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
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
20
60
Vc, %С/мин 0,3
OJ
0,2
0,1
0,1
(MgO), % 201
О, г
10
0,1
Го
60
^np
А
; /о
5
Рис. 5.18. Изменение содержания окиси магния в шлаке, ее массы, перешедшей в шлак из футеровки ffi(MgO)$>-T, и скорости окисления углерода во время продувки:
А — 30-т конвертер, периклазопшинелндная футеровка; б—130-т конвертер, смолодоломнто – вая футеровка
Внешнего массопереноса максимален и практически постоянен, из-. нос обожженных и, по-видимому, безобжиговых огнеупоров не зависит от интенсивности перемешивания (циркуляции) ванны и стадии внешнего массопереноса. Этот важный вывод подтверждается данными о динамике износа огнеупоров (изменения содержания MgO в шлаке) по ходу кислородно-конвертерного процесса (рис. 5.18), из которых видно, что между скоростью окисления углерода t»c, определяющей интенсивность перемешивания ванны (скорость движения шлака в ней), и скоростью износа футеровки в ходе плавки отсутствует заметная связь как для обожженных (рис. 5.18, а), так и для безобжиговых на смоляной связке (рис. 5.18,6) огнеупоров.
В конечных шлаках основных мартеновских печей (MgO) =8— 12 %, что в несколько раз выше, чем в конечных шлаках кислородных конвертеров, где (MgO) = 1,5—4 %, хотя в первом случае интенсивность кипения и перемешивания ванны значительно меньше. Это связано с большой длительностью мартеновской плавки.
Таким образом, износ футеровки определяется в основном длительностью контакта ее со шлаком, а не скоростью движения последнего, Изложенное является теоретическим обоснованием положительного влияния повышения интенсивности продувки Io2 на стойкость футеровки: с ростом Io2 при хорошей организации шлакообразования интенсивность массопереноса в пограничных слоях шлак — огнеупор почти не увеличивается, а длительность продувки и цикла плавки резко уменьшается. Если в практике интенсификация продувки сопровождается ухудшением шлакообразования, особенно в начальный период, то износ футеровки в единицу времени может увеличиться и эффект влияния Iq2 на стойкость футеровки снизится.
Повышению стойкости огнеупорной футеровки способствуют следующие мероприятия:
1. Замена рудьг как охладителя ломом. Обусловливает уменьшение количества шлака, содержания в нем окиси кремния, средней температуры ванны по ходу продувки и количества перегретых плавок.
2. Ускорение формирования активного основного шлака. Позволяет сократить продолжительность агрессивного воздействия окиси кремния на футеровку. Достигается своевременными присадками оптимального количества плавикового шпата, высокоосновного агломерата или офлюсованных окатышей.
3. Увеличение интенсивности продувки (один из важнейших технологических резервов повышения стойкости футеровки). Снижает длительность продувки и время контакта огнеупоров со шлаком и высокотемпературным подфурменным факелом.
4. Обогащение шлака окисью магния (до определенного предела) путем ввода MgO в состав шлакообразующих материалов, например доломитизированной извести. Затрудняет массоперенос MgO из огнеупоров в шлак (содержание MgO в шлаке приближается к пределу насыщения) и замедляет миграцию окислов в поры кирпича. Чрезмерное нарастание (MgO) нежелательно, так как затрудняется формирование активного основного шлака.
5. Снижение содержания SiO2 в сыпучих материалах и кремния в чугуне (до оптимального предела). Способствует повышению стойкости кладки, так как уменьшается количество легкоплавких силикатов в поверхностных слоях кирпичей.
6. Обеспечение окисленности шлаков (особенно конечных) на определенном оптимальном уровне. Необходимость проведения мероприятия связана с двояким действием (FeO) на службу футеровки (положительным в смысле ускорения шлакообразования и отрицательным из-за влияния ее миграции в огнеупоры и образования в их поверхностных слоях легкоплавких ферритов). Если (FeO) в конце продувки превышает целесообразный предел (обычно 12—14 %), что часто наблюдается при выплавке малоуглеродистых сталей, то в сочетании с высокой температурой ванны это приводит к значительному снижению стойкости футеровки.
7. Сокращение перерывов между плавками. Приводит к уменьшению окисления графита кирпича и колебаний температуры футеровки.
8. Удаление футеровки от зоны струй кислорода и высокотемпературного факела. Достигается в результате использования конвертера грушевидной формы и увеличения его диаметра.
9. Соблюдение оптимального дутьевого режима. Положение фурмы должно обеспечить (FeO), достаточное для интенсивного шлакообразования, но не опасное для стойкости футеровки; при чрезмерно высоком положении фурмы усиливается тепловое воздействие на кладку высокотемпературного факела и химическое влияние повышенного (FeO). Переход от одноструйных фурм к многоструйным и увеличение угла расхождения струй а обусловливает более равномерное газовыделение в ванне, улучшение шла
Кообразования, повышение стойкости кладки и изменение характера ее износа (зона интенсивного износа перемещается книзу, см. рис. 5.17,а). Однако образующиеся под струями высокотемпературные зоны приближаются к кладке, увеличивая вероятность ее локального износа. Поэтому угол а должен быть оптимальным.
10. Обеспечение равномерного ввода извести в ванну не позднее 6—7 мин после начала продувки, использование высококачественной извести (СаО«95 %) и повышение основности конечных шлаков до 3,3—3,5.
11. Создание условий для ритмичной работы конвертера (уменьшение числа додувок, простоев и перегретых плавок).
12. Улучшение конструкции футеровки и применение факельного торкретирования.
5.14. технико-экономические показатели и перспективы развития кислородно-конвертерного процесса
При переделе мартеновского чугуна достигнуты следующие показатели:
Садка конвертеров 130—400 т Продолжительность, мин:
TOC \o «1-3» \h \z продувки 12—30
Цикл плавки 25—50 Годовая производительность цеха, млн. т. слитков, имеющего
Три конвертера по 130 т 2,5—4
Три конвертера по 250 т (два по 350 т) 4,5—5
Выход годных слитков 89—91 % Расход материалов и дутья составляет:
Извести, % от металлической шихты 5—9
Стального лома, % от металлической шихты 15—27
Огнеупоров, кг/т годной стали 3—6
Кислорода, м3/т годной стали 50—57 Стойкость футеровки, плавок:
Без торкретирования 200—}000 при факельном торкретировании 800—10 000 Расход по переделу, руб/т 7—10 Производительность труда на одного трудящегося, т/г 4500—5000
Кислородно-конвертерный процесс имеет ряд существенных преимуществ по сравнению с современным мартеновским. При использовании первого выше производительность на единицу садки агрегата и на одного трудящегося (на 30—40 %); меньше удельные капитальные затраты на строительство цеха данной производительности с учетом затрат на строительство кислородных станций и агрегатов в смежных отраслях (на 5—20 %); значительно ниже удельный расход огнеупоров (в два-три раза) и расходы по переделу (на 20—30 %); экономия средств обусловлена высокой производительностью агрегата и отсутствием расхода топлива по ходу плавок в кислородно-конвертерном процессе; при равной цене чугуна и лома себестоимость стали ниже мартеновской; легче условия труда персонала, обслуживающего агрегаты и выполняющего горячие ремонты (в мартеновском производстве весьма тяжелыми являются ремонты регенераторов и шлако – виков), значительно меньше выделения окислов азота (в десятки раз) и пыли (при наличии хороших газоочисток) в окружающую среду.
К отрицательным особенностям кислородно-конвертерного передела относятся: ограниченные пока тепловым балансом процесса возможности повышения доли лома в шихте (по этой причине стоимость металлошихты в конвертерном процессе больше, чем в мартеновском); недостаточное использование химической энергии углерода чугуна (при продувке он окисляется в основном в СО), химического и физического тепла отходящих газов (в кислородно – конвертерном процессе утилизируется в паровых котлах лишь часть тепла отходящих газов; в мартеновской плавке регенерируется и рационально используется для процесса около 50 % этого тепла); интенсивное пылеобразование (необходима специальная газоочистка); не всегда достаточно успешное шлакообразование и в отдельных случаях неполное растворение извести в шлаке. Устранение отмеченных недостатков является большим резервом повышения эффективности кислородно-конвертерного процесса.
Рост преимуществ и конкурентоспособности кислородно-конвертерного процесса по сравнению с мартеновским и другими массовыми способами производства стали может быть в первую очередь обеспечен в результате значительного увеличения доли лома в металлической шихте конвертеров. Повышение доли лома до 45 % уже достигнуто во вращающихся конвертерах благодаря дожиганию СО до CO2. Известны, как уже отмечалось, и такие методы увеличения удельного количества лома в шихте: предварительный его подогрев газокислородными горелками; применение во время продувки ванны двухъярусных и боковых фурм для дожигания СО в полости конвертера; ввод в ванну углерода и других видов твердого топлива. Подогрев лома позволит также решить задачу его безопасной загрузки после слива чугуна и частичной продувки последнего. Перспективным путем создания конвертерного процесса, равноценного мартеновскому по доле перерабатываемого лома, без снижения производительности является применение агрегатов с комбинированной (верхней и донной) продувкой.
Неограниченного увеличения доли лома в шихте можно добиться, используя для его плавления шахтные печи. Однако в них трудно устранить явление «кострения» и подвисания лома.
Успешное решение отмеченных задач позволит ускорить вывод из эксплуатации мартеновских печей. Эти вопросы особенно важны в СССР, где технико-экономические показатели сверхмощных мартеновских печей (тоннажем 500—1000 т) значительно выше, чем за рубежом, что обусловило сравнительно медленную замену мартеновских печей кислородными конвертерами.
В настоящее время наблюдается интенсивное развитие кислородного конвертирования и электрометаллургии стали. До 2000 г. мартеновский процесс будет, очевидно, вытеснен кислородно-конвертерным (на заводах с полным металлургическим циклом) и электросталеплавильным (в районах скопления металлолома). Одновременно с кислородно-конвертерным процессом, хотя и меньшими темпами, будет развиваться непрерывный сталеплавильный процесс конвертерного типа, донное кислородное дутье (в защитной углеводородной оболочке), комбинированное верхнее и донное дутье. После 1990 г. вероятно более широкое использование непрерывного сталеплавильного процесса, который по производительности и другим показателям превзойдет современный кислородно-конвертерный передел. Найдут применение и другие новые процессы, например прямое получение жидкой стали из руды, непрерывный переплав металлизованного сырья в электропечах и др.
6. ВАРИАНТЫ КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНЫХ
6.1. продувка высокофосфористых чугунов сверху
Одним из главных преимуществ верхней продувки по сравнению с донной является возможность проведения надежной и глубокой дефосфорации металла при высоком содержании в нем углерода. Продувка кислородом сверху обеспечивает более быстрое растворение в шлаке значительных количеств извести (высокая основность шлака наблюдается уже в середине второго периода продувки), а подъем фурмы позволяет увеличивать до оптимального предела (FeO), что, в свою очередь, ускоряет ассимиляцию извести в шлаке.
При переделе высокофосфористых чугунов организовать раннее шлакообразование и дефосфорацию металла трудно даже в случае верхней продувки ванны кислородом. Это обусловлено следующими причинами: расход плавикового шпата ограничен, что: затрудняет наводку гомогенного основного шлака (при значительном количестве вводимого в ванну шпата шлак становится непригодным для удобрения полей); резкое возрастание расхода извести и малое количество шлака в начале процесса способствуют комкованию (слипанию) кусков извести и затрудняют перемешивание верхних слоев шлака; высокое (P2O5) усложняет получение малого [Р] при работе с одним шлаком.
В СССР с 70-х гг. начали осваивать передел чугуна, содержащего 0,4—0,6 % P – Особенностью этой технологии является работа с двумя шлаками и «мягкая продувка» для повышения окис – ленности шлака.
Если наводят один шлак и кислородная струя жесткая, то в конце продувки при [С] =0,1 % получают [Р]«0,04%. В случае мягкой продувки и работе с одним шлаком [Р] уменьшается до 0,025 %, а сочетание мягкой продувки с наводкой двух шлаков позволяет снизить [Р] в готовой стали до 0,015 %.
Для дефосфорации чугуна с более высоким содержанием фосфора (1,5—1,9 % Р) разработаны и внедрены в ряде конвертерных цехов за рубежом описанные ниже варианты кислородно-конвертерного процесса.
На заводе Клёкнер Хюттенверк в Хаген-Хаспе (ФРГ) в 60-х гг. разработали буфер-шлаковый процесс. Его особенностью является осуществление режима продувки при отсутствии в течение значительной части плавки непосредственного контакта вдуваемого в ванну кислорода с верхним слоем металла и практически полном поглощении первого шлаком, в котором он расходуется на окисление FeO и металлических капель (корольков). На поверхности раздела шлака с каплями кислород передается металлу и окисляет примеси (в том числе фосфор). При таком режиме продувки получается жидкоподвижный шлак с высоким содержанием FeO, что обусловливает быстрое растворение извести.
Устранение непосредственного контакта струи кислорода с металлической ванной достигается путем подбора формы кислородного сопла, увеличения расстояния от последнего до уровня спокойной ванны и снижения давления кислорода в фурме. Указанные режим продувки и условия шлакообразования обеспечивают быстрый рост дефосфорирующей способности шлака, скорости дефосфорации металла Up = —cf[P]/cfx и ее отношения к скорости выгорания углерода
VP /Vc = -(d[P]!d^)/ — (d[C];dr🙂 = А[Р],’А[С].
В результате при сравнительно высоком конечном [С] получается низкое содержание фосфора в металле.
Отсутствие бурого дыма на протяжении 75—80 % длительности продувки — важная особенность буфер-шлакового процесса. Она обусловлена устранением непосредственного контакта вдуваемого кислорода с металлом и отсутствием локальных высокотемпературных участков в ванне.
Главными особенностями разработанного в 1956 г. на заводе в Помпе (Франция) процесса, названного Помпе процессом, является использование сортированной извести для наводки высокоосновного шлака (размер кусочков от 10 до 30 мм), скачивание шлака в середине продувки, наводка второго шлака и оставление его в конвертере после выпуска металла, изменение (опускание) в ходе продувки положения фурмы над ванной. Оставляемый в конвертере конечный шлак содержит около 50 % CaO, 25—30 % FeO, 6—10 % Р2О5, что обеспечивает «горячий» ход процесса (шлак греет металл) и ускорение шлакообразования в первом периоде плавки; уменьшение потерь железа, расхода извести и кислорода; увеличение массы кондиционного фосфат-шлака с высоким (Р2О5); снижение себестоимости стали на 4 % по сравнению с работой без использования конечного шлака.
До заливки чугуна в конвертер загружают немного кусковой извести (20—25 % общего расхода на плавку) и медленно в течение 4—5 мин сливают чугун. Продуваемый чугун имеет такой средний состав, %: 1,7 Р; 0,45 Si; 0,4 Mn. Как и в буфер-шлаковом процессе, продувку начинают при низком положении фурмы и высоком давлении кислорода.
После разогрева металла для образования жидкоподвижного железистого шлака поднимают фурму и вводят небольшими порциями 4—5 % (от массы чугуна) железной руды. Затем вторично опускают фурму и небольшими порциями добавляют 3—4 % извести. Сыпучие вводят без прекращения иродувки, используя конвейеры, вибрационные желоба и водоохлаждаемые трубы.
К концу первого периода в состав металла входит 1—1,5 % С, менее 0,2 % P и 0,25 % Mn. Температура металла перед скачиванием шлака, содержащего 20—25 % Р2О5, до 50 % CaO и около 10 % FeO, колеблется в пределах 1550—1600 0C.
После удаления первого шлака в конвертер загружают 10— 15 % лома, продувку ведут при высоком положении фурмы и пониженном давлении кислорода, присаживая порциями 1 —1,5 % руды и 6—7 % извести. Второй период примерно в два раза короче первого (соответственно меньше и общий расход кислорода). Общая продолжительность продувки равна 20—25 мин, цикл плавки длится 35—40 мин. Расход кислорода составляет 50— 60 м3/т стали (меньший расход кислорода получается при большем расходе руды), выход годной стали достигает 88,4 %• При охлаждении металла только ломом последнего расходуется 30 % от массы стали, в случае охлаждения только рудой ее расход равен 8,5 %.
Вариант технологии процесса с оставлением конечного шлака в конвертере имеет и то преимущество, что весь спущенный шлак используют в качестве удобрения. По указанной технологии из чугуна с 1,5—2 % P получают как кипящую, так и спокойную малоуглеродистую, средне – и высокоуглеродистую и низколегированную сталь, содержащую 0,02—0,03 % Р. Металл не уступает по качеству мартеновскому аналогичных марок.
К числу недостатков Помпе процесса относятся: пониженная производительность, повышенные потери металла с выбросами (много шлака) и износ футеровки.
Наиболее распространенным вариантом передела высокофосфористых чугунов является процесс с вдуванием в ванну в струе кислорода порошкообразной извести и скачиванием промежуточного шлака, разработанный в конце 50-х гг. научно-исследовательским центром ИРСИД (Франция) совместно с бельгийскими металлургами. Этот процесс получил название ЛД-АЦ (ЛД — общее название конвертерных процессов с продувкой кислородом сверху; А — начальная буква названия фирмы «Арбед»; Ц — начальная буква наименования бельгийского национального центра металлургических исследований). В США и Англии ему дали название ОЛП процесса.
В специальном бункере (диспергаторе) молотая известь поддерживается во взвешенном состоянии. Из нижней его части она эжектируется струей кислорода в пылепровод, а затем — в фурму. Тонкость помола извести составляет 0,08—0,8 мм (в основном 0,08—0,14 мм). При столь малых размерах частиц извести резко интенсифицируется массоперенос в микрогетерогенной системе шлак — твердые частицы из-за увеличенной поверхности последних. Если общая масса твердой фазы одинакова, суммарная поверхность частиц растет обратно пропорционально их эффективному размеру.
При использовании, например, порошкообразной извести с частицами диаметром 0,1 мм их суммарная поверхность возрастает по сравнению с поверхностью кусков извести диаметром 50 мм в 500 раз. Если значения коэффициента массопередачи P и перепада концентраций A (CaO) одинаковы, должны в такой лее степени увеличиваться скорость растворения извести и роста концентрации окиси кальция в шлаке. Увеличение (CaO) и (FeO) способствует повышению коэффициента распределения фосфора Lp= (Р205)/[Р] и скорости удаления фосфора из металла. Большую роль играет также прохождение частиц извести через первичную реакционную зону, где они быстро прогреваются и пропитываются окислами железа.
Для передела высокофосфористых чугунов преимущества применения порошкообразной извести по сравнению с кусковой несомненны. В отличие от Помпе процесса ЛД-АЦ процесс характеризуется значительным снижением расхода извести в результате более полного и быстрого ее усвоения в шлаке; увеличением выхода годной стали в связи с меньшим количеством шлака; снижением потерь металла с выносом и выбросами благодаря ранней наводке шлака и спокойному ходу продувки.
Главные особенности технологии ЛД-АЦ процесса заключаются в следующем. В начале плавки до слива чугуна в конвертер загружают большую часть лома, около!/з всей расходуемой извести (в кусках), 1 % боксита и 2 % железной руды (от массы стали).
В течение первых 4—5 мин продувки порошкообразную известь к кислороду не добавляют во избежание усиленных выбросов металла, затем начинают ее ввод. Для интенсификации обогащения шлака закисью железа фурму поднимают (с целью ускорения растворения извести), если в дальнейшем развиваются выбросы шлака (при слишком высоком содержании закиси железа в нем), фурму опускают. При достижении [С] «1 % продувку останавливают и скачивают шлак. В этот момент [Р]^0,2 %. В скачиваемом шлаке содержится 20—24 % P2O5, 8—10 % FeO, около 48 % CaO и примерно 10 % SiO2. Длительность периода от начала продувки до момента скачивания составляет в среднем 14 мин. После скачивания при избытке тепла в ванне присаживают лом или руду, возобновляют продувку с подачей в струе кислорода пылевидной извести, продолжая ее до окончания плавки. Этот второй заключительный период длится 3—5 мин. По окончании продувки, общая продолжительность которой составляет 16— 20 мин, сливают шлак и выпускают металл в ковш, где сталь раскисляют. Расход кислорода составляет около 55 м3/т стали, извести при работе без оставления конечного шлака 120—160 кг/т чугуна (60—80 кг до спуска шлака), а в случае его оставления 100—130 кг/т, стального лома около 250—270 кг/т чугуна. Среднее содержание в спускаемом первичном шлаке P2O5 равно 22 %.
О
[С,Si,Р, Мп],%
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%; Ti45 %, (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 ac 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.