенсивности продувки.

4. Высокий коэффициент использования тепла в агрегате (обус­ловлен дожиганием СО до CO2 в рабочем пространстве конверте­ра) и лучшая теплопередача от кладки и газов к ванне.

Рис. 6.4. Взаимосвязь относительных количеств окисленного фосфора Д[Р]/[Р]нач и углерода А[С]/[С]нач при различных способах продувки то­масовского чугуна

5. Глубокая десульфурация металла (обусловлена большим ко­личеством добавляемого в конвертерную ванну шлака, высоким коэффициентом распределения серы и значительным ее переходом в газовую фазу).

6. Более низкие капитальные затраты на 1 т годового производ­ства стали (меньшие, чем в ЛД процессе, удельный расход чугуна и капитальные затраты на систему очистки и утилизации тепла отходящих газов).

Ниже описана технология передела высокофосфористого чугуна (1,7—2,0 % Р) в конвертере Кал-До. До заливки чугуна загружа­ют лом (50—70 % от общего количества) на оставленный в конвер­тере конечный шлак и известь (около 55 кг/т стали). После залив­ки чугуна и продувки в течение 10—12 мин добавляют остальной лом. Первичный шлак, содержащий 18—24 % Р2О5, скачивают при [Р] =0,03—0,04 и [С] =0,3—1. После добавки по 8 кг/т стали из­вести и руды ванну продувают до получения заданного [С] и вво­дят известь (25 кг/т стали) для загущения шлака.

Сортамент сталей, выплавляемых в конвертерах Кал-До, разно­образен: особо мягкая кипящая листовая сталь для глубокой вы­тяжки (0,07—0,08 % С; 0,25—0,4 % Mn; 0,013—0,015 % Р; 0,012— 0,018% S; 0,002—0,0035 % N), спокойная сталь (0,1—0,9% С) и др. К основным технико-экономическим показателям Кал-До про­цесса в конвертерах средней садки относятся: садк^а по жидкой стали 110—140 т; удельный расход жидкого чугуна 650—670, скра­па 405—430, руды 8—20, извести 85—90 кг/т стали; максимальная интенсивность продувки 2—2,4 м3/(т-мин); удельный расход кис­лорода 58—62 м3/т стали; продолжительность продувки 35—41 мин. плавки 80—90 мин; производительность агрегата 80—110 т/ч; вы­ход годной стали 90—93 %.

Существенными недостатками Кал-До процесса являются: боль­шая продолжительность продувки и цикла плавки; сложность кон­струкции и механического оборудования агрегата; конвертер, мас­са которого вместе с содержимым превышает 500 т, необходимо вращать с частотой 0,5 с-1; значительный расход огнеупоров (рас­ход доломита до 20 кг/т стали), обусловленный небольшой стой­костью футеровки (около 100 плавок) . Отмеченные недостатки ста­ли причиной некоторого уменьшения за последние 15 лет роста вы­плавки стали Кал-До процессом. Однако Кал-До процесс нельзя признать полностью неперспективным, его недостатки в значитель­ной степени устранимы.

Конвертер Как-До может быть использован в новом процессе получения чугуна или полупродукта из смеси железной руды и твердого топлива (расход коксика 400—500 кг, кислорода 300— 400 м3/т чугуна).

6.6. роторный процесс

Главной целью роторного процесса является форфришевание чу­гуна (предварительная дефосфорация и десиликонизация), однако в роторе можно также получать сталь. Роторный процесс осущест­вляется во вращающемся (с частотой около 0,07 с-1) горизонтально расположенном цилиндрическом агрегате (рис. 6.5).

Рис. 6.5. Схема роторной печи:

1 — сталевыпускное отверстие; 2 — газоотвод; 3 — вращающийся ротор; 4 — подача вторич­ного кислорода; 5 — подача первичного кислорода

Роторы используются в ФРГ (четыре вместимостью 60—90 т), Англии (один 100 т) и ЮАР (четыре по 100 т). При вместимости 60 и 90 т они имеют соответственно следующие размеры, м: длину 14,6 и 14,7; наружный диаметр 3,7 и 4; внутренний диаметр 2,7 и 3. В обеих торцевых стенках каждого ротора находятся отверстия диаметром 0,6—0,8 м. Через одно из них (в переднем торце) загру­жают твердые материалы и заливают чугун. В это же отверстие вводят водоохлаждаемые кислородные фурмы. Через другое (в зад­нем торце ротора со стороны слива металла и шлака) отводятся газы. В этой же торцевой стенке имеются сталевыпускное отверстие и шлаковая летка. Футеровка состоит из двух слоев: рабочего на­бивного (смолодоломитовая масса) и постоянного слоя (магнези­товый кирпич).

В ротор заваливают известь и железную руду и заливают жид­кий чугун, затем поворачивают в положение продувки, при котором продольная ось располагается на одной линии с каретками, пере­мещающими две кислородные фурмы и дымоулавливающий камин. Через нижнюю фурму, погруженную в металл на глубину около 250 мм, вводят первичный кислород чистотой 95—99 % под избы­точным давлением 0,6 МПа и с интенсивностью 4000 м3/ч. Через верхнюю фурму подают в рабочее пространство разбавленный азо­том вторичный кислород чистотой 70—75 % O2 под избыточным давлением 0,3 МПа и с интенсивностью 6000 м3/ч. Первичный кис­лород окисляет примеси металла. Вторичный кислород (верхнее дутье) служит в основном для дожигания выделяющейся из ванны СО до CO2.

Продувка продолжается 40—50 мин. Как и в Кал-До процессе, в роторном утилизируется тепло от реакции {С0}+0,5{0}2= {С02}.

На рис. 6.6 показан ход окисления примесей металла при ротор­ном процессе. Фосфор окисляется очень быстро, опережая окисле­ние углерода (уже при [С] =2 % [Р]«0,1 %)•

При [С] =2 спускают шлак, после чего добавляют известь и руду для наводки вторичного шлака. По окончании продувки ко­нечный шлак остается в роторе и используется в следующей плав­ке. Спускаемый шлак содержит 18—20 % P2O5 и используется как сельскохозяйственное удобрение.

Раннее окисление фосфора по­зволяет выплавлять в роторах вы­сокоуглеродистые стали, т. е. ис­ключать передувку и науглеро­живание металла в конце плавки. В них освоена выплавка качест­венных сталей.

По сравнению с Кал-До про­цессом роторный имеет следую­щие недостатки: большую про­должительность продувки и плав­ки в целом (около 2 ч); громозд­кое оборудование агрегата и бо­лее низкие технико-экономические показатели. Поэтому передел вы­сокофосфористого чугуна в рото­ре менее перспективен, чем в Кал-До и ЛД-АЦ конвертерах.

6.7 донная продувка кислородом

В подразд. 5.1 было отмечено, что донная продувка чистым кис­лородом без защитных газов невозможна из-за очень низкой стой­кости днищ и керамических фурм. Первые опыты по применению технически чистого кислорода в конвертерах с донным дутьем в Советском Союзе проводились в середине сороковых годов Н. И. Мозговым и сотрудниками. В качестве защитной среды в ря­де опытов использовали углекислый газ.

В 1960 г. В. Г. Федорович и И. И. Кобеза получили авторское свидетельство на способ продувки металла кислородом через дни­ще в защитной оболочке природного газа.

В конце 60-х гг. в ряде стран Западной Европы, в США и Кана­де был разработан и широко внедрялся конвертерный процесс с продувкой чугуна через дно кислородом в защитной периферийной струе газообразного (метан, пропан) или жидкого топлива.

Рис. 6.6. Окисление примесей чугу­на во время продувки тпр в роторной печи:

CUl — скачивание шлака; И, P — присадки извести и руды

В СССР в 1983 г. вошел в строй цех с двумя 200-т конвертерами донного дутья. Конструкция фурм позволяет вводить порошкооб­разную известь с кислородом в ванну. В ФРГ процесс назвали ОБМ, в США —Ку-БОП, во Франции —ЛВС, в ГДР — KEK про­цессом. В 1979 г. мировое производство кислородно-конвертерной стали с применением донного дутья превысило 30 млн. т. Бурное развитие процесса было обусловлено заменой с 1967 г. томасовских конвертеров и устаревших мартеновских печей конвертерами с дон­ной кислородно-топливной продувкой. Это потребовало значитель­но меньших капитальных затрат, чем строительство новых конвер­теров с верхним кислородным дутьем. Затем строительство новых конвертеров с донной кислородной продувкой замедлилось, так как некоторое усложнение и удорожание технологии и оборудования

Рис. 6.7. Схема подвода кислорода, порошкообразной извести и защитного газа при донной продувке:

1 — пустотелая цапфа для подачи кислорода и извести; 2 — опорное кольцо; 3 — пустоте­лая цапфа для подачи природного газа; 4 — коллектор для газа; 5 — коллектор для смеси кислорода и порошкообразной извести; 6 — подача кислорода и извести в центральное соп­ло фурмы; 7 — подача газа в периферийное щелевидиое сопло фурмы; 8 — днище конвертера

Для подвода дутья снизу (дополнительный подвод защитного газа и пылевидной извести) не во всех случаях компенсировалось преи­муществами донного способа продувки по сравнению с продувкой кислородом сверху.

Конструкция конвертера и днища с подводом кислорода снизу отличается следующими особенностями по сравнению с конструк­цией конвертера верхнего дутья. Цапфы опорного кольца полые, од­на из них соединена с кислородным коллектором, а другая — с кол­лектором защитного газа или нефти (рис. 6.7). Оба коллектора при­креплены к донной части кожуха конвертера. Кислород из кисло­родного коллектора поступает в центральные стальные цилиндри­ческие сопла фурм, а газ из газового коллектора — в периферийные щелевидные сопла. Наружные трубы фурм изготовлены из нержа­веющей жароупорной стали. Периферийная струя топлива защи­щает днище от действия высоких температур и окислов железа первичной реакционной зоны, так как кислород вступает в непо­средственный контакт с металлом на некотором расстоянии от вы­ходного сечения сопла фурм (т. е. происходит «отрыв» реакционной зоны от днищ).

В ЛВС процессе сочетание донной продувки (защитная струя — нефть) с применением высококачественного доломита и повышен — иым давлением кислорода в коллекторе (1,2 МПа) дало возмож­ность увеличить стойкость днищ до 400 плавок.

Главным преимуществом донной продувки по сравнению с верх­ней является резкое уменьшение пылевыделения (в два-четыре ра­за) и выбросов металла и шлака, что при малом (FeO) позволяет повысить выход годной стали на 1,5—2,5 %• Снижение пылевыделе­ния объясняется в основном конденсацией паров железа и его окис­лов во время их всплывания через толщу металла и шлака и зна­чительной фильтрацией конденсированных частиц в верхних слоях ванны.

Пылевыделение при донной продувке ослабляется также в ре­зультате падения температуры в первичных реакционных зонах, обусловленного расходом тепла на нагрев топлива и развитием эн­дотермических реакций диссоциации топлива (метана, пропана, нефти) и продуктов его горения (H2O и CO2). Оптимальное коли­чество подаваемого топлива составляет около 5 % от массы кисло­рода (при подаче природного газа 0,1 м3 на 1 м3 O2).

Уменьшение выбросов и выноса в конвертерах с донной продув­кой обусловлено значительным рассредоточением дутья, так как в днище находится 10—15 сопел и они расположены на большой пло­щади, а в конвертере с верхней продувкой металла сопел обычно четыре-шесть и они расположены на малом участке в пределах од­ной фурмы.

При донной продувке КИТ углеводородов весьма низок (9— 19 %). Поэтому применение в качестве топлива жидких и газооб­разных углеводородов (без дожигания СО и H2 в полости конвер­тера) г|кономически и технологически нецелесообразно, так как при­водит к образованию настылей на днище возле сопел, увеличению количества выделяющихся из ванны газов, ее вспучиванию и воз­можности выбросов. Расход топлива должен быть оптимальным (около 0,05 кг/кг O2), обеспечивающим высокую стойкость днищ и снижение интенсивности дымообразования.

По новейшим данным, во всех разновидностях процессов дон­ной продувки доля лома в металлической шихте ниже на 2—3 %, чем при верхней. Это согласуется с расчетами тепловых балансов плавок, в которых необходимо учесть, что в плавках с верхним дутьем по сравнению с нижним несколько увеличиваются некото­рые статьи расхода тепла (на испарение железа или FeO и на на­грев воды в фурме), но это с избытком компенсируется повышени­ем ряда статей прихода тепла. К ним относятся: выделение тепла при конденсации паров железа и FeO, их окислении до Fe2O3, уве­личении содержания окисленного железа в шлаке (в виде FeO и Fe2O3), дополнительном сжигании СО до CO2.

С помощью теплового баланса установлено, что расчетный из­быток тепла в ванне при верхней продувке по сравнению с донной колеблется в пределах 600—1200 ккал/100 кг стали. В этом случае доля лома в металлической шихте конвертерного процесса с верх­ним дутьем должна быть на 2—4 % больше, чем в металлической шихте конвертерного процесса при донной продувке, что является недостатком последней.

Весьма важным преимуществом донной продувки является большая возможность интенсификации процесса. Высокая степень рассредоточения дутья (большое количество фурм) и поглощение O2 в нижней части ванны обеспечивают спокойный ход продувки с интенсивным и равномерным перемешиванием ванны, что позволя­ет уменьшить удельный объем и высоту конвертера. Так как при донной продувке не нужна верхняя фурма, а незначительная запы­ленность газов позволяет упростить установку газоочистки, снизив ее высоту, то при одновременном уменьшении высоты конвертеров агрегаты в целом легче вписываются в габариты зданий мартенов­ских цехов.

Хорошее перемешивание нижних слоев ванны и ее мощная рав­номерная циркуляция ускоряют плавление (растворение) лома. В конечном итоге большая интенсивность продувки и, следователь­но, сокращение ее длительности по сравнению с подачей кислорода сверху способствуют расплавлению кусков крупногабаритного ло­ма и даже больших слитков. По расходу огнеупоров, стойкости футеровки рассматриваемые способы продувки имеют близкие по­казатели.

Качество стали донного дутья по большинству показателей та­кое же, как и верхнего, содержание азота при прочих равных усло­виях несколько ниже. Последнее объясняется тем, что при продув­ке сверху удлиняется путь движения азота дутья в металле (вниз и вверх) и [N] ближе к равновесию с дутьем. Кроме того, в конвер­терах верхнего дутья атмосферный воздух подсасывается через горловину, что увеличивает поглощение азота металлом.

Содержание водорода в металле донной продувки значительно больше, чем верхней. В низкоуглеродистых сталях ([С] =0,02— 0,1 %) [Н] резко возрастает вследствие уменьшения i>c в конце продувки и повышения парциального давления водорода в контак­тирующих с металлом газах. Так, по данным ИЧМ, заметный рост [Н] наблюдается при [С] ^ 0,25 %:

[Cl, % 0,5 0,5—0,25 0,25-0,1 0,1 - 0,02

[HJ, см3/Ю0 г 3 5 3-4,5 3,5—7 6-10

Чтобы снизить содержание водорода в стали, в конце плавки ме­талл продувают («промывают») азотом или аргоном во время от­бора проб и замера температуры, когда конвертер поворачивают в положение для выпуска стали. Продувка азотом должна прово­диться в течение 30—45 с, расход азота 2,5—4 м3/т стали.

Весьма важной особенностью донной продувки является пони­жение содержания окислов железа в шлаке и кислорода в металле. Это обусловлено большими длиной пути частиц FeO (образующихся в первичной реакционной зоне) к шлаку, степенью их растворения (перерождения) и тем, что в результате интенсивного перемешива­ния ванны и восстановительного действия пузырей водорода систе­мы металл — пузыри СО и металл — шлак в большей степени при­ближаются к равновесию по кислороду. При донной продувке общее содержание окисленного железа в шлаке на протяжении зна­чительной части продувки (Feo64) =5—7%, оно повышается до

Рис. 6.8. Изменение состава металла и шлака во время донной продувки кисло­родом при использовании кусковой (а) и порошкообразной (б) извести (В — = (CaO)I(SiOi) —основность шлака)

10 % лишь при [С] < 0,1 % (рис. 6.8). Эта особенность является, с одной стороны, некоторым преимуществом процесса (увеличива­ется выход жидкой стали, снижается угар раскислителей и умень­шается содержание неметаллических включений в стали), а с дру­гой — существенным недостатком (затрудняются шлакообразова­ние, дефосфорация и десульфурация металла).

По данным зарубежных заводов и ИЧМ (рис. 6.8, а), при дон­ной продувке кусковая известь практически не обеспечивает де — сульфурацию и дефосфорацию металла по ходу большей части плавки. Лишь во время передувки (при [С] < 0,1 %) развивается удаление фосфора и серы. Отсюда возникает необходимость вдува­ния через донные фурмы в струях кислорода порошкообразной из­вести (рис. 6.8, б). В этом случае шлак тоже будет гетерогенным, так как (FeO) не увеличивается, однако в реакционных зонах час­тицы извести, взаимодействуя с окислами железа, превращаются в жидкие капли ферритов, которые, всплывая в металле, не только восстанавливаются до CaO, но и поглощают фосфор и серу преж­де чем попасть в «сухой», «свернутый» шлак. Как видно из рис. 6.8, б, вдувание порошкообразной извести приводит к ранней дефосфора­ции и десульфурации металла (при [С] =0,5—1 %) в конвертерах донного дутья.

Итак, донная продувка кислородом обладает такими преиму­ществами по сравнению с продувкой сверху: более слабым пылевы — делением; большим выходом жидкой стали; значительными коли­чеством сопел и степенью рассредоточения дутья (позволяет обеспе­чить спокойную продувку с высокой ее интенсивностью и увеличить в связи с этим производительность конвертера); меньшими вы­сотой конвертера, камина, цеха и их стоимостью. К недостаткам следует отнести несколько меньшую долю лома и более высокую долю чугуна в металлической шихте, что обусловлено малыми ко­личеством окисленного железа и степенью окисления СО до CO2 (снижает приходную часть теплового баланса); неблагоприятные условия для шлакообразования, дефосфорации и десульфурации (из-за низкого содержания FeO в шлаке); необходимость примене­ния порошкообразной извести; сложность оборудования и конст­рукции конвертера (комплекс для подвода порошков, фурмы и дни­ще); повышение содержания водорода в стали и необходимость ее «промывки» нейтральным газом.

В целом верхняя продувка отличается большей гибкостью, но в некоторых случаях донная предпочтительнее. Так, для производ­ства обычной и легированной низкоуглеродистой стали (нержавею­щей, трансформаторной) перспективнее донная продувка, обеспе­чивающая [С] ^O, Ol—0,02 %, что трудно достигается при продув­ке сверху. Донную продувку целесообразнее использовать для пе­редела ванадиевого и хромоникелевого чугуна.

6.8. новые варианты кислородно-конвертерных

Процессов

Описанный выше процесс донной продувки кислородом не толь­ко завоевал право на существование, но и дал толчок возникнове­нию других, комбинированных методов. Его особенности обуслови­ли появление перспективной идеи использования в конвертерах донно-верхней продувки, основанной на одновременной подаче кис­лорода через верхнюю или боковую водоохлаждаемую фурму и различных комбинаций технологических газов через днище. В ка­честве таких газов применяется либо кислород, вводимый в среде углеводородного топлива (жидкого или газообразного), либо ней­тральные газы (аргон, азот, двуокись углерода).

Комбинированная продувка конструктивно сложнее обычных методов конвертирования, требует большей культуры производст­ва, но в принципе позволяет объединить и комплексно использовать отмеченные выше преимущества продувки сверху и снизу, в резуль­тате чего достигаются: большие мощность и равномерность переме­шивания ванны, рассредоточение дутья (много фурм), приближе­ние системы шлак — металл к равновесию, спокойный ход продув­ки, высокий выход годной стали; возможность переработки (при донном дутье) кусков лома любых размеров; слабое пылевыделе- ние; легкая регулируемость окисленности шлака с помощью верх­ней фурмы, быстрое растворение обычной извести (можно избе­жать использования порошкообразной) и сокращение в результате этого длительности бесшлакового периода, сопровождающегося вы­носом капель металла; ранняя дефосфорация и т. д.

Согласно предварительным данным, в каждом периоде сущест­вует оптимальное соотношение между расходами донного и верхне­го дутья, которое изменяется в ходе продувки. В частности, в кон­це плавки в результате уменьшения отношения количества верхнего дутья к донному, различного положения верхней фурмы или пре­кращения верхней продувки снижается окисленность шлака до ве­личин, близких к показателям обычной донной продувки, при со­хранении ее преимуществ.

В итоге при донно-верхней продувке достижимы показатели по выходу стали и другие, близкие к результатам донной при обеспе­чении одновременно высокой технологической гибкости процесса.

Комбинированные способы производства стали в конвертерах развиваются с конца 70-х гг. в США, Японии, СССР и некоторых странах Западной Европы. В СССР проведены широкие исследова­ния донно-верхней продувки в полупромышленных конвертерах сад­кой 1, 1,5 и 10 т. Начато использование результатов исследований в конвертерах садкой 150 т, намечено переоборудование 200 и 350-т конвертеров. За рубежом в 1982 г. с донно-верхней продувкой ра­ботало более 80 конвертеров, в том числе большегрузные садкой 300—400 т. Применяется несколько вариантов процессов, включаю­щих такие режимы комбинированной продувки (процессы носят на­звания фирм):

1. ЛБЭ, ЛД-КГ, ЛД-АБ, CTБ или ЛД-ОТБ процессы с про­дувкой снизу аргоном, азотом и другими малоактивными по от­ношению к металлу газами с низким их расходом [0,01— 0,25 м3/(т-мин)] и одновременной продувкой сверху кислородом по типу обычного конвертера верхнего дутья;

2. ЛД-ОБ процесс, при котором снизу вдувается 10—20 % от об­щего количества дутьевого кислорода (с вводом его в защитной углеводородной среде) ;

3. Ку-БОП, ОБМ—С, Ку-БОП—С или KM-C процессы, при кото­рых снизу вдувается около 40—50 % кислорода дутья и известь вво­дится в порошкообразном виде.

Наиболее прост для осуществления в действующих цехах первый вариант комбинированной продувки — дополнительная подача ней­трального (малоактивного) газя через пористые вставки или фур­мы в днище с расходом до 1,7 м3/’т стали. В конвертере устанавли­вается от двух до четырех донных фурм, а пористых вставок — от 4 (60-т конвертер) до 16 (400-т конвертер). Использование порис­тых вставок предпочтительнее, так как при этом упрощается эксплу­атация конвертера. Скорость износа днища и вставок практически одинакова по ходу всей кампании, если вставные блоки изго­товлены из хорошо обожженного, а также плавленного магнезито­вого кирпича или периклазо-углеродистых огнеупоров, особенно с направленной пористостью. Вставка, например, разработанная

ИРСИД, сечением 150ХЮ0 мм и длиной 700 мм имеет 50 симмет­рично расположенных каналов диаметром 1—1,5 мм. Под ней рас­полагается сужающаяся газоподводящая трубка, питающая все каналы. Изменение интенсивности донного дутья в ходе продувки осуществляется в соответствии с требуемой мощностью перемешива­ния, которую рассчитывает чаще всего компьютерная система управления. В основу расчетов заложен режим продувки, обеспе­чивающий достижение нужных параметров металлической, шлако­вой и газовой фаз.

Первый вариант комбинированных процессов широко применя­ется сейчас в Японии, Франции, Австралии и Люксембурге. Он ис­пользуется также в Канаде, ФРГ, США, освоен в СССР. Практика работы конвертерных цехов подтвердила, что продувка нейтраль­ным газом через днище хорошо усредняет химический состав и тем­пературу ванны и одновременно способствует ускорению реакций за счет увеличения поверхностей взаимодействия фаз, мощности перемешивания ванны и приближает концентрации элементов к равновесным. В результате исключаются выбросы, падает окислен­ность шлаков (содержание FeO) на 3—10 %, возрастает концентра­ция [Mn] на 0,05—0,08%, облегчаются условия эксплуатации верх­ней кислородной фурмы, уменьшается содержание в стали [S], [Р] и [О], при надобности обеспечиваются низкие (даже менее 0,02 %) концентрации углерода в металле. Последнее особенно важно при производстве Электротехнической и нержавеющей сталей. В кон­вертере создаются более благоприятные, чем при верхней продув­ке, условия для дожигания в полости агрегата окиси углерода, вы­деляющейся из ванны, и полезного использования тепла дожигания. Это обусловлено уменьшением окисленности и вспененности шла­ка, снижением уровня верхних слоев ванны (интенсифицирует пе­редачу тепла от факела горения к металлу). Практика показала, что увеличение расхода лома (на 20—50 кг/т стали) и соответствую­щее снижение доли чугуна в металлошихте достигаются в резуль­тате установки в конвертере двухконтурных фурм, обеспечивающих два раздельных потока кислорода: жесткий — для рафинирования металла и мягкий — для дожигания СО.

Внедрение рассматриваемого варианта позволило снизить рас­ход извести и доломита, алюминия, Fe—Mn соответственно на 12; 0,3—0,4; 0,2—0,7 кг/т, кислорода на 1,2 м3/т, повысить выход годной стали на 0,5—1 %, ее качество, удлинить срок службы футеровки более чем на 10 %. Затраты на оборудование конвертера системой подвода инертного газа, как установлено, окупаются в течение од — ной-двух кампаний (периодов между ремонтами) работы агрегата.

Второй вариант комбинированных процессов позволяет допол­нительно увеличить степень завершения реакций рафинирования в конвертере при одновременном увеличении его производительности, повысить выход годного за счет снижения количества окислов же­леза в шлаке, увеличить расход лома на 60—80 кг/т стали. Этот ва­риант требует увеличения расхода кислорода на 10—15 м3/т стали.

Особого внимания заслуживает третий вариант донно-верхней продувки кислородом, позволяющий проводить плавку с повышен­ной (до 40—50 % и более) долей лома в металлошихте, такой как в мартеновском процессе, и без заметного снижения производитель­ности агрегатов. Успешное внедрение таких конвертеров значитель­но повысит экономичность процесса и ускорит вывод из эксплуата­ции морально и физически устаревших мартеновских печей, в кото­рых в СССР еще выплавляется большая часть стали.

Исследования, проведенные в СССР и за рубежом, показали, что достаточную эффективность кислородно-конвертерного процес­са можно достичь при сочетании комбинированной донно-верхней продувки металла кислородом с разными способами увеличения до­ли лома в шихте (нагрев его перед продувкой, дожигание СО до CO2 в полости конвертера, ввод теплоносителей в ванну). Приме­нение только одного способа повышения процента лома не обеспе­чивает реализации всех преимуществ комбинированной продувки.

При комбинированной технологии лом подогревают снизу и сверху, СО целесообразно дожигать только до содержания 25^ 35 % CO2 в отходящих газах с помощью боковых кислородно-топ­ливных (или верхней) фурм, в качестве теплоносителя рациональ­но применять уголь и вводить его в конвертер до начала плавки в виде частиц определенной фракции или вдувать в ванну по ходу продувки.

Схема комбинированной технологии, разработанной, в частнос­ти, научно-производственным объединением (НПО) «Тулачермет» совместно с ЦНИИЧМ и Днепропетровским металлургическим ин­ститутом (ДМЕТИ) и освоенной на 10-т полупромышленном конвер­тере, включает следующие элементы:

Предварительный подогрев металлолома до 600—800 0C путем подачи в конвертер через донные, боковые и верхнюю фурму кис­лорода (воздуха) и природного газа, сжигания природного газа и твердого кускового углеродсодержащего топлива;

Последующую продувку жидкой ванны кислородом через днище и верхнюю фурму с частичным дожиганием СО до CO2 при помо­щи верхней фурмы;

Псодувку металла нейтральным газом (аргоном или азотом) через донные фурмы перед выпуском (при выплавке спокойных ма­рок стали).

При использовании этой технологии в конвертере садкой до 100 т расходуется такое количество материалов и энергоносителей, кг/т металлической шихты (м3/’т — для газов): 440—550 лома; 550—¦ 660 чугуна; 60—70 извести; 2—4 плавикового шпата; 12—15 антра­цита — 0—12 природного газа; 70—75 кислорода; 15—18 компрессор­ного воздуха; 1 аргона. Близкий технологический вариант, в том числе с вдуванием порошкообразного угля (однако без применения верхне-боковых фурм) отработан в 1,5-т конвертере ИЧМ. Длитель­ность плавки в связи с завалкой повышенного количества лома и его предварительным подогревом увеличивается, несмотря на со­кращение продолжительности продувки, связанное с уменьшенными долей чугуна в металлошихте и количеством вносимых им при­месей. Это возрастание зависит от количества совков лома на плав­ку и пропускной способности газоотводящего тракта: для конверте­ров с трактом, обеспечивающим интенсивность продувки 5—7 и 3— 4 м3/(мин-т), снижение производительности при хорошей организа­ции завалки лома составит соответственно 5—10 и 10—20 %.

К третьему варианту комбинированных процессов относится от­работанный в полупромышленных конвертерах ДМЕТИ и НПО «Тулачермет» и применяемый в своих разновидностях на некото­рых западногерманских и американских заводах. В этом варианте предусматривается нагрев лома в конвертере в течение 5—8 мин при подаче через донные фурмы не обычно используемого природ­ного газа, а жидкого топлива (для ввода в агрегат большого коли­чества тепла). Когда начинается продувка, системы снова переклю­чаются на природный газ. Особенностью варианта также является ввод кислорода при продувке не только снизу, но одновременно и сверху через боковые отверстия и фурмы, расположенные над уров­нем металла (для дожигания окиси углерода).

Фирма «Крупп» (ФРГ) закончила полупромышленную стадию разработки и начала освоение в 300-т промышленном конвертере технологию угольно-кислородного вдувания, названную «Коин» и являющуюся разновидностью третьего варианта комбинированного процесса. При этом передел большого количества лома достигается с помощью донных коаксиальных фурм, щелевой зазор которых ис­пользуется для вдувания в конвертер пылеугольного топлива.

В конвертерах с донно-верхним кислородным дутьем уже осу­ществляется и в будущем, очевидно, будет распространяться пере­работка шихты с практически неограниченной долей лома, вплоть до 100 %. В этом случае шихта, в принципе состоящая из металло­лома и углеродсодержащего материала, нагревается и расплавля­ется в результате комбинированного воздействия факелов, пода­ваемых сверху и снизу; после прогрева и расплавления при интен­сивном вдувании кислорода металл доводится до нужных состава и температуры.

Твердая шихта может расплавляться как за счет сжигания толь­ко угля или природного газа, так и за счет совместного ввода обо­их видов топлива. Применение угля в тех или иных количествах рационально, поскольку в этом случае в результате науглерожива­ния шихта расплавляется при меньших температурах ванны, топли­во используется с большим КИТ, что повышает производительность агрегата. Сжигание газообразного топлива после расплавления ме­таллолома неэффективно (при высоких температурах КИТ газооб­разного топлива значительно ниже, чем твердого и жидкого), и по­этому повышать температуру до заданной в период продувки целесообразнее за счет присадок кускового или вдувания порошко­образного углеродсодержащего материала.

Известно применение конвертеров с донно-верхним кислород­ным дутьем для переработки 100 % твердой металлозавалки ком­панией «Клёкнер» (ФРГ) — КС процесс. Два таких конвертера про­изводят столько же стали, сколько три мартеновских и две элек­тропечи. По предварительным оценкам, это экономит около 35 % энергии, расходуемой на производство стали. На одном из заводов компании «Клекнер» намечено довести годовую выплавку стали

КС процессом до 1 млн. т. Технология конвертерного процесса на твердой металлозавалке, разработанная НПО «Тулачермет», ЦНИИЧМ и ДМЕТИ для 10-т конвертера, характеризуется сле­дующими расходами материалов и энергоносителей, кг/т металли­ческой шихты (м3/’т — для газов): 1080—1120 металлолома (выход годного металла 89—92 %); 60—70 извести; 2—4 плавикового шпа­та; 70 антрацита; 26—30 природного газа; 100—105 кислорода; 30— 35 компрессорного воздуха; 1 аргона. Длительность цикла плавки в сравнении с обычной верхней продувкой возрастает на 30—35 %•

Технология конвертерного процесса на твердой металлозавалке представляет интерес в первую очередь для небольших заводов и конвертерных цехов тех районов, где наблюдается дефицит жидко­го передельного чугуна.

6.9. непрерывный сталеплавильный процесс

Конвертерного типа

Все применяемые сталеплавильные процессы являются периоди­ческими, так как проводятся в замкнутых объемах, где параметры (температура, состав и свойства) металла изменяются во времени, а в пространстве в основной части ванн в данный момент практи­чески постоянны. По окончании процесса готовую сталь выпускают в ковш, в рабочий объем агрегата загружают новые порции шихто­вых материалов, и цикл повторяется.

В непрерывном сталеплавильном процессе (НСП) предусмат­ривается проведение обработки металла в линии последовательно включенных проточных аппаратов или в зонах одного проточного аппарата, через которые непрерывно течет расплав. Подвод реа­гентов (чугуна, кислорода, твердых окислителей, флюсов и др.) и отвод побочных продуктов (газов, шлака) также должны осущест­вляться непрерывно. В результате исходные материалы, движущие­ся по технологической линии, постепенно превращаются в конеч­ный продукт. При этом в каждой точке потока устанавливаются по­стоянные во времени параметры процесса и реагирующих фаз, но в различных пространственных точках (вдоль агрегата) они изменя­ются.

На металлургических заводах доменный процесс сейчас практи­чески непрерывен, а в прокатном производстве непрерывные про­цессы занимают все более значительное место, успешно применяет­ся непрерывная разливка стали. Периодичность же сталеплавиль­ного производства приводит к перегрузкам оборудования в самих сталеплавильных и в смежных цехах, препятствует созданию обще­заводской непрерывной линии и усложняет синхронизацию работы смежных цехов.

К преимуществам НСГ1 относятся:

1. Равномерная загрузка оборудования цеха и энергетических установок; отсутствие пиковых нагрузок.

2. Высокая производительность агрегата в целом при сравни­тельно небольших или обычных темпах продувки ванны, загрузки исходных материалов и выпуска готовой стали.

3. Разделение сталеплавильных агрегатов непрерывного дейст­вия на звенья, в каждом из которых обеспечиваются наилучшие ус­ловия для удаления одной определенной или нескольких примесей металла и стабильность процесса. Повышается качество стали.

4. Уменьшение отходов и потерь металла. В периодических про­цессах в каждой плавке часть чугуна и стали теряется в виде скра­па на желобах и ковшах, остатков на подине, выбросов, выноса и т. д.

5. Лучшее использование физического и химического тепла не­прерывно выделяющихся газов.

6. Уменьшение садки агрегатов и мощности кислородных стан­ций, замена громоздкого оборудования для единовременной загруз­ки больших количеств сырых материалов и выпуска стали непре­рывно действующими конвейерами, трубопроводами, системой пнев­мотранспорта, электромагнитной транспортировки жидкого чугуна и стали и т. д. Все это существенно снижает капитальные затраты.

7. Равномерное течение процесса, постоянство состава, темпе­ратуры (в отдельных точках ванн и даже в значительных объемах). Упрощается автоматическое управление процессом.

Наиболее отработанным является конвертерный (эмульсион­ный) НСП. Заслуживают большого внимания, но еще весьма слож­ны многостадийные НСП, при использовании которых в поточной линии кроме эмульсионных функционируют агрегаты емкостного типа, служащие для подготовки сырых материалов и десульфура­ции металла (в начале поточной линии), разделения фаз, доводки и раскисления стали (в конце линии перед разливкой).

К числу наиболее интересных зарубежных схем НСП относит­ся предложенный Дж. Эллиотом (1958 г.) вариант. В этом вариан­те (рис. 6.9) тщательно продуманы технология и конструктивное оформление отдельных звеньев.

Из отечественных проектов многостадийных сталеплавильных агрегатов непрерывного действия (САНД) наиболее известен раз-

Рис. 6.9. Структурная схема непрерывного сталеплавильного процесса:

А — агломерат, кокс; 6 — доменный газ; в — шлак; г — чугун; д — электроэнергия; е — скрап; ж — реагент; з — кислород и извесгь; и — конечный шлак; K1 л, м — слитки, слябы, заготов­ки, получепные непрерывной разливкой; 1 — доменные печи; 2 — активный миксер;3 — печь для плавления скрапа; 4 — шахтные печи для подогрева пакетов скрапа; 5 — барабаны для десульфурации расплава твердыми реагентами; 6, 8 — буферные металлоприемники; 7 — ро­торы для продувки металла кислородом; 9 — аппараты для обезуглероживания; 10 — метал — лоприемник; 11 — миогоручьевая МНЛЗ

Работанный Г. П. Иванцовым, в котором предусмотрены такие по­следовательно расположенные звенья: печь, где плавится стальной лом, миксеры для смешивания чугуна и расплавленного лома, ап­параты, с помощью которых из металла удаляются S, Si, Mn, P (за счет вдуваемого сверху кислорода и вводимых в струе O2 реа­гентов), аппарат для обезуглероживания (в нем сверху вдувается в ванну кислород), вакуум-аппарат, закрытый канал, где легируют сталь, ковш для отстоя и разливки стали.

Многостадийные схемы НСП по своей идее перспективны. Одна­ко до настоящего времени не представилась возможность их испы­тать даже при проведении кратковременных экспериментов. Объяс­няется это тем, что указанные схемы имеют такие недостатки: не­значительную продолжительность безаварийной работы большого количества переходных желобов и буферных емкостей (недоста­точная стойкость огнеупоров); сложность конструкций; различие в производительности и стойкости отдельных аппаратов; повышен­ные удельные потери тепла Qya по сравнению с одно — или двухста — дийными САНД такой же производительности. Так как

I=l

(где Ki —¦ потери тепла в единицу времени на единицу поверхности; Si — поверхность теплоотдачи в i-м звене агрегата; П — произво­дительность агрегата), то с увеличением количества стадий и S Si неизменное значение Qyw сохранится лишь при таком же повыше­нии производительности П.