Category: Конвертерные процессы производства стали

В современном мире существует огромное количество способов производства стали. Сегодня можно выбрать наиболее оптимальные способы производства.

К таковым относятся:

• кислородно-конверторный способ;
• электросталеплавильный способ;
• мартеновский способ;

Основа всех вышеперечисленных способов – это окислительный процесс, который направленный на резкое снижение некоторых веществ в чугуне.

Continue reading “Современные способы производства стали”

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

7 ей

Щ

Ш

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

*ли = *ш«я +0,125. (8.33),

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

ПРОЦЕССОВ

6.1. продувка высокофосфористых чугунов сверху

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

О

[С,Si,Р, Мп],%

N
	\ с
	Mn "
		–—

20 W 60 80 Т„р;%

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

1573 1673 1773 1873 Т, К

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

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

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

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

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

6.2. продувка ванадиевых чугунов

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

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

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

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

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

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

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

Из уравнения константы равновесия этой реакции

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

Следует, что

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

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

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

225

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Применить особые охладители (твердый чугун, окалину);

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

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

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

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

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

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

6.3. продувка высокомарганцовистых чугунов

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

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

8*

227

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

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

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

[Mn] + (FeO) = (МпО) 4- [Fe]

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

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

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

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

6.4. продувка хромсодержащих чугунов

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

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

Хром окисляется с образованием хромита железа по следующей реакции:

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

I1-rJ J[Cr] (FeO)

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

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

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

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

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

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

6.5. кал-до процесс

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

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

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

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

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

Подача извести и руды

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

6.6. роторный процесс

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

Рис. 6.5. Схема роторной печи:

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

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

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

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

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

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

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

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

6.7 донная продувка кислородом

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

[HJ, см3/Ю0 г 3 5 3-4,5 3,5—7 6-10

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

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

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

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

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

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

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

6.8. новые варианты кислородно-конвертерных

Процессов

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

6.9. непрерывный сталеплавильный процесс

Конвертерного типа

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

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

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

К преимуществам НСГ1 относятся:

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Рис. 6.9. Структурная схема непрерывного сталеплавильного процесса:

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

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

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

I=l

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