- .
В современном мире существует огромное количество способов производства стали. Сегодня можно выбрать наиболее оптимальные способы производства.
К таковым относятся:
Основа всех вышеперечисленных способов – это окислительный процесс, который направленный на резкое снижение некоторых веществ в чугуне.
1. Баптизманский В. И. Теория кислородно-конвертерного процесса.— M.: Металлургия, 1975.—375 с.
2. Баптизманский В. И., Охотский В. Б. Физико-химические основы кислородно-конвертерного процесса.— Киев; Донецк: Вища шк. Головное изд-во, 1982.-182 с.
3. Бережинский А. И., Циммерман А. Ф. Охлаждение и очистка газов кислородных конвертеров.— M.: Металлургия, 1975.—216 с.
4. Б и геев A. M., Колесников Ю. А. Основы математического описания и расчеты кислородно-конвертерных процессов.— M.-. Металлургия, 1970.— 227 с.
5. Д о и Д з е. Конвертерное производство стали.— M.: Металлургия, 1971.— 296 с.
6. Карнаухов М. М. Металлургия стали: Бессемеровский и томасовский процессы,—Л,—M.: ОНТИ НКТП, 1934,— 246 с.
7. К в и т к о М. П., А ф а н а с ь е в С. Г. Кислородно-конвертерный процесс.— M.: Металлургия, 1974.— 343 с.
8. Конвертерные процессы производства стали / В. И. Лапицкий, С. Л. Левин, О. И. Легкоступ и др.— M.: Металлургия, 1970.— 280 с.
9. Меджибожский М. Я — Основы термодинамики и кинетики сталеплавильных процессов.— Киев; Донецк: Вища шк. Головное изд-во, 1979.—277 с.
10. Металлургия стали / В. И. Явойский, С. Л. Левин, В. И. Баптизманский и др.— M.: Металлургия, 1973.—816 с.
11. Мырцымов А. Ф. Черная металлургия капиталистических и развивающихся стран.— К.: Наук, думка, 1978.— 519 с.
12. РоменецВ. А., КременевскийС. В. Технико-экономический анализ кислородно-конвертерного производства.— M.: Металлургия, 1973.— 511 с.
13. Современный кислородно-конвертерный процесс / И. И. Борнацкий, В. И. Баптизманский, Е. И. Исаев и др.— К.: Технжа, 1974.—263 с.
14. Явойский В. И. Теория процессов производства стали.— M.: Металлургия, 1967,—792 с.
15. Я в о й с к и й В. И., Д о р о ф е е в Г. А., Повх И. Л. Теория продувки сталеплавильной ванны.— M.: Металлургия, 1974.—495 с.
Для продувки кислородом сверху служит водоохлаждаемая фурма различной формы: Г-образная, сабельная (изогнутая по дуге переменного радиуса) и вертикальная. Две первые разновидности фурм применяли в кислородных конвертерах, переделанных из бессемеровских и томасовских. Это объясняется тем, что подкрановые рельсы в бессемеровских и томасовских цехах расположены низко и установить вертикальную фурму необходимой длины не представляется возможным. Указанное обстоятельство наряду с другими затрудняет, в частности, осуществление без значительных капитальных затрат реконструкции мартеновских цехов и установку в их зданиях конвертеров верхнего кислородного дутья.
Во всех новых и строящихся цехах используются только вертикальные фурмы. Каждый из конвертеров оснащается двумя фурмами: резервной и рабочей. Вышедшую из строя рабочую фурму отводят в сторону от конвертера, последующие плавки продувают через резервную. Фурму опускают и поднимают с помощью механизма подъема, устанавливаемого непосредственно над конвертером. Максимальная скорость ее передвижения 1 м/с, а минимальная 0,1 м/с. Продольная ось фурмы, переходя через центр концентрической горловины, совпадает с продольной осью конвертера. Таким образом, внутренняя поверхность футеровки равноудалена от реакционной зоны (зон) при продувке, что способствует равномерности ее износа.
Кислород подводится в конвертерный цех от блоков кислородной станции по магистрали вдоль фронта конвертеров. От магистрали отходят кислородопроводы к кислородным фурмам каждого конвертера. Для обеспечения возможности вертикального перемещения фурмы кислород от стационарных кислородопроводов подводится к ней с помощью гибких гофрированных шлангов (металлорукавов) из нержавеющей стали, покрытых защитной металлической проволочной оплеткой. Диаметр кислородопроводов и шлангов выбирается достаточно большим, чтобы скорость кислорода в них не превышала некоторой критической величины (около 50 м/с). В случае большей скорости возможно загорание трубопроводов от искр, возникающих при трении о стенки трубопровода посторонних частиц, движущихся в кислородном потоке. В кислородопроводах можно установить медные вставки, которые предотвращают распространение горения. Давление кислорода в магистрали 1,6—2 МПа. В результате потерь давления на местные сопротивления перед соплом оно составляет 0,9—1,5 МПа.
Фурма охлаждается водой, подаваемой под высоким давлением (1—1,2 МПа) с помощью насосов. Она подводится к фурме и отводится от нее по специальным водопроводным магистралям, а непосредственно у фурмы — по гибким металлическим шлангам, обеспечивающим ее свободное перемещение. Во избежание отложения накипи внутри фурмы (ухудшает эффективность охлаждения) жесткость воды должна быть не выше 3 мг-экв/л.
Конструкция фурмы представлена на рис. 8.11. Корпус фурмы состоит из наружной, промежуточной и внутренней бесшовных стальных труб стандартных типоразмеров. Известны случаи применения сварных труб. Соотношение диаметров труб таково, что площадь внутреннего и наружного кольцевых зазоров приблизительно одинакова. Это позволяет обеспечить равную скорость потока охлаждающей воды.
Так как нижняя часть фурмы — головка — находится в зоне наиболее интенсивных тепловых потоков, то необходимый теплоотвод, предотвращающий прогар фурмы, может быть обеспечен только с помощью материала такой большой теплопроводности, как медь. С учетом этого головку и сопла изготавливают из чистой от примесей бескислородной меди.
Внутренняя труба в верхнем конце часто не связана жесткое остальной частью фурмы. Это обеспечивает свободное расширение наружной трубы, которая в процессе продувки нагревается сильнее остальных. Уплотнение обеспечивает изоляцию кислородного и водяного трактов. При жесткой связи внутренней и наружной труб не только внизу, в области головки, но и вверху для обеспечения их взаимного свободного перемещения в верхнюю часть внутренней
Трубы вваривается компенсатор — легко растягивающийся и сжимающийся гофрированный металлору — кав.
Рис. 8.11. Конструкция кислородной фурмы
Корпус фурмы, за исключением головки, как правило, служит длительное время. Головка же, подверженная наиболее интенсивному воздействию тепловых потоков и агрессивных сред, может прогорать. Поэтому стойкость фурм определяется продолжительностью службы головок, которая составляет 50— 1000 плавок в зависимости от совершенства конструкции фурмы, типа системы и интенсивности водяного охлаждения, а также условий эксплуатации (исходная шихта, техно-
Рис. 8.12. Схема периферийного (а) и центрального (б) подводов воды
Логия продувки). Так как стойкость головки фурмы зачастую меньше продолжительности кампании конвертера, в ходе кампании приходится (иногда неоднократно) заменять прогоревшую головку или использовать поочередно рабочую и резервную фурмы.
Головка делается съемной с резьбовыми соединениями и сальниковыми уплотнениями, это позволяет довольно быстро ее заменять. Новую головку соединяют с корпусом фурмы непосредственно на рабочем месте. Сама фурма снабжена стационарными патрубками, которые с помощью фланцев соединяются с металлорукавами соответственно подвода кислорода, отвода и подвода воды. Длина фурмы больших конвертеров достигает 20 м, что (при подвеске лишь в верхнем конце) обусловливает ее значительную неустойчивость. Реактивные силы истекающих кислородных струй и действие выбрасываемых из ванны объемов газа и металла являются причиной того, что фурма во время продувки, если не приняты специальные меры, может беспорядочно перемещаться. В результате возникает направленный поток агрессивных сред на отдельные части футеровки и ее износ. Поэтому на входе в кессон фурму для повышения ее устойчивости на время продувки фиксируют. Достаточная стойкость фурмы будет достигнута при эффективном ее охлаждении.
На находящуюся во время продувки в конвертере часть фурмы, особенно ее лобовину, действуют значительные тепловые потоки [(1 —1,5)-IC5 Вт/м2]. Они возникают в результате теплопередачи излучением, конвекцией и теплопроводностью от металла, шлака и выделяющихся газов к телу фурмы. Часть фурмы в процессе продувки ошлаковывается (на ней образуется слой вспененной шлако — металлической эмульсии), а часть остается незащищенной. Это, а также особенности передачи тепла от реакционной зоны к фурме являются причиной того, что на разных участках по ее длине интенсивность тепловых потоков неодинакова. Наиболее интенсивен тепловой поток на головку, поскольку она ближе всего к ванне и реакционной зоне. Выше горловины конвертера интенсивность теплового потока на фурму меньше на порядок величины и составляет около IO5 Вт/м2,
Расчет тепловых потоков на фурму весьма сложен, поэтому дать им количественную оценку на различных участках по ее длине трудно.
Расход воды выбирается таким, чтобы перепад температур воды, подводимой к фурме и отводимой от нее, не превышал 15—20 0C. Расход воды на практике колеблется от 100 (для агрегатов небольшой садки) до 300—400 т/ч (для больших конвертеров).
В первую очередь необходимо, чтобы поток воды обеспечивал интенсивный теплоотвод от лобовины головки фурмы. Для этого его соответствующим образом направляют. Различают два типа систем охлаждения: с периферийным и центральным подводом воды к лобовине (рис. 8.12). В первом случае кислород К подается по внутренней трубе 1 к соплам 6. Вода В поступает по внутреннему, а отводится по наружному кольцевому каналам, образуемым внутренней 1, промежуточной 2 и наружной 3 трубами. При такой направленности потоков охлаждение наиболее эффективно, так как вода поступает к месту действия значительных тепловых потоков (лобовине головки).
Для того чтобы предотвратить непосредственное перетекание воды из внутреннего в наружный кольцевой канал и направить поток в центральную часть (наиболее уязвимое место лобовины), конец промежуточной трубы 2 оборудуют направляющими 4t от которых вода из кольцевого внутреннего зазора со всех сторон течет к оси фурмы и омывает сопла. В центре лобовины потоки воды сталкиваются и, взаимно отразившись, перетекают в наружный кольцевой зазор. В ряде случаев для поворота потоков на 180° и уменьшения потерь гидродинамического напора в центре лобовины делается обтекаемый выступ 5. Тем не менее, согласно данным практики и специального исследования гидродинамических потоков в головке фурмы, периферийный подвод воды не обеспечивает полноценного охлаждения участка лобовины фурмы, заключенного внутри круга сопел. Здесь возникают застойные зоны с низкими скоростью движения потоков воды и интенсивностью теплоотвода. В первую очередь это относится к участкам лобовины у сопел, так как при обтекании потоками воды сопел в их следах формируются застойные зоны.
Для улучшения гидродинамики водяных потоков вблизи лобовины (особенно в центральной ее части) рациональнее применить фурму с центральным подводом воды (рис. 8.12,6). Тогда водяные потоки, поступающие по внутренней трубе It попадают на охлаждаемую поверхность в центре лобовины под углом 90°. При этом коэффициент конвективной теплопередачи от охлаждаемой стенки лобовины к воде увеличивается по сравнению со случаем периферийного подвода воды, когда она течет практически вдоль стенки (рис. 8.12, а). Устраняется также имеющее место при периферийном подводе столкновение потоков, следовательно, в центральной части лобовины не образуются застойные зоны. Существует, правда, опасность их возникновения на наружной стороне сопел, в их следах, однако эти зоны лобовины находятся в менее напряженных условиях. Поток воды в рассматриваемом случае уходит по наружному кольцевому зазору между промежуточной 2 и наружной 3 трубами. Кислород в фурме такой конструкции поступает по внутреннему кольцевому зазору между внутренней 1 и промежуточной 2 трубами и выходит через сопла 6. Вместе с тем при центральном подводе воды усложняется (в связи с особенностями данной конструкции) смена головки, что, очевидно, препятствует пока широкому распространению этого способа охлаждения фурмы.
Опасность прогара лобовины значительно снижается при скорости потока охлаждающей воды около 8 м/с и соответствующей интенсивности теплоотвода. В существующих фурмах скорость потока воды в кольцевых зазорах достигает 16 м/с, однако у лобовины вследствие появления застойных зон на отдельных участках она падает до 2 м/с и опасность прогара лобовины значительно возрастает.
Изучение случаев прогара головок фурм показало, что он зачастую происходит по сварному шву, соединяющему сопла с лобови — ной, на непроваренных участках, газовых прослойках, являющихся, по-видимому, изоляторами, ухудшающими условия охлаждения данного района лобовины. Имеется опыт изготовления литых, а не сварных головок фурм повышенной стойкости.
Однако часто лобовина прогорает на участках между соплами. Изучение места прогара показало, что он возникает в результате многократного воздействия брызг и всплесков металла из реакционной зоны.
Одним из видов износа головки фурмы является также разгар внутренней кромки кислородных сопел. Разгар обычно возникает при работе сопел в режиме перерасширения и отрыве струи от стенки сопла вследствие периодического снижения давления и расхода кислорода. По-видимому, прекращение охлаждения стенки кислородной струей, весьма вероятные образование застойных зон и плохой теплоотвод в участках стыка сопел с лобовиной внутри фурмы приводят к оплавлению кромки, разгару сопла и прогару фурмы.
Причиной выхода фурмы из строя может быть также неудачная ее конструкция, например отсутствие или малая эффективность работы компенсаторов, в результате чего не обеспечивается достаточно свободное взаимное перемещение внутренней и наружной труб. В этом случае при нагреве и удлинении наружной трубы возникают силы, стремящиеся оторвать лобовину фурмы от сопел. Такие, напряжения в сварном шве могут привести к его разрыву.
С возрастанием садки конвертера и интенсивности продувки наружный диаметр фурмы увеличивается. Для достижения желаемой степени рассредоточения дутья необходимо увеличить и число сопел в головке. На практике зачастую трудно разместить необходимое количество сопел по сечению внутренней и наружной труб. Кроме затруднений конструктивного характера, при большом числе сопел ухудшается и поступление воды к центральной части лобовины головки фурмы. В результате стойкость фурмы может составить всего 10—50 плавок.
Увеличение доли легковеса в шихте приводит к тому, что в начале продувки фурма окажется в непосредственном контакте с кусками лома. Кислородная струя, ударяя в нагретый кусок лома и вызывая горение железа, выносит в отраженном потоке брызги расплавленного металла. При неудачном взаимном расположении фурмы и кусков лома отраженный поток попадает на участок лобовины с недостаточно интенсивным теплоотводом, вызывая прогар.
В каждом конкретном случае необходимо уточнить причины прогара и принять соответствующие меры. Однако, по-видимому, главным способом повышения стойкости фурмы является улучшение теплоотвода от лобовины путем устранения застойных зон и увеличения скорости охлаждающей воды. Большое значение имеет конструирование дутьевой части кислородной фурмы, которое сводится к определению количества сопел л, угла наклона их оси к вертикали а, а также размеров внутреннего канала сопла.
Оптимальное количество сопел в кислородной фурме позволит достичь необходимой степени рассредоточения потока вдуваемого кислорода в объеме ванны, избежать излишне интенсивного газовыделения в каждой из образующихся реакционных зон (чрезмерных местного вспучивания ванны и всплесков), которое может привести к выбросам шлакометаллической эмульсии или к выносу металла из конвертера. При слишком же большом числе сопел и данной интенсивности продувки критический диаметр каждого сопла уменьшается. В этом случае для сохранения постоянной окисленности шлака необходимо уменьшить высоту фурмы над уровнем ванны, что снизит стойкость фурмы. В агрегатах с верхним дутьем ухудшаются при этом и условия проплавления крупногабаритного лома.
На основе результатов теоретического анализа и данных практики было установлено, что для условий работы конвертера, характеризующихся в первую очередь опасностью возникновения выбросов шлакометаллической эмульсии, необходимая степень рассредоточения дутья достигается при
П = OHHi1o117ab2,5/ vry1I7. (8.46)
Если же условия таковы, что следует в первую очередь опасаться интенсивного выноса металла из-за сворачивания шлака, то
П = QMio1TKH — Ab)2’33. (8.47)
Из полученных по формулам (8.46) и (8.47) величин необходимо выбрать большую, чтобы обеспечить рассредоточение дутья, достаточное в различных ситуациях. При определении п следует также учитывать то, что число сопел ограничено (не более семи). Последнее может привести к необходимости лимитирования допустимой интенсивности продувки.
Рассредоточение вдуваемого кислорода на несколько потоков эффективно, если процессы газовыделения из отдельных реакционных зон, соответствующих каждому потоку, не накладываются. Рассредоточение первичных реакционных зон может быть достигнуто при достаточно большом угле <р между осями расположенных рядом сопел. Обобщение данных специальных исследований и практики позволяет определить ф =15—20°. Из геометрических построений следует
А = arc sin (sin ср/2/sin 180,7г.). (8.48)
Степень рассредоточения вторичных реакционных зон можно считать достаточной, если расстояние между центрами площади выхода газообразных продуктов реакции окисления углерода на поверхность ванны из соседних реакционных зон b^D/2. Согласно соответствующим стереометрическим построениям это достигается при
А = arc tg {D/[4(A0 + L) sin 180/я]}, (8.49)
Где D —диаметр реакционной зоны. Одновременное разведение первичных и вторичных реакционных зон будет достигнуто при большем из вычисленных по выражениям (8.48) и (8.49) значении а.
Затем рассчитывается профиль внутреннего канала сопла. Для выбранных удельной интенсивности продувки и садки конвертера расход кислорода на одно сопло составляет
Qo, — io.T/n. (8.50)
При данном давлении кислорода перед соплами рнач можно рассчитать площадь критического сечения сопла
/кР = ?о Jkpm4 (8.51)
И его диаметр. Площадь выходного сечения сопла определяется по выражению (1.25), а необходимая для этого величина А— по уравнению (1.21) при известных рнач и рвых — Учитывая колебания давления кислорода в магистрали в определенных пределах, для предотвращения работы сопла в режиме перерасширения принимают Рвых = 0,12—0,14 МПа.
Возможно также и другое решение: рпач выбирается минимальным для данных условий, так как давление кислорода в магистральном кислородопроводе колеблется, а рВых = 0,1 МПа. В этом случае соответствующие величины р11ач принимают и при расчете по выражению (8.51).
Если известны диаметры критического и выходного сечений сопла, рассчитывается длина закритической его части
/з. кр = (^вых —rf«p)/2tgP/2, (8.52)
Где р — угол раскрытия закритической части сопла (выбирают в диапазоне 6—10°).
Параметры входного участка определяются из условия минимизации потерь давления на выходе в сопло по выражениям
^bx= l,26flfBP; (8.53)
I1 = 0,5fifKp; (8.54)
ЯдН^кр — (8.55)
Чтобы обеспечить прочность сопла и возможность его сварки с остальными частями головки фурмы, стенка сопла должна иметь толщину не менее 5—6 мм.
Важным этапом конструирования кислородной фурмы является размещение сопел в пределах головки при данных диаметрах наружной и внутренней труб. Оптимальный вариант размещения позволит обеспечить не только достаточно легкую сборку всех элементов головки фурмы, необходимую прочность и герметичность конструкции, по и эффективное ее охлаждение.
Интенсификация продувки при данной конструкции конвертера сопровождается повышением степени рассредоточения дутья, а значит, и увеличением числа сопел. В этом случае необходимо использовать трубы большого диаметра. При увеличении садки конвертера и расхода кислорода в единицу времени кислородные фурмы также должны быть изготовлены из труб большого диаметра.
В последнее время на практике все чаще применяется продувка с переменным в некотором диапазоне величин расходом кислорода:
Fmin r max „
IO2 —IO2 .В этом случае размеры сопел при максимальном давлении кислорода должны обеспечивать /™ах,- а при минимальном — истечение газа из сопел в расчетном режиме. Параметрами конвертера задаются исходя из рассмотренной схемы расчета фурм. Воз-
А-
-)г-Г] ? ? ET^-W г — ? ? ?
Y
L
6
Л
П\
~4Л
J
Рис. 8.13. Схема подачи продувочных фаз в конвертер донного кислородного дутья
Можно решение и обратной задачи с определением при данном дутьевом режиме отдельных параметров конвертера. Таким образом, конвертер и дутьевые устройства должны рассчитываться взаимосвязано.
8.4.2. Продувка кислородом снизу
Для конвертеров с донным кислородным дутьем методики расчета дутьевых устройств разработаны в значительно меньшей степени, так как процесс относительно нов и практического опыта накоплено недостаточно.
Схема подачи продувочных фаз в конвертер приведена на рис. 8.13. Фазы через фурмы, установленные в днище конвертера I, по трубопроводам, проходящим через полую цапфу 2, подаются от распределителя 6. Кислород по трубопроводу подводится к распределителю, регулирующему его расход, затем поступает к продувочным фурмам. Пылевидная известь подается из бункера 9 через ве — сы-дозатор 8, эжектируется в кислородном потоке и вместе с ним вдувается в конвертерную ванну. В приведенном варианте в качестве защитной среды служит жидкое топливо, которое из цистерны 5 с помощью насосов 4 через распределитель 3, регулирующий его расход, поступает к фурмам. Азот, используемый для защиты фурм от сгорания в межпродувочный период, удаления из выплавленной стали водорода и вдувания порошкообразного углерода, вводится в распределитель 6, а от него поступает к продувочным фурмам. Порошкообразный углерод, используемый для науглероживания выплавленной стали непосредственно в конвертере, из бункера 7 через весы-дозатор 8 эжектируется в поток азота и вдувается с последним через продувочные фурмы в ванну. Система подачи продувочных фаз оснащена приборами для измерения расхода и давления, а также подсистемами автоматического регулирования последних, расположенными на щите управления 10.
Схема фурмы для подачи в конвертерную ванну продувочных фаз приведена на рис. 8.14. Фурма устанавливается в футеровке днища 1 и состоит из двух (реже трех) концентрических труб: наружной 2 из нержавеющей стали и внутренней медной 3. Толщина стенок труб составляет 3—5 мм. По внутренней трубе 3 из трубопровода 5 в ванну в период рафинировки поступает кислород с пылевидной известью, в период очистительной продувки — азот, в период науглероживания — взвешенный в потоке азота порошкообразный углерод. По кольцевому зазору в период рафинировки из трубопровода 4 в фурмы вводится защитная среда (жидкая или газообразная), а в остальные периоды— азот. В межпродувочные периоды через внутреннюю трубу и кольцевой зазор подается азот, который иногда заменяется воздухом.
Наиболее сложен по выполнению кольцевой зазор, толщина которого невелика, но должна быть одинаковой по периметру и высоте. В противном случае днище в районе заниженной толщины зазора может быть защищено недостаточно и износ футеровки увеличится.
Размеры дутьевой части фурмы определяют по следующей схеме. Во избежание «прострела» ванны струей вдуваемого кислорода необходимо, чтобы длина реакционной зоны была меньше глубины ванны и составляла
L1 = A1A,. (8.56)
Согласно экспериментальным данным в период интенсивного обезуглероживания ~ 0,65. С учетом этого на основе уравнений (1.37), (3.41) и (3.68) получаем выражение для определения минимального количества фурм в днище конвертера:
RtIiim ~ 0,0277о2/Ав’26. (8.57)
Диаметр кислородного сопла dc в соответствии с выражениями (3.49) и (3.50) определяют по приближенной формуле
4 5,06 V TioJpnmIi, (8.58)
Рис. 8.14. Схема фурмы для подачи продувочных средств в конвертер донного кислородного дутья
Где рнач — давление кислорода перед фурмой, МПа; п— количество фурм. Если известен dc и, следовательно, площадь сечения отверстия, по выражению (1.29) можно найти расход кислорода на одну фурму при заданном рНач, а затем по уравнению (8.50) — необходимое количество фурм.
Расход защитной среды должен быть оптимальным, чтобы, обеспечивая эффективную защиту днища, не вызывать чрезмерных затрат топлива. Эффективная защита достигается при минимальном смешении (массообмене) потоков кислорода и защитной среды:
Po1W2O1 = Рзаш^защ. (8.59)
Здесь ро2, ^o2 — плотность и скорость истечения кислорода; рзащ, ®защ — плотность и скорость истечения защитной среды, которые для газов находят по выражениям (1.1) и (1.17). Так как эти величины зависят от начального давления, при котором происходит истечение, то можно получить упрощенные выражения для определения оптимального соотношения начальных давлений кислорода Рнач02 и защитной среды рнач. защ — Если защитная среда газ, то
Pнач. защ = ®а/?нач O2. (8.60)
А если жидкое топливо, то
Унач. защ IgtP нач, защ /(0,7/za 1,0)] = срррнач, 02> (8.61)
(8.62)
P—I
(8.63)
2,3|лсм
Где ф — коэффициент, учитывающий влияние гидродинамики ванны и подсоса металла на смешение кислорода с топливом (для природного газа или пропана, мазута, дизельного топлива ф = 0,8—0,9; 1,6—1,8; 1,2 соответственно);
_J_________________________________________________________ ‘
Ij — + 1 \ I’- + 1
_i_________________________________________
В диапазоне давлений от критического до 1,8 МПа давление дизельного топлива рначдиз и мазута /?нач. маз в зависимости от давления кислорода /?нач02 и глубины ванны hB с достаточной для инженерных расчетов точностью можно определить из выражений
Янач. диз = 0,34/?о2 + 1,38АВ + 1,35; (8.66)
/’нач. маз = 0,462/7о2 + 2,2ЛВ + 1-45. (8.67)
Удельный расход природного газа, пропана и мазута, используемых в качестве защитной среды, равен соответственно 0,4—0,5; 02—0,3 м3/т стали и 2,5—3 кг/т. Расход защитной среды на плавку для данной садки агрегата можно определить из выражения
Где Узащ — удельный расход защитной среды, м3/т стали.
При заданной удельной интенсивности продувки кислорода и известном его удельном расходе на 1 т стали можно найти интенсивность подачи защитной среды в единицу времени на одну фурму:
?защ = VAiuiLo2T j’4o2n. (8.69)
Для газообразной защитной среды площадь сечения кольцевого зазора /защ, обеспечивающая необходимую Qnaux при найденном рнач. защ, определяется в первом приближении по выражению
/защ — ^защРнорм, ^выхРвых’ ( 8.70)
Где шВых и рВых находятся соответственно из уравнений (1.1) и (1.17) при1,29 (многоатомные газы); рнорм — плотность газа при нормальных условиях. Для жидкой защитной фазы
®>вых = pYZgPw. защ. рзащ’ (8.71)
/защ = ®?защ/Г’защ®вых — (8.72)
Здесь р3ащ — плотность жидкой защитной среды; 0 — коэффициент, учитывающий долю жидкой фазы в парожидкостной смеси.
Если известны диаметр dm и толщина стенки tm внутренней трубы, то внутренний диаметр наружной трубы, обеспечивающий необходимое сечение кольцевой щели, составит
DBар = К4[тг 4(dBH + 2tBttf + /заш]/т:, (8.73)
А величина кольцевого зазора
S — d„ар — (rfB„ + /.я). (8.74)
Принимая во внимание небольшой размер кольцевого зазора, его величина приближенно может быть найдена по выражению
8~/защМ^в„ + 2М — (8.75)
Необходимое количество фурм 1 распределяется равномерно в пределах площади дутья 2 (рис. 8.15), которая имеет форму круга (а) или прямоугольника (б) и занимает определенную часть днища 3. За пределами площади дутья находится циркуляционное сечение, обеспечивающее организованное перемешивание ванны. При прямоугольной форме площади дутья увеличивается размер частей, прилегающих к длинным сторонам прямоугольника. Это позволяет располагать ванну ниже уровня фурм при горизонтальном положении конвертера на повалках для отбора проб
Металла (наклон в одну сторону) или при выпуске (наклон в противоположную сторону). В конвертерах с донной кислородной продувкой, переделанных из агрегатов воздушного дутья с эксцентрической горловиной, площадь дутья смещена в сторону, противоположную наклону конвертера для отбора пробы и выпуска. При выполнении обеих операций конвертер наклоняется в одну сторону, а металл выпускается через горловину.
Расстояние между осями фурм /ф должно выбираться достаточно большим во избежание наложения первичных реакционных зон и участков интенсивного газовыделения соседних фурм друг на друга. В противном случае возникают чрезмерные газовыделения в зоне наложения и происходит вынос металла. Для рассчитанных параметров дутьевых устройств необходимо определить Di по выражению (1.47) и выдержать условие Величину /ф можно рассчитывать по формуле
(8.76)
(8.77) одну
/ф = 2,29Ar°’330rfc,
А диаметр зоны дутья по выражению
Где т — максимальное количество фурм, расположенных линию.
8.5. футеровка конвертеров
Рис. 8.15. Схема расположения фурм в днище при донной кислородной продувке
Футеровка конвертеров может быть кислой или основной в зависимости от химического состава (химических свойств) конвертерного шлака и типа процесса (кислый или основной). Бессемеровский конвертер футеруют, как правило, в один слой динасовым кирпичом толщиной 12—15 см и длиной 30—40 см, содержащим более 95 % SiO2. Широкая грань кирпича трапециевидной формы, так называемый торцевой клин, позволяет выполнять кладку по радиусу с минимальной величиной зазора между кирпичами. Толщина футеровки соответствует длине кирпича. Кирпичи кладут на жидком растворе из молотого кварца и огнеупорной глины. Зазор между кирпичной кладкой и кожухом шириной 30—40 мм заполняют обломками кирпича. Конусную часть набивают массой из кварцевого песка и огнеупорной глины. Днище выкладывают из динасового кирпича (наборное) или набивают смесью из кварцевого песка с примесью огнеупорной глины в качестве связки (набивное). Фурмы делают из шамота.
Бессемеровские конвертеры разогревают коксом с подачей дутья через днище в течение 2—3 ч и последующей выдержкой в течение 24 ч для удаления влаги из раствора.
Динасовая футеровка используется и в конвертерах малого бессемерования. Цилиндрическую часть и днище выкладывают соответственно фасонным и нормальным кирпичом в два слоя общей толщиной 180 и 300 мм. В области фурм футеровка разъедается особенно интенсивно, поэтому ее толщина для обеспечения такой же стойкости, как и в остальных зонах, доводится до 500 мм. Конусную часть набивают смесью динасового песка и огнеупорной глины.
Конвертерная сталь выплавляется главным образом в агрегатах с основной футеровкой и основными шлаками, обеспечивающими удаление из металла серы и фосфора.
Первым основным конвертерным процессом был, как уже отмечалось, томасовский с футеровкой из обожженного доломита, получаемого путем обжига природного доломита, по составу близкого к двойной углекислой соли CaCO3-MgCOa. После обжига остаток содержит два окисла CaO и MgO и небольшое количество примесей. Обычный состав обожженного доломита, %•’ 53—60 CaO; 33—37 MgO; 2—5 SiO2; 2—5 Al2O3+Fe2O3.
После дробления и сортировки по фракциям кусочки обожженного доломита размером около 2 мм смешивают с 10 % нагретой каменноугольной смолы, которая служит связующим веществом. Смола должна содержать 60—70 % пека, температура ее размягчения составляет 80 °С. Она не только склеивает частички обожженного доломита при формовке кирпича, но и предохраняет их от гидратации влагой воздуха, вносит в материал футеровки углерод, образующийся в результате коксования при нагреве. Последний плохо смачивается жидким металлом, препятствует проникновению в огнеупор шлака, окислов железа и обеспечивает спекание зерен в процессе службы футеровки. Полученную массу прессуют в металлических формах при 60—70 0C под давлением от 4 до 40 МПа.
Футеровка относительно небольших томасовских конвертеров выкладывается в один слой, толщина которого равна длине кирпича (350—400 мм). В современных крупных конвертерах кирпичная часть футеровки состоит из двух слоев — арматурного (защитного) и внутреннего рабочего общей толщиной 700—750 мм. Зазор между кирпичной кладкой и кожухом набивается доломитовой массой. Верхняя конусная часть конвертера иногда выполняется набивной, толщина набивки составляет 350—500 мм. Днище томасовских конвертеров набивное из смолодоломитовой массы, игольчатое. Для этого при набивке в форме устанавливают металлические стержни с наружным диаметром, соответствующим диаметру сопел. Набивку можно выполнять путем вибрации формы с массой на специальных стендах.
Футеровку обжигают в течение 3—4 ч, сжигая кокс в подаваемом через днище воздухе. Затем ее выдерживают при высокой
Таблица 8.6. Состав и свойства огнеупоров, используемых для футеровки кислородных конвертеров
Состав, |
О/ /0 |
Объемная плотность, г/см* |
Предел прочности на сжатие, МПа/м2 |
X С. С |
||||||
Огнеупор |
О О ч. |
О Г. к S S |
Ю О |
О S- ГО W S = |
Ю О |
П к А ч» о: о"- 3 А |
||||
О Ьо S |
О О |
О 5з |
О < |
Oi 5 U и О О С H |
О Ч га U L — O S С S |
О 4> Ч E — O CQ О о П H |
V Ч га U I — O S С S |
|||
Смолодоломи — товый |
30-40 |
50-56 |
1- |
4 |
1-5 |
2,7—3,2 |
2,6-2,8 |
12-37 |
12-18 |
11-29 |
Смолодоло- |
||||||||||
Митомагиези — товый |
46—54 |
30-52 |
1- |
6 |
1-5 |
2,7-3,2 |
2,5—2,9 |
9-18 |
9—51 |
12-20 |
Смоломагнези- |
||||||||||
Тодоломито — вый |
61-64 |
23-26 |
2- |
3 |
3-5 |
2,8—3,2 |
2,6-2,8 |
4—11 |
12-35 |
15-23 |
Магнезитовый обожженный |
77-84 |
7-9 |
3- |
4 |
2-3 |
2,8—3,1 |
2,5-2,8 |
11-15 |
12-41 |
15-24 |
Периклазо |
||||||||||
Шпинелидный (обожженный) |
68-72 |
— |
— |
— |
2,9—3,1 |
— |
43—61 |
19-23 |
Примечание, В периклазошпииелидном кирпиче содержится 10—13 % Cr2O3.
Температуре в течение 15 ч для завершения процесса разложения (коксования) смолы. Так же, как и в бессемеровском, на горловине томасовского конвертера зачастую образуется настыль капель выносимого из ванны металла, в процессе удаления которой разрушается футеровка горловины.
Для футеровки конвертеров верхнего и донного кислородного дутья используют только основные огнеупорные материалы. Наиболее широко применяются огнеупоры, перечисленные в табл. 8. 6.
Две главные составляющие основных огнеупоров — окись кальция и окись магния — имеют соответственно температуру плавления 2300 и 2800 0C. Окись кальция несколько быстрее растворяется в сталеплавильном шлаке, чем окись магния, более склонна к гидратации. Поэтому с увеличением содержания окиси магния в смолосвязанном огнеупоре до определенного предела (около 60— 65 %) стойкость футеровки возрастает. При более высоком содержании MgO термостойкость и прочность кирпича снижаются. Учитывая это, необходимо ограничивать целесообразный предел концентрации MgO в нем. Так как доломит шире распространен в природе, чем магнезит, использование последнего ограничено. В ряде стран магнезит получают путем извлечения его солей из морской воды и последующей переработки.
Периклазошпинелидный огнеупор отличается высокими прочностными свойствами, однако наличие окиси хрома снижает его температуру плавления. Он не всегда достаточно шлакоустойчив.
Смолодоломитовые и смолодоломитомагнезитовые огнеупоры изготавливают по описанной по II разделе для томасовского процесса технологии. Они обжигаются в кладке в процессе разогрева конвертера (безобжиговые огнеупоры) или подвергаются предварительному обжигу при температуре 1530 0C. Последнее способствует повышению прочностных свойств огнеупора и его сопротивляемости гидратации влагой воздуха. Такие огнеупоры, однако, в связи со сложностью технологии их изготовления и высокой стоимостью не получили широкого распространения.
Магнезитовые обожженные огнеупоры изготавливают из кусочков обожженного магнезита (магнезитовый клинкер) размерами около 2 мм. В качестве связующих минерализаторов применяют Al2O3, SiO2, Fe2O3 или органическое вещество — меляссу. После прессования кирпичи подвергаются обжигу при температуре 1550—¦ 1650 °С.
Магнезитовые огнеупоры можно готовить на смоляной связке и пропитывать смолой, заполняющей поры углеродсодержащим материалом. Это позволяет уменьшить глубину проникновения окислов железа в огнеупор, его разбухание и скалывание при расширении, повысить шлакоустойчивость.
Периклазошпинелидный огнеупор изготавливается из магнезитового клинкера и хромистой руды. Прессуют кирпич под высоким давлением до 100 Па/м2 с последующим обжигом при температурах до 1700 0C. В результате взаимодействия окиси магния и хрома образуются шпинели MgO-Cr2O3. Из перечисленных огнеупоров наиболее широко распространены смолосвязанные безобжиговые на доломитовой основе благодаря дешевизне изготовления и достаточно высокой стойкости.
Огнеупорные материалы для футеровки конвертеров применяют в виде кирпичей, блоков и масс для набивки. Длина кирпича составляет 300—360 мм, а масса 10—15 кг. Использование блоков несмотря на то, что они имеют значительные размеры и, следовательно, позволяют уменьшить число швов, не получило широкого распространения из-за большой массы и ухудшения условий труда при выполнении кладки вручную. Набивку применяют лишь на отдельных участках футеровки для герметизации кладки и обеспечения свободного расширения кирпичей при нагреве. В большинстве случаев футеровку выкладывают без раствора («всухую»), засыпая образующиеся между кирпичами малые щели магнезитовым порошком и набивая большие зазоры смолодоломитовой массой.
Учитывая, что огнеупоры при нагреве расширяются, в каждом кольцевом слое кладки делают через определенные интервалы температурные швы, устанавливая деревянные прокладки.
Футеруют конвертер чаще всего по схеме, представленной на рис. 8.16. По всей внутренней поверхности кожуха 1 оставляют заполняемый листами асбеста зазор 2 толщиной около 20—30 мм; он позволяет футеровке свободно расширяться при нагреве, предотвращает возникновение температурных напряжений в кожухе, отчасти служит изоляционным слоем, снижающим нагрев металлического кожуха. Арматурный (защитный) слой 3 для большей герметичности выкладывают из обожженного хромомагнезитового или магнезитового кирпича толщиной 115—350 мм на растворе. Ap-
Матурный слой служит несколько кампаний и позволяет использовать в течение кампании полную толщину внутреннего рабочего слоя футеровки (в участках наибольшего износа), предохраняет кожух конвертера от перегрева, в первую очередь в конце кампании, когда внутренние слои футеровки изношены до предела.
Слой набивки толщиной 50—150 мм из смолодоломитовой массы 4 дополнительно герметизирует кладку конвертера, предохраняет кожух от проникновения металла в швы, а также облегчает удаление остатков рабочего слоя 5 при ремонте конвертера (без разрушения арматурного слоя). В последнее время, однако, на ряде заводов этот слой не делают, так как при ручной набивке он не обладает достаточной прочностью, что приводит в ряде случаев к местным обрушениям футеровки.
Рабочая зона (слой) футеровки 5 состоит из одного, двух или трех кольцевых слоев огнеупорного кирпича длиной, соответствующей толщине каждого слоя. Кладка выполняется без перевязки слоев. Толщина каждого слоя составляет 230—380 мм, материал кирпичей — один из описанных огнеупоров. Шлемовая часть футеровки при продувке через многоканальные фурмы изнашивается медленнее цилиндрической, поэтому она (с целью экономии огнеупоров) делается тоньше на 100—150 мм. Днище конвертера имеет арматурный слой из хромомагнезитового кирпича и рабочий—- из огнеупоров. Перед присоединением днища к корпусу конвертера на плоскость разъема накладывают слой смолодоломитовой или смоломагнезитовой массы. С помощью домкратной тележки днище со значительным усилием прижимают к корпусу конвертера, и огнеупорная масса заполняет все зазоры, а ее излишки выдавливаются из стыка. Изнутри конвертера по линии стыка выкладывают дополнительный слой кирпича. Толщина футеровки днища на 150— 200 мм превышает толщину кладки цилиндрической части.
Футеровку после изготовления разогревают. Если рабочий слой выложен из безобжигового кирпича, разогрев должен обеспечить коксование смолы, входящей в состав огнеупора. Это достигается при скоростном двухчасовом нагреве до 1200 °С. Продолжительность сушки и разогрева футеровки из обожженных огнеупоров до температуры 1000—IlOO0C составляет 12—16 ч. Разогревают футеровку с помощью газовых горелок или форсунок, а также путем сжигания кокса, насыпанного в конвертер, в кислороде, вдуваемом через кислородную фурму.
В процессе работы конвертера рабочий слой футеровки изнашивается в результате механического износа (удары кусков лома при завалке его в конвертер, срыв настылей и др.), растворения ее в шлаке, а также под действием термических напряжений. Скорость износа футеровки зависит от состава исходной шихты и выплавляемых сталей, хода шлакообразования, а также качества огнеупоров. Она составляет 2,5 мм/плавку для периклазошпинелидного кирпича; 1,5 для смолодоломитового и менее 1 мм/плавку для магнезитового огнеупора. Продолжительность кампании конвертера зависит как от скорости износа футеровки, так и от выбранной толщины рабочего слоя и достигает (без торкретирования) 350—450 плавок для периклазошпинелидного, 400—900 плавок для смолодоломитового и 600—1000 плавок для магнезита в наиболее изнашиваемых участках.
Износ неравномерен по высоте и периметру конвертера (рис. 8.17, 1 — новая, 2 — изношенная футеровка). Как правило, наблюдаются места преимущественного (локального) износа. При использовании многоканальных фурм место наиболее интенсивного износа футеровки находится приблизительно в середине цилиндрической части, в так называемой зоне цапф.
Когда в каком-либо участке внутренней поверхности футеровки износ достигает арматурного слоя, конвертер останавливают на ремонт. Ремонт ведут в следующем порядке: отсоединяют отъемное днище, охлаждают футеровку конвертера. Для ускорения охлаждения подают в конвертер воздух с помощью вентиляторов, осуществляя теплоотвод в режиме принудительной конвекции. Затем остатки старой футеровки удаляют при горизонтальном положении конвертера, часто с помощью специальной машины на гусеничном ходу, передвигающейся по рабочей площадке. Машина снабжена штангой с установленным на ее конце долотом, совершающей под действием сжатого воздуха возвратно-поступательные движения. Длина штанги достаточна для нанесения ударов долотом по любой части изношенной футеровки. Обломки кирпича из конвертера высыпаются в шлаковую чашу и вывозятся в разливочный пролет, а затем за пределы цеха. После удаления рабочего слоя старой футеровки конвертер устанавливают в вертикальное положение кверху горловиной, монтируют опалубку и начинают кладку рабочего слоя новой футеровки снизу вверх. При отъемном днище охлаждение и удаление старой футеровки и кладка новой значительно ускоряются, в частности в результате упрощения организации грузопотоков при подаче материалов в конвертер. После окончания кладки цилиндрической и конусной частей к корпусу присоединяют днище и разогревают новую футеровку. Продолжительность ремонта конвертера составляет двое-трое суток.
Так как износ футеровки конвертера неравномерен и имеет разные причины, в настоящее время используется так называемая позонная дифференцированная кладка конвертера, позволяющая достичь равностойкости разных участков кладки или максимально приблизиться к ней. Суть такого способа кладки заключается в том, что толщину кладки в данном районе и вид огнеупора выбирают с учетом главных причин износа футеровки и его скорости.
В горловине кирпичи изнашиваются от эрозионного действия плавильной пыли, резких колебаний температуры. Они должны иметь высокую механическую прочность, чтобы не разрушаться при срыве настылей. Этого достигают, используя обожженные огнеупоры, пропитанные смолой. В цилиндрической части основной вид износа — растворение огнеупора в шлаке, и поэтому ее футеруют термически обработанными смолодоломитомагнезитовыми (смоломагнезитодоломитовыми) или смоломагнезитовыми огнеупорами. Завалочная сторона цилиндрической части, которая испытывает значительные механические нагрузки при завалке металлического лома, футеруется обожженными доломитовыми огнеупорами с пропиткой смолой. Кладку днища выполняют из смолодоломито — вых и смоломагнезитовых огнеупоров.
Увеличение диаметра сталевыпускного отверстия, изнашиваемого в процессе выпуска, приводит к чрезмерному сокращению слива плавки и попаданию в ковш значительных количеств шлака, что нарушает технологию раскисления и легирования стали в ковше. ¦ Для уменьшения износа в качестве материала блоков, из которых выкладывается сталевыпускное отверстие, желательно применять огнеупоры из плавленого магнезита, пропитанные смолой.
В целях достижения равностойкости всех участков футеровки конвертера (или приближения к ней) часто увеличивают толщину кладки в тех местах, которые подвержены наиболее интенсивному износу, например в зоне «шлакового пояса» цилиндрической части (см. рис. 8.17).
Для увеличения срока службы футеровки проводятся горячие ремонты. В конвертере иногда оставляют от предыдущей плавки часть шлака высокой основности, но достаточно жидкоподвижного. Конвертер устанавливают таким образом, чтобы шлак заполнил места локального износа кладки, куда затем засыпают бой огнеупорного кирпича. Обломки кирпича частично пропитываются шлаком, вся масса затвердевает в течение 10′—20 мин, после чего начинают следующую плавку. Этот метод называется подваркой. Наваренный слой, хотя и не обладает такой износоустойчивостью, как обычная футеровка, все же в течение нескольких плавок предохраняет от износа рабочий слой. Однако использование описанного метода приводит к потерям рабочего времени, и он пригоден для ремонта только тех участков футеровки конвертера, которые находятся в плоскости его вращения. Локальный, наиболее интенсивный износ в районе цапф конвертера не может быть устранен таким путем. Горячий ремонт сталевыпускного отверстия предусматривает уменьшение его диаметра путем набивки огнеупорной массы вокруг деревянного шаблона, устанавливаемого в отверстии.
При заметалливаиии горловины образующиеся настыли периодически обрывают с помощью специального приспособления, имеющего форму якоря, подвешиваемого на крюке главного подъема завалочного крана. Обрыв настыли вызывает частичное разрушение кирпичной кладки горловины.
Широкое распространение в последнее время получил систематический горячий ремонт футеровки путем торкретирования. Он заключается в нанесении на изношенные места кладки порошка огнеупорного материала с помощью напольной установки, называемой торкретмашиной. Иногда огнеупорный материал вдувают специальной вертикальной фурмой (вертикальное торкретирование).
Различают сухое, влажное и огневое (факельное) торкретирование доломитовой, доломитомагнезитовой и магнезитохромитовой массами. Торкрет-масса должна хорошо удерживаться на изношенном месте после ее нанесения, свариваться с материалом футеровки и иметь достаточно высокую огнеупорность.
Режим торкретирования различен. Известны случаи, когда торкрет-масса наносится на футеровку один-два раза в день слоями толщиной до 10—50 мм. Чаще футеровку торкретируют через 5—¦ 10 плавок, причем толщина наносимого слоя составляет 5—10 мм. Необходимы достаточно большая скорость торкретирования и продолжительность операции 3—5 мин, чтобы простои на ремонте не превысили увеличения срока службы футеровки. Иногда торкретирование применяют по истечении ‘/з—’/2 продолжительности кампании конвертера.
При сухом и влажном торкретировании торкрет-масса из бункера поступает в поток сжатого воздуха и выбрасывается через специальную трубу на изношенное место футеровки. При сухом торкретировании нанесенный слой удерживается на футеровке хуже, чем при влажном, что вызывает увеличение расхода материалов, но во втором случае затрачивается больше времени на прогрев массы и спекание ее с футеровкой.
Одним из новейших методов повышения стойкости футеровки конвертеров является факельное торкретирование, разработанное в СССР. С 1978 г. этот метод внедряется в конвертерных цехах нашей страны.
Факельное торкретирование отличается следующими особенностями. Смесь огнеупорных порошков и измельченного кокса (торкрет-масса) подается на поверхность изношенной части футеровки в струе кислорода с помощью водоохлаждаемой торкрет — фурмы (рис. 8.18). Наличие в продольной конечной части фурмы большого количества сопел позволяет подавать торкрет-массу на значительную поверхность кладки. При выходе смеси из сопел угольный (или алюминиевый) порошок воспламеняется в струе кислорода. Горение продолжается и на поверхности торкретируемой кладки. Нагретый в образующемся факеле до высокой температуры (1650—1800 °С) огнеупорный порошок (магнезит, доломит или их смеси), скользя по поверхности кладки, приваривается к ней. В таких условиях повышается стойкость нанесенного слоя и снижается расход торкрет-массы.
Рис. 8.18. Схема комплекса оборудования для факельного торкретирования кладки 130-т конвертеров:
/ — автоцеменховоз; 2, 3 — промежуточные питатели порошкообразной торкрет-массы; 4— система аспирации для отвода отработанного воздуха; 5 — пульт управления; 6 — рабочий питатель; 7, 8 — рукава для подвода торкрет-массы, кислорода, воды; 9 — торкрет-машина; 10 — торкрет-фурма; //— водоохлаждаемый экран
Скорость износа нанесенного таким методом слоя торкрет-массы составляет 2—4 мм/плавку, что сопоставимо с интенсивностью износа материала футеровки рабочего слоя. В качестве горючего материала может служить и природный газ. Для уменьшения расхода магнезита и улучшения условий сваривания торкрет-массы с футеровкой к магнезитовому порошку добавляют 20—30 °/о молотого конвертерного шлака.
Продолжительность факельного торкретирования 2—5 мин. Конструкция торкрет-машины позволяет с помощью манипулятора, несущего горелку, нанести торкрет-массу на любой изношенный участок футеровки. При расходе торкрет-массы 1 кг/т стали продолжительность кампании конвертера увеличивается на 40—50 плавок, а производительность на 0,5 %• Соответствующие частота торкретирования и толщина наносимого торкрет-слоя позволяют добиться практически неограниченной стойкости конвертера: известны случаи, когда кампания продолжалась 10—20 тысяч плавок. Однако существует оптимальная продолжительность кампании, составляющая ориентировочно 1500—2000 плавок. Превышение этого оптимума приводит к значительному расходу торкрет-массы (огнеупоров). Увеличение продолжительности кампании и времени работы конвертера позволяют сократить время, затрачиваемое на ремонт футеровки, обеспечивая одновременную работу всех конвертеров, установленных в цехе, практически без нарушения темпа подачи слитков в прокатные цехи. Регулируя режим торкретирования и продолжительность кампании, можно совместить ремонты конвертеров и прокатных станов, добиться полной синхронности работы конвертерных и прокатных цехов. В этом случае производительность конвертерного цеха при постоянной работе всех конвертеров возрастет в зависимости от их числа в цехе на 30— 100 %.
По наилучшим результатам факельного торкретирования продолжительность операции составляет 3—5 мин, расход торкрет — массы 400—500 кг/мин (80% магнезита, 20% коксовой пыли), кислорода до 200 м3/мин. Количество операций достигает 15— 20 % от общего числа плавок, т. е. одна операция факельного торкретирования проводится через каждые пять—семь плавок, что незначительно увеличивает средний цикл плавки (на 0,6—1 мин). Магнезита торкрет-массы расходуется около 1—2 кг/т, затраты кирпича снижаются до 3 кг/т стали.
При факельном торкретировании средняя стойкость футеровки в течение года составила на Запсибе 1405 плавок (без торкретирования— 695 плавок). Достигнутая максимальная стойкость кладки 130-т конвертеров (2500 плавок) является наиболее высокой в СССР и Европе.
Для устранения во время факельного торкретирования запы — ления цеха разработана установка вертикального торкретирования, в которой торкрет-фурма опускается в вертикально установленный конвертер через отверстие в камине, и пыль во время операции улавливается системой газоочистки.
9.1. характеристика отходящих конвертерных
Газов
Выходящие из конвертеров донного воздушного дутья газы содержат 5—35 % СО, 2—15 %С02, 60—90 % N2. Их теплотворная способность, определяемая содержанием горючего компонента (окиси углерода), невелика — около 1000 ккал/м3.
Вне конвертера окись углерода сгорает в атмосфере, что значительно снижает вероятность ее попадания в окружающую среду. Температура отходящих газов не превышает 1000—1500 °С. Так как при донном воздушном дутье температура реакционной зоны невелика, запыленность отходящих газов составляет 1—5 г/м3. Считалось, что конвертерные газы не требуют очистки от пыли, а использование уносимого ими тепла экономически невыгодно, поэтому газы выбрасывались в атмосферу. В 50-х гг., когда ощутимее стала необходимость защиты окружающей среды, начали разрабатывать системы отвода и очистки отходящих газов. Для рассматриваемых конвертеров они не получили широкого применения вследствие появления кислородно-конвертерного передела сначала верхнего, а затем донного дутья, существенно снизившего и без того невысокий удельный вес бессемеровского и томасовского процессов.
С началом использования кислорода для продувки конвертерной ванны стала очевидной необходимость очистки отходящих газов. При верхнем кислородном дутье образуется 60—80 м3/т стали дымовых газов. Они содержат 80—90 % СО, 7—20 % CO2, до 2— 5 % H2 и незначительные количества азота, метана, инертных газов. Наличие в отходящих газах 0,1—0,2 г/м3 серы создает опасность коррозии металлических конструкций газоотводящего тракта.
Пределы воспламенения окиси углерода составляют 12,5— 74,5 %, а водорода 4,5—67 %. В связи с этим в практике могут возникать ситуации, когда состав конвертерных газов приближается к взрывоопасным пределам (или соответствует им), что требует принятия мер (дожигание СО) для предотвращения взрыва.
При высокой концентрации окиси углерода в отходящих газах их теплотворная способность достигает 2000—2500 ккал/м3. Газ такой калорийности можно использовать для энергетических и технологических нужд. Температура отходящих газов составляет 1400—1700 °С, что обусловливает необходимость их охлаждения перед очисткой.
Запыленность отходящих газов колеблется в пределах 40— 1000 г/м3 в зависимости от технологии, периода продувки и состояния шлаковой фазы. Конвертерная пыль состоит в основном из окислов железа и содержит 60—65 % Fe, 2—6 % Mn, остальное SiO2, CaO, Al2O3 и другие окислы. Приблизительно 50—80 % частиц имеют размер менее Ю-5 м, что затрудняет очистку газов. При значительном количестве мелочи и пыли в присаживаемых в конвертер в процессе продувки шихтовых материалах эти частицы могут уноситься потоком отходящих газов. В результате в период добавки шихтовых материалов (чаще всего извести) концентрация пыли увеличивается в два—четыре раза, резко возрастает и содержание SiO2 и CaO в пыли.
9.2. системы очистки отходящих газов
С дожиганием
Принципиальная схема системы отвода и очистки отходящих газов представлена на рис. 9.1. Газы, выходящие из конвертера 1, охлаждаются в охладителе конвертерных газов (ОКГ) 2, очищаются в системе устройств 3, а затем с помощью дымососа 4 выбрасываются через дымовую трубу 5. В некоторых случаях такая система обслуживает два поочередно работающих конвертера. Различают системы, позволяющие отводить газы с полным дожиганием без использования выделяющегося тепла, с полным дожиганием и с использованием выделяющегося тепла.
Рис. 9.1. Принципиальная схема системы отвода и очистки отходящих газов
В случае работы с полным дожиганием без использования тепла применяется схема, приведенная на рис. 9. 2. Отходящий из конвертера / газ поступает в кессон 2 и камин 4, которые представляют собой охлаждаемые проточной водой металлические газоходы. Через отверстие в наклонной части кессона в конвертер вводится фурма 3 для продувки ванны. Между кессоном и горловиной существует зазор, обеспечивающий поворот конвертера ниже края кессона. По за-
Рис. 9.2. Схема газоотводящего тракта Рис. 9.3. Схема газоотводящего трак — при дожигании отходящих газов без не — та при дожигании отходящих газов с пользования тепла использованием их тепла
Зору в результате разрежения в кессоне воздух подсасывается в газоотводящий тракт. Отходящие газы, смешиваясь с воздухом, сгорают и образуют факел в кессоне и камине. Разрежение в газоотводящем тракте должно обеспечивать подсос атмосферного воздуха в количестве, достаточном для сжигания всех горючих компонентов конвертерных газов. После сгорания и охлаждения в камине дымовые газы с температурой 1200 0C поступают в скруббер 5. В верхнюю часть скруббера впрыскивается охлаждающая вода 6. Количество воды должно быть достаточным для снижения температуры газов на выходе из скруббера до 300— 400 0C или 70—90 0C в зависимости от дальнейшего способа очистки. Газы движутся в скруббере по спирали сверху вниз. Такой характер движения, а также местные сопротивления на входе и выходе газов и увлажнение в скруббере способствуют укрупнению (коагуляции) частиц пыли и их выпадению из газового потока.
Из скруббера газы поступают в устройство для очистки 7. Это чаще всего набор установленных вертикально труб Вентури. Поток газов проходит вдоль продольной оси каждой из труб Вентури и благодаря изменению направления и скорости движения, а также подаче воды во входную часть (соосно или перпендикулярно к потоку газа) или в пережим труб и происходящей при этом коагуляции частиц очищается от пыли. В циклонах 8 под действием центробежных сил из потока газов выводится влага вместе со смоченными, укрупнившимися частицами пыли (шлам). Шлам в ряде мест 10 удаляется во время профилактического обслуживания конвертеров или в процессе работы с помощью насосов.
Такая система газоочистки называется мокрой. Перед дымососом 9 отходящие газы после очистки имеют температуру 50— 55 0C и запыленность около 0,02—0,10 г/м3 газа.
Система газоотводящего тракта с дожиганием отходящих конвертерных газов и использованием тепла (рис. 9.3) во многом аналогична рассмотренной (условные обозначения те же, что и на рис. 9.2). Конвертерные газы поступают в специальный ОКГ, называемый иногда также котлом-утилизатором. Он состоит из камина 4 цилиндрической формы, имеющего подъемную радиационную и опускную конвективную ветви. На внутренней поверхности рациациоиной ветви газохода расположен экран из стальных трубок, как показано в сечении А—А, по которым под давлением 1,5 МПа циркулирует вода. Во избежание появления пара, ухудшения теплоотвода и прогара экрана температура воды не должна быть выше температуры кипения.
Вода с помощью насосов подается в бак-сепаратор, где при снижении давления образуется пар. В конвективной секции газохода расположены испарительные и экономайзерные поверхности нагрева, обеспечивающие дальнейшее снижение температуры газа.
В качестве устройства для очистки газа 7 может использоваться система мокрой очистки, состоящая из труб Вентури, как и в первой системе. Мокрыми системами очистки дымовых газов оснащены около 80 % всех кислородно-конвертерных цехов. Основным их недостатком является необходимость в большом количестве расходуемой воды (около 10 м3 на 1000 м3 газа) и последующей ее очистке перед сбросом в природные водоемы.
Довольно часто применяют и устройства для сухой очистки газа— электрофильтры. Принцип работы их заключается в том, что газ с пылью проходит через систему электродов, на которые подан электрический потенциал. В электрическом поле, окружающем электроды, частицы пыли приобретают заряд и оседают на электродах, имеющих противоположный знак заряда.
Электрофильтры позволяют уменьшить расход воды, но в этом случае потребуются специальные устройства для поддержания температуры и влажности очищаемых газов на уровне, обеспечивающем эффективную очистку. Содержание пыли в очищенном газе составляет 0,1 г/м3 и более.
Известно использование для очистки в устройстве 7 также тканевых фильтров, снижающих содержание пыли в газе до 0,01 г/м3. Такая очистка из-за ряда причин (отсутствие достаточно надежных в работе тканей, необходимость поддержания перед фильтром заданной температуры газа и др.) не получила пока широкого распространения.
9.3. бездожиговые системы
Основным недостатком систем с дожиганием является неизбежность пропуска большого объема очищаемых газов. Для обеспечения надежного сжигания газа воздух подсасывается в газоотводя — щий тракт с избытком (сс>1). Значительное содержание в воздухе азота повышает объем дымовых газов, проходящих через газо — отводящий тракт, в три-четыре раза по сравнению с количеством газов, выделяющихся из конвертера, обусловливая соответствующее увеличение размеров оборудования газоотводящего тракта, его стоимости, расхода электроэнергии. Поэтому в последнее время широкое распространение получили бездожиговые системы очистки отходящих газов. Принципиальной особенностью таких систем
Является применение специальных устройств, предотвращающих попадание воздуха в газоотводящий тракт в период интенсивного горения углерода. Существует несколько вариантов систем, обеспечивающих отвод конвертерных газов без дожигания. В системе ИРСИД-КАФЛ (Франция), изображенной на рис. 9.4, а, для этого служит подвижный колокол, который, двигаясь вдоль кессона 4, занимает верхнее 3 (штрихи) или нижнее 2 положение. Диаметр колокола внизу в 1,5—2,5 раза больше диаметра горловины конвертера 1. В положении 2 край колокола находится на 1 м ниже края горловины. В верхней части колокола размещены приемники давления. Вырабатываемый ими импульс поступает в систему регулирования, изменяющую разрежение, создаваемое дымососом, и автоматически поддерживающую избыточное давление под колоколом на уровне 5—10 Па, что исключает возможность подсоса воздуха в систему.
Количество газа, просасываемого дымососом в единицу времени /г, изменяется в ходе продувки (рис. 9.4, б). В начале продувки А колокол находится в верхнем положении. В результате подсоса воздуха небольшое количество выделяющихся из конвертера горючих газов (скорость выгорания углерода еще низка) полностью догорает в газоотводящем тракте. Эти газы, проходя через систему, подобно тампону очищают ее от воздуха, заполнившего систему в межпродувочный период. С началом интенсивного горения углерода Б колокол опускается в нижнее положение, под ним создается подпор и газоотводящий тракт изолируется от атмосферы. За время от Б до В, когда скорость выгорания углерода начинает значительно уменьшаться, через газоотводящий тракт проходят без дожигания только конвертерные газы. В момент В колокол поднимается в верхнее положение, и в результате подсоса воздуха отходящие газы начинают сгорать с недостатком кислорода, а появляющийся затем в газоотводящем тракте избыточный воздух соприкасается только с тампоном сгоревших газов. В точке Г регулирование заканчивается, и газоотводящий тракт на межпродувочный период заполняется воздухом.
В другой системе бездожиговой очистки ОГ-БД (Япония — ФРГ) для уплотнения зазора между подвижным колпаком и горловиной конвертера под колпак вдувается азот. В начале продувки подаваемый азот промывает газоотводящий тракт от воздуха, в результате чего в начале периода окисления углерода СО в тракте не сгорает. В дальнейшем, по мере увеличения скорости выгорания углерода и количества конвертерных газов, подача азота снижается, подпор создают сами конвертерные газы. После падения скорости выгорания углерода ниже некоторой величины вновь начинается подача азота, продолжающаяся в течение 1—2 мин и после окончания продувки.
Конвертерные газы в бездожиговых системах охлаждаются и очищаются теми же способами, что и в описанных выше системах с дожиганием. Однако системы бездожиговой очистки компактнее и дешевле, так как благодаря устранению подсоса воздуха количество отходящих газов уменьшается.
Несгоревший конвертерный газ после очистки может поступать в газгольдер (емкость для хранения газа) и оттуда на энергетические или технологические нужды, что экономит топливо в масштабах заводского хозяйства. По такому способу работают системы ОГ-БД. В системах ИРСИД-КАФЛ конвертерный газ сжигается на свече. В процессе работы системы существуют кратковременные периоды (в районе точек Б я В на рис. 9.4,6), когда концентрация окиси углерода в сбрасываемом газе ниже предела воспламенения. В этом случае окись углерода не сгорает, а выбрасывается в атмосферу в количестве до 0,2 м3/т стали и загрязняет окружающую среду.
В отечественной практике получили распространение бездожи — говые газоочистки с открытой схемой отвода конвертерных газов и регулированием давления в устье кессона путем изменения разрежения, создаваемого дымососом, или сопротивления в трубах Вен — тури. В самой схеме может быть предусмотрена двухступенчатая (грубая и тонкая) очистка в трубах Вентури. Предотвращение попадания в отходящие газы воздуха достигается путем подачи во все зазоры и щели газоотводящего тракта азота, обеспечивающего противодавление.
В системах с бездожиговой очисткой шихту в конвертер подают по закрытым трубопроводам, врезанным в водоохлаждаемый кессон, чтобы уменьшить опасность подсоса воздуха. Через неплотности в системе подачи шихты и отверстие в кессоне для ввода кислородной фурмы в конвертер может подсасываться воздух. Поэтому в образующихся зазорах путем подачи азота создается подпор, и завеса из этого инертного газа предотвращает подсос воздуха в систему.
Оборудование газоотводящего тракта в пределах главного здания конвертерного цеха размещается по-разному. Охладитель конвертерных газов и газоочистка компонуются и располагаются в конвертерном пролете вдоль линии конвертеров. Отходящие газы выводятся за пределы здания к дымососам по трубопроводам через разливочный или конвертерный пролет при разливке в изложницы или на MHJ13. Иногда газоочистка размещается за пределами главного здания.
Стоимость системы охлаждения и очистки газов составляет 10—• 20 % стоимости конвертерного цеха. Работа системы во многом определяет не только эффективность очистки газа и соблюдение санитарных норм, но и бесперебойную работу цеха, следовательно, его производительность. Поэтому выбору типа системы в последнее время уделяется большое внимание.
Выбор системы очистки газа зависит от наличия воды в данном районе. При мокрой очистке капитальные затраты на 15— 20 % ниже, чем в случае использования электрофильтров, но эксплуатационные затраты в первые годы работы на 10—15 % выше. С повышением интенсивности продувки и садки конвертеров количество отходящих газов увеличивается. Это сопровождается ростом мощности и габаритов используемого оборудования, что усложняет его изготовление в соответствующих отраслях машиностроения. Переход на бездожиговую систему отвода конвертерных газов существенно облегчает решение задачи.
Основные узлы систем и оборудования для охлаждения и очистки отходящих газов из конвертеров верхнего и донного кислородного дутья аналогичны. В последнем случае газы содержат несколько больше водорода, поступающего из защитной среды. Концентрация пыли в газах в два-три раза ниже, однако пыль более мелкая, со значительной долей фракции менее 10~6 м. Содержание пыли в очищенном газе удовлетворяет санитарным нормам и находится на уровне характерных для верхнего кислородного дутья величин.
Обязательным элементом конструкции конвертера донного кислородного дутья является ограждение, соединенное с газоотводящий трактом и обеспечивающее отсос обильно выделяющегося дыма при повалках конвертера. Оно снабжено раздвижными дверьми, позволяющими загружать лом и заливать чугун в конвертер, отбирать пробы, осматривать днище и сталевыпускное отверстие.
10.1. общие вопросы снабжения и планировки
Специфика конвертерного производства, как и других сталеплавильных процессов, заключается в том, что оно является связующим звеном всего металлургического цикла. Это вызывает необходимость синхронности и согласованности работы конвертерного, доменного и прокатных цехов. Темп выплавки чугуна в доменных печах металлургического завода должен соответствовать его потреблению в конвертерном цехе, а количество выпускаемых стальных слитков обеспечивать ритмичную работу прокатных станов. Весьма важно не только организовать безостановочную работу конвертеров и прокатного оборудования, но и свести к минимуму в каждый данный момент излишки жидкого чугуна и ожидающих проката стальных слитков. Синхронность предполагается и в осуществлении ремонта технологического оборудования.
Территориальная близость основных металлургических цехов
ООО
С+и
JT
И .г~—] i I I L^i
H "6 7 8
Г"
Н. ч
У |
Рис. 10.1. Схема взаимодействия отделений конвертерного цеха между собой и со смежными основными цехами
Позволит при передаче металла свести к минимуму потери тепла, а также обеспечить более надежный рабочий контакт цехов. В практике металлургического производства бывают случаи, когда диспропорция развития одного из основных цехов обусловливает необходимость осуществления весьма дальних перевозок. Так, если доменное производство на данном заводе выпускает чугуна больше, чем в состоянии переработать сталеплавильные агрегаты, то жидкий чугун передается за десятки километров в ковшах миксер — ного типа на соседний завод, где в нем нуждается сталеплавильное производство. Стальные слитки могут перевозиться в горячем состоянии в контейнерах-термосах на автомобильном ходу или в холодном виде железнодорожным транспортом с того завода, на котором их выпускают больше, чем в состоянии переработать прокатные цехи, на тот завод, где производственные мощности прокатных цехов остаются недоиспользованными. Однако такие случаи единичны и являются вынужденными решениями, которые не могут быть рекомендованы для широкого использования.
Конвертерный цех получает значительное количество шихтовых материалов из смежных цехов и с предприятий за пределами завода. Схема взаимного расположения основных металлургических цехов, а также отделений конвертерного цеха в общем виде представлена на рис. 10.1. В состав конвертерного цеха II входят: мик- серное отделение 2, где хранится жидкий чугун; шихтовое отделение 3, в котором складируют шихтовые материалы; главное здание 4, где выплавляется и разливается сталь; отделение раздевания слитков 5; отделение охлаждения 6, чистки 7 и смазки 8 изложниц; отделение подготовки составов 9, где окончательно готовятся и формируются составы под разливку стали в изложницы. Часто отделения (участки) 5—9 входят в состав цеха подготовки составов (ЦПС). При разливке конвертерной стали на МНЛЗ отделения 5—9 в составе конвертерного цеха отсутствуют, в результате чего капитальные затраты на его строительство снижаются.
Жидкий чугун Ч поступает из доменных печей 1 доменного цеха/в миксерное отделение 2, затем его по мере необходимости передают в конвертерный пролет главного здания 4 для заливки в конвертер. Металлический лом JI и неметаллическую шихту HM доставляют в шихтовое отделение 3, откуда их подают в конвертерный пролет главного здания 4 для загрузки в конвертер. Выплавленную сталь разливают в разливочном пролете главного здания, полученные слитки С в изложницах И направляют в отделение раздевания слитков (стрипперное) 5. В этом отделении с помощью стрипперного крана слиток отделяют от изложниц. Затем слитки поступают в нагревательные колодцы прокатного цеха III, а изложницы охлаждают в отделении (участке) охлаждения изложниц 6, чистят в отделении (участке) чистки изложниц 7. Смазку на их внутреннюю поверхность наносят в отделении смазки изложниц 8 (на заводах, где при разливке используют шлаковые смеси, внутреннюю поверхность изложниц не покрывают смазкой). После этого в отделении подготовки составов 9 изложницы и поддоны формируют в составы, которые затем направляют в разливочное отделение главного здания для разливки стали последующих плавок.
Если применяют непрерывную разливку стали, в разливочном пролете устанавливают МНЛЗ. Полученную заготовку направляют после предварительной обработки в нагревательные печи прокатного цеха III.
Материалы и технологическое оборудование передают в конвертерный цех по железнодорожным путям с помощью тепловозов и конвейеров.
10.2. подача жидкого чугуна
На заводе с полным металлургическим циклом жидкий чугун передают из доменного цеха в чугуновозных ковшах вместимостью 80—140 т по железнодорожным путям тепловозами в миксерное отделение (рис. 10.2). В миксерном отделении жидкий чугун хранится в миксере 2, представляющем собой сосуд цилиндрической формы. Металлический кожух миксера внутри футерован магнезитовым кирпичом. Для заливки чугуна в верхней части миксера находится окно, закрываемое крышкой. Миксер опирается на роликовые катки 3 и устанавливается на специальном фундаменте 4. Чугуновозный ковш 1, в котором чугун доставлен из доменного цеха, миксерным краном 6 поднимают на уровень заливочного окна и через него заливают в миксер. Из миксера чугун через сливной носок сливают в ковш 5 и одновременно взвешивают. Затем теп-
Рис. 10.3. Форма чугуновозного ковша миксерного типа
Ловозом ковш перевозят в конвертерное отделение по железнодорожным путям, часто проходящим по эстакаде. Вместимость ковша должна соответствовать массе необходимого на плавку чугуна. Это позволит сократить продолжительность его заливки.
В миксерном отделении рядом с миксером установлены стенды, снабженные машинами для скачивания доменного шлака с поверхности жидкого чугуна в ковше перед заливкой в миксер. Рабочим органом таких машин является штанга с металлическим гребком на конце. При возвратно-поступательном движении штанги гребок скачивает шлак с поверхности жидкого чугуна в ковше через сливной носок в шлаковую чашу. Скачивание доменного шлака, содержащего около 40 % SiO2 и свыше 1 % S, предотвращает попадание его в миксер, а затем в конвертер, что облегчает наведение конвертерного шлака требуемой основности и процесс десульфурации.
В торцах миксера для отопления его смесью коксового и доменного газов или природным газом установлены специльные горелки.
W W /// /// ж W/ M
Рис. 10.2. Схема миксерного отделения
В типовых отечественных цехах вместимость миксера равна 600, 1300 и 2500 т при садке конвертеров соответственно 50, 150 и 250—350 т, т. е. количество чугуна в миксере более чем в десять раз превышает массу порции чугуна для одной плавки. Такой запас обеспечивает бесперебойную работу конвертеров при периодическом, иногда неравномерном поступлении чугуна из доменного цеха. Кроме этого, в сливаемом из миксера чугуне достигается более стабильное содержание элементов, чем в чугуне, поступающем из доменного цеха. Это в значительной степени способствует стабилизации исходного состава шихты и соответственно технологии ведения продувки, улучшает технико-экономические показатели конвертерного процесса.
313
В последнее время размеры доменных печей увеличились, в связи с чем возросло количество чугуна, получаемого за один выпуск. Это обусловило необходимость совершенствования условий его транспортировки, в частности увеличения вместимости чугуновозных
11 M Ковшей, особенно при передаче жидкого чугуна на значительные расстояния (снижаются тепловые потери). С учетом этого, а также в целях экономии капитальных затрат на строительство сталеплавильных цехов были созданы специальные ковши так называемого миксерного типа. В отличие от обычной форма указанных ковшей приближается к форме миксера (рис. 10.3). Ковш, установленный на железнодорожной платформе, перевозится тепловозом по железнодорожным путям. Окно 1 в верхней части ковша служит для заливки чугуна из доменной печи. Оно снабжено сливным носком для слива чугуна из ковша организованной струей. В торцах ковша крепятся цапфы 3, опирающиеся на подшипники 2. С их помощью ковш может вращаться вокруг продольной оси. В конвертерном цехе находится стенд, где переливается чугун из ковша миксерного типа в обычный ковш, служащий для заливки чугуна в конвертер. Обычный ковш устанавливают в приямке около стенда, на который подают платформу с ковшом миксерного типа. Ковш наклоняется с помощью автономного механизма поворота 4, находящегося на той же железнодорожной платформе.
При использовании ковшей миксерного типа нет необходимости в строительстве миксерного отделения. Потери тепла в таком ковше, а следовательно, и скорость падения температуры в нем значительно меньше, чем в обычном, и составляют соответственно 15—30 и 50—100 град/ч. Большая часть доменного шлака при сливе чугуна остается в ковше миксерного типа, что позволяет в ряде случаев не удалять шлак из обычного ковша. Однако при использовании ковшей миксерного типа усложняется устройство железнодорожного пути: колея должна иметь большие ширину и радиус закруглений. Вместимость ковшей миксерного типа составляет 140— 600 т.
Иногда конвертерные цехи строятся на заводах с неполным металлургическим циклом (без доменного цеха). В том случае, если поблизости нет других заводов, которые могли бы стать поставщиками жидкого чугуна, чушковый чугун переплавляют в вагранках. При большой садке конвертеров используются вагранки горячего дутья производительностью 50—100 т/ч. Пролет вагранок в составе конвертерного цеха находится в непосредственной близости к конвертерному пролету.
В металлургическом производстве наблюдается тенденция увеличения содержания серы в коксующихся углях и соответственно в выплавляемом чугуне. В конвертерах же производится все больше ответственных, качественных марок стали с содержанием серы не более 0,005—0,015 %. В связи с этим значительная часть чугуна сейчас подвергается предварительной десульфурации. Перед проведением последней крайне необходимо удалить шлак с поверхности чугуна до подачи в миксер или конвертер. В противном случае сера из шлака в процессе продувки перейдет в сталь, что обесценит предварительную десульфурацию. Чугун с особо низким содержанием серы для производства высококачественной стали должен быть практически полностью очищен от ковшового шлака. В ряде случаев чугун переливают, через специальные устройства сифонного типа, что сопровождается потерями-тепла и требует специальных затрат, но обеспечивает практически полное отделение шлака от металла.
10.3. подача металлического лома
В конвертерных процессах донного воздушного дутья количество перерабатываемого лома не превышает 2—5 % от садки конвертера. Лом на шихтовом дворе загружают в совки, последние подают на площадку, расположенную выше горловины конвертера. При наклоне совка лом поступает по желобу в горловину агрегата. Лом загружают со стороны конвертера, противоположной той, с которой заливают чугун. Такая схема подачи называется двусторонней.
При использовании верхнего или донного кислородного дутья количество перерабатываемого лома достигает 25—30 % от массы металлозавалки. Лом хранится в шихтовом отделении, расположенном в главном здании цеха или в отдельном здании (см. рис. 10.1). В шихтовое отделение лом поступает в вагонах через копровый цех завода из прокатных цехов (оборотный лом) или с предприятий Вторчермета (лом со стороны). Насыпная масса кусков лома небольшой толщины со значительным отношением длины к толщине и неправильной геометрической формы (легковесный лом) составляет менее 1 —1,5 т/м3. Такой лом пакетируют на пакетир — прессах предприятия Вторчермета или копровой цех завода. Размеры пакетов 0,5X0,5X0,7 м и 1,7X1X1 м, а насыпная масса превышает 1,5 т/м3. Увеличение насыпной массы лома позволяет уменьшить емкость, из которой он заваливается в конвертер, и сократить продолжительность завалки.
В шихтовом отделении лом из вагонов разгружают в ямы краном, оснащенным электромагнитной шайбой. Лом разной насыпной массы (оборотный и со стороны) стараются хранить отдельно. Тогда при погрузке лома на плавку удается, выбирая его тип, добиться приблизительно одинакового соотношения насыпной массы в шихте на всех плавках.
11*
315
По мере необходимости лом краном загружают в совки (коробки). Желательно, чтобы вся порция лома, предназначенного на плавку,. находилась в одном совке и продолжительность завалки была минимальной. На практике применяются совки вместимостью от 8 до 100 м3. Лом в совке взвешивают, масса его корректируется в зависимости от результатов взвешивания. Совки с ломом передаются к конвертерам двумя путями. Если шихтовое отделение находится в отдельно стоящем на уровне пола завода здании, то совки устанавливают на железнодорожных платформах, которые подают тепловозом по наклонной эстакаде в загрузочный пролет главного здания на железнодорожный путь, проложенный вдоль фронта конвертеров. Для завалки лома в конвертер служит завалочный кран. Если лом хранится в шихтовом отделении, расположенном в главном здании конвертерного цеха, то совки с ломом устанавливают на платформах, передаваемых по поперечным железнодорожным путям, уложенным на уровне пола цеха, к проемам в рабочей площадке. Они поднимаются затем через проем на рабочую площадку, и полупортальным краном, передвигающимся вдоль фронта конвертеров по рабочей площадке, лом загружают в конвертер. Эта схема подачи лома в последнее время распространена наиболее широко, так как стоимость шихтового отделения намного меньше стоимости отдельно стоящего здания, а процессы завалки лома и заливки жидкого чугуна в конвертер не зависят друг от друга.
Иногда поданные на рабочую площадку совки с ломом устанавливают на специальную завалочную машину, передвигающуюся вдоль фронта конвертеров. Если ось совка перпендикулярна к оси железнодорожной колеи, то лом заваливают в конвертер непосредственно при наклоне совка. Если ось совка параллельна оси колеи, то при его кантовке лом поступает в поперечный направляющий желоб, а из него в горловину конвертера. Известна также бадьевая завалка лома при вертикальном положении конвертера. Однако последние два способа не получили широкого распространения.
Во всех описанных схемах лом к конвертеру доставляют со стороны заливки чугуна (загрузочного пролета). Такой способ подачи металлической шихты называется односторонним. Известны двусторонние способы подачи, которые, однако, применяются ограниченно. В этом случае целесообразнее перемещать совки с ломом индивидуально к каждому агрегату в направлении, поперечном линии конвертеров.
10.4. подача сыпучих материалов
Сыпучие, главным образом неметаллические шихтовые материалы, поступают в конвертерный цех из других вспомогательных цехов. Основным видом сыпучих материалов является известь. Она получается при обжиге известняка во вращающихся или шахтных печах известковообжигательного цеха данного металлургического завода и транспортируется в конвертерный цех в контейнерах или в других емкостях.
В томасовских цехах известь из специальных бункеров выгружают в вагонетки и взвешивают. Вагонетки подаются к конвертерам по площадке, расположенной выше горловины конвертеров. Известь из вагонеток загружается в воронки, а перед заливкой жидкого чугуна она по вертикальным трубам засыпается через горловины в конвертеры.
В современных кислородно-конвертерных цехах поступающие вагоны с известью и другими сыпучими материалами разгружаются с помощью вагоноопрокидывателя в шихтовом отделении. Сыпучие материалы обычно хранятся в ямных бункерах, из которых их загружают с помощью грейферного крана. Для транспортировки сыпучих материалов используют конвейеры, чаще всего ленточного типа, которые находятся в крытых галереях, соединяющих шихтовое отделение с главным зданием. Конвейеры и галереи располагаются наклонно (под углом до 15°) к горизонту, что позволяет передавать материалы с уровня пола завода от ямных бункеров на высоту расходных бункеров, установленных в конвертерном пролете в торце главного здания (см. рис. 10.1). С этого конвейера сыпучие направляются на конвейер 1 (рис. 10.4), проходящий вдоль фронта конвертеров от торца конвертерного пролета до среднего конвертера. С конвейера 1 посредством подвижного реверсивного конвейера 2 сыпучие поступают в расходные бункеры 3. Каждый из бункеров предназначен для определенного вида материалов. Наибольшие бункеры, иногда два, отводятся для извести, так как ее расход на выплавку стали особо значителен. Самый небольшой бункер предназначен для плавикового шпата. Остальные — для хранения железорудных материалов или известняка (в зависимости от того, каким из этих материалов корректируют температурный режим плавок). Из расходных бункеров шихта через питатели 7 различной конструкции загружается в весы-дозатор 4, взвешивается, конвейером 5 переносится в промежуточный бункер 6. Если добавка в конвертер должна состоять из нескольких видов сыпучих материалов, то они поочередно загружаются в весы-дозатор, а затем поступают в промежуточный бункер. Все операции по распределению шихты по бункерам, передаче и взвешиванию автоматизированы.
F
4
Рис. 10.4. Схема подачи шихтовых Рис. Ю.5. Схема подачи пылевидной изве- материалов через бункера сти в потоке кислорода
Из промежуточного бункера сыпучие материалы подаются в конвертер. При дожиговой системе отвода конвертерных газов материалы засыпаются по передвигающемуся наклонному лотку. После ввода добавки лоток отодвигается от горловины, чтобы выбросы металла и шлака не намерзали на нем. При бездожиговом отводе конвертерных газов лотки представляют собой стационарные наклонные водоохлаждаемые трубы, врезанные в кессон газоотводящего тракта. В цехах с большими конвертерами промежуточные бункера и лотки устанавливают симметрично с двух сторон конвертера, так как масса добавки значительна.
Известны и другие способы подачи сыпучих материалов в расходные бункера (с помощью мостовых кранов, бадей, скиповых подъемников). Используются различные сочетания оборудования для передачи шихты из расходных бункеров в конвертеры (монорельсовые и напольные тележки, контейнеры и т. д.). Выбор той или другой схемы подачи сыпучих материалов в конвертер определяется конкретными производственными условиями.
При переделе в конвертерах верхнего кислородного дутья высокофосфористых чугунов, а также в случае донной кислородной продувки известь подают в пылевидном состоянии следующим образом. После помола в специальном отделении она поступает в конвертерный цех в контейнерах, откуда перегружается пневмотранспортом в бункер 1 (рис. 10.5), установленный в конвертерном пролете. В бункере 1 поддерживается давление, под действием которого пылевидная известь при открытом клапане 3 эжектируется кислородным потоком в трубопровод 4. В основание бункера через трубопровод 2 подается кислород, поддерживающий известь в этой части бункера во взвешенном состоянии, что предотвращает ее уплотнение (слеживание) и обеспечивает равномерное поступление в эжектирующий поток кислорода. Содержание пылевидной извести в кислородном потоке регулируется положением клапана 3. Известь переносится кислородом к конвертеру и через сопла кислородной фурмы вдувается в ванну. Аналогичным образом вводится в конвертерную ванну науглероживающий материал в потоке азота при донной продувке.
Сыпучие металлические материалы (ферросплавы) для раскисления и легирования стали поступают в конвертерный цех в бадьях. Затем их разгружают в бункера, расположенные над рабочей площадкой конвертерного пролета. Необходимую порцию ферросплавов высыпают из бункеров в установленную на весах емкость, передаваемую затем монорельсовым тельфером или аккумуляторной тележкой к бункерам, расположенным над местом выпуска. Ферросплавы можно транспортировать также специальными конвейерами. Во время выпуска стали из конвертера ферросплавы из бункеров через желоба высыпают в сталеразливочный ковш. В современных цехах их перед вводом в ковш часто нагревают и прокаливают. Ферросплавы подают в ковш и в жидком виде.
В современных конвертерных цехах в разливочном пролете на границе с конвертерным или в последнем оборудуется плавильный участок. Ферросплавы плавят в индукционных или дуговых печах садкой 10—25 т, расплав (лигатуру) выпускают в ковши, которые перевозят к месту выпуска металла из конвертера для заливки в сталеразливочный ковш. Расплавляют в первую очередь тугоплавкие ферросплавы, особенно в случае присадки их в сталь в большом количестве.
Огнеупоры и другие материалы для ремонта .конвертеров поступают в конвертерный цех в контейнерах из огнеупорного цеха металлургического или специализированного огнеупорного завода. Днища обычно готовят в отделении днищ и на специальных тележках с телескопическими подъемниками подают в конвертерный пролет на завершающем этапе ремонта конвертера.
10.5. планировка конвертерных цехов
И работа оборудования
Особенностью работы конвертерного цеха является высокая интенсивность грузопотоков, поэтому очень важна рациональная планировка главного здания и взаимного расположения отделений цеха, обеспечивающая независимость грузопотоков друг от друга при компактности занимаемой площади.
Устройство цеха с конвертерами донного воздушного дутья, например бессемеровского, показано на рис. 10.6. Сыпучие материалы поступают в шихтовое отделение /, откуда по мере надобности подаются в конвертерный пролет VI (например, бадьевой системой). Миксерное отделение IV обычно примыкает непосредственно к торцу конвертерного пролета VI. В отделении устанавливают один или два миксера 1 вместимостью 600 т для бессемеровских и 1400 т для томасовских цехов, так как в последних количество конвертеров доходит до шести, а садка каждого достигает 80 т. С помощью миксерного крана 13 чугун сливают в миксер, а из него — в ковш 11, устанавливаемый на тележке 10. Последняя по рельсам 2 передвигается к конвертерам 12. При продувке металла конвертерные газы направляются в камин, где сгорают, а затем выбрасываются в атмосферу. Процессом продувки управляют из дистрибуторной 5. Продутый металл из конвертера 12 сливают в сталеразливочный ковш 8, установленный на тележке 7, передаваемой по рельсам перпендикулярного пути 9 в разливочный пролет V. Ковш со сталью в разливочный пролет может переносить также специальное устройство поворотного типа, которое располагается на границе конвертерного и разливочного пролетов.
Разливочный кран 4 переносит ковш 8 и устанавливает его на разливочных стендах 3 и 6, под которыми проходит железнодорожный путь для передвижения тележек с изложницами 14. Так как при донной продувке днища быстро изнашиваются и требуют частой замены, существует отделение ремонта днищ 11, связанное с конвертерным отделением Vl поперечными железнодорожными путями. В отделении III также ремонтируют и готовят к разливке сталеразливочные ковши.
В томасовских цехах имеются, кроме того, доломитное и то — масофосфатное отделения, расположенные в зданиях, примыкающих к главному. В доломитном отделении установлены вагранки для обжига доломита, оборудование для помола обожженного доломита, подготовки смолы, ее смешения с доломитом, прессования кирпича, изготовления днищ. Томасофосфатное отделение предназначено для переработки высокофосфористого шлака, образующегося при продувке томасовского чугуна. Шлак гранулируют, измельчают до частиц, величиной менее 0,25 мм, из него извлекают
IЖ
/// ^ /// W
77Г
V |
||
11 10 |
||
/ 8 |
||
-I 14 3 |
Puc. 10.6. План (а) и разрез (б) цеха с конвертерами воздушного дутья
Корольки металла. В дальнейшем шлак расфасовывают в емкости и отправляют потребителю для использования в качестве фосфатного удобрения.
Планировка цеха с конвертерами верхнего кислородного дутья и организация работы в нем зависят прежде всего от того, разливается ли выплавляемая сталь в изложницы или с помощью МНЛЗ.
В обоих случаях необходимо, чтобы основные грузопотоки в цехе не зависели друг от друга, конвертеры располагались линейно (что позволит в дальнейшем увеличить производственную пло-
А
Рис. 10.7. План (а) и разрез (б) конвертерного цеха с верхней кислородной продувкой и разливкой стали в изложницы
Щадь цеха путем его удлинения), основные производственные отделения были объединены в главном здании.
A-A
Устройство главного здания конвертерного цеха с разливкой стали в изложницы показано на рис. 10.7. Миксерное и шихтовое отделения находятся в отдельно расположенных зданиях (см. рис. 10.1). Из них в конвертерный цех поступают жидкий чугун, металлический лом и сыпучие материалы. Жидкий чугун доставляют тепловозом в загрузочный пролет / главного здания в чугу — новозных ковшах 1, установленных на тележках. В конвертер 4 его заливают заливочным краном 3. Металлический лом в совках 2, установленных на железнодорожных платформах, также подают в загрузочный пролет I тепловозами, но с противоположной стороны цеха. Лом в конвертер заваливают краном 3.
В конвертерном пролете II кроме конвертеров размещаются система отвода конвертерных газов, механизм подъема и опускания фурмы, система бункеров и другое оборудование, обеспечивающее подачу сыпучих материалов в конвертер. На рабочей площадке конвертерного пролета располагаются бункера для ферросплавов, иногда печи для их расплавления, оборудование для ремонта конвертеров. В некоторых цехах здесь же находится экс- пресслаборатория для анализа проб металла и шлака.
Сталь из конвертера выпускают в сталеразливочный ковш 6, а шлак — в шлаковую чашу 5, установленные на специальных платформах, передвигающихся по поперечным железнодорожным путям, соединяющим конвертерный II и разливочные III н IV пролеты. Перемещением сталевозных тележек управляют дистанционно с пультов управления.
Под рабочей площадкой загрузочного и конвертерного пролетов прокладывают бетонные автодороги для доставки в цех необходимых материалов, деталей, механизмов. Здесь же располагаются складские и вспомогательные помещения.
Сталеразливочный ковш, доставленный в один из разливочных пролетов разливочным краном 7, передают к разливочным площадкам 8, около которых на железнодорожных путях ставят составы тележек 9 с изложницами. Железнодорожные пути, в частности съезды из разливочного пролета за пределы главного здания, устроены таким образом, чтобы тепловозы подавали и увозили составы с изложницами независимо друг от друга, максимально используя фронт разливочных площадок. В первом нз разливочных пролетов III располагается оборудование подготовки ста — леразливочных ковшей: ремонтные ямы, склад ковшового кирпича, отделение стопоров или бесстопорных устройств, печи и стенды для сушки стопоров и ковшей и др. В ряде цехов, построенных в последнее время, подготовка ковшей ведётся в специальном ковшовом пролете, устроенном по типу пролета V и находящемся между конвертерным и разливочными пролетами. Это позволяет выполнять в каждом из пролетов, ковшовом и разливочном, специфические операции, следовательно, специализировать крановое оборудование. В первом из разливочных пролетов можно увеличить длину разливочных площадок.
Схема устройства главного здания кислородно-конвертерных цехов с непрерывной разливкой стали приведена на рис. 10.8. Отделение шихтовых материалов I с ямамн 1 и кранами 2 находится в корпусе главного здания. В целях дальнейшей специализации отделений цеха предусмотрен шлаковый пролет II, оснащенный мостовыми кранами 3. Чаши 11 со шлаком выводят из конвертерного пролета IV в шлаковый пролет по поперечным железнодорожным путям, проложенным под каждым из конвертеров. В шлако-
Л ¦ /2
J
^Qt=
Ч I
Ш
J
1—— Г
Г 11 —I4-
9— |
X |
У у у-»/* |
10— |
X |
I ft jj у |
V/
Vll
17-
13 /4 15 ‘ -L 1
Щ
СП
,16
VHl
Пш
Ш ш
А
A-A
Рис. 10.8. План (а) и разрез (б) конвертерного цеха с верхней кислородной продувкой и разливкой стали на МНЛЗ
Вом пролете заменяют полные шлаковые чаши пустыми, переставляя их с одной тележки на другую. Пустые шлаковые чаши направляют в конвертерный пролет к выпуску очередной плавки, а полные вывозят из цеха к месту переработки шлака или на шлаковые отвалы. Лом из шихтового отделения / передается в совках по поперечным железнодорожным путям в загрузочный пролет III и через проемы 6 поднимается на рабочую площадку.
Загрузочный пролет III кроме полупортальных кранов 7 для завалки лома в конвертер оборудован заливочными кранами 5 для заливки жидкого чугуна из ковшей 4, доставленных на тележках из миксерного отделения в загрузочный пролет. В последнем уложены железнодорожные пути, выходящие за пределы главного здания и соединяющиеся с заводской железнодорожной сетью, по которым в конвертерный пролет подают составы с огнеупорами для ремонта конвертеров и запасные части оборудования. В загрузочном пролете также ремонтируют кислородные фурмы.
В конвертерном пролете IV размещаются конвертеры 8 и краны 9 для перемещения грузов. Управление конвертером осуществляется из операторских, находящихся против конвертеров на границе загрузочного III и шлакового II пролетов. Здесь же помещается комплекс ЭВМ, если цех им располагает. На рабочей площадке смонтирована установка для отправки проб металла и шлака по коммуникациям пневмопочты, соединяющим рабочую площадку с экспресс-лабораторией. Современная экспресс-лаборатория оборудована установками масс-спектрометрического контроля.
В конвертерном пролете на рабочей площадке устанавливаются также бункера для ферросплавов и оборудование, необходимое для ремонтов конвертеров при кладке футеровки; поступающие огнеупоры подаются внутрь конвертера с помощью крана. В некоторых цехах оборудование системы отвода газов располагается не в конвертерном, а в специальном энергетическом пролете, отделенном от конвертерного сплошной стенкой. Оба пролета находятся под одной крышей. Наконец, в конвертерном пролете устанавливается оборудование системы подачи сыпучих материалов.
Сталеразливочные ковши в рассматриваемом случае подготавливают в ковшовом пролете V. Здесь сменяют стакан в дне ковша, ставят новый стопор или бесстопорное устройство. В пролете имеется несколько ям для ремонта ковшей, отделение подготовки стопоров или бесстопорных устройств. Огнеупоры доставляют в пролет как по железнодорожным путям, так и автотранспортом. Перенос грузов осуществляется краном 10.
Конвертерный и разливочный комплексы соединяют тамбуром VI, на полу которого уложены железнодорожные пути для стале — воза с ковшом, передаваемого от конвертера на разливку.
В состав разливочного комплекса входят пролет подготовки промежуточных ковшей VII, разливочные пролеты VIII (на данной схеме их три), передаточный пролет, адъюстаж, отделение ремонта кристаллизаторов. На приведенной схеме разливочные машины расположены в двух независимых блоках, в каждом установлено три двухручьевые машины. Машины можно располагать в одну
Линию, параллельную конвертерному пролету. В каждом из трех пролетов разливочного отделения имеется по два блока, в состав которых входит по две MHJI3 и разливочный кран. Краны 16 снимают сталеразливочные ковши 12 с металлом со сталевоза и устанавливают на стенд для разливки стали. Металл из ковша выпускают в двухстопорный промежуточный ковш для разливки по, кристаллизаторам 13, которые находятся на рабочей площадке 14. Стенд для разливки двухместный, поворотный. На одном месте стоит ковш, из которого разливается сталь, а на свободное устанавливается очередной ковш, поданный от конвертеров. После опорожнения первого ковша и поворота стенда разливку продолжают из поданного ковша, что обеспечивает ее непрерывность в течение нескольких часов. Остановки делают только для профилактического осмотра оборудования.
Промежуточные ковши ремонтируют в пролете VII с помощью крана 17. После порезки заготовки поступают по системе рольгангов 15 в передаточный пролет, а затем в помещение адъюстажа, где их осматривают и зачищают обнаруженные поверхностные пороки. Отсюда слитки по рольгангу направляют к нагревательным печам прокатного цеха.
Конвертерные цехи, оснащенные агрегатами донного кислородного дутья, имеют в принципе аналогичную планировку. Отличительной особенностью является наличие отделения для подготовки днищ, а также оборудования для вдувания в конвертерную ванну порошкообразной извести.
В современных кислородно-конвертерных цехах широко используется внепечная доводка стали. Это позволяет не только корректировать плавку вне конвертера и тем самым повышать производительность, но и выплавлять качественные марки стали.
<3 0 сг
=CT
4
5
HZT
И
ДО 5
Шиш
If3
SI=I
ТГПТПТ1 пинт
Рис. 10.9. Установки внепечной доводки кислородно-конвертерной плавки
На рис. 10.9 представлена схема расположения агрегатов вне — печной доводки, обслуживающих 350-т кислородные конвертеры 1. В электропечи 3 расплавляют ферросплавы, предназначенные для раскисления и легирования металла данной плавки, расплав называется лигатурой. В качестве плавильного агрегата служат дуговые или индукционные печи садкой 10—25 т. Расплавление ведут под шлаком, который наводится добавками извести и плавикового шпата. Это позволяет уменьшить угар ферросплавов, входящих в состав лигатуры, до 5—10 %. В зависимости от массы ферросплавов продолжительность подготовки лигатуры составляет 3—4 ч. Жидкую лигатуру выпускают в передаточный ковш, перемещаемый самоходной тележкой к конвертеру. С помощью кантователя ковш наклоняется, и струя лигатуры вытекает в сталеразливочный ковш при выпуске металла из конвертера. Это обеспечивает хорошее перемешивание и равномерное распределение легирующих элементов в массе металла. Применение жидких ферросплавов позволяет осуществлять легирование в широком диапазоне содержаний элементов, чего нельзя достичь при использовании большинства холодных ферросплавов.
Синтетический шлак расплавляется в электродуговой печи 2 садкой 50—70 т и производительностью 5—7 т шлака в час. В печь загружают известь, глиноземсодержащие и другие материалы, которые при расплавлении образуют шлак требуемого состава. Сталеразливочный ковш, подготовленный к приему металла, передают с участка ковшей в загрузочный пролет самоходной тележкой и краном к электропечи. Шлак сливают из печи в ковш в нужном количестве (обычно 4—7 % от массы стали). После этого ковш подают к конвертеру. При выпуске струя металла из конвертера, падая со значительной высоты, интенсивно перемешивается со шлаком.
В зависимости от необходимости жидкая сталь в ковше подвергается различной обработке перед разливкой. Сталеразливочный ковш передают из конвертерного I в разливочный пролет II. Металл в ковше обрабатывается аргоном на одной из установок продувки металла 5. Аргон вдувают через фурму, погружаемую в металл на 2/3 его глубины, или через пористую вставку, устанавливаемую предварительно в дне ковша. При такой обработке снижается и усредняется температура металла, обеспечивается равномерность его химического состава, повышается качество стали. Здесь же возможна корректировка состава металла по углероду и другим элементам (раскислители, легирующие). Продолжительность обработки составляет 5—40 мин. При необходимости более интенсивного охлаждения стали в ковш, как уже отмечалось, подают измельченный (фрагментированный) лом или погружают на определенное время металлический брус (сляб). Температуру стали после обработки аргоном контролируют термопарой погружения. Если требуется глубокая дегазация, то ковш подают к вакууматору 6. Затем металл разливают на МНЛЗ 4.
В целом планировка главного здания и остальных отделений конвертерных цехов отличается большим разнообразием. Это объясняется как конкретными специфическими условиями, так и продолжающимся совершенствованием проектирования конвертерных цехов в направлении снижения капитальных затрат на строительство и улучшения организации работ. При проектировании нового цеха прорабатывают три-пять вариантов компоновки, из которых выбирают наиболее экономичный для конкретных условий.
Особо следует рассмотреть те случаи, когда цех реконструируется с заменой агрегатов одного типа другим. Так, при переводе конвертерных цехов с донной воздушной на верхнюю кислородную продувку и с донного воздушного на донное кислородное дутье по экономическим соображениям предпочитают сохранять старые компоновку цеха и назначение пролетов главного здания. Такие отделения как, например, подготовки днищ, которые в цехах верхнего кислородного дутья теряют свой смысл, перестраивают для других операций. В целом цех с одного типа конвертерного процесса на другой переводится, как правило, без существенных затруднений, так как принцип организации производства конвертерного передела в обоих случаях аналогичен.
Мартеновский процесс по технико-экономическим показателям во многом уступает кислородно-конвертерным, но реконструкция мартеновских цехов в кислородно-конвертерные еще не получила широкого распространения. Это объясняется тем, что мартеновские цехи имеют высоту меньше необходимой для цехов с конвертерами верхнего кислородного дутья и установка последних в здании мартеновского цеха невозможна без значительной его реконструкции.
Конвертер донного кислородного дутья без верхней кислородной фурмы значительной длины может быть установлен в здании мартеновского цеха с меньшими затратами на реконструкцию. На основании опыта такой реконструкции можно предположить, что она получит заметное распространение. На рис. 10.10 показаны два ее варианта. По первому из них (рис. 10.10, а) конвертер 6 с ограждением 4 и системой газоочистки 5 располагают в бывшем печном пролете в линии мартеновских печей. Печной пролет II становится загрузочным, заливочный кран И заваливает в конвертер лом из совков 3 и заливает жидкий чугун из ковшей 2. Система газоочистки при достаточной компактности может размещаться в печном пролете или в бывшем шихтовом открылке I. В последнем случае конвертерные газы отводятся от конвертера по трубопроводам, проходящим под рабочей площадкой к установке для очистки газа 12.
Высоту рабочей площадки в загрузочном пролете II и установки конвертера выбирают такими, чтобы расстояние от горловины конвертера до подкрановых путей бывшего мартеновского цеха позволило разместить систему отвода конвертерных газов. Если конвертер приходится устанавливать слишком низко, то для обеспечения выпуска металла устраивают приямок 1 (траншея) необходимой глубины, выходящий из загрузочного в разливочный пролет. Повалка конвертера для отбора пробы производится в сторону загрузочного, а на выпуск — в сторону разливочного пролета. Металл выпускают в ковщ 7, который на сталевозе передают в разливочный пролет ///. Кран-10 переносит ковш 7 к разливочным-площадкам 9 для заполнения изложниц 8.
При использовании второго варианта (рис. 10.10,6) конвертер 15 с ограждением 14 и всем комплексом оборудования системы отвода конвертерных газов 13 устанавливают в бывшем шихтовом открылке I мартеновского цеха. Кран 21 из загрузочного (бывшего печного) пролета II загружает в конвертер лом и заливает чугун. При отборе проб повалку конвертера производят в сторону печного пролета, а при выпуске металла в сталеразливочный ковш 17 — в противоположную. По второму варианту можно использовать старую рабочую площадку 16, при большей высоте установки конвертера необходимость в приямке отпадает. После передачи стале- разливочного ковша 17 по поперечным железнодорожным путям,
^ /// //; у// /// /// /у/ /// /// //г л, А
Рис. 10.10. Варианты реконструкции мартеновского цеха с установкой конвертеров дойного кислородного дутья
Уложенным на уровне пола цеха, в разливочный пролет III кран 20 подает ковш к разливочным площадкам 19 для заполнения изложниц 18. Стоимость такой реконструкции мартеновского цеха по ориентировочным оценкам составляет 70—80 % стоимости строительства нового цеха с конвертерами донного кислородного дутья и 55—70 °/о стоимости нового цеха с конвертерами верхнего кислородного дутья.
В практике работы конвертерных цехов известны случаи установки в одном цехе агрегатов различного типа, например агрегата Кал-До процесса и конвертера верхнего кислородного дутья, конвертеров донного воздушного и донного кислородного дутья. Эксплуатация в одном цехе агрегатов с различной технологией процесса усложняет выработку стандартных технологических приемов и схем организации работы, что сказывается на показателях.
Поэтому использование в цехах большой производительности агрегатов разного типа, как правило,— явление временное. Только в цехах небольшой производительности при значительном разнообразии сортамента выплавляемых, в основном качественных, сталей можно применять агрегаты разных типов в течение длительного периода. В этих условиях наряду с конвертерами работают мартеновские печи и электропечи, в которых осуществляют дуплекс — и триплекс-процессы. Компоновка таких цехов сугубо индивидуальна и широко не применяется.
Основные сведения о технико-экономических показателях конвертерных процессов представлены в табл. 11.1.
Важным показателем конвертерного процесса является выход годного, так как расходы на металлошихту составляют свыше 80 % от всех затрат на производство конвертерной стали. Наиболее низкий выход годного характерен для процессов донного воздушного дутья. Это связано в первую очередь с тем, что в указанном случае перерабатывается мало лома. Так как содержание окисляющихся примесей (углерода, кремния и марганца) в ломе приблизительно на 4 % меньше, чем в чугуне, то при увеличении доли лома выход годного возрастает. Кроме того, значительное содержание азота в воздухе обусловливает большую, чем при кислородном дутье, интенсивность выделения из ванны конвертерных газов, что приводит к повышению потерь металла с выбросами и выносами. Поэтому, несмотря на сравнительно небольшие потери железа со шлаком при низкой окисленности последнего, наблюдаемый в случае продувки воздухом выход годного все же меньше, чем при продувке кислородом.
В конвертерах верхнего кислородного дутья выход годного зависит от многих факторов, в частности от содержания примесей в чугуне и количества образующегося шлака. При переделе высокофосфористых чугунов он должен быть ниже на 2—3 %. Частично указанный недостаток компенсируется несколько большим количеством перерабатываемого лома за счет тепла, выделяющегося в результате окисления фосфора. В конвертерах донного кислородного дутья выход годного выше, чем в конвертерах верхнего кислородного дутья, так как окисленность конечных шлаков и потери железа с выносом и выбросами меньше.
Процесс Кал-До характеризуется более высокой окисленностью шлака, чем продувка кислородом сверху и снизу, что создает предпосылки для снижения выхода годного. Однако за счет дополнительного тепла от дожигания окиси углерода в двуокись внутри агрегата увеличивается доля перерабатываемого лома, что обеспечивает наибольший из всех конвертерных процессов выход годного.
Процесс малого бессемерования отличается слишком мягким режимом дутья, поэтому потери металла с окислами железа в
О
О
О
CS
•см
QO
О о
О См Со
IO о CN Ю
О о>
О о
Soig
OJ T- S S
Яо«;
О Ч <J G С ^o а.
Св ш о. V
« г 2 * ~
Ic S-S- о."
X со
О,
См U CM о
X «и смД
О с
О о ю
О |
О |
О |
О |
О |
|
CM |
CM |
О |
(—¦ |
OO |
|
I |
CO I |
CO I |
CM I |
CM t |
Ю I I |
О |
I О |
I Ю |
I О |
I О |
I I Ю о |
О |
О |
CM |
СО |
Со |
COOO |
—’ |
Со |
О
CM
CM
X со
I
OO
Ю
О о
"’S S
« 5 3
О M
СЧ -St"
I I
CM щ — CM
О аа
00 OO
I I
— Ю
— Со
О
X со
Со о s nE а?
! ) CM OO — CM
О о лз
Ч J
Ij ^ т.
И,- T^ о.™ <"
<и л
С »
О
7
О
СО
I?
Я «
О с
S
A о Dj Я" S S о
E О M
Два
О о
To to
О о
Гм
I
О
СО
СО ¦Ч"
X
СО
О,
»0 I-. ,
CM о я
X CD 5 И
О о 00 <о
I I
(DlO г-. rf
Sg
CM
Ii
IS E О X
S
®
О
N.
— 1Г> —• SM
Ю
СО
Xi
Со,}.
Со I
О
О ‘ д CM СЧ S у й-з1
Л h к По я
C^1-
OS^
Sv 2 Is с =
О
00
О о
7
О <0
О _
А® U
О о
CTi
Sf
О с.
E X 3
E О.
_ о
СО
F I
О °0
О
Ю
Го
О
Ю
X
СО
О
? 2. " х е-г
CNO я
CN Ю M — Ч1
О
2 о
О. и г.
CCl О S С
TT ? ^
SSt*
U3 и о Л
О
« л о ь-
О
С?>
ОС
CM
X со
T-.
I
Со
Ю S W я
X В-я «А ш
О о-
Ю ю
77
CM О >-> CM
О
OO
О ст>
Ю аэ
I I
ON.—1 оо
О A а. о <и о.
S с
E X
О, я ~
ОЧ7
Ь ё Ч. со о — ^
CU —- ? VO Я
О ClJ
О
Et
О к
Ч х сз о
H СЗ
" л
>53
3
M С со га а, к Oom
OJ
S M
W О
О M
«
> о
Йи
^OO
« Я™ OcqS
Я ч
S у
Ч >5
Чл
H .—. >I к -S-я я
СП
° S Cl.
S .—
Я" S
,4
О
О
X
Я м
CQ
Ч О А, Я
Я о о.
О Cs
Ч
А
H Л OJ ч CL, Qj Ш Ь
TOC \o "1-3" \h \z И як
К ч о
* А § *
ИЛ M
M Ч W W
Я ш
2J о
S о,
Я OJ
Я S-
CO СЦ
Га J) о я
03
С — О
ImX § * §
Ч н сез о
К и О ОЬй
Ч — а> щ
О,
CU
Ж S В я
^SsS
FSel
М О N Is н
Н§я
KSi
0) О I
W й — I
Я Л х >я ч SOJ
Эз = 2 =2 C^ >,« A
Mag: Н Si о о
« M
Ш Я
Э F
О _ о
А® о о а 2 я я
Щ ° О) U ш Ояе-
Ч -
CQ
Л
С 3 о
BJ H
Я
О
S- &
H
А.
О
С га ¦—- Я с-
Sgg S-S "
H к) X
Я я да ^ч. ^
«
X
Sao" SCo 5 ?
Шлаке велики, лом практически не перерабатывается, содержание кремния в чугуне высокое. Все это обусловливает значительный угар элементов при продувке и приводит к получению самого низкого выхода годного.
В кислородных конвертерах используется намного больше лома, чем в агрегатах воздушного дутья. Достаточно полное дожигание выделяющейся из ванны окиси углерода в двуокись дает возможность повысить долю лома в шихте на 100—150 кг/т стали, а при продувке высокофосфористых чугунов на 50—100 кг/т стали по сравнению с передельным чугуном.
В результате дополнительного прихода тепла от окисления большего количества железа в конвертерах верхнего кислородного дутья удельный расход лома несколько выше, чем при донной продувке. Необходимо учитывать, что увеличение доли лома в шихте имеет определенное народнохозяйственное значение, так как обеспечивает уменьшение расхода чугуна и соответствующих затрат, связанных с его производством.
Удельный расход извести в основных конвертерных процессах определяется в основном содержанием в чугуне элементов, образующих кислые окислы, для ошлакования которых необходимо вводить окись кальция. В большинстве случаев такими элементами являются кремний и фосфор, поэтому при переделе высокофосфористых чугунов затраты извести приблизительно вдвое выше по сравнению с мартеновскими чугунами. Имеет также значение доля чугуна в металлошихте, так как лом содержит небольшое количество кремния, в результате чего расход извести увеличивается с ростом соотношения масс чугуна и лома. В томасовских конвертерах, в которых перерабатываются небольшие количества лома, расход извести несколько выше, чем при переделе высокофосфористых чугунов в кислородных конвертерах.
В конвертерах донного кислородного дутья извести расходуется меньше, чем при продувке сверху, так как более низкая окисленность конечных шлаков ограничивает их способность растворять окись кальция.
Удельный выход шлака в кислых конвертерах значительно ниже, чем в основных. Это объясняется тем, что шлак образуется главным образом только в результате окисления примесей металлоших — ты, а добавки шлакообразующих материалов практически отсутствуют. В основных конвертерах удельный выход шлака изменяется пропорционально удельному расходу извести и обусловлен теми же причинами. Чем выше окисленность шлака при прочих равных условиях, тем больше его количество. Поэтому в основных кислородно- конвертерных процессах максимальный удельный выход шлака в Кал-До конвертере, а минимальный — в конвертерах донного кислородного дутья. Если при переделе высокофосфористых чугунов затраты на уборку шлака окупаются в результате его использования в качестве фосфатного удобрения, то при переработке передельных чугунов, которая сопровождается увеличением удельного выхода шлака, затраты на его уборку убыточны. Уборка шлака постоянно была узким местом сталеплавильного производства, что
Привело к необходимости создания в современных конвертерных цехах шлаковых пролетов.
Удельный расход огнеупоров в первом приближении изменяется пропорционально количеству образующегося шлака, что еще раз подтверждает главную причину износа футеровки — взаимодействие со шлаком. Минимальны затраты огнеупоров в кислых конвертерных процессах. Удельный расход огнеупоров связан, кроме других факторов, также с окисленностью шлаков, поэтому он максимален в Кал-До процессе.
В конвертерах донного воздушного дутья днище меняют до тех пор, пока степень износа остальной футеровки достигнет предельно допустимых значений и конвертер остановят на ремонт. В результате средний удельный расход огнеупоров уменьшается, но возникают дополнительные горячие простои конвертера. Поэтому при донном кислородном дутье стремятся добиться одинаковой стойкости футеровки днища и корпуса конвертера, в чем достигнуты определенные успехи. Приведенные для сопоставления в табл. 11.1 данные относятся к стойкости футеровки без ее торкретирования. В конвертерах донного кислородного дутья за счет торкретирования стойкость стен доведена до 1600 плавок. Однако при этом стойкость днища в два-три раза ниже, так как торкретирование днища сопряжено с определенными трудностями, обусловленными установкой в нем фурм для подачи дутья.
Производительность конвертеров согласно формуле (8.4) определяется величиной садки конвертера, продолжительностью простоев, технологических и вспомогательных операций.
Процессы донного дутья позволяют вести продувку с более высокой удельной интенсивностью и отличаются меньшей продолжительностью плавки. Повышение количества примесей, подлежащих окислению (например, до 2 % фосфора в высокофосфористом чугуне), вызывает увеличение продолжительности продувки. Верхнее же кислородное дутье, особенно при мягком дутьевом режиме, свойственном Кал-До процессу, обусловливает несколько пониженные скорости рафинировки. Это отличие сохраняется и для соотношения продолжительности циклов плавки в разных конвертерных процессах. Минимальная продолжительность процессов донного воздушного дутья объясняется не только более короткой продувкой, но и устранением ряда вспомогательных стадий (завалки лома, заливки чугуна и особенно корректировочных операций) или сокращением их длительности. Последнее связано с тем, что качество выплавляемых в таких конвертерах сталей сравнительно невысоко и их сортамент ограничен, что позволяет применять менее сложную технологию и в значительной степени ее стабилизировать.
Описанные преимущества характерны и для конвертеров донного кислородного дутья, что объясняется в основном более или менее ограниченным сортаментом выплавляемых сталей, главным образом низкоуглеродистых, большими возможностями интенсификации продувки и др. Однако необходимость получения качественной стали, отвечающей требованиям современного уровня развития производства, заставляет вводить дополнительные технологические операции (например, очистительную, во время которой из выплавленной стали удаляется водород).
Для сопоставления производительности конвертерных процессов разного типа был определен состав цехов, обеспечивающих выплавку 1 млн. т стали в год. Это сделано достаточно точно, за исключением цеха с конвертерами процесса Ку-БОП, поскольку опыт работы таких конвертеров еще недостаточен.
Согласно приведенным в табл. 11.1 данным выбранная производительность цеха обеспечивается конвертерами донного воздушного дутья минимальной садки. Однако расхождение, например с продолжительностью цикла плавки в конвертерах верхнего кислородного дутья, уменьшилось, что связано отчасти с неодинаковым временем простоев при замене днищ.
В настоящее время цех с конвертерами донного кислородного дутья, несмотря на то, что последние обеспечивают более короткую плавку, работает менее производительно, чем цех с конвертерами верхнего дутья. Это, по-видимому, связано с более длительными простоями, вызванными использованием сложного, а потому менее надежного в эксплуатации дутьевого и вспомогательного оборудования. Можно предположить, что со временем в результате совершенствования сравнительно нового процесса эти недостатки будут существенно уменьшены.
В табл. 11.1 приведены данные о максимальной производительности действующих конвертерных цехов. Самую высокую производительность имеет цех, оснащенный мощными конвертерами верхнего кислородного дутья. Производительность отечественного цеха, оборудованного двумя 350 (400)-т конвертерами, составляет 5 млн. т стали в год. При установке согласно проекту третьего конвертера она достигает 9—10 млн. т стали в год.
Одним из основных показателей степени совершенства конвертерного процесса является качество стали. Процесс верхнего кислородного дутья во всех его модификациях обеспечивает получение качественной стали широкого сортамента. Этим процессом выплавляются марки стали не только мартеновского, но и электросталеплавильного сортамента. При донном кислородном дутье такого однозначного заключения пока что сделать нельзя.
На современном этапе развития процесса донного кислородного дутья наиболее целесообразна и рентабельна выплавка низко — и особонизкоуглеродистых сталей. Использовать традиционный процесс верхнего кислородного дутья для выплавки этих сталей нецелесообразно, что объясняется высокой переокисленностью шлака, потерями выхода годного и низкой стойкостью футеровки. Поэтому для выплавки сталей, подвергаемых глубокой вытяжке в твердом состоянии, и электротехнических строят новые конвертеры донного кислородного дутья. Если же сортамент выплавляемых марок стали по содержанию углерода очень широк, процесс верхнего кислородного дутья, по-видимому, обеспечит их производство с минимальными затратами. При реконструкции мартеновского цеха с заменой мартеновских печей конвертерами с конструктивной точки зрения целесообразней, очевидно, устанавливать конвертеры
Таблица 11.2. Капитальные затраты на строительство конвертерных цехов
Капитальные затраты, %
О *
S „
Процесс
Г аи л
>. H ‘S Cu са я ь
Перерабатываемый чугун
Донное воздушное дутье
Передельный Высокофосфористьш
100 100 100 100 100 100
Верхнее кислородное дутье
Передельный Высокофосфористый
123 102 90-94 123 100 91
Донное кислородное дутье
Кал-До
Передельный Высокофосфористьш
Передельный Высокофосфористый
106-123 88-102 81—94 106-123 88-102 81-94
143 88 76
214 90 77
Донного кислородного дутья независимо от сложившегося к моменту реконструкции сортамента сталей. Более определенные выводы можно будет сделать после промышленного освоения донной кислородной продувки.
Важным технико-экономическим показателем конвертерного процесса являются капитальные затраты на строительство цеха, которые главным образом зависят от состава используемой шихты. Сопоставить эти показатели можно только ориентировочно, поскольку цехи с конвертерами донного воздушного дутья сооружались раньше без использования современных методов проектирования и строительства. Необходимо также учитывать капитальные затраты не только на строительство собственно конвертерного цеха, но в заводском (производство чугуна) и народном хозяйстве (добыча и подготовка металлургического сырья). Так, поставка шихтовых материалов, прежде всего чугуна, возможна лишь после сооружения соответствующих предприятий по добыче сырья (рудники) и последующей его переработки в исходный шихтовый материал для конвертерного процесса (аглофабрики, горно-обогатительные комбинаты, доменный цех). Результаты такой ориентировочной оценки для конвертерных цехов с различным типом процессов в зависимости от состава перерабатываемого чугуна представлены в табл. 11.2. Из таблицы видно, что затраты на строительство собственно конвертерного цеха минимальны при донном воздушном дутье.
Связанные со строительством конвертерного цеха затраты в хозяйстве завода и страны тем больше, чем выше удельный расход чугуна в металлошихте. С учетом этого при использовании Кал — До процесса общие капитальные затраты минимальны. При проектировании цеха определяются сроки, в течение которых окупаются производственные затраты. С этой точки зрения Кал-До процесс значительно уступает другим кислородно-конвертерным процессам ввиду большей себестоимости стали, которая обусловлена низкой производительностью и высоким расходом огнеупоров. Указанное наряду с другими недостатками является причиной ограниченного распространения Кал-До процесса.
Интересно сопоставить технико-экономические показатели наиболее распространенного конвертерного передела с верхней продувкой металла кислородом и других ведущих сталеплавильных процессов: мартеновского и электросталеплавильного. Согласно данным В. А. Роменца и С. В. Кременевского, производительность конвертеров средней садки (100—130 т) достигает 150—170 т/ч, тогда как для 600-т мартеновской печи она равна 60, а для 100-т электросталеплавильной около 25 т/ч при выплавке рядовых углеродистых и низколегированных марок стали. Соответственно годовая производительность агрегатов составляет 800—900 тыс. т, 460 и около 180 тыс. т.
Удельный расход металлощихты в кислородно-конвертерном процессе выше, чем в других, из-за значительной (около 75 %) доли чугуна в металлошихте и больших потерь металла с выбросами, выносом и пылью. Поэтому выход жидкой стали для кислородно — конвертерного, мартеновского и электросталеплавильного процессов составляет 90; 91,9 и 92,9 % соответственно. Поскольку затраты на металлошихту в себестоимости стали являются основной статьей, а технологическая цена лома на 8—10 % и угар на 4—5 % ниже, чем чугуна, то себестоимость стали будет минимальной в случае использования максимального количества лома в шихте. Если принять затраты на металлошихту при выплавке 1 т углеродистой и низколегированной конвертерной стали за 100%, то на производство 1 т мартеновской стали того же сортамента они приблизительно на 5 %, а электросталеплавильной на 3—6 % меньше. В то же время затраты на добавочные материалы (известь, плавиковый шпат, известняк, железную руду) для конвертерного процесса минимальны, а для мартеновского и электросталеплавильного процессов приблизительно вдвое выше.
Значительная экономия средств в конвертерном процессе в связи с высокой производительностью достигается по статье расходов по переделу, которые в полтора раза выше при выплавке стали в мартеновской печи и более чем в три раза—-в электродуговой. Это компенсирует более высокие затраты на металлошихту, в результате чего заводская себестоимость конвертерной стали оказывается самой низкой (при цене лома, равной 0,9 цены чугуна) в трех сравниваемых процессах. Так, для мартеновского процесса себестоимость углеродистой стали на 3,6, низколегированной на 4,5 %, а для электросталеплавильного соответственно на 18,7 и 35,6 % выше, чем для конвертерного процесса.
Удельные капиталовложения на 1 т выплавляемой стали на строительство собственно кислородно-конвертерного цеха на 45— 50 % меньше, чем мартеновского и электросталеплавильного цехов. С учетом общих народнохозяйственных затрат, связанных с большей долей чугуна в шихте конвертерных цехов (затраты на строительство доменных печей, агломерационных фабрик, горнообогатительных комбинатов, шахт и др.), указанная разница снижается до 5—15 %.
Высокая технико-экономическая эффективность конвертерных процессов обусловила то, что за короткое время они стали главными способами массового производства металла. Лишь при выплавке средне — и высоколегированных сталей электросталеплавильный процесс имеет преимущества, в том числе и по себестоимости выплавляемой стали.
При производстве стали в конвертерах в результате несоблюдения техники безопасности может возникнуть целый ряд опасных ситуаций: расплавленные металл и шлак, высокотемпературные газовые среды причиняют ожоги; значительные по масштабам грузопотоки, в том числе над рабочими площадками, приводят к травмам, ушибам; наличие горючих и окислительных сред создает взрывоопасные условия; высокая запыленность отходящих из конвертера газов, содержащих в ряде случаев токсичные составляющие, тепловые потоки от агрегатов и некоторых видов оборудования вызывают отравления, тепловые удары, хронические заболевания. Для предупреждения травматизма и заболеваний на заводе существует служба техники безопасности; деятельность администрации в этом направлении контролируется профсоюзом рабочих металлургической промышленности.
В конвертерном цехе соблюдение правил техники безопасности контролирует штатный инженер, подчиняющийся руководству завода.
Вновь поступающие на работу инженерно-технические работники и рабочие проходят инструктаж по технике безопасности и обеспечиваются специальной одеждой в соответствии с нормами, утвержденными ЦК профсоюза рабочих металлургической промышленности. В течение определенного времени новый работник на рабочем месте находится под тщательным и постоянным контролем непосредственного начальника или более опытного работника. Знание правил техники безопасности регулярно проверяют, о чем делают запись в соответствующих документах. Лица, не знающие этих правил или нарушающие их, отстраняются от работы и допускаются к ней только после соответствующего инструктажа и последующей проверки знаний. Все случаи нарушения техники безопасности фиксируются и являются предметом рассмотрения администрации и обсуждения коллективом цеха. В случае нарушения правил техники безопасности администрация цеха по согласованию с профсоюзом имеет право частично или полностью лишить виновного ежемесячной премии за достигнутые производственные показатели или временно перевести его на должность с более низкой оплатой. Согласно советскому трудовому законодательству лица, получившие на производстве травму, не считаются виновными, за исключением особых случаев, например связанных с употреблением алкоголя или преднамеренного получения травмы.
Производственными травмами считаются и те, которые были получены работником за время переезда (перехода) от места жительства на рабочее место и обратно. Все время потери трудоспособности работников в связи с травмой оплачивается в размере 100 % его средней заработной платы из средств профсоюза.
При получении работником цеха травмы мастером данного производственного участка и инженером по технике безопасности составляется акт с указанием причин, послуживших причиной травмы. Анализ причин травматизма производится администрациями цеха и завода, а также службами техники безопасности и является отправной точкой при разработке мероприятий по ее совершенствованию в конкретных условиях. Невыполнение правил техники безопасности на данном участке цеха и. в цехе в целом дает основания для принятия административных мер по отношению к лицам из числа руководящего персонала цеха вплоть до снятия с работы. При особо тяжелых случаях травматизма возможно возбуждение уголовного дела по отношению к непосредственным виновникам.
Для каждой профессии работников определен перечень профессиональных заболеваний, которые могут возникнуть в результате воздействия вредных для здоровья условий производства, свойственных этой профессии. Под контролем и при участии медицинских и санитарных служб цеха, завода и вышестоящих инстанций ведется работа по профилактике профессиональных заболеваний. При заболевании работника может быть принято решение об облегчении условий его труда, переводе на другую работу или на инвалидность.
Существуют общие правила техники безопасности и правила, специфичные для отдельных участков конвертерного цеха. Общие правила предписывают нормы поведения в пределах завода, обеспечение работника спецодеждой и другими защитными средствами, исправным инструментом и оборудованием, выполнение исключительно той работы, которая входит в пределы его компетентности и служебных обязанностей. В конвертерном цехе инструкции по технике безопасности составляются руководством цеха отдельно для работников шихтового, миксерного, конвертерного, разливочного и других отделений, службой техники безопасности, согласовываются с профсоюзным комитетом завода и утверждаются главным инженером предприятия.
В миксерном отделении запрещается сливать жидкий чугун в миксер из ковшей, поверхность металла в которых покрыта сплошной коркой (корку необходимо предварительно удалить). При сливе чугуна в миксер и из миксера не разрешается находиться вблизи места слива. Нельзя стоять под ковшом с жидким чугуном и около него при подъеме ковша краном и под миксером во время слива в него чугуна. Металл необходимо сливать тщательно отцентрированной струей.
Скачивать шлак из чугуновозных ковшей можно только при заполнении ковша до уровня на 250 мм ниже верхнего торца. Чтобы обеспечить слив чугуна организованной струей, сливной носок миксера должен быть всегда тщательно очищен от настылей. Графитовую спель необходимо своевременно удалять с площадок, ковши и пробницы для жидкого чугуна тщательно просушивать.
Необходимо предотвращать попадание газа, поступающего на отопление миксера, в помещение отделения. Для этого следует уплотнять места подвода газа.
В шихтовом отделении надо постоянно очищать проходы и свободные габариты, не допуская их захламления. Рабочие места в отделении должны быть достаточно освещены. При значительной запыленности следует использовать респираторы. Во время выгрузки материалов в ямы и бункера и их погрузки запрещается находиться в зоне работы кранов (до 5 м). Нельзя нарушать габариты совка, чтобы избежать опасности падения кусков лома при перевозках и переносе. Поправлять лом при погрузке в совки разрешается только крючками длиной не менее 3 м, если груз выступает над совком не более чем на 0,5 м. Этими же крючками можно поправлять положение крюков на траверсе крана при захвате совков. Запрещается подавать влажный и содержащий закрытые сосуды и другие взрывоопасные предметы лом в совки и конвертеры. При движении состава с шихтой следует находиться от края железнодорожного полотна на расстоянии не менее 2 м. Запрещается принимать в отделение негабаритную шихту и пытаться ее там разделывать. Производить очистку конвейеров можно только после их остановки. Нельзя допускать перегрузки емкостей для перевозки и хранения шихты: бадей, совков, бункеров, конвейеров.
В конвертерном отделении конвертерщики должны работать только при наличии ограждения проемов в рабочей площадке. После плавки конвертер следует полностью очищать от шлака. При завалке лома находиться в районе завалки и под конвертером запрещается, так как возможно падение отдельных кусков мимо горловины конвертера. Если предполагается наличие влаги в ломе, перед заливкой чугуна необходимо после загрузки лома выдерживать его в течение 3 мин. Во время заливки чугуна и завалки лома нельзя находиться от конвертера на расстоянии ближе 10 м. Сливая чугун, нужно следить за выделением пламени из горловины и регулировать темп слива таким образом, чтобы пламя не повредило канаты механизма подъема заливочного крана и при необходимости остановить слив. Во время заливки чугуна и завалки лома не разрешается стоять против горловины.
Перед началом плавки под конвертер надо подать готовые сталеразливочный ковш и шлаковую чашу. Находиться во время продувки около работающего конвертера запрещается. При отборе проб металла и шлака, замере температуры ванны следует применять специальные экраны. Ремонтировать сталевыпускное отверстие можно только в пустом конвертере со специальной площадки. При обслуживании конвертера необходимо пользоваться сухим инструментом.
Запрещается проводить продувку в конвертере, если есть течь воды из фурмы, кессона, газохода или влага под конвертером. Во время обрыва настылей с горловины конвертера необходимо находиться от него на расстоянии не менее 10 м. Загружая материалы и продукты производства в емкости, нельзя допускать превышения их габаритов. Фурмы от настылей очищаются кислородом, подаваемым через трубку длиной не менее 2 м со специальной площадки у неработающего конвертера при наличии экрана.
Убирать мусор под конвертером разрешается только при остановке конвертера. Шлак в шлаковой чаше необходимо осаживать сухими материалами. Наполнять чашу шлаком надо, не доливая его до верха на 150—200 мм.
Перед выполнением всех операций по обслуживанию и при управлении конвертером даются специальные предупредительные сигналы. Дистрибуторщик обязан следить за показаниями защитной сигнализации. Если выйдет за допустимые пределы тот или иной параметр процесса (расход кислорода, положение фурмы, давление и расход охлаждающей воды и т. д.), необходимо устранить отклонение, при невозможности — остановить продувку. Если в конвертер попадает вода, продувку останавливают, персонал удаляют с рабочей площадки, так как может произойти взрыв. Протекание жидкого металла через футеровку и кожух конвертера является сигналом для немедленной остановки продувки, причина течи устраняется под руководством мастера.
В случае остановки конвертера на ремонт охлаждать остатки старой футеровки водой запрещается. Нельзя находиться в зоне действия машины, выламывающей старую футеровку, а также под конвертером. Новую футеровку следует выкладывать со специальных площадок. Подавать материалы (кирпич, растворы, порошки) в конвертер необходимо в контейнерах или в емкостях, конструкция которых исключала бы возможность их падения на работающих. Грузы (лом, жидкий чугун) следует транспортировать к работающим конвертерам таким образом, чтобы обеспечить безопасность работающих на ремонте. Производить работы на газоотводящем тракте разрешается лишь при условии устранения возможности падения предметов на работающих в ремонтируемом конвертере. Конвертер во время ремонта можно поворачивать только по сигналу лица, руководящего ремонтом. Конвертер разогревают во взрыво — безопасных условиях. В течение разогрева вся футеровка должна быть тщательно просушена, показателем чего является прекращение выделения пара через выпоры в кожухе конвертера.
8.1. параметры конструкций конвертеров
(8.1)
Основной характеристикой конвертера является его садка Т, т. е. масса металлических шихтовых материалов (чугуна и лома), загружаемых в конвертер на плавку. Тоннаж плавки (масса жидкой стали, получаемой после продувки) Mct равен произведению, садки конвертера на выход жидкой стали Рсл:
М„ = TPjm.
В зависимости от типа конвертерного процесса и технологии продувки выход жидкой стали, чаще называемый выходом годного, составляет 85—92 %.
(8.2)
Существует также показатель — выход годных слитков Pcл для определения массы слитков Mcn, поставляемых конвертерным цехом прокатным цехам:
Л*сл-Рсл 77100.
Выход годных слитков несколько меньше выхода жидкой стали (потери металла при разливке), он равен 84—91 %.
В промышленности садка конвертера в зависимости от типа процесса колеблется в пределах, приведенных в табл. 8.1. В отечественной практике используются типовые конвертеры садкой 100—130; 250 и 350 т. Соответственно типизируется и все оборудо-
Таблица 8.1. Садка промышленных конвертеров
Тип процесса
Садка, т
Садка типовых конвертеров в СССР, т
Бессемеровский
Томасовский
Малое бессемерование
Боковое кислородное дутье
Верхнее кислородное дутье
10- 50
11— 80 1-3
0,6-3
1.5; 2,5 0,8; 1,5; 2,5
(кислородно-конвертерный
30-380
130 (до 150); 250 (до 300); 350 (до 400)
30-250 30—250 (до 300)
Процесс):
Передельный чугун
Высокофосфористый чугуи Донное кислородное дутье
Вание, обеспечивающее работу конвертера, в результате чего унифицируются основные виды оснащения, что облегчает его изготовление.
Проекты разрабатываются таким образом, чтобы в результате небольшой реконструкции могла быть увеличена садка конвертеров с целью повышения производительности цеха. Так, в типовых конвертерах верхнего кислородного дутья, имеющих по проекту садки 100—130, 250 и 350 т, в настоящее время масса завалки составляет 150—170, 300 и 400 т соответственно.
Садка конвертера определяется в первую очередь производительностью проектируемого конвертерного цеха Яцех, которую выбирают в зависимости от баланса металла на металлургическом заводе, потребности в нем прокатных цехов. Производительность конвертерного цеха
^Тцех = ^раб^коив! (8-3)
Где Nраб — число одновременно работающих конвертеров; Яконв производительность одного непрерывно работающего конвертера.
Если конвертер ремонтируют непосредственно на его рабочем месте, то А^раб на один агрегат меньше числа конвертеров в цехе Wkohb- Это делается для обеспечения ритмичности потребления жидкого чугуна, поступающего из доменного цеха, и поставки стальных слитков прокатным цехам.
Продолжительность ремонта конвертера (двое-трое суток) значительно меньше длительности кампании агрегата. Поэтому существуют периоды, когда в цехе могут работать все конвертеры. В этом случае производительность цеха возрастает, а при ремонте одного из них падает, что создает неритмичность в организационной увязке работы с доменным и прокатными цехами.
В типовых отечественных кислородно-конвертерных цехах обычно устанавливают три конвертера, два из которых постоянно находятся в работе, в некоторых случаях (Запсиб, «Азовсталь» и др.) цехи имеют два конвертера. В зарубежной практике в цехах устанавливают два, три и четыре конвертера при постоянной работе соответственно одного, двух и трех агрегатов.
Годовая производительность непрерывно работающего конвертера, входящая в выражение (8.3), исчисляется массой выпускаемых слитков
_ 8760(100 — Пр) Рсл т 4v
" конв— 100хпл 100 » IO.1*;
Где 8760 — число часов в году; TIp — простои конвертера; тПл — продолжительность цикла плавки. Последнее складывается из длительности продувки и вспомогательных операций: завалки лома, заливки чугуна, отбора проб, измерения температуры, выпуска плавки.
Если удельный расход кислорода на 1 т стали составляет Vo2, а удельная интенсивность продувки в пересчете на вдуваемый реак — ционноспособный кислород t"o2, то продолжительность продувки
Тпрод = vO2 Iioi. (8.5)
Ш
Таблица 8.2. Показатели работы конвертеров для различных типов процесса
/о2, м3/т
МО.- м’/т
Тпрод ‘ мии
Тип процесса
Бессемеровский Томасовский Малое бессемерование Верхнее кислородное дутье:
Передельный чугун
Высокофосфористый
Чугун
60-70 65-75 140-160
4-6 4-6 6-10
12—15 12-20
15-25
2-5
1.5-4,0 2,5-5
50-60
50-65 45-65
12—25
16—30 11—22
Дойное кислородное дутье
В табл. 8.2 сопоставлены показатели, характеризующие темп работы конвертеров. Для бессемеровского, томасовского и процесса малого бессемерования произведен пересчет воздушного дутья на содержащийся в нем кислород.
При хорошей организации работы продолжительность простоев сводится практически к нулю. В случае внеплановых простоев (ремонт механизмов или в связи с отсутствием шихты) их продолжительность может достигать 10 %. Некоторые виды простоев, связанные с неполадками конвертера, не сказываются на производительности цеха, если вместо вышедшего из строя агрегата используется резервный. Таким образом, желая обеспечить заданную производительность цеха, проектанты комбинируют параметры, определяющие ее: количество постоянно работающих конвертеров, их садку, продолжительность продувки и цикла плавки. В особых случаях возможны небольшие отклонения садки конвертера от типового значения, при которых остальное типовое оборудование не меняется.
Иногда конвертеры имеют съемный корпус, что позволяет ремонтировать футеровку не на рабочем стенде, а на специальном. На рабочий же стенд устанавливается агрегат с новой футеровкой. Операция по замене агрегатов занимает 1—2 ч, поэтому количество постоянно работающих конвертеров в цехе равно числу рабочих стендов. Так как масса корпуса с футеровкой составляет 300— 1000 т, необходимо оборудовать конвертерный пролет краном соответствующей грузоподъемности. Садка конвертера со сменным корпусом ограничивается 50—160 т.
Увеличение садки конвертера в целесообразных пределах сопровождается улучшением почти всех технико-экономических показателей работы цеха (в первую очередь ростом производительности на одного трудящегося, снижением удельных капитальных затрат). Однако при этом необходимо изменять грузоподъемность кранов, параметры оборудования системы использования тепла и очистки отходящих газов, остального вспомогательного и механического оснащения.
При превышении определенного предела садки перед машиностроителями возникают сложные задачи, что может привести к росту затрат на производство указанного оборудования. Это является
Рис. 8.1. Профиль и параметры конвертера с эксцентрической (а, б) и концентрической (в) горловинами
Сдерживающим фактором в дальнейшем увеличении садки конвертеров, которая в настоящее время достигает 350—400 т. В ближайшем будущем возможно ее повышение до 500 т.
На рис. 8.1 показан профиль конвертера для донного (а) и бокового (б) воздушного, а также верхнего и донного кислородного (в) дутья, нанесены главные параметры конструкции конвертера. Конвертер состоит из конусной (шлемовой) I, цилиндрической II части и днища III.
Основным параметром конструкции конвертера является его удельный объем
Где Кконв — внутренний объем (полости) конвертера при новой футеровке. Удельный объем конвертера должен быть достаточным для того, чтобы в процессе продувки металл и шлак, с учетом их вспенивания и всплесков, не выбрасывались из рабочего пространства. Это обусловлено требованиями техники безопасности, а также необходимостью уменьшения потерь металла с выбросами и выносами, поддержания чистоты и порядка на рабочей площадке и под конвертером. При чрезмерно больших объеме и высоте конвертера увеличиваются высота здания цеха и капитальные затраты. В табл. 8.3 приведены параметры конструкций конвертеров для различных процессов.
При повышении содержания в чугуне таких элементов, как кремний и фосфор, окисляющихся в основных агрегатах, для ошлакова — ния кремнезема и пятиокиси фосфора добавляют известь, что приводит к увеличению количества образующегося шлака. Так, при переработке в основных конвертерах полупродукта, лишенного кремния, количество шлака составляет 5—6 %, при продувке передельного чугуна 10—12, а высокофосфористого 30%. Соответственно возрастает опасность выбросов, что требует увеличения удельного объема. Для кислых процессов без добавок извести количество шлака не превышает 5—6 %. Поэтому при прочих равных условиях
Таблица 8.3. Параметры конструкций конвертеров
Vy д, м’/т
H/D
УД’
Тип процесса
1,1 — 1,4
1,3-1,7 0,5-0,8
1,3-1,6 1.6-2,4 2,5-3,0
0,7-1,0
1,2-1,8
1,3-1,8 (2,3) 1,2-1,3
0,8-1,2
0,7-0,9
Бессемеровский Томасовский Малое бессемерование Верхнее кислородное дутье:
Передельный чугун
Высокофосфористый чугун Донное кислородное дутье
(данном типе дутья, методе его ввода) кислые конвертеры имеют меньший удельный объем, чем основные.
Донная продувка, как уже отмечалось, отличается более спокойным ходом плавок, малым количеством выбросов, так как содержание окислов железа в шлаке низкое. Поэтому при одном и том же составе дутья, например технически чистом кислороде, удельный объем конвертеров донного дутья несколько меньше, чем верхнего. В конвертерах донного воздушного дутья при одинаковой с кислородными процессами удельной интенсивности продувки в пересчете на кислород Io2 через ванну проходит, наряду с продуктами окисления углерода, и неусваивающийся азот воздуха, т. е. значительно большее количество газов. Это способствует более интенсивным выбросам из ванны жидких фаз, чем при продувке технически чистым кислородом, и обусловливает необходимость увеличения удельного объема конвертера.
(8.7)
(8.8)
В ходе кампании по мере износа футеровки удельный объем конвертера увеличивается, поэтому при постоянной садке уменьшается интенсивность выбросов. Величина Ууд связана с основными параметрами конвертера: внутренним диаметром по футеровке D вн, ВЫСОТОЙ полости конвертера Явп и глубиной ванны hB (см. рис. 8.1). Если аппроксимировать внутреннюю полость конвертера и ванну металла цилиндрическими телами, то
^kohb =zVyiT- tcDIh H0. п/4; Уы=Т/Ры~кП2ви/1в/4,
Где Vm — объем металла; рм — плотность металла. Существуют определенные технологические, конструктивные и экономические предпосылки, позволяющие находить оптимальное значение каждого из этих параметров.
Рост внутренней высоты конвертера благоприятствует уменьшению выбросов и выноса, но сопровождается увеличением общей высоты здания цеха и соответственно капитальных затрат на его строительство. При большем диаметре ванны уменьшается агрессивное воздействие высокотемпературных фаз реакционной зоны на футеровку агрегата. Однако в этом случае увеличиваются размеры периферийных, плохо промешиваемых участков ванны, что вызывает целый ряд технологических осложнений. Кроме того, если увеличение Dbh сопровождается уменьшением высоты конвертера (при данном удельном его объеме), то повышаются механические потери металла. Все это в комплексе определяет оптимальное соотношение Явн/jDbh для данного агрегата или типа конвертера.
При переходе от воздушного к кислородному дутью в результате отсутствия в последнем азота объем выходящих из конвертера газов уменьшается. Это ослабляет интенсивность выбросов и выносов и позволяет уменьшить Куд и отношение HbhJDbh для однотипных по составу чугуна процессов (например, томасовского и верхней кислородной продувки высокофосфористых чугунов, табл. 8.3). Интенсивность выбросов и выносов несколько снижается с ростом садки конвертера, так как при этом увеличивается число сопел фурмы и высота подъема жидких фаз ванны изменяется пропорционально интенсивности продувки на одно сопло в степени, меньшей единицы. Поэтому при более или менее постоянной удельной интенсивности продувки с увеличением садки агрегата отмечается и тенденция к уменьшению отношения HbbIDbh и удельного объема конвертера.
С углублением ванны при верхней продувке снижается опасность ее пробивания струей кислорода (реакционной зоной) и, следовательно, износа днища, а при донной устраняются «прострел» ванны и повышенный вынос металла. В то же время, если в конвертерах с верхним дутьем ванна слишком глубока, придонные слои ее будут плохо перемешиваться.
Иногда на выбор соотношения Нва и D вн влияют конструктивные соображения. Так, в случае донного кислородного дутья в агрегате с концентрической горловиной (см. рис. 8.1, е) ванну необходимо располагать ниже уровня сопел при повалке конвертера в обе стороны для взятия пробы и выпуска. В связи с этим увеличивают Dbh или уменьшают диаметр зоны дутья. При донном воздушном дутье конвертер по технологическим соображениям можно наклонять только в одну сторону для обеих операций. Так как в этом случае горловина расположена эксцентрично (см. рис. 8.1,а), то Dbji можно не менять.
Тепловые потери будут минимальны при Явн/-Овн-И. Однако при выполнении этого условия наблюдаются повышенные потери металла с выбросами и выносами, особенно в конвертерах небольшой и средней садки.
Выбирая параметры конвертера, учитывают их влияние на качество металла. Так, в конвертерах с донной продувкой воздухом углубление ванны приводит к росту содержания азота в стали, что обусловливает необходимость ограничения hB. При донной кислородной продувке с увеличением hB повышается содержание в стали водорода, вносимого в металл из защитной среды.
Выбирая диаметр горловины, необходимо также принимать во внимание ряд моментов. С увеличением dT растут потери металла с выбросами и теплопотери конвертера во время продувки в результате более интенсивного охлаждения в межпродувочные периоды; в конвертерах с верхним кислородным дутьем усиливается вероятность подсосов воздуха в полость агрегата и повышения содержания азота в стали. Уменьшение же диаметра горловины затрудняет отбор проб, замер температуры, торкретирование, завалку всего ло
Профиль ванны имеет вид усеченного конуса (см. рис. 8.1, а ив), что позволяет уменьшить длину линии разъема цилиндрической части и днища, снизить опасность затекания металла в зазоры и вероятность образования застойных участков в дальних углах ванны, обеспечить одинаковое расстояние между периферийными объемами ванны и реакционными зонами. В некоторых случаях в кислородных конвертерах верхнего дутья (см. рис. 8.1, в) с этой же целью днище делают сферическим. Такими путями стремятся приблизить форму ванны к профилю износа футеровки.
8.2. методика расчета основных параметров
Конвертеров
Из изложенного в подразд. 8.1 следует, что размеры и форма конвертера, отдельных его элементов сильно влияют на ход плавки и показатели процесса. Выбрать параметры агрегата, которые позволили бы создать оптимальные условия протекания всех физико — химических явлений в нем и обеспечили бы достижение наилучших технико-экономических показателей, очень трудно. Решению задачи в значительной степени мешает недостаточность наших знаний в области закономерностей и взаимосвязи явлений, протекающих в конвертере. Поэтому ограничиваются решением задачи оптимизации параметров с целью обеспечения хороших показателей работы конвертеров, определяющих экономичность процесса (капитальные затраты, производительность, выход годного и др.).
Существуют два метода расчета размеров проектируемого конвертера: эмпирический и аналитический. При использовании первого обобщают закономерности взаимозависимости размеров действующих конвертеров данного типа, разрабатывают формулы определения параметров для новых строящихся агрегатов, полагая, что величины, полученные методом проб и ошибок, близки к оптимальным с точки зрения ряда основных показателей процесса.
Таблица 8.4. Удельный объем конвертера донного воздушного дутья
Садка, т |
Удельный объем конвертера, м*/т |
|
Бессемеровского |
Томасовского |
|
4 |
1,38 |
|
6 |
1,25 |
1,83 |
8 |
1,18 |
1,60 |
10 |
1,06 |
1,59 |
12 |
1,04 |
1,42 |
15 |
1,02 |
1,30 |
18 |
— |
1,25 |
Эмпирический метод использовали в свое время для определения параметров конвертеров донного воздушного дутья. Удельный объем конвертера выбирали в зависимости от садки проектируемого конвертера (табл. 8.4), а отношение высоты к диаметру Hm/Dnn по следующим данным:
TOC \o "1-3" \h \z Садка бессемеровского конвертера 10 15 20 25 30 35
Лвп/0Вн 1,62 1,57 1,51 1,46 1,40 1,35
Садка томасовского конвертера 12 40 — — — —
Haa/DBS 2,3 1,6 — — — —
Параметр
Была разработана методика определения остальных параметров конвертеров донного воздушного дутья. Выражения для расчета этих параметров и их значения приведены ниже.
Выражение для расчета параметра, его значение
Глубина ванны hB, м: бессемеровский конвертер томасовский конвертер Диаметр ванны DBh, м: бессемеровский конвертер гомаговский конвертер Высота Hi, м Диаметр горловины dr, м Диаметр днища D1, м Площадь циркуляционного сечения Fa, см2
Диаметр круга сопел D0, м Толщина футеровки цилиндрической части tст, м:
Бессемеровский конвертер томасовский конвертер Толщина днища tдн, м*. бессемеровский конвертер томасовский конвертер
Целесообразный угол наклона
-0,4 -0,55
0,67 VT 0,57 VT
(1,1—1,2) Dbb (0,25—0,50) Obh 0,9 DBU
(1800—2000) T (0,58—0,63) Daa
-0,3- -0,5-
-0,4 -0,75
-0,5—0,7 0,7—1,3 илн 0,4+0,07 Dbh
Град:
25—30 45—50
(8—15) T (15—18) T
Оси горловины к вертикальной осн а, с точки зрения стойкости футеровки с точки зрения уменьшения выбросов Площадь сечения сопел Fc, см2: бессемеровский конвертер томасовский конвертер
Для кислородных конвертеров верхнего дутья эмпирические зависимости построены путем обобщения данных по значительному количеству агрегатов садкой от 20 до 370 т. В этом случае выявлено определяющее влияние садки агрегата на основные его параметры (табл. 8.5). Зависимость большинства конструктивных размеров конвертера от садки (кривая 1) выглядит как проходящая через начало координат парабола типа y = kTm, где у — размер; k и m —
_ — — |
||
1 2 |
||
J |
||
J S^ / J |
E |
|
Постоянные (рис. 8.2). В определенном диапазоне T (области II и III) допустима линейная аппроксимация зависимости выражением у = а+ЬТ (линия 2). В области / небольших величин T значения у, рассчитан — T ные по линейному уравнению, Рис. 8.2. Характер зависимости пара — существенно превышают фак — метров конвертера от его садки гические. Такой же характер
Таблица 8.5. Параметры конвертеров верхнего н донного кислородного дутья
Донное кнс — Верхнее кислородное дутье лородное
Дутье
По данным По данным авторов авторов
Параметр
Диаметр ванны Dbh, м Высота полости конвертера Hвв> м Диаметр горловины dT, м Глубина спокойной ванны hB, м
Радиус сферического дннща Rдн> м
Угол наклона конусной части а, град. Толщина футеровки в цилиндрической части tст, м 2,62+0,0147 Г 0,83 Г0-36
6,00+0,0128 Г 3,00 Т°.20
1,10+0,0089 Г 0,40 7"0’37
0,922+ 0,22 T0& +0,00353 T
3,55+ +0,0064 T 52+0,055 T
0,142 Г°.33
Отклонения, но выраженный в меньшей степени, наблюдается в области III.
Э. Фридлем и Г. Шмидтом предложены зависимости линейного типа (табл. 8.5). Здесь же приведены и полученные авторами книги выражения большей частью в степенной форме зависимости.
Полученные по формулам Э. Фридля и Г. Шмидта значения параметров удовлетворительно совпадают с фактическими параметрами только в диапазоне садок 60—250 т. Большая часть параметров конвертеров верхнего кислородного дутья (?>вн, dr, hB) изменяется в зависимости от величины садки в степени, близкой к кубическому корню, что соответствует изменению линейных размеров пропорционально друг другу. Однако высота полости конвертера Явн с увеличением садки растет медленнее, чем остальные параметры.
Для конвертеров донного кислородного дутья (см. табл. 8.5) приведенные зависимости имеют весьма приближенный характер, так как определены на основе небольшого количества исходных данных. Здесь оптимальные параметры еще не установлены. Следует отметить, что глубина ванны при повышении садки изменяется незначительно в результате опережающего нарастания диаметра ванны. Высота конвертера донного кислородного дутья меньше, чем при продувке сверху, что позволяет сохранить постоянным удельный объем конвертера с увеличенным диаметром.
Приведенные эмпирические зависимости не отражают сущности физико-химических процессов в конвертерной ванне и не учитывают такие важные показатели, как интенсивность продувки, степень рассредоточения дутья и другие.
В последнее время появились работы, в которых сделана попытка создать аналитические методики расчета, основанные на некоторых изученных физико-химических закономерностях явлений в конвертере, но с использованием эмпирических коэффициентов, полученных путем анализа данных практики. При этом в качестве основных ставятся задачи достижения максимальных выхода годного и стойкости футеровки. Так, Э. Фридль и Г. Шмидт предложили определять минимально допустимый удельный объем конвертера верхнего кислородного дутья, обеспечивающий предотвращение выноса металла,
Ууд. вы„ = 0,0265DL/o,’n (8.9)
И выбросов шлакометаллической эмульсии
Куд — выбр = I, SDbhVI0Jn, (8.10)
Где /O2 — интенсивность продувки, м3/мин; и — количество сопел. Чтобы предотвратить выбросы и выносы, необходимо выбирать большую из двух величин Vya.
Диаметр ванны Э. Фридль и Г. Шмидт рассчитывают по формуле
DBH= 1,07[(/ОгТ)3%Л0Д82. (8.11)
А внутреннюю высоту конвертера — по уравнению
Если внутренний диаметр конвертера и диаметр зеркала ванны близки между собой. Следует отметить, что ряд теоретических предпосылок, лежащих в основе данной методики, вызывает сомнения. Например, известно, что выбросы и выносы зависят непосредственно не от диаметра конвертера, а от его высоты и отношения HBU/hB.
Баптизманский В. И. с соавторами разработал методику расчета параметров конвертеров с верхним кислородным дутьем, в основу которой положены задачи обеспечения оптимальных капитальных затрат, минимальных механических потерь металла при продувке и высокой стойкости днищ. Для достижения последней необходимо, чтобы глубина спокойной ванны /гв превышала максимальную глубину реакционной зоны
KB = (8.13)
Которую можно определить по формуле
?тах = 2,1Аг°Хых, (8.14)
Где k\ — коэффициент, превышающий единицу; "вых — диаметр сопла, м. Подставляя уравнение (8.14) в (8.13) и используя выражение для определения критерия Ar, получаем
К = k3 Ущ^P«°L!X Ti0Jn)0'3, (8.15)
Где wBblx, qbux — соответственно скорость, м/с и плотность, кг/м3 кислорода в выходном сечении сопла; &3=0,016.
Значение п зависит от Zib и io2. Уравнение (8.15) легко приводится к виду, более удобному для обычных и машинных расчетов, после подстановки в него п из выражения (8.21):
HB = (0,016 K^Tpb0Jx Уу°д5 )7У0,23)°-3]°.57. (8.16)
В производственных условиях W3ых, рВых изменяются мало и поэтому, как видно из уравнения (8.16), определяющим является влияние на глубину ванны садки конвертера и расхода кислорода на одно сопло в единицу времени:
H3~k{Ti0jtiy . (8.17)
В расчетах hB следует учитывать возможность наиболее неблагоприятных условий службы днища, когда происходит значительное слияние струй, выходящих из сопел фурмы, и реакционных зоч (работа сопел в нерасчетном режиме, недостаточный угол расхождения струй, быстрый износ фурмы и сопел), глубина проникновения которых в ванну близка к значению L для односопловой фурмы (я= = 1). В этом случае глубина ванны должна быть максимальной, ее с учетом данных практики можно рассчитать по выражению
Лвтах~0,36(77о2)0’25. (8.18)
При удачной конструкции фурм, высокой их стойкости и работе сопел в режиме, близком к расчетному, отмеченные явления отсутствуют и /гв следует рассчитывать по формулам (8.15) и (8.16).
Очень важно определить целесообразные значения Vry3 и высоты конвертера. Учитывая закономерности вспучивания ванны и данные практики, выбросы могут быть устранены при параметрах, рассчитанных по приближенным уравнениям
HbhiTzb ^ AH1K = 2.9Й1 ^V’6; (8.19)
Vyl ^ 0,42iol Ag’5/я0’6. (8-20)
Из уравнения (8.20) находим
Для предотвращения выноса металла из конвертера необходимо, чтобы
AH = (Нвп — Ав) > OM(TioJn)0’42. (8.22)
После выполнения расчетов по формулам (8.19) и (8.22) выбирают наибольшую Нвн. Значение Vyn следует определять путем совместного решения уравнений (8.20) и "(8.16), обеспечивая равенство величин Ууд и hB в обоих выражениях. С повышением интенсивности продувки следует соответственно увеличивать и число сопел в фурме. Однако возможности практики в этом отношении пока ограничены.
Желательно проектировать конвертеры и газоотводящий тракт с резервом допустимой интенсивности продувки 4—6 м3/(т-мин). Превышение указанного предела слабо сказывается на сокращении длительности цикла плавки и производительности агрегата.
Рассчитывая параметры конвертеров по приведенным выше формулам для случая высокой интенсивности продувки (особенно для больших агрегатов) и ограниченной возможности увеличения п, можно получить завышенные значения Ууд, Hbн, что приведет к необходимости резкого повышения капитальных затрат на строительство цехов. Этого можно избежать, ограничивая указанными пределами интенсивности продувки, а удельный объем значениями
Куд—0,7—0,9 и Куд—0,9—1,1 соответственно для случаев переработки обычного передельного и высокофосфористого чугуна. Необходимо также учитывать современную тенденцию к сокращению и оптимизации капитальных затрат, некоторому уменьшению удельного объема конвертеров с ростом их садки (для передельного чугуна) :
Vrya = 1/(1 + 10-37). (8.23)
Внутренний диаметр полости конвертера, т. е. диаметр зеркала ванны, можно определить по выражению
Где — коэффициент, зависящий от садки и формы нижней части конвертера. На основе обобщения данных практики найдено
Dbh = (0,599 -3,2 -IO-4 7") V TJhi. (8.25)
После определения главных параметров остальные размеры рассчитываются (или уточняются) по эмпирическим уравнениям с учетом известных геометрических соотношений. Диаметр горловины
Jr = О. ЗЗГ0’4, (8.26)
Внутренний объем конвертера
Принимая соотношение высоты верхней конической Якон и цилиндрической Яцил частей конвертера
ЯК0Н/ЯЦНЛ = 0,45 + IO-3 Г, (8.28)
Находят Якон по уравнению
Уу _____________________________ У Vm_________________ ____________ ^Q 29)
К0Н_ + 4 +Amdr)/12+D2EH/4(0,45 + 10-3T)]’ ‘
Которое выводится из выражений
FIЦия FIкон = Нва Afl,
Величину Яцил определяют из выражении (8.28), а общую внутреннюю высоту из формулы
Толщина футеровки в цилиндрической части
В конической
*кон=’«Ия-0,15, (8.32)
А днища
Толщина металлического кожуха в цилиндрической части определяется по формуле
8ЦИЛ = 0,015 V T. (8.34)
Диаметр выпускного отверстия
Dote = 0,1 + 3,3- IO-4Г. (8.35)
Для конвертеров донного кислородного дутья основные параметры рассчитывают на основании эмпирических данных. Глубина конвертерной ванны определяется по выражению
Ha ss 0,35T0-23 (8.36)
Или более точному уравнению
/zB 0,3(ПО,/Яс)0’307 , (8.37)
А внутренний диаметр по формуле
Dbh = 0,475 VTJh^. (8.38)
Диаметр днища D\ находится по известным садке конвертера, Dbh и /гв (см. рис. 8.1). При заданном удельном объеме конвертера (Ууд=0,7—0,8 м3/т)
Hm = ^цил + j^KOH + К = H1 4- Hkok. (8.39)
Высота цилиндрической и конической частей конвертера может быть рассчитана по выражениям
Яцил = ЯкОИ/( 0,45 + 10-ЗГ); (8.40)
Уу __ ^R Ум __________________________________________ (841)
+ *? + Яви<*Г)/12 + D2mIHOt 45+ IO-3T)]’
Диаметр горловины
Jr =0,33 P’4. (8.42)
8.3. устройство конвертерного агрегата
Конвертерный агрегат (рис. 8.3) состоит из собственно конвертера 1, опорного кольца 2, цапф 3, подшипников 4, станин 5, механизма поворота 6.
В конвертеры верхнего кислородного дутья через горловину вводится водоохлаждаемая фурма для подачи кислорода 7 (рис. 8.3, а),
В конвертерах донного воздушного дутья воздух подводится — через полую цапфу, воздухопровод, воздушную коробку 9 и сопла в днище 8 (рис. 8.3, б). При боковом дутье окислительный газ через полую цапфу и полое опорное кольцо 2 попадает в патрубок IOt а затем в воздушную коробку 9, из которой через сопла в стенке конвертера подается на поверхность (или в поверхностные слои) ванны (рис. 8.3, в).
При донной кислородной продувке (рис. 8.3, г) кислород, защитная среда и инертный газ подаются через систему трубопроводов U из полой цапфы 3 к фурмам, установленным в днище. Кожух кон-
Рис. 8.3. Устройство конвертерных агрегатов различных типов
Вертера выполняют из стали, что обеспечивает прочность всего корпуса и футеровки. Так как масса футеровки и садки в современных конвертерах достигает 1000 т и более, кожух испытывает значительные статические напряжения. При повороте конвертера величина напряжений и их знак изменяются, возникают также динамические нагрузки переменного знака вследствие передачи крутящего момента на корпус.
В результате теплопереноса через футеровку в процессе работы кожух конвертера нагревается. Температура его у горловины может превышать 300 °С, в цилиндрической части составляет 200—300 и в области днища 200 °С. Все это необходимо учитывать при расчете кожуха на прочность. Для изготовления последнего надо использовать нестареющие стали. Стальные листы в зависимости от садки агрегата имеют толщину 15—100 мм и более. Кожух старых конвертеров донного и бокового воздушного дутья был клепаным или сварным. Кожух современных конвертеров монтируется из отдельных гнутых или штампованных элементов путем их сварки непосредственно в конвертерном цехе.
Несмотря на меры предосторожности, кожух в процессе работы деформируется, в нем появляются трещины, устраняемые при ремонте. Наиболее интенсивно кожух изнашивается в области горловины, где выходящие из конвертера газы непосредственно воздействуют на стальной лист, в результате чего последний окисляется и сгорает. Эту часть можно защитить массивными стальными накладками 1 (рис. 8.4), которые болтами (ось болтов 2) крепятся к кожуху 3 в области футеровки горловины 4. Такие накладки изготавливают в виде трех — четырех сегментов по периметру горловины, заменяемых в случае необходимости. Иногда вместо накладок применяют водоохлаж — даемое кольцо, охватывающее весь периметр горловины. Вода подводится и отводится по трубопроводам, проходящим через полую цапфу, и по кожуху от опорного кольца к горловине.
Корпус конвертера состоит из цилиндрической, верхней конусной (шлемовой) части и днища. Внизу цилиндрическая часть может заканчиваться конусным или сферическим участком (см. рис. 8.3, в), если конвертерная ванна имеет форму усеченного конуса (см. рис. 8.1, в). Шлемовая часть по кожуху и футеровке чаще всего представляет собой единое целое с цилиндрической. В настоящее время верхнюю конусную часть иногда делают съемной для облегчения ремонта футеровки в том случае, когда днище конвертера неотъемное. Конусная и цилиндрическая части при этом имеют массивные фланцы и крепятся болтовыми соединениями. В процессе работы при различной температуре соединяемых частей их размеры изменяются неодинаково, что вызывает перекосы и затрудняет замену. Иногда на конвертерах донного воздушного дутья съемным является только верхний участок конусной части.
Днище конвертера во всех конвертерных агрегатах чаще всего делают отъемным. При донном воздушном и кислородном дутье это обусловлено тем, что футеровка днища изнашивается быстрее цилиндрической части и его необходимо заменять в ходе кампании конвертера. При верхнем кислородном дутье отъемное днище позволяет облегчить и ускорить ремонт футеровки.
Если плоскость разъема днища близка к горизонтальной (рис. 8.5, а), днище называется приставным, а если к вертикальной — вставным (рис. 8.5, б). Преимущество последнего заключается в небольшой длине линии сочленения цилиндрической части и днища и более надежном уплотнении места разъема, что уменьшает опасность прорыва металла.
Рис. 8.4. Защита кожуха в районе горловины стальными накладками
В конвертерах донного воздушного дутья приставные днища 2 отделяются от корпуса 1 вместе с воздушной коробкой 4 и частью воздухопровода 3 (рис. 8.5, а). Днище крепится к корпусу болтовыми соединениями (ось болтов 5) с помощью клиньев (чек). Вставные днища 2 (рис. 8.5,6), применяемые в томасовских конвертерах,
Рис. 8.5. Устройство приставного (а) и вставного (б) днищ конвертеров донного воздушного дутья
Вынимаются через воздушную коробку 4 после съема с нее крышки 5 и выбивания брусков 3, поддерживающих днище со стальной плитой 6. Приставные днища заменяются быстрее, чем вставные.
Футеровку днищ конвертеров воздушного дутья делают набивной из сыпучей огнеупорной массы, уплотняемой вручную, вибротрамбовками или на вибростолах. Если огнеупорная масса используется в жидком состоянии, она наливается в кожух днища или форму. Наборные днища выкладываются из фасонных огнеупорных кирпичей. При донном воздушном дутье наиболее распространены набивные днища благодаря простоте изготовления.
На рис. 8.5, а показано днище с гнездами для фурм. Последние имеют форму усеченного конуса, высота которых равна толщине днища. Фурмы изготавливаются отдельно от днища из шамота или магнезита (для основных конвертеров) и имеют несколько сопел. В наиболее изнашиваемых местах можно заменять отдельные фурмы, что несколько увеличивает срок службы днища. При изготовлении игольчатого днища (рис. 8,5, б) в форме перед засыпкой огнеупорной массы устанавливаются извлекаемые после набивки металлические стержни толщиной, равной диаметру сопел.
В конвертерах бокового дутья днище и цилиндрическая часть представляют единое целое.
В конвертерах верхнего кислородного дутья футеровка днища и цилиндрическая часть выкладываются из огнеупорного кирпича одинакового состава. В конвертерах садкой 150—200 т днище часто делают приставным (рис. 8.6, а) и соединяют его с корпусом конвертера болтами (ось болта 1) с чеками, проходящими через отверстие в кронштейнах 2. При больших садке конвертера и диаметре ванны увеличивается периметр линии разъема и возрастает опасность протекания металла в стык между днищем и цилиндрической частью. Поэтому для конвертеров садкой 250 т и больше днище делают вставным (рис. 8.6, б).
В современных конвертерах донного кислородного дутья днище также вставное (см. рис. 8.3, г). Однако в связи с тем, что та часть днища, в которой установлены фурмы (пробка), изнашивается наиболее интенсивно, ее делают сменяемой вместе с фурмами.
6
Рис. 8.6. Устройство приставного (а) и вставного (б) днищ конвертеров верхнего кислородного дутья
Для упрочнения осободеформируемой части корпуса конвертера, к которой крепятся цапфы, и соединения кожуха с последними используются специальные конструкции несъемного и съемного типа. Иногда эту часть упрочняют с помощью усилительного пояса 1 швеллерного типа, изготовленного из стального листа толщиной 50—100 мм. Пояс, к которому приваривают или жестко присоединяют с помощью специальных болтов цапфы, приваривают к кожуху 2 конвертера (рис. 8.7, а). Вся конструкция несъемного типа. Несъемным является также и усиление в виде опорного кольца 3 коробчатого сечения, если последнее приваривается к кожуху конвертера 4 (рис. 8.7,6), с которым жестко соединяются цапфы.
Рассматриваемые несъемные конструкции просты в устройстве, компактны и дешевы, но имеют существенные недостатки. Нагрев кожуха и опорного кольца до разных температур, отсутствие условий для беспрепятственного расширения способствуют возникновению значительных напряжений в кожухе, его растрескиванию, перекосу цапф и деформации подшипников. Поэтому опорное кольцо чаще делают съемным. Зазор между опорным кольцом и кожухом обеспечивает свободное расширение последнего, что снимает напряжения, свойственные несъемному типу усиления.
Для конвертеров небольшой садки (бокового и донного воздушного дутья) опорное кольцо может быть цельным литым (заодно с цапфами) со швеллерным сечением. Обычно же оно сварное (из стального листа толщиной 100—150 мм) и имеет коробчатое сечение.
При использовании опорного кольца съемной конструкции возникает необходимость в специальных устройствах для так называемого «плавающего» соединения (крепления) опорного кольца с корпусом конвертера. Эти устройства должны быть достаточно прочными, надежно крепить корпус в опорном кольце при любом положении конвертера и обеспечивать расширение кожу — D 0, „
Г „ Рис. 8.7. Несъемные типы
А
Ха, не допуская ударов при повороте усиления кожуха в районе агрегата. цапф
Рис. 8.8. Типы крепления опорного кольца к корпусу конвертера донного воздушного дутья
На рис. 8.8 показаны типы крепления опорного кольца к корпусу конвертера донного воздушного дутья. Внутри кожуха 6 выкладываются футеровка 7 и изоляционный слой 1. При болтовом креплении (рис. 8.8, а) опорное кольцо соединяется с конвертером с помощью 8—12 кронштейнов 2, приваренных к кожуху 6, и болтов 5, входящих в отверстия в кронштейнах и опорном кольце 4. В этом случае последнее отделено от кожуха зазором 3, что уменьшает его нагрев. Для безболтового крепления опорного кольца 9 (рис. 8.8,6) служат 6—12 литых уголков 10, расположенных равномерно по периметру кожуха 8. Уголки крепятся к кожуху и входят в пазы опорного кольца. При креплении показанного на рис. 8.8, в типа корпус конвертера можно достаточно быстро отсоединить, удаляя чеки 12 из болтов 11, клинья 13 и бруски 15 из проушин в кольцах 14. Это крепление применяется при ремонтах конвертеров на специальном стенде.
Некоторые используемые в конвертерах верхнего кислородного дутья типы крепления опорного кольца к корпусу показаны на рис. 8.9. В ряде случаев к кожуху 1 приваривается кольцо 2, которое входит в лаз на кронштейне 3 (рис. 8.9, а). В упрощенном варианте оба кронштейна (верхний и нижний) привариваются к корпусу конвертера. Опорное кольцо 4 зажато между шестью парами равномерно расположенных по периметру кожуха кронштейнов 3 и 5, две пары из которых находятся в плоскости цапф. На опорном кольце 4 приварены полки 6, подходящие вплотную к кронштейнам, что исключает возможность продвижения опорного кольца. Иногда к кожуху 1 привариваются верхний 7 и нижний 9 фланцы с ребрами жесткости 8 между ними (рис. 8.9,6). Между фланцем 9 и кронштейнами 12 находится опорное кольцо 4, которое с помощью болтов 10 (8—10 штук по периметру), проходящих через овальные прорези во фланце 9 и опорном кольце 4, крепится к фланцу 9. На конец болта навинчивается гайка 11 через специальные окна в наружной стенке опорного кольца. В каждый из кронштейнов 12 с обеих
Родного дутья
Сторон упираются полки (рис. 8.9, а), что ограничивает движение корпуса и опорного кольца в тангенциальном направлении.
В других случаях по периметру кожуха 1 приваривают 16 стаканов 13 (рис. 8.9, в). Болт 16 своей головкой 15 ввинчивается во фланец 14, приваренный на опорном кольце 4, и проходит через отверстие в опорном кольце 4 и стакане 13.
Опорное кольцо в процессе работы конвертера нагревается до 150—250 0C, что обусловливает возникновение деформаций. Для уменьшения воздействия на опорное кольцо выбросов металла и шлака его защищают экраном из стального листа, приваренного к кожуху и нависающего над опорным кольцом (рис. 8.9, б). Для увеличения прочности опорного кольца на внутренней его поверхности в районе цапф приваривают ребра жесткости. Для создания водяного охлаждения внутри опорного кольца на его стенке, обращенной к корпусу, укладывают трубы, по которым циркулирует вода.
Разность температур на внутренней и наружной стенках опорного кольца вызывает различное их расширение, приводящее к возникновению напряжений и деформаций. Для их устранения используют секционно изготовленное опорное кольцо с шарнирными соединениями отдельных секций.
Цапфы изготавливаются из стальных поковок, в ряде случаев полых. Через последние к корпусу конвертера извне подводятся различные коммуникации.
Водяное или воздушное охлаждение полой цапфы позволяет избежать ее деформации при нагреве и не допустить перегрева подшипника выше 100—120 °С. Но даже при такой температуре, учитывая значительную запыленность атмосферы, нельзя пользоваться обычными смазками, поэтому смазкой служит дисульфид молибдена.
281
В случае использования отдельного опорного кольца фланец на торце цапфы и прилив на внутренней стенке опорного кольца соединяются с помощью болтов. Цапфу в опорном кольце можно также крепить путем запрессовки. Эту операцию выполняют непосредст-
10 193
Рис. 8.10. Схема размещения оборудования привода кислородных конвертеров
Венно в цехе, предварительно охлаждая цапфу жидким азотом.
Цапфы опираются на подшипники. Для малых конвертеров в свое время использовали подшипники скольжения с чугунными или бронзовыми вкладышами. В настоящее время применяют подшипники качения. Со стороны привода устанавливается сферический двухрядный роликовый подшипник, с холостой — цилиндрический роликовый. Подшипники опираются на стальные литые или сварные станины. Фундамент опоры не связан с фундаментом здания. Стальную опору футеруют шамотным кирпичом для защиты от попадающего на нее металла и шлака при продувке и выпуске плавки.
Конвертер приводится во вращение с помощью механизма поворота. На конвертерах донного воздушного дутья чаще применяли гидравлический привод, связанный с зубчатой рейкой, насаженной на цапфу конвертера. В современных конвертерах верхнего и донного кислородного дутья привод электромеханический. Оборудование привода может размещаться на рабочей площадке (рис. 8.10, а). В этом случае крутящий момент от электродвигателей 1 через цилиндрический редуктор 2 и соединительную муфту или универсальный шпиндель 3 передается на цапфу 5, установленную в подшипнике 4, для поворота конвертера 6. Конвертеры садкой до 130 т имеют односторонний привод с двумя электродвигателями. При выходе из строя одного из электродвигателей второй с небольшим перегрузом обеспечивает поворот конвертера. Если садка свыше 200 т, конвертер часто имеет двусторонний привод.
В последнее время широко распространены односторонние приводы навесного типа (рис. 8.10,6). У них крутящий момент от электродвигателей 1 через планетарные редукторы передается на большое зубчатое колесо, насаженное на цапфу 2, благодаря чему конвертер 3 приводится во вращение. Привод такого типа занимает мало места в цехе, а выход одного двигателя из строя практически не влияет на его работу.
У привода, оборудование которого размещается на рабочей площадке, зачастую возникает перекос валов, в частности нарушение соосности вала редуктора и цапфы, в результате чего соединительная муфта 4 (рис. 8.10, а) быстро выходит из строя. Универсальный шпиндель в этих условиях работает несколько лучше, но не вполне надежен. В случае же использования навесного привода рассматриваемые нарушения не возникают вообще, в чем и заключается основное его преимущество.
Современный привод обеспечивает полный оборот конвертера со скоростью вращения на подаче под завалку (1,7—2,5) — IO-2C-1, а на сливе 1,7-IO-3C-1. Привод должен выдерживать не только статические нагрузки опрокидывающего момента, возникающего от действия массы конвертера (определяемые наличием плеча — расстояния от оси цапф до центра тяжести, располагающегося ниже этой оси), но и динамические, появляющиеся, например, в период завалки лома. При повороте конвертера они в два-три раза, а в случае обрыва настыли с горловины — в три-четыре раза превышают статические нагрузки.
8.4. дутьевые устройства
В конвертеры донного воздушного дутья воздух подается с помощью воздуходувной машины. Производительность ее должна обеспечивать заданную интенсивность подачи воздуха /возд, определяемую удельным расходом воздуха на 1 т садки Увозд (см. табл. 8.2) и выбранной продолжительностью продувки тпрод’-
^возд = vBOIU 77тпрод — (8.43)
Ееличина Увозд может быть также рассчитана с учетом теоретически необходимого для окисления компонентов чугуна Vrsraa и коэффициента усвоения кислорода дутья г|возД:
»возд = 7возд/^возд — (8.44)
На практике г|ВОзд составляет 0,6—0,8 в зависимости от характера дутьевого режима и свойств продуваемого чугуна.
Дутье от воздуходувной машины подается в магистраль с избыточным давлением 0,2—0,3 МПа соответственно типу воздуходувки. Скорость выхода воздуха из сопел даВых, принимая во внимание порядок ее величины, можно рассчитать по выражению (1.6). Это позволяет определить сечение всех сопел Fc, обеспечивающее необходимый расход воздуха /возд при данной шВых
/7C = /воздМ>вых. (8.45)
А затем по величине критического диаметра сопла dKр найти количество сопел.
Сопла (или фурмы) равномерно размещаются в пределах круга (площади дутья), диаметр которого может быть определен, например, по соотношению (3.17) или по условию обеспечения необходимого циркуляционного сечения.
Ю*
283
Для конвертеров бокового воздушного дутья схема расчетов в основном аналогична, но имеются следующие отличия. Коэффициент усвоения кислорода воздуха на окисление элементов составляет так как она меньше 0,4, задаются не диаметром сопел, а их ко — 0,2—0,3, выходная скорость дутья рассчитывается по формуле (1.3), личеством (пять — девять, чаще шесть).
Сталь раскисляют и легируют марганцем, кремнием, алюминием, титаном и хромом в ковше, легируют медью и никелем в конвертере. Куски ферросплавов имеют размеры не более 100 мм. Для всех марок стали присадку раскислителей и легирующих начинают при наполнении ковша металлом на 1/5 и заканчивают до подъема уровня на 3/4 его высоты. Кипящую сталь раскисляют ферромарганцем с содержанием кремния не более 1,5 %.
Низко — и средиелегироваиные стали раскисляют и легируют, соблюдая следующий порядок присадок: термоантрацит (в случаях необходимости науглероживания металла), ферромарганец, сили — комарганец, ферросилиций, алюминий, феррованадий, ферронио — бий, ферротитан, азотированный ферромарганец, силикокальций. При выплавке всех марок стали всегда применяются первые четыре из перечисленных выше раскислителей, остальные—по мере надобности. При раскислении и легировании хромистой стали (20Х, 40Х, 10ХСНД, 15ХСНД и др.) сначала присаживается ферросилиций, затем феррохром с алюминием и в последнюю очередь ферромарганец или силикомарганец.
В современных конвертерных процессах раскислители и легирующие вводят только в ковш. Раньше ферромарганец и феррохром присаживали в конвертер, что удлиняло цикл плавки и увеличивало угар Mn и Cr.
При добавлении значительных количеств твердых раскислителей и легирующих (более 1,5—2 % от массы стали) в последние годы используют экзотермические ферросплавы, которые присаживают в ковш в виде брикетов, содержащих порошкообразный ферросплав и экзотермическую составляющую (смесь селитры с порошком алюминия, FeSi или SiCr.). Тепло экзотермических реакций окисления Al и Si кислородом селитры расходуется на нагрев и плавление ферросплавов.
Наиболее перспективно применение жидких лигатур, содержащих в требуемом соотношении все необходимые для данной легированной стали раскисляющие и легирующие элементы. В конвертерном цехе Челябинского металлургического завода (ЧМЗ) жидкую лигатуру получали, расплавляя в индукционной печи силикомарганец, ферромарганец, феррохром. Лигатуру, нагретую до 1560— 1580°С, заливали на струю металла в процессе выпуска плавки в ковш. При таком методе смешения удовлетворительно распределяются основные элементы в объеме жидкого металла, снижается их угар (по сравнению с вводом твердых сплавов в сталеплавильный агрегат).
В отдельных плавках использовали жидкую лигатуру, на поверхность которой в промежуточный ковш заливали расплавленный синтетический шлак, нагретый до 1700—1720°С в специальной дуговой печи с графитовой футеровкой. Шлак предохранял лигатуру от застывания в ковшах, гарантировал ее полное усвоение и дополнительно рафинировал металл. Однако применение синтетического шлака значительно удорожало себестоимость стали (если не было необходимости в ее дополнительном рафинировании). В дальнейшем установили, что без защиты лигатуры синтетическим шлаком тоже достигаются нормальная разливка стали и заданный ее химический состав.
9*
259
К новым перспективным ферросплавам относятся комплексные легкоплавкие сплавы. Они характеризуются относительно низкой температурой плавления (1180—13200C) и высокой плотностью, приближающейся к плотности жидкой стали (6,6—6,8 г/см3). Легирование на ЧМЗ конвертерной хромистой стали в ковше легкоплав-
КИМ комплексным сплавом ФХМ и С (4—4,3 % С; 37—38,5 % Cr; 16,5—17 % Mn; 10—12 % Si) обеспечило равномерное распределение легирующих элементов в объеме металла. Легкоплавкие лигатуры могут заменить жидкие лишь при расходе, не превышающем 2 % от массы стали. Низкая температура плавления легирующих добавок способствует быстрому их растворению и равномерному распределению в объеме металла, однако охлаждение ванны при этом не устраняется. Исключением являются высококремнистые сплавы (растворение Si протекает с большим выделением тепла).
Применение экзотермических, жидких и легкоплавких ферросплавов расширяет сортамент легированных сталей, выплавляемых в кислородных конвертерах.
Динамную или трансформаторную сталь получают следующим образом. Чугун продувают до низкого содержания углерода (<0,04 %), марганца (<0,10 %) и металл охлаждают не скрапом, а рудой или металлизованными окатышами. Температура металла tM должна быть значительно ниже, чем для других низкоуглеродистых сталей, так как даже при вводе в ковш твердого ферросилиция выделяющееся тепло растворения кремния со значительным избытком перекрывает тепло, затраченное на расплавление ферросплава. Так, при вводе в металл 2 % Si и использовании для этой цели 60 %-ного FeSi (3,3 %) температура металла повысится примерно на 40 К.
Перед выпуском стали на дно ковша загружают FeSi и покрывают его жидким синтетическим шлаком. Если конвертерный шлак хорошо отделен от металла, то синтетический шлак обеспечивает почти полное усвоение кремния и значительное дополнительное снижение [S] и [О].
Иногда для более полного отделения конвертерного шлака от стали ее переливают из ковша в другой ковш, где и легируют. Поверхность металла во втором ковше теплоизолируют вермикулитом.
Возможна и другая технология: нераскисленный металл вакуу — мируют в ковше (в этом случае останавливают продувку при [С] = = 0,04—0,07 %). В сочетании с продувкой аргоном это позволяет снизить [С] до 0,03 % и ниже. Далее присаживают в ковш FeSi, продолжая продувку аргоном для выравнивания [Si] в объеме металла.
В промышленных масштабах выплавка нержавеющей стали в конвертерах начата в 60-х гг. в ряде западноевропейских стран, Японии и США, а в полупромышленном конвертере — в СССР.
При производстве нержавеющей стали очень сложно получить низкое [С] (до 0,02—0,03 %), сохраняя высокое содержание хрома в металле (12—20 %) и обеспечивая минимальный его угар. Не менее трудно расплавить большое количество феррохрома по ходу продувки и достичь сверхвысоких температур металла (порядка 1900 °С) в ее конце. Последнее необходимо для сохранения большого [Cr] при незначительном [С].
Равновесное отношение [Сг]/[С] можно вычислить на основе термодинамических характеристик реакции
[С] + (CrO) = {СО} — f [Cr]; Kcr-c =* fСг]/1СпРсо.’fCJ/,cia(crO) • (7.2′ При окислительных условиях плавки в электродуговой печи
IgKa-C———— is^ + 9,65; Igig — = Igiccr-c^ftcr0′, (7.3)
1 I1-IJ [cr] Pco
Где f[cj и f\Cr] — коэффициенты активности.
Расчеты по уравнению (7.3) свидетельствуют о том, что при f[C] = f]Cr]»l, 7 = 2100 К, [С] =0,05%, Pco=IO5 Па и насыщении шлака окислами хрома можно обеспечить [Cr] «8 %. Для увеличения [Cr] необходимо либо повысить температуру, либо снизить рсо (обработка металла вакуумом или аргоном).
При производстве нержавеющей стали в кислородных конвертерах применяются следующие методы плавки и внепечной доводки.
1. Продувка передельного чугуна, раскисление и основное легирование низкоуглеродистого металла хромом в конвертере, окончательное легирование и раскисление в ковше. Температура металла в конце продувки 4х~1900°С. Металл в конвертере лучше легировать жидким низкоуглеродистым феррохромом. Для интенсификации перемешивания металла и шлака (после окисления углерода, раскисления шлака и металла силикохромом и ввода феррохрома) наиболее подходит конвертер ЛД-Кал-До с наклонным вращением при максимально возможной скорости.
2. Продувка хромсодержащего чугуна в кислородном конвертере. Эта технология получила название Крусибл процесс (по названию фирмы в США). Чугун, содержащий 15 % Cr, 5 % Си 2,5 % Si, выплавляют в доменной печи, в шихту которой кроме железной руды входит и хромовая.
Преимуществом Крусибл процесса является значительная экономия тепла в конвертере (при отсутствии присадок твердого феррохрома), что облегчает получение высокой tM в конце продувки. Чугун продувают в конвертере до критического [С] (0,06—0,08 %), исключающего чрезмерный угар хрома. После продувки (при [Сг] = 10—14%) вводят раскислители и силикохром (в готовой стали [Cr] = 17—20 %, [Ni] =8—10 %).
261
3. Продувка хромистого чугуна, легирование в конвертере, кислородное обезуглероживание в ковше в условиях вакуума. Технология получила название Виттен процесс (по названию фирмы в ФРГ). Чугун с 6 % С; 1 % Si; 10 % Cr; 9 % Ni и 0,4 % Mn заливают в конвертер на оставшийся шлак предыдущей плавки и продувают кислородом в течение 10 мин. Затем шлак скачивают, вводят дополнительно хром, никель, известь и снова ведут продувку до получения по виду пламени 0,13—0,15 % С и ^m= 1850 °С. Сочетание 15-минутной вакуумной обработки с продувкой кислородом в ковше (иногда присаживают железную руду) гарантирует получение [С] =0,02 % и ниже.
1/2+9 193
4. Дуплекс-процесс Злектродуговая печь — конвертер АОД. В отличие от Виттен процесса, где низкое [С] и необходимое для этого снижение рсо обеспечиваются разрежением в вакуум-камере, по ходу дуплекс-процесса АОД рсо уменьшается в самом конвертере путем продувки аргонокислородной смесью. В дуговой печи только плавят шихту (18—20 % Cr, 1 % С, Ni, Mo), а обезуглероживают, раскисляют и обессеривают металл в кислородном конвертере, где осуществляют боковую, донную или комбинированную (через днище и верхние фурмы) продувку металла кислородом и газом-разбавителем (аргон, азот, водяной пар или их смеси). Этот процесс получил наибольшее распространение.
5. В 1973 г. был внедрен новый метод газокислородного рафинирования нержавеющей стали — К. ЛУ процесс (по начальным буквам названия французской фирмы «Крезо-Луар» и шведской «Уд — дехольм»). Сущность его заключается в использовании водяного пара, являющегося одновременно газом-разбавителем, рафинирующим агентом и охладителем.
В начальной стадии процесса рафинирования через фурмы в днище конвертера вдувают кислород и малое количество пара до момента достижения [С] =0,8—0,9%. Далее увеличивают концентрацию пара в газовой смеси, окисляют углерод (до 0,02— 0,03 % С), восстанавливают хром и марганец добавкой извести и ферросилиция. В заключительной стадии процесса удаляют из металла водород, поглощенный в результате диссоциации пара, продувая ванну инертным газом в количестве 1—2 м3/т.
Основные преимущества К. ЛУ процесса следующие: низкая температура рафинирования, малая стоимость газа-разбавителя (водяной пар, аммиак), хорошее усвоение хрома и марганца (позволяет успешно выплавлять нержавеющую сталь с [Cr] более 25 %, а также высокомарганцовистые стали на никелевой основе), пониженный расход чистого кислорода (участие в рафинировании кислорода пара).
Затраты на производство нержавеющей стали АОД и КЛУ процессами на 20—30 % ниже, чем при обычной электропечной технологии. Подобные процессы с некоторыми усовершенствованиями развиваются в настоящее время в СССР.
Чистота технического кислорода является важным, но не единственным фактором, определяющим [N] в конвертерной стали. Имеются сведения, что при чистоте кислорода 99,7—99,8 % возможно получение [N] =0,001—0,0015 %•
Из шихтовых материалов главным источником азота является чугун, содержащий 0,004—0,01 % N. Обогащение дутья в доменной печи кислородом и применение природного газа могут несколько снизить парциальное давление азота в газовой фазе и его содержание в чугуне. Однако йти меры недостаточно эффективны, так как в современных доменных печах процесс протекает при повышенном давлении газов.
К действенным технологическим факторам, влияющим на снижение [N] в конвертерной стали, относятся: увеличение чистоты кислорода;
Ъ 9 193
Работа без дожигания окиси углерода в камине (устраняется подсос атмосферного воздуха в полость конвертера);
Сокращение длительности продувки с открытой струей, когда значителен подъем фурмы над уровнем ванны (в это время при работе с дожиганием велик подсос атмосферного воздуха в струю кислорода, и в газах ниже уровня горловины {N2} = 10—12 %, во время присадок сыпучих (N2) = 40—60 %);
Ранняя и рассредоточенная присадка сыпучих шихтовых материалов (резкое снижение уровня ванны при больших порциях присаживаемых сыпучих обусловливает интенсивный подсос воздуха в полость конвертера и увеличение в ней рк2)’,
Повышение интенсивности продувки (рост скорости выгорания углерода) обеспечивает удаление азота и водорода из металла, а увеличение давления СО у горловины способствует уменьшению подсоса воздуха в полость конвертера;
Защита поверхности металла от воздействия атмосферы во время выпуска и разливки (при отсутствии защиты [N] возрастает на 0,001 % и более).
Источниками водорода в кислородно-конвертерной стали являются жидкий чугун, содержащий водорода 3—7 см3/100 г (в зависимости от влажности дутья в доменной печи), ржавчина лома (в самом ломе водорода очень мало), влага извести, вдуваемого в ванну кислорода и подсасываемого в полость конвертера атмосферного воздуха.
Растворимость водорода в металле в области первичной реакционной зоны значительна. По расчетам В. И. Явойского, при содержании злаги в дутье 1 %, T = 2000 К и [О] =0,05 % [Н]раВнг~ да 13 см3/100 г.
По ходу продувки скорость удаления водорода из металла пузырями СО велика, равенство двух потоков (поглощения и удаления водорода) устанавливается при [Н], значительно меньшем, чем [Н]равн. г — Стабильное [Н] составляет 1—3 см3/100 г, оно падает с ростом интенсивности продувки и Ус-
Действенными мерами уменьшения [Н] в кислородно-конвер — терной стали являются: повышение интенсивности продувки; снижение влажности дутья; применение свежей извести с малым содержанием влаги; применение чистого лома с малым количеством ржавчины; вакуумирование сталей ответственного назначения; защита поверхности металла во время выпуска и разливки от воздействия атмосферы.
7.1. свойства и применение конвертерной стали,
Выплавленной разными методами
Технологические условия процессов выплавки стали оказывают значительное влияние на содержание в ней вредных примесей (S, Р, N, H и неметаллических включений), которые наряду с главными элементами (С, Mn, Si, легирующими добавками) влияют на свойства готового металла.
В кислородно-конвертерной стали вредных примесей содержится примерно столько же, сколько и в мартеновской, а при определенных условиях даже меньше. В бессемеровской и томасовской стали концентрация вредных примесей значительно выше, чем в кислородно-конвертерной, особенно велико содержание азота. Оно в три-шесть раз больше, чем в мартеновской и кислородно-конвертерной, так как при донной продувке чугуна воздухом металл поглощает много азота (по ходу продувки в газовых пузырях /ж2 =
Содержание вредных примесей в готовой стали в зависимости от типа процесса
Процесс |
[Si, % |
1Р[, % |
[Ni, % |
IHb см'/ЮО г |
Бессемеровский Томасовский Основной мартеновский Кислородно-конвертерный с верхней продувкой |
0,05-0,06 0,03-0,05 0,02—0,05 0,02—0,04 |
0.05—0,07 0,03- 0,05 0,01—0,03 0,01-0,02 |
0,015-0,025 0.1 18-0,030 0,003 - 0,006 0,003*-0,006 |
2—4 2-5 4-6 1-3 |
* При степени чистоты кислорода 99—99,5 %.
= 0,07—0,09 МПа). В связи с этим бессемеровская и томасовская сталь менее качественна и область ее применения ограничена.
Рассмотрим поведение вредных примесей по ходу плавок и их содержание в готовой стали в зависимости от типа сталеплавильного процесса (таблица).
Лзог. Повышение [N], как уже отмечалось, приводит к понижению относительного удлинения образцов стали, увеличению ее хрупкости, твердости, пределов прочности и текучести, уменьшению магнитной проницаемости, электропроводности и электросвариваемости. Все это обусловлено выпадением нитридов из твердого раствора в результате уменьшения растворимости азота при низких температурах. Количество выделившихся нитридов растет с течением времени, что вызывает старение стали (непрерывное ухудшение ее пластических свойств, увеличение хрупкости и твердости). Таким образом, повышенное содержание азота в металле значительно ухудшает ее качество (за исключением некоторых легированных сталей).
Одной из главных причин бурного развития кислородно-конвертерного процесса за последние 25 лет является то, что в стали, выплавленной таким способом, содержание азота намного меньше, чем в металле, полученном с использованием воздушного дутья (в бессемеровском и томасовском конвертерах, таблица). Если степень чистоты кислорода высока и работают без дожигания СО в камине и без подсоса воздуха в полость конвертера, то кислородно — конвертерная сталь содержит азота 0,001—0,002 %. При низкой степени чистоты кислорода (ниже 98 %) [N] в кислородно-конвертерной стали может увеличиваться до 0,01 %.
Фосфор и сера. Отрицательное влияние этих примесей на свойства стали общеизвестно: фосфор увеличивает хрупкость металла, особенно при низких температурах (явление «хладноломкости»), сера резко снижает его пластичность при высоких температурах (явление «красноломкости»), а также пластичность готовой прокатанной стали и вызывает расслоения из-за ликвации сульфидов. В бессемеровском процессе, в котором шлак кислый, фосфор и сера не удаляются из металла. Поэтому их содержание в бессемеровской стали даже несколько выше, чем в бессемеровском чугуне. В томасовском процессе шлак основной и его взаимодействие с металлом обеспечивает значительное удаление из металла этих примесей, но в связи с кратковременностью взаимодействия гомогенного основного шлака с металлом (такой шлак формируется лишь в конце плавки в период передувки) содержание фосфора и серы в готовой стали все же выше, чем в мартеновской и кислородно-конвертерной. В кислородно-конвертерном процессе можно создать более благоприятные условия для глубокой дефосфорации и десульфурации металла, чем в мартеновском и в томасовском.
В случае использования глубокообессеренного чугуна уменьшение доли лома в шихте кислородно-конвертерного процесса по сравнению с таковой в мартеновском обеспечивает при прочих равных условиях более низкое [S]. Если выплавляется сталь ответственного назначения ([S]=0,005—0,015 %), удорожание шихты с избытком окупается повышением качества стали (за счет снижения [S] и количества примесей цветных металлов, вносимых ломом). Использование обессеренного магнием чугуна ([SJ4yr = 0,005— 0,01 %) в мартеновском процессе обесценивается тем, что большая доля в шихте лома обусловливает внесение значительного количества серы (в три раза больше, чем вносимое чугуном). В сочетании с количеством серы, поступающей в металл из топлива, это вызывает существенную ресульфурацию металла по ходу мартеновской плавки. Таким образом, использование обессеренного чугуна более рационально в кислородном конвертере.
Водород. Повышение [Н], как уже отмечалось, уменьшает предел прочности и ударную вязкость, значительно понижает относительные сужение и удлинение образцов стали. Водород также способствует образованию флокенов. Отрицательное влияние водорода на свойства стали проявляется при [Н]>2,5 см3/Ю0 г и усиливается с ростом содержания углерода в стали и некоторых других элементов.
Содержание водорода в кислородно-конвертерной стали примерно в два раза меньше, чем в мартеновской, и ниже тех критических значений [Н], при которых начинает обнаруживаться его отрицательное действие на качество стали.
Более высокое [Н] в мартеновской стали по сравнению с [Н] в кислородно-конвертерной обусловлено следующими факторами: в мартеновскую ванну шихтовые материалы (стальной лом, ржавчина лома, железная руда) вносят больше водорода, чем в кислородный конвертер; газовая фаза мартеновской печи, находящаяся над ванной, содержит за счет сжигания топлива 15—20% водяных паров, в то время как в полости конвертера, даже при условии подсоса воздуха, содержание водяных паров невелико (1-2 %)•
Кислород и неметаллические включения. К моменту начала разливки жидкая сталь содержит некоторое количество кислорода, частично растворенного в металле, частично находящегося в составе взвешенных окислов — неметаллических включениях. Растворенный кислород после охлаждения затвердевшей стали выделяется из раствора в виде Fe3O4, что вызывает искажение кристаллической решетки металла и ухудшение механических свойств стали — ее старение.
На качество стали влияют состав, характер (определяются режимом раскисления) и количество неметаллических включений, зависящее от содержания в металле к концу продувки растворенных кислорода и серы, а также взвешенных неметаллических частиц. С увеличением количества последних снижаются показатели пластичности и ударной вязкости металла, особенно в образцах, поперечных направлению прокатки. Степень этого влияния зависит от формы и характера расположения включений. Качество металла особенно ухудшается при наличии в нем остроугольных и строчечных неметаллических частиц.
Таким образом, содержание кислорода в металле к концу продувки, определяя концентрацию [О] в раскисленной стали и количество оксидных включений, в конечном итоге влияет на качество готовой стали.
В кислородно-конвертерной стали содержание растворенного кислорода и неметаллических включений значительно меньше, чем в бессемеровской и томасовской, так как продувка воздухом (особенно в томасовском процессе) обычно прекращается при очень низком содержании углерода, что обусловливает высокую концентрацию кислорода в металле перед выпуском:
[О] = [0]Равн. с + Л[0] = [Рсо/(Кс [C]/[ci/[0|)] + А [О], (7.1)
Где Л[0] —избыточный кислород в металле сверх равновесного [О]равн. С-
Многочисленные исследования окисленности кислородно-кон — вертерной стали по ходу продувки, которые проводили с помощью известных химических методов определения [О] в раскисленных алюминием пробах стали и погружаемых в ванну активометров, показали, что величина избыточного кислорода в металле по ходу продувки в кислородном конвертере практически такая же, как и в мартеновской плавке.
В связи со скоротечностью кислородно-конвертерного процесса возможны отдельные нарушения технологического режима и пере — дувки плавок. В таких случаях область концентраций [О] и [О]равн. ш на диаграммах [С] — [О] получается несколько шире, чем при основном мартеновском процессе. Поэтому для обеспечения стабильного качества кислородно-конвертерной стали особенно целесообразно внедрять внепечную доводку (см. подразд. 5.11), стоимость которой с избытком компенсируется сокращением цикла плавки и повышением качества металла.
Содержание неметаллических включений в металле перед раскислением зависит от соотношения их прихода и расхода по ходу плавки. В готовой стали количество оксидных включений повышается за счет реакций раскисления, и степень этого увеличения изменяется симбатно [О] перед раскислением (за исключением плавок, раскисленных синтетическим шлаком).
По ходу продувки источниками поступления в металл оксидных включений являются: частицы, вносимые чугуном и скрапом, продукты разрушения футеровки, конденсированные продукты реакций окисления примесей чугуна (SiO2, МпО, FeO), эмульгированные в металле частицы шлака (в результате механического перемешивания шлака с металлом струей кислорода и пузырями СО). Одновременно с загрязнением металла протекает противоположный процесс— очищение стали от включений в результате ассимиляции быстро всплывающими крупными каплями шлака взвешенных в ванне мелких частичек («промывание» металла шлаком) и флотирующего действия пузырей СО («прилипание» частичек к пузырям) .
Исследования показали, что увеличение интенсивности продувки до 5—6 м3/(т-мин) незначительно влияет на рост загрязненности стали оксидными включениями.
В некоторых работах было установлено, что загрязненность кис — лородно-конвертерной стали оксидными включениями перед раскислением уменьшается при повышении температуры металла, снижении вязкости шлака, увеличении его поверхностного натяжения, подъеме фурмы, выдержке металла в конвертере. Можно считать достоверным, что общее содержание оксидных включений в готовой кислородно-конвертерной и мартеновской стали практически одинаково.
В СССР рядом заводов и институтов детально исследовано качество кислородно-конвертерной стали, ее физико-химические и технологические свойства.
Все показатели качества кислородно-конвертерной стали (способность к старению, пределы текучести и прочности, относительное удлинение и сужение, ударная вязкость при положительных и отрицательных температурах, коррозионная стойкость, штампуе — мость или глубина вытяжки холоднокатаных листов, магнитные свойства динамной стали и другие свойства металла) не ниже, чем мартеновской, а в ряде случаев несколько превосходят последние.
В настоящее время в кислородных конвертерах освоен выпуск почти всех марок стали, ранее выплавлявшихся только в мартеновских печах, и многих марок стали, которые производились только в электропечах.
Достаточно высокие показатели качества кислородно-конвертер — ной стали обусловливают широкий сортамент изделий из нее. К ним (кроме обычных рядовых) относятся: все виды листов из кипящей и спокойной стали, электродная катанка, телеграфная и канатная проволока, сутунка, трубы, рельсы и другие изделия. В СССР и за границей освоено производство в кислородных конвертерах ряда марок углеродистой полуспокойной стали, низколегированной (10ХСНД, 10ХГ2С, 09Г2Т и др.) и легированной, содержащей хром, марганец, никель, кремний, ванадий, ниобий.
К числу новых марок низколегированной кислородно-конвертер — ной стали относится листовая сталь марки 09Г2ФБ, содержащая небольшие количества ванадия и ниобия, предназначенная для производства в северном исполнении газопроводных труб диаметром 1420 мм, работающих под давлением 7,5 МПа. В ряде стран в промышленных кислородных конвертерах освоена выплавка некоторых ответственных средне — и высоколегированных сталей, например шарикоподшипниковых, нержавеющих (Япония, ФРГ), динамной, трансформаторной (СССР).
Необходимо отметить, что технология производства высокоуглеродистых и легированных марок сталей в кислородных конвертерах несколько усложняется по сравнению с технологией выплавки низкоуглеродистого металла. При высоком [С] в конце продувки затрудняется наводка жидкоподвижного гомогенного основного шлака. Для достаточно глубокой дефосфорации и десульфурации металла необходимо во второй половине плавки поднять фурму и снизить интенсивность продувки. Последнее целесообразно и для попадания в анализ, которое выполнить при высоком [С] намного сложнее, чем при низком. Все это вызывает относительное увеличение продолжительности плавки высокоуглеродистой стали.
На основе изложенного можно сделать следующие выводы:
1. Содержание азота, серы, фосфора, кислорода и неметаллических включений в кислородно-конвертерной стали значительно ниже, чем в бессемеровской и томасовской.
2. По содержанию S, Р, N, Н, О и неметаллических включений кислородно-конвертерная сталь при правильно организованной технологии плавки несколько чище мартеновской. В связи с этим все показатели качества ее не ниже, а в ряде случаев выше, чем у мартеновской стали.
3. При использовании кислородно-конвертерного процесса может быть получена сталь с более низким содержанием Р, S, N, Н, чем в мартеновской (см. подразд. 7.2).
7.2. особенности выплавки высококачественной
И легированной стали
Выплавка высококачественной стали в кислородном конвертере возможна при сочетании хорошего качества шихтовых материалов (обессеренного чугуна, качественной извести, сортированного лома) с правильным режимом шлакообразования, обеспечивающим получение низких [Р] и [S], В современных цехах интенсификация продувки несколько усложняет выплавку высококачественной стали. Этот процесс облегчается при использовании методов внепечной обработки металла (выравнивание состава и температуры жидкой стали продувкой аргоном, обработка металла вакуумом и синтетическими шлаками, корректировка [С] и содержаний других элементов вдуванием порошкообразных графита и раскислителей, корректировка температуры). Их эффективность во многом зависит от полноты отделения шлака во время выпуска, так как попадание даже небольшой части конвертерного шлака в сталеразливочный ковш ухудшает результаты обработки металла синтетическим шлаком и дегазации стали, повышает угар раскислителей (см. подразд. 5.11).
Для особо ответственных марок стали необходимо применять первородную шихту, так как обычный скрап загрязнен вредными для ряда качественных сталей примесями цветных металлов (медь, никель, олово, хром, свинец, мышьяк, цинк и др.), а также серой. Наличие таких примесей обусловливает повышение прочностных свойств и понижение пластичности готовой стали, что особенно нежелательно в случае производства низкоуглеродистых холоднокатаных листов (ухудшается штампуемость). Шихту можно считать первородной, если она не содержит обычного скрапа, а в качестве охладителя во время продувки чугуна используется железная руда или металлизованные окатыши. Сам чугун первороден, если он выплавлен в доменной печи без добавок скрапа и из руды, не содержащей окислов нежелательных в стали металлов. Первородной считается и обрезь после прокатки металла, выплавленного из первородной шихты.
Новейшие исследования показали, что сера сильно влияет на ударную вязкость стали при температуре 40—60 0C ниже нуля. Для надежной работы изделий в условиях Крайнего Севера и сложных нагрузок сталь должна содержать менее 0,015 % S, а в ряде случаев даже 0,005 % S. Чтобы достичь этого, необходимо в первую очередь провести глубокую десульфурацию чугуна. В доменном процессе получение чугуна с [S] < 0,03 % связано со значительным снижением производительности печей и резким увеличением расхода кокса, что экономически невыгодно. Более рационально внедо — менное обессеривание чугуна, которое обеспечивает достижение низкого [S] при сравнительно высоком (около 0,05 %) содержании серы в чугуне во время его выпуска из доменной печи.
Наиболее эффективным современным методом вн-епечной десульфурации чугуна является вдувание гранулированного магния в струе сжатого воздуха (лучше в струе азота или природного газа). Сочетание обессеривания чугуна с обработкой жидкой стали синтетическим шлаком позволяет обеспечить в готовой стали [S] ^ s^ 0,005 %•
По сравнению с периодическим кислородно-конвертерным процессом САНД конвертерного типа имеет значительные преимущества. Главными из них являются: большая (в два-три раза) производительность агрегата и на одного трудящегося (за счет совмещения операций, высоких интенсивности продувки и степени автоматизации) ; увеличение выхода жидкого металла (на 2—3 %) в результате уменьшения потерь железа со шлаком, выбросами, выносом и дымом; снижение расхода извести и количества основного шлака, что в двух — и трехстадийных САНД достигается спуском кислого шлака, а также регенерацией части основного шлака; сокращение в 2—2,5 раза расхода огнеупоров (в САНД он составляет, по данным ИРСИД, около 2 кг/т стали); вероятное снижение себестоимости стали (около 2—3 руб/т); более высокие стабильность состава и качество стали.
В настоящее время широкое внедрение НСП тормозится из-за недостаточной отработанности ряда элементов конструкции и методов непрерывного контроля.
Поиски оптимальной конструкции САНД продолжаются. По данным ДМЕТИ, оптимальным является двухстадийный НСГ1. Наиболее перспективны и сравнительно хорошо отработаны конвертерные САНД, которые в настоящее время близки к промышленному внедрению. К числу еще недостаточно решенных вопросов относятся: обеспечение высокой точности дозирования материалов и реагентов (чугуна, лома, извести), комплексная автоматизация контроля и управления в крупных агрегатах (в том числе непрерывные измерения температуры и анализы металла), достижение хорошей стойкости футеровки элементов САНД, работающих в наиболее тяжелых условиях; получение кондиционного металла в период перехода от выплавки одной марки стали к производству другой (особенно при значительном различии [С]). Последнего можно достичь, увеличивая расход кислорода (переход на меньшее [С]) или вдувая порошкообразный карбюризатор в копильник (переход на большее [С]).
Главное технологическое отличие одностадийных НСП — протекание процесса рафинирования на уровне конечных содержаний примесей и температуры готовой стали. Наиболее отработан одностадийный конвертерный непрерывный процесс, предложенный ИРСИД (рис. 6.10). Агрегат производительностью 20—30 т/ч введен в эксплуатацию в 1971 г. Жидкий чугун из чугуновозного ковша 3 поступает в дозатор секторного типа 2 вместимостью 15 т, установленный на тензометрических весах. С помощью регулятора расхода 1 чугун непрерывно вводят в реакционную ванну (конвертер) 12 сифоном (снизу вверх) навстречу потокам кислорода и порошкообразной извести, вдуваемым через фурму 5, и охладителей (мелкий скрап, металлизованные окатыши), загружаемых через отверстие 4. Продукты реакционной зоны в виде газошлакометал — лической эмульсии 11 перетекают в отстойную ванну 10, где металл отделяется от шлака 9 и газов, которые выходят через дымоход 6. Нераскисленная сталь с помощью сифона непрерывно поступает в агрегат доводки 7 — канальную индукционную печь вместимостью 45 т с одним индуктором 8 мощностью 800 кВт. В агрегате доводки сталь раскисляют и корректируют [С] путем вдувания порошкообразных углеродсодержащих материалов.
Установка ИРСИД испытывалась в непрерывном режиме более пяти суток. Длительность ее работы определялась стойкостью футеровки. Осуществлялся передел низкофосфористых (0,22—0,27 % Р) и высокофосфористых (до 1,8 % Р) чугунов. При выплавке низкоуглеродистой стали ([С] =0,06 %, [Р] =0,018 %) наблюдались следующие колебания состава стали: Д [С] =±0,01; Д [Р] = ±0,006. Степень дефосфорации и десульфурации металла была достаточно высокой (соответственно 92 и 45 %).
Одностадийная установка ИРСИД-1 имеет значительные теплотехнические преимущества по сравнению с другими установками конвертерного типа, что позволяет при переделе мартеновского чугуна переплавлять около 25 °/о лома от массы металлической шихты.
При длительности НСП в установке ИРСИД-1 несколько суток достаточно достоверно оценена стойкость футеровки агрегата. Общий расход футеровки при одностадийном рафинировании низкофосфористого чугуна достигал около 1,4 кг/т жидкого металла, что в 1,5—3 раза меньше, чем в обычном кислородном конвертере. Выход жидкой стали составлял 93—94 % (по железу 96—97 %), т. е. превышал показатель кислородно-конвертерного процесса.
Двухстадийная установка ИРСИД разработана для передела томасовских и природнолегированных чугунов. Конструкция рафинировочных агрегатов, футерованных основными огнеупорными материалами, аналогична конструкции агрегата одностадийной установки. Высокофосфористый чугун (1,7 % Р) подают сифоном снизу в первый реактор, где продувают с помощью фурмы смесью кислорода с порошкообразной известью. Через отверстие в своде загружают охладители (в пересчете на эквивалентное по расходу тепла количество скрапа около 500 кг/т чугуна). Газошлакометалличес — кая эмульсия по разделительному порогу перетекает в отстойную ванну, где разделяются металл и шлак. Металл, содержащий 1,1— 1,2 % С; 0,1—0,2 % P (/м ~ 1530 0C), сквозь отверстие в торцевой стенке отстойной ванны (сифон) перетекает во вторую реакционную ванну агрегата. Шлак с (2 Fe) = 10—11 % и (P2O5) « 16 % удаляется из агрегата самотеком по отверстию в торцевой стенке отстойной ванны. Металл в последующем реакторе вторично обрабатывается кислородом и порошкообразной известью и через отстойную ванну передается в агрегат доводки с температурой около 1625°С.
Поток шлака [(2 Fe)] « 20 %] направляют из второго агрегата в отстойную ванну первого агрегата, где при взаимодействии с первичной газошлакометаллической гмульсией частично снижается (FeO) и увеличивается (P2O5).
Стойкость магнезитовой футеровки обеспечила непрерывную работу в реакционных ваннах до 10 суток, в отстойной 1,5 месяца. Средний расход огнеупоров достигал 2 кг/т стали. Расход лома при переделе высокофосфористого чугуна составлял около 50 % массы чугуна (33 % от массы металлошихты).
Низкофосфористая сталь (0,009 % Р) получается даже при переработке фосфористых чугунов. В установившемся режиме в течение 90 % времени [С] колебалось в пределах 0,05—0,09 %.
Двухстадийная установка НСП конвертерного типа производительностью 6—8 т/ч (рис. 6.11) разработана ДМЕТИ совместно с ЦНИИЧМ и Всесоюзным научно-исследовательским и проектно — конструкторским институтом металлургического машиностроения (ВНИИМЕТМАШ). В первом агрегате установки, футерованном динасовым кирпичом, удаляют из металла кремний, марганец и значительную часть углерода." Здесь же охлаждают металл путем ввода металлолома, руды, окатышей. Во втором агрегате, футерованном магнезитом, удаляют фосфор, серу и оставшийся углерод. Шлак наводится с помощью порошкообразных материалов, вдуваемых струями кислорода. Предусмотрена также непрерывная подача во второй агрегат жидких синтетических шлаков, выплавляемых в циклоне.
Рис. 6. 11. Схема двухстадпйной установки ДМЕТИ:
1 — ковш с жидким чугуиом; 2 — приемный желоб; 3 — фурмы для подачи кислорода; 4 — окно для подачи лома; 5 — окио для спуска шлака; 6 — шлакоотделительиая перегородка; 7 — переходной желоб; 8 — фурмы для подачи кислорода и порошкообразной извести; 9 — свод; 10 — выпускной желоб; 11 — сталеразливочный ковш; 12 — отстойная ванна; 13 — окио для удаления дыма; 14 — реакционная ваииа; 15 — разделительный порог
В каждом агрегате имеются две ванны (реакционная и отстойная), разделенные порогом, свод с отверстиями для кислородных фурм, окна для удаления дыма и спуска шлака, шлакоотделитель — ная перегородка. В реакционной ванне есть окно для подачи лома и других охладителей. В нее по желобу поступает жидкий чугун, продуваемый кислородом с помощью двух водоохлаждаемых фурм, в эту же ванну подают охладители. Газошлакометаллическая эмульсия перетекает по порогу в отстойную ванну, где разделяются фазы и завершаются реакции между шлаком и металлом. Шлак удаляется самотеком сквозь шлаковыпускное отверстие, а металл через сифон и по желобу поступает во второй агрегат, где заканчивается рафинирование расплава.
В первом агрегате с кислой футеровкой процессы окисления кремния, марганца и углерода регулируют, изменяя дутьевой режим. В большинстве опытов интенсивность продувки колебалась в пределах 5—14 м3/(т-мин) при усвоении кислорода 90—95 %. Расход динасового кирпича составлял в среднем 0,6 кг/т. Металл охлаждали в первой стадии ломом (17—25 % от массы металлической шихты). Расход порошкообразной извести во второй стадии достигал 3—6 % от расхода чугуна (при переделе мартеновского чугуна). При таком сравнительно небольшом расходе извести получали высокоосновной шлак, содержащий 40—45 % CaO; ~ 10 % SiO2; ~10 % MnO; 3,5 % MgO; 1,5—2,5 % P2O5 и 10—25 % окислов железа. Шлак из второго агрегата легко удалялся самотеком и содержал мало корольков (1—3 %).
В отстойной ванне второго агрегата фактический коэффициент распределения фосфора Lp= (Р205)/[Р] получен в пределах 60— 100. При любом конечном [С] степень дефосфорации и десульфурации была равна соответственно 80—95 и 40—60 % при массе жидкого шлака 6—10 % от массы металла.
Если интенсивность продувки составляла 9—11 м3/(т-мин), усвоение кислорода достигало 90%, выход жидкой стали 93—94 %, расход футеровки (по балансу MgO) во втором агрегате 2—3 кг/т стали.
Кроме одно — и двухстадийных установок НСП в СССР исследованы трех — и четырехстадийные установки различных институтов (ЦНИИЧМ, ВНИИМЕТМАШ, ДМЕТИ). Основное преимущество многостадийных НСП — возможность селективного окисления примесей чугуна при наиболее благоприятных термодинамических условиях. Однако необходимы и оптимальные кинетические условия, которые трудно обеспечить при низкотемпературном ходе первых стадий и торможении окисления углерода.
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
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.