Конвертерные процессы производства стали | Металлолом — Part 2

При обработке жидкого металла вакуумом в результате сни­жения внешнего давления удаляется значительная часть водоро­да, кислорода и некоторое количество азота. Вакуумирование обеспечивает дегазацию металла (снижение [Н] и [N] за счет уменьшения рн2 и Pn2), глубокое раскисление (раскисляющая спо­собность углерода во много раз усиливается при малом рсо) и удаление неметаллических включений.

Общим для всех типов вакууматоров стали является наличие герметизированной, но сообщенной с металлом вакуумной каме­ры, в которой разрежение атмосферы (вакуум) достигается с по­мощью вакуумных насосов. Установка пароэжекторных насосов создает остаточное давление в камере 66—133 Па.

Вакуумирование занимает особое место среди многих вариан­тов внепечного рафинирования стали и служит незаменимым сред­ством повышения качества шарикоподшипниковых, рельсовых, электротехнических и ряда других сталей. Особенно необходимо ва­куумирование при производстве металла с заданным низким содер­жанием водорода (для устранения флокенов) и глубоком раскис­лении стали углеродом.

В зависимости от требуемого количества вакуумированного металла и производственных условий применяют различные спо­собы вакуумирования жидкой стали (рис. 5.14). По первому спо­собу, предложенному А. М. Самариным и Л. М. Новиком в 1941 г., ковш со сталью помещают в теплоизолированную вакуумную ка­меру, после чего ее закрывают крышкой с газоплотным затвором и откачивают газы (рис. 5.14, а). Вакуумирование в ковше длится 10—15 мин, за это время температура металла снижается в зави­симости от вместимости ковша на 30—60 К-

Вакуумирование в ковше достаточно эффективно используется для дегазации кипящей или не содержащей сильных раскислите — лей стали, так как в этом случае кипением в ковше обеспечивается массоперенос водорода, азота и кислорода в верхние слои металла,

Где ферростатическое давление не препятствует его дегазации и раскислению. Содержание водорода снижается до 2—3 см3/100 г металла, в крупных ковшах эффективность дегазации меньше. При сочетании вакуумирования стали с продувкой аргоном или с электродинамическим перемешиванием металла увеличивается эффективность и расширяется возможность вакуумирования в ковше.

По второму способу, так называемому «струйному вакуумиро — ванию» (рис. 5.14, б, б), сталь обрабатывается вакуумом во вре­мя ее переливания из ковша в ковш или в изложницу, установлен­ные в вакуумной камере. Предварительно разогретый пустой ковш помещают в вакуумную камеру, после чего на нее ставят крышку, в которой имеется отверстие, закрываемое для герметичности алю­миниевым листом. Сверху на крышку камеры устанавливают про­межуточный ковш, принимающий металл из разливочного ковша. После открытия стопора промежуточного ковша струя металла прожигает алюминиевый лист и попадает в разреженное простран­ство камеры, где разрывается газами на капли и дегазируется раньше, чем достигнет ковша или изложницы. Температура метал­ла при переливании снижается на 30—60 К. Струйное вакуумиро — вание наиболее эффективно, если в камере находится изложница, так как в этом случае разливка совмещается с вакуумированием (охлаждение металла не является отрицательным фактором), вто­ричное поглощение металлом газов во время разливки не проис­ходит. При остаточном давлении 667 Па вакуумирование указан­ным способом обеспечивает снижение [Н] в два раза (до 2 см3/100 г стали).

На рис. 5.14, г показана схема вакуумирования металла в про­цессе выпуска из печи. При таком варианте струйного рафиниро­вания металл не переливается из ковша в ковш, в результате чего в меньшей степени снижается температура металла.

На рис. 5.14,5 приведена схема вакуумирования металла пор­циями, забираемыми из открытого ковша в подвешенную к мосто­вому крану вакуумную камеру. При опускании футерованной тру­бы в ковш в камеру засасывается небольшая порция металла (10—¦ 30 т), которая вакуумируется в течение 30 с. При подъеме камеры дегазированная сталь выливается в ковш. Такие циклы повторя­ются до тех пор, пока металл не будет дегазирован до желаемого

Предела. Дегазированный металл более плотный, чем металл в ковше. Поэтому падающая из трубы струя стали проникает до дна ковша, а засасываемые в камеру порции содержат больше га­зов. Это обеспечивает равномерную дегазацию всего объема ме­талла. Порционное вакуумирование можно применять в ковшах — большой вместимости, так как отпадает необходимость в строи­тельстве глубоких камер, а вакуумирование небольших порций металла позволяет пользоваться менее мощными вакуумными на­сосами.

На рис. 5.14, е приведена схема циркуляционного вакуумиро — вания. В металл, наполняющий ковш большой вместимости, опус­кают две футерованные трубы, соединенные вверху с вакуумной камерой. В одну из труб под малым давлением вдувают неболь­шое количество аргона. По этой трубе металл поднимается вверх, а по другой опускается вниз, что обусловлено разностью плотно­стей эмульсии металл — пузырьки и непродуваемого металла.

Рассмотренными способами вакуумируют шарикоподшипнико­вую, рельсовую, трансформаторную, конструкционную и другие специальные стали. Дегазируя сталь в вакууме, удается снизить содержание [Н] на 40—60 %, [О] на 50—70 %, [N] на 5— 10 %, а также уменьшить количество неметаллических включений. Брак стали по флокенам и шиферному излому при этом резко па­дает.

В крупных кислородно-конвертерных цехах внедряются порци­онный и циркуляционный способы вакуумирования, позволяющие достичь необходимой производительности при обработке больших количеств металла. Скорость вакуумной обработки на циркуляци­онной установке составляет 50 т/мин, следовательно, за 20 мин можно обеспечить трехкратное вакуумирование в ковше 300-т плавки. Однако эти способы имеют также существенные недостат­ки. Так, для компенсации значительных потерь тепла во время обработки требуется большой перегрев металла, возникают за­труднения в регулировании температуры металла, а широкое вне­дрение МНЛЗ обусловливает необходимость регулирования в очень узких пределах. Известный способ вакуумирования с подо­гревом применяется лишь для обработки небольших порций ста­ли. Не решена также и проблема стойкости футеровки ковшей.

В современных конвертерных цехах, производящих высококаче­ственные низко — и среднелегированные стали, в частности на заводе «Азовсталь» и HJIM3, действуют специальные установки (стенды), на которых усредняют состав и температуру металла по объему ков­ша; корректируют температуру (охлаждение до заданной темпера­туры с точностью ±2 0C) и состав стали с точностью ±0,01 % (по [С]), ±0,05 (по [Mn], [Si], [Cr]), ±0,005 % (по Al); рафинируют сталь порошкообразными материалами.

Состав и температуру металла усредняют по объему ковша пу­тем продувки аргоном на всех плавках независимо от марки выплав­ляемой стали. Для продувки используют фурму, состоящую из аргонопроводящей головки, полого металлического стержня с тол­щиной стенки 10 мм, футерованного высокоглиноземистыми стопор­ными трубками. К нижней части стержня прикрепляется однока — нальная, пористая или многоканальная высокоглиноземистая пробка.

Давление аргона в сети — более 1 МПа, перед фурмой — более 0,3 МПа. В начале продувки расход аргона составляет 30—40 м3/ч; по мере погружения фурмы на заданную глубину (0,3—0,4 м от дни­ща ковша) расход увеличивают и поддерживают в пределах 40—¦ 80 м3/ч. Выравнивание свойств жидкой стали по объему ковша обес­печивается перемешиванием ванны при использовании работы рас­ширения всплывающих пузырей аргона, которое сначала происхо­дит политропически, а после нагрева пузырей до температуры металла — изотермически. Общий расход аргона на обработку ме­талла составляет (при длительности продувки 15 мин) около 0,04 м3/т стали.

Неоднородность конвертерного металла в ковше (при продувке сверху) обусловлена специфичностью кислородно-конвертерного процесса (наличием концентрированной перегретой и обедненной примесями реакционной зоны). В этих условиях роль продувки ар­гоном примерно такая же, как чистого кипения мартеновской ван­ны, обеспечивающего при небольшом по интенсивности, но равно­мерном по объему выделении и всплывании пузырей быстрое вы­равнивание температуры и состава огромных по объему и массе ванн. Однако отличительным преимуществом продувки аргоном яв­ляется сочетание облагораживания металла с его защитой от кон­такта со шлаком и атмосферой, состав которых нежелателен для качества стали.

После первых 2—3 мин продувки (для предварительного усред­нения стали по температуре) замеряют температуру термопарой по­гружения ПР-30/63 и отбирают пробу стали для определения массы корректирующих добавок, которую рассчитывают по заданному

Содержанию С, Mn, Si, Cr и Al после получения результата анализа, используя номограммы, основанные на уравнении (5.13).

Принимается, что во время корректирующих присадок (в раскис­ленный металл при наличии на его поверхности изолирующей сме­си) угар Cr, Mn и Si равен нулю и масса усвоенного углерода со­ставляет 77 % от массы угля и 87 % от массы коксика.

Охлаждающие эффекты ферромарганца, феррохрома и метал­лической сечки примерно равны между собой и составляют около j 1,7 0C на 0,1 % присадки (при ^m= 1650 0C). Введенный углерод ox — J лаждает металл (0,5 0C на 0,01 % С). Ферросилиций нагревает.1 металл (3,5—50C на 0,1 % присадки).

После расчета суммарного охлаждающего эффекта корректи­рующих добавок ферросплавов определяют необходимое снижение температуры металла Д 4еобх за счет продувки аргоном, присадки металлической сечки или погружения сляба: ^

Где tnач, ^koh — температура металла после предварительного ее ] выравнивания и полной обработки металла; А ^фспл — снижение I температуры после присадки ферросплавов. |

Если A tBeo6x^10 °’С, то металл охлаждают, продувая его арго­ном. Приближенно считают, что 1 мин продувки снижает темпе­ратуру металла на 1,5 °С. При Akeoex^lO0C одновременно с про­дувкой в расплав вводят металлическую сечку или сляб.

После погружения в металл сляба (сечением 1,5X0,25 м) на глубину 2—2,5 м в первые 5—6 мин скорость падения температу­ры металла составляет вначале 5° С/мин и постепенно уменьша­ется до 2 °С/мин. Во время пребывания в жидком металле (около 10 мин) сляб не оплавляется (металл охлаждается только за счет прогрева сляба). Это очень удобный метод охлаждения, так как одним и тем же слябом можно пользоваться много раз.

При охлаждении сечкой без каких-либо затрат (кроме стоимо­сти сечки) может быть переплавлено значительное количество ме­талла (от 0,5 до 2 %).

Для корректировки химического состава металла используют необходимые ферросплавы (ферромарганец, ферросилиций, фер­рохром, ферросиликохром) с размерами кусков не более 50 мм; порошкообразный углеродсодержащий материал, получаемый при размоле антрацита или коксика (фракции 0—2 мм, содержание золы не более 20 %, серы не более 2 %); смесь порошков углерод — содержащих материалов, извести и плавикового шпата.

Ферросплавы вводят в ковш, одновременно продувая металл аргоном (расход 40—80 м3/ч). Для обеспечения равномерного рас­творения сплавов в объеме металла масса каждой порции не дол­жна превышать 500 кг. После окончания присадки ферросплавов металл продувают аргоном в течение 2—3 мин. Это очень важное условие полного выравнивания химического состава металла.

Углеродистые порошкообразные добавки вводят в металл в струе аргона с помощью специального высоконапорного аэрозоль­ного пылепитателя в любой из периодов продувки стали в ковше,

Кроме первых 3 мин, когда предварительно усредняется состав металла. При этом параллельно могут выполняться и другие опе­рации. После прекращения науглероживания металла продувку продолжают в течение 1 мин для выравнивания концентрации уг­лерода.

Содержание алюминия корректируют, подавая в металл алю­миниевую катанку, намотанную на барабан. Количество добавлен­ного алюминия контролируют по числу оборотов барабана или времени его вращения. Когда алюминий вводят в сталь, продувку плавки аргоном прекращают, так как при оголении металла в от­дельных местах происходит угар алюминия (окисление кислоро­дом воздуха).

Обработка металла аргоном является в настоящее время од­ним из наиболее массовых и перспективных методов облагоражи­вания металла.

Широко используемая в нашей стране для внепечного рафини­рования стали обработка жидким синтетическим шлаком позволя­ет, наряду с глубокой десульфурацией металла, существенно сни­зить содержание в нем кислорода и неметаллических включений. Этот метод обработки стали впервые был предложен в СССР А. С. Точинским и успешно испытан в 1928—1929 гг. Массовое внедрение обработки металла жидким синтетическим шлаком на­чато в 1958 г. под руководством С. Г. Воинова.

Шлаки для внепечного рафинирования стали в настоящее время выплавляют в дугоьой электрошлакоплавильной печи непрерывного действия типа ОКБ-1320. Подина и стены печи футерованы уголь-

Таблица 5.3. Химический состав синтетического шлака

Условное обозначение шлака

Содержание, % по массе

CaO

Al2O3

SiO2

MgO

FeO + MnO

С

I

11*

53-56 53-57

37-41

28-32

2-3 8-12

2-3 4-6

0,5-1 0,5-1

0,05 0,05

* Разрешается присадка CaF2 в количестве 5-8 % сверх 100 %.

Кыми блоками, что обеспечивает получение (FeO) общ = (i»FeVr)/(/?06M ~ PFe), (5.12)

Где Робщ—-общее давление газов в первичной реакционной зоне; Vv = Уобщ — VrFe — расход всех газов в первичной реакционной зоне (кроме паров Fe), м3/с. Пользуясь уравнением (5.12), можно также объяснить причину падения ^Fe со снижением [С] (уменьшается Fco в первичной реакционной зоне).

Реализация данного метода в промышленных условиях конструк­тивно и технологически сложна. Перспективность продувки под дав­лением не вызывает сомнения, так как наряду с ослаблением пыле — образования при повышении р0бщ опускается уровень ванны, устра­няются выбросы, расширяются возможности интенсификации процесса.

8. Механическое перемешивание ванны путем вращения конвер­тера или фурмы. Обеспечивает снижение интенсивности пылевыде — лениязасчет ускорения теплообмена между первичной реакционной зоной и ванной. В промышленных условиях вращающиеся фур­мы еще не изучали. Эффективность вращения конвертеров значи­тельна при малой интенсивности продувки и снижается с ее ростом.

9. Продувка кислородом снизу (в оболочке природного газа или другого топлива) и сверху с погружением фурмы в ванну. Это наи­более эффективные и радикальные способы ослабления пылеобра — зования. Донная продувка предпочтительнее, так как не требует во­дяного охлаждения фурм.

5.10. материальный и тепловой балансы плавки

В табл. 5.1, 5.2 представлены соответственно материальные и теп­ловые балансы плавок, проведенных в 350-т (охлаждение ломом) и 100-т конвертерах (охлаждение рудой) при продувке мартенов-

Таблица 5.1. Материальный баланс плавок в 350 и 100-т кислородных конвертерах на 100 кг металлической шихты и 100 кг чугуна соответственно

Статьи прихода

Поступило, кг, в кон­вертер

Статьи расхода

Получено, кг, в конвертере

350-т

100-т

350-т

100-т

Чугун жидкий

73,22

100,00

Жидкая сталь

90,90

92,60

Лом стальной

26,78

Корольки в шлаке

0 50

1,09

Футеровка

0,20

1.50

Шлак

10,49

13,30

Известь

5,91

7,36

Выбросы металла

1,00

2,00

Плавиковый шпат

0,30

Газы

8,68

10,72

Боксит

1,00

Окисленное железо

Железная руда

5,50

И мелкие капли в дыме

2,13

1,43

Технический кислород

7,29

6,84

Вынос извести

1,06

Итого

113,70

122,20

Итого

113,70

122,20

7* 195

Таблица 5.2. Тепловые балансы плавок в 350 и 100-т кислородных конвертерах на 100 кг металлической шихты и 100 кг чугуна соответственно

Приход тепла,

Расход тепла,

МДж,

B KOH-

МДж,

В Ii 0 H-

Статьи прихода

Вертере

Статьи расхода

Вертере

350-т

100-т

3.50-т

100-т

Энтальпия жидкого чу­

88,72

112,50

Энтальпия жидкой ста­

129,91

126,50

Гуна

(49,0)

(53,1)

Ли

(71,6)

(59,8)

Тепло реакций окисле­

92,41

99,00

Корольки и выбросы

2,13

4,6

Ния элементов и шлако­

(51,0)

(46,9)

Металла

(1,2)

(2,2)

Образования

Шлак

23,52

21,8

В том числе

(13.0)

(10,3)

Реакции окисления:

57,1

Газы

14,98

20,3

Углерода

(8,3)

(9,6)

(27,0)

Пыль в дыме

4,27

’2,1

Кремния

20,5

(2,4)

(1,0)

(9,7)

Восстановление железа

30,3

Марганца

6,1

Из руды

3,64

(14,4)

(Д9)

Потери тепла через гор­

4.2

Фосфора

2,9

Ловину и кладку

(2,0)

(1-9)

(M)

Нагрев воды в фурме

2,68

1,7

Железа в шлак и дым

12,4

(1,5)

(0.8)

(5,9)

Итого

181,13

211,5

Итого

181,13

211,50

(100,0)

(100,0)

(100,0)

(100,0)

Примечания: I. При садке конвертера 350 т сталь разливали непрерывным способом, температура чугуна составляла 1330 cC, жидкой стали перед, выпуском 1650 «С; при садке 100 т сталь разливали в изложницы, температура чугуна достигала 1220 «С, жидкой стали 1580 °С. 2. В скобках приведены данные прихода н расхода тепла в про­центах.

Ского чугуна и получении малоуглеродистой (0,12—0,15 % С) стали.

При охлаждении ломом механические потери металла (выбросы, корольки в шлаке) примерно в два раза меньше, чем в случае охла­ждения рудой, однако они тоже значительны. Снижение указанных потерь и массы железа в дыме является большим резервом повыше­ния технико-экономических показателей процесса.

В тепловых балансах за «нулевой» уровень при расчетах энталь­пий принимается 273 К. Приходная часть теплового баланса состо­ит из двух статей (табл. 5.2): энтальпии жидкого чугуна и тепла экзотермических реакций (окисление примесей металла, части же­леза с переходом его в шлак или дым и шлакообразование). На до­лю реакций окисления углерода приходится больше половины всего химического тепла процесса. Энтальпия чугуна и тепло химических реакций примерно равны между собой, но при охлаждении рудой несколько больше первый источник тепла (~ на 6 %), а при охла­ждении ломом — второй (~ на 2 %). Роль температуры чугуна зна­чительна. Повышение ее на 100 К позволяет увеличить долю лома на 6 %.

Расходная часть теплового баланса состоит из следующих ос­новных статей: энтальпии жидкой стали и теряемой в виде король­ков, выбросов; энтальпии шлака, газов, пыли в дыме, расхода теп­ла на диссоциацию твердого окислителя, потерь тепла через горло­вину и кладку и на нагрев воды в фурме.

В общем балансе тепла следовало бы учитывать начальное и ко­нечное по ходу плавки тепловое состояние футеровки (аккумуляцию тепла в активном слое кладки). Однако при современном высоком темпе работы (малых паузах между операциями) охлаждение клад­ки незначительно и расход тепла на нагрев активного слоя футеров­ки можно отнести к тепловым потерям. Последние колеблются в пределах 2—4 %. Они уменьшаются (на единицу массы металла) с ростом садки конвертера, что обусловливает возможность повы­шения доли лома в шихте по мере увеличения массы плавки (в 350-т конвертерах расход лома достигает 27 %).

Расход тепла на нагрев воды в фурме определяется из сообра­жений улучшения стойкости последней. В 300—350-т конвертерах расход воды в фурме составляет около 450 000 кг/ч. Нагрев воды в фурме AT = 20 К.

На нагрев газов в конвертере с кислородным дутьем расходуется 6—10 % от общего расхода тепла, что в три-четыре раза меньше, чем в конвертере с воздушным дутьем (23—29 %).

При расчете коэффициента полезного использования тепла (КПЙТ) необходимо сумму тепла полезных статей расхода (раз­ность энтальпий стали и чугуна, энтальпия шлака и расход тепла на восстановление железа из руды) разделить на суммарное тепло хи­мических реакций, причем в этой сумме надо учитывать тепло пол­ного сжигания углерода (С -j — O2 = CO2). В кислородных конвер­терах КПИТ составляет около 40—45 %. Это не намного больше, чем в мартеновских печах, что обусловлено малой степенью дожи­гания СО до CO2 над ванной конвертера. Устранение такого суще­ственного недостатка является значительным, но трудно реализу­емым резервом процесса, лимитируемым условиями службы футе­ровки.

Если в расчетах учитывать лишь реально достигнутую долю уг­лерода, окисленного до CO2, т. е. фактическое тепло реакций, то КПИТ будет равен 70—72 % (табл. 5.2), что значительно больше, чем в мартеновских печах и других сталеплавильных агрегатах.

S.11. внепечные доводочные операции

В последнее время в кислородно-конвертерном, как и в других сталеплавильных процессах, резко возросли садка агрегатов и сте­пень интенсификации продувки. Повысилась и скорость десульфура­ции металла, но она отстает от темпов роста Io2 и vc. Глубокая де­сульфурации в большегрузных и высокопроизводительных конвер­терах сопровождается увеличением продолжительности плавок, снижением производительности и ухудшением технико-экономиче­ских показателей. При раскислении и легировании металла в конвертере продолжительность плавки и расход ферросплавов уве­личиваются по сравнению с таковыми при раскислении в ковше. Некоторые рафинировочные процессы (глубокие десульфурация, раскисление и дегазация металла) в конвертере вообще технически неосуществимы.

Современные внепечные операции рафинирования, легирования и модифицирования стали имеют значительные преимущества по сравнению с проведенными в плавильном агрегате по скорости, пол­ноте протекания процессов и глубине очищения металла от вредных примесей. Необходимость совершенствования и широкого внедрения внепечного рафинирования стали связана также с увеличением ко­личества металла, разливаемого на MHJ13, к качеству которого в этом случае предъявляются особенно повышенные требования (ста­билизация химического состава и температуры, усреднение их по всему объему металла в ковше, снижение содержания неметалличе­ских включений, серы и газов).

Проведение ряда корректировочных операций (по составу, тем­пературе металла) в конвертере занимает много времени. Поэтому при переносе рафинировочных и тонких корректировочных операций в ковш резко увеличивается производительность конвертера, одно­временно упрощаются технология и контроль конвертерной плавки, повышается качество стали (благодаря стабилизации ее состава, температуры, облагораживанию). Ковш из простой емкости для жидкой стали превращается в активный технологический агрегат, а весь процесс — в своеобразный дуплекс-процесс (конвертер — ковш) .

Известны следующие доводочные операции в ковше: обычное раскисление и легирование стали; обработка жидким синтетическим шлаком; корректировка состава и температуры металла; обработка вакуумом для удаления газов и неметаллических включений; обра­ботка редкоземельными (РЗМ) и щелочноземельными (ЩЗМ) ме­таллами и другими специальными реагентами и модификаторами.

При продувке чугуна снизу технически чистым кислородом на­блюдается резкое снижение стойкости днищ. Участки днищ в зоне дутья и вблизи ее быстро изнашиваются под влиянием высокой температуры и большого количества закиси железа. Эксперимен­тально установлено, что стойкость днищ не уменьшается, если про­дувать металл смесью 30—40 % O2 и 70—60 % N2 или смесями O2 — f H2O, O2 + CO2.

Экономически наиболее выгодно обогащать воздух до 30— 35 % O2: сокращается продолжительность продувки примерно на 30 %, повышается доля лома на 10—12 %, улучшается шлакообра­зование, снижается [N], [Р] и [S] в готовой стали и сохраняется достаточно высокой стойкость футеровки стен конвертеров (400— 500 плавок) и их днищ (60—90 плавок).

В случае уменьшения количества N2 в дутье резко снижается расход тепла на его нагрев и увеличивается доля стального лома в шихте. Наибольший эффект снижения [N] в готовой стали до­стигается при сочетании обогащения дутья кислородом с присад­кой железной руды, окалины или известняка по ходу продувки ([N] = 0,005—0,008 %). Такие присадки ускоряют шлакообразо­вание, в результате чего [S] снижается до 0,023 % и [Р] до 0,034 % (при воздушном дутье обычно получают [Si = 0,034 %; [Р] = = 0,046 %).

Для предотвращения роста [N] по ходу томасовского процесса максимально обогащать дутье кислородом (обеднение азотом) наиболее целесообразно во второй половине продувки, так как при высокой температуре и низком [С] резко уменьшается ско­рость окисления углерода (промывающее действие СО), увеличи­вается растворимость азота в металле и ускоряется поглощение азота ванной.

При добавлении к вдуваемому в металл кислороду водяного па­ра или углекислого газа резко снижается температура в зоне про­дувки, так как значительное количество тепла расходуется на дис­социацию H2O и CO2.

Из результатов расчетов, согласующихся с экспериментальны­ми данными, видно, что в рассматриваемом случае температуры металла вблизи сопел примерно такие же, как и при продувке воздухом. Хорошая стойкость днищ достигается при следующих составах смесей (цифры обозначают объемные, а в скобках — массовые проценты):

49(63)02 + 51(37)Н20; 49(41)02 + 51(59)С02.

С указанными смесями в ванну вводится кислорода на единицу объема вдуваемого газа значительно больше (примерно в три ра­за), чем с воздухом. Это позволяет при меньшей интенсивности продувки не увеличивать и даже сокращать ее длительность.

Известно несколько технологических приемов продувки тома­совского чугуна парокислородной смесью. В случае использования одного из них ванну продувают с интенсивностью 10 м3/(т-мин) в течение 7,5—8 мин. При [Р] = 0,05—0,08 % прекращают про­дувку, скачивают шлак и производят додувку в течение 15 с атмо­сферным воздухом или воздухом, обогащенным до 30 % O2. Про­дутый металл содержит около 0,02 % S, до 0,025 % Р, 0,01— 0,004 % N.

В другом варианте металл в течение 3 мин продувают возду­хом, обогащенным до 30 % O2, с интенсивностью около 20 м3/(т-мин). Затем в течение 2—3 мин ведут продувку парокис- лородной смесью либо воздухом с добавкой смеси [воздуха 10— 13 м3/(т-мин), пара 1,3 кг/(т-мин), кислорода 2—2,5 м3/(т-мин)]. В конце процесса в течение 6 мин ванну продувают воздухом с па — рокислородной смесью либо одной смесью [пара 10 м3/(т-мин), кислорода 8 м3/(т-мин)]. Перед раскислением металл содержит 0,015—0,025 % Р, 0,015—0,02 % S, до 0,005 % N. Низкоуглероди­стый металл обладает очень высокой пластичностью (штампуемо- стью) при температуре +20 °С.

В случае продувки парокислородной смесью стойкость смоло — доломитовой футеровки составляет 320—350, стойкость днищ 50— 60 плавок, что несколько меньше, чем при продувке воздухом. Кислорода расходуется 35—45 м3/т стали, остальное количество необходимого для рафинирования чугуна кислорода (около 20— 30 м3/т) вводится с паром.

Главными преимуществами парокислородной продувки являют­ся: очень низкое содержание азота в парокислородной смеси, что позволяет получить минимальное [N]; отсутствие бурого дыма (от­падает необходимость установки газоочистных устройств); спо­койный ход продувки (сокращается ее длительность до 7 мин и достигается высокая производительность конвертеров).

Если при производстве среднеуглеродистых сталей используется парокислородная смесь, [Н] несколько увеличивается, так как с ростом парциального давления водорода в газовой фазе рщ по­вышается [Н] = Кв. Урв.2- Однако в обычном томасовском процес­се, где продувка заканчивается при [С] ^ 0,05, такая опасность исключена (повышенное содержание кислорода в металле (0,07— 0,09 %) обусловливает резкое снижение константы растворимости водорода в нем Kn). Известно также, что водород значительно ухудшает качество стали только при повышенном содержании в ней углерода.

Продувка чугуна смесью кислорода с углекислым газом при­меняется в одном из томасовских цехов Бельгии с 1955 г. Известны несколько вариантов продувки этой смесью. Наиболее рациональ­ным из них является продувка воздухом, обогащенным кислоро­дом, до конца второго периода и смесью кислорода с углекислым газом в третьем периоде. Расход смеси колеблется в пределах 30— 60 м3/т чугуна в зависимости от длительности вдувания.

Главным преимуществом применения смеси кислорода с угле­кислым газом является получение стали с очень иизким содержа­нием водорода (0,5—1 см3/100 г). При продувке смесью [N] в три-шесть раз ниже, чем в томасовском процессе на воздушном дутье, и несколько меньше, чем в мартеновской стали, где [N] = = 0,003—0,006 %. При использовании смесей кислорода с паром или с углекислым газом удаление фосфора протекает в основном в период передувки, т. е. ход дефосфорации мало отличается от томасовского процесса на воздушном дутье.

Описанные варианты томасирования с использованием обога­щенных кислородом газовых смесей обладают следующими общи­ми недостатками по сравнению с продувкой сверху технически чи­стым кислородом: малой интенсивностью шлакообразования (до начала третьего периода); низкой долей лома в шихте. К их недо­статкам следует также отнести то, что фосфор окисляется после углерода.

4.4. боковая продувка в конвертерах

Процесс получения жидкой стали путем боковой продувки чу­гуна воздухом в бессемеровских конвертерах малой садки — ма­лое бессемерование —начал применяться с 1884 г. В настоящее вре­мя конвертера малого бессемерования садкой 1—3 т используются в фасонно-литейных цехах машиностроительных заводов. Преиму­ществами таких агрегатов являются небольшие капиталовложения в их строительство, возможность пуска и остановки в любое вре­мя и получение необходимых для литья небольших порций стали. В последние годы они заменяются электропечами.

Особенности конструкции конвертера (рис. 4.6) заключаются в следующем. Он имеет глухое (без сопел) днище 1, в боковой стенке, примерно на уровне спокойной ванны, расположены в один ряд сопла 2, соединенные с воздушной коробкой 3. Угол наклона сопел и расстояние между ними и поверхностью металла можно регулировать путем отклонения конвертера от вертикального поло­жения на 5—15° в сторону, противоположную фурменной зоне. Футеровка стен и днища выполняется из динасового кирпича.

Высота столба металла над соплами невелика (поверхностная продувка) и поэтому для преодоления ферростатического напора не требуется высокое давление дутья. Избыточное давление дутья в воздушной коробке составляет 0,02—0,05 МПа, т. е. в 4—10 раз меньше, чем в конвертерах с донным дутьем. Рас­ход воздуха составляет около 500 м3/т чугуна, что примерно в 1,5 раза выше, чем при донном дутье. Это обусловлено дожиганием СО в CO2 в полости конвертера.

Удельные потери тепла достигают 10—14 %, что в четыре-пять раз превышает таковые в боль­ших конвертерах, где они составляют лишь 2— 3 % от общего прихода тепла. Для компенсации потерь тепла применяют чугун с повышенным содержанием кремния (1,6—2,5%). Концентра­ция других примесей (0,6—1,3 % Mn; до 0,07 % Р; до 0,04 % S) примерно такая же, как и в бессемеровских чугунах.

Рис. 4.6. Схема конвертера боково­го дутья (малого бессемерования)

При боковой продувке высокая температура металла, необходимая для получения качествен­ного литья, обеспечивается за счет дожигания над ванной СО до CO2 по приведенной ниже ре­акции и повышенного угара железа.

2 {СО} + (O2) = 2{С02}; Atf298 = —557,8 МДж/кмоль O2

Отличительными особенностями процесса малого бессемерова­ния являются: значительная концентрация окислов железа в шла­ке (20—40 %), обусловленная поверхностной продувкой (высоким содержанием CO2 и O2 в отходящих газах); периодическое измене­ние скорости окисления углерода i>c, сопровождающееся подъемом и падением пламени над горловиной соответственно при повыше­нии и снижении Vc (рис. 4.7). В русском варианте малого бессе­мерования, разработанном И. Р. Кряниным, высокая начальная температура чугуна (около 1700 К) и футеровки позволяет про­вести продувку при большой Vc без резких ее изменений, подъемов и падений пламени, сократить длительность операции и потери металла.

W

А — обычный процесс; б — русский вариант

Как и в большом бессемеровании, фосфор и сера не переходят из металла в шлак, так как последний является кислым. По дан­ным И. Р. Крянина, при боковой продувке некоторая часть серы (до 15—20 %) удаляется из металла и шлака в газовую фазу.

Качество стали, продутой сбоку, значительно выше качества ме­талла, полученного при донном воздушном дутье. В металле мало­го бессемерования сравнительно мало неметаллических включений, что обусловлено особой направленностью циркуляционных пото­ков (в верхних горизонтах металла), не вызывающей накопления шлаковой эмульсии в объеме стали.

Второй особенностью качества металла является низкое содер­жание азота [N] = 0,005—0,008 %, что близко к его концентрации в мартеновской стали [N] = 0,003—0,006 % и в три-четыре раза меньше, чем в металле большого бессемерования и томасирова- ния. Сравнительно низкое содержание азота в стали объясняется тем, что струи воздуха проникают в металл на незначительную глубину. Последнее обусловливает малую удельную поверхность контакта струй и пузырей воздуха с металлом SM. r/V\, и небольшое парциальное давление азота в газовой фазе Pn2- Это оказывает существенное влияние на термодинамику и кинетику процесса поглощения азота металлом, скорость которого описывается урав­нением

= — rf[N]/rfT = Pini{/CN [N]}Sm. r/Vm. (4.8)

Имеют значение также и адсорбционные явления. Наличие на га­зовых пузырьках шлаковых (из FeO) и адсорбционных пленок ме­талла, насыщенных кислородом, способствует замедлению массо­переноса азота из газа в металл. При донной продувке эти пленки растворяются в металле за время, меньшее периода всплывания пузырьков азота. При боковой же продувке в связи с малой глу­биной проникновения струй воздуха в металл пузырьки азота всплывают до того, как пленки полностью растворятся в металле, что уменьшает A[N] = U[N]T.

Технико-экономические показатели малого бессемерования ха­рактеризуются следующими данными: садка конвертеров 1—2,5 т и более, расход воздуха около 500 м3/т, угар металла 12—15 %, выход годной стали 84—86 %. Большой угар металла обусловлен высокими [Si] в чугуне и (FeO).

Кислородное дутье в малом бессемеровании имеет следующие преимущества по сравнению с воздушным. При его использова­нии достигается более низкое содержание азота в стали ([N] да да 0,002 %); избыток тепла в ванне, обусловленный устранением расхода тепла на нагрев азота воздуха, позволяет уменьшить со­держание кремния в чугуне и присадки ферросилиция, а также ути­лизировать стальной лом. Недостатком бокового кислородного дутья является низкая стойкость фурм (10—20 плавок). Ее можно повысить, улучшая качество огнеупоров или применяя водяное ох­лаждение.

Расход кислорода достигает 60—70 м3/т стали, длительность продувки ванны вместимостью 1, 2 и 3 т составляет соответственно 8—10, 10—12 и 12—16 мин. На некоторых заводах применяют воз­душное дутье, обогащенное кислородом до 30—40 % O2.

На заводах КНР для производства слитков выплавляют сталь в конвертерах бокового воздушного дутья с основной футеровкой (смолодоломитовый или смолодоломитомагнезитовый кирпич). Наилучшие технико-экономические результаты получены при ис­пользовании конвертеров бокового дутья грушевидной формы — так называемых турбоконвертеров. В последних были достигнуты удовлетворительные показатели плавок при продувке как мало­фосфористых (0,15—0,35 % Р), так и высокофосфористых чугунов

Раннее начало выгорания фосфора позволяет работать без третьего периода (передувки), выплавлять, не науглероживая сталь в ковше, средне — и высокоуглеродистые стали с низким [Р], повы­шать качество стали и снижать угар железа. Процесс малого бес­семерования не получил широкого распространения, так как стой­кость футеровки и производительность малых конвертеров значи­тельно меньше, чем больших.

5.1. история возникновения и развития процесса

Первые полупромышленные опыты по применению технически чистого кислорода для продувки чугуна сверху были проведены в СССР в 1933 г. Позже в нашей стране и за рубежом были по­ставлены эксперименты по продувке чугуна в ковшах техническим кислородом или воздухом, обогащенным кислородом. В 1944 г. на машиностроительном заводе в Мытищах и в 1945 г. на Кузнецком металлургическом заводе провели плавки в конвертерах малой садки с продувкой чугуна через днище технически чистым кисло­родом или дутьем с различной концентрацией в нем кислорода.

Все эти эксперименты показали, что главными преимущества­ми кислородного дутья по сравнению с воздушным является повы­шение качества стали (в первую очередь за счет резкого снижения содержания азота), расширение сортамента применяемых чугунов и возможность использования значительного количества стального лома за счет избытка тепла, обусловленного устранением расхода его на нагревание азота. Однако использовать указанный способ продувки чугуна для массового производства стали не позволяли низкая стойкость керамических трубок при подаче кислорода свер­ху и сильный износ днищ и фурм при донной продувке.

Некоторые исследователи предложили продувать чугун кисло­родом через водоохлаждаемые металлические (медные) трубки. Однако для донной продувки их не применяли из-за опасности взрывов при прогаре сопел. Исследования показали, что металл безопасно продувать сверху через вертикальную водоохлаждаемую стальную фурму с медным наконечником.

161

Создание рациональной конструкции водоохлаждаемой фурмы высокой стойкости способствовало широкому внедрению кислород­но-конвертерного процесса с продувкой сверху в больших агрега­тах в промышленных масштабах. Первые кислородно-конвертерные цехи с продувкой сверху были построены в Австрии на заводах

6 193 в Линце и Донавице в 1952—1953 гг. Так как кислородно-конвер­терный процесс выгодно отличается от воздушных конвертерного и мартеновского, то он был быстро внедрен на заводах ряда промыш — ленно развитых стран. Так, в США, Англии, Франции, ФРГ и Япо­нии доля кислородно-конвертерной стали (в % от общего ее про­изводства) в 1963 г. соответственно достигла 7,8; 6,7; 7,6; 7,8; 38,6, а в 1975 г. 55; 57; 54,5; 60 и 83,4. В странах Европейского экономи­ческого сообщества доля томасовского, мартеновского, электро­сталеплавильного и кислородно-конвертерного процессов в 1960 г. составила соответственно 38; 50; 10 и 2 %, в 1978 г. 1; 7; 20 и 72 % (в том числе в кислородных конвертерах с донной продувкой 7 %)- В настоящее время в этих странах томасовский процесс практиче­ски не применяется, выплавка в мартеновских печах снижена до 3,5 %, в Электропечах она достигает 23, в кислородных конвертерах с донной продувкой 8 и с верхним дутьем 67 %.

За границей кислородно-конвертерный процесс с продувкой сверху называют ЛД процессом. Садка первых кислородных кон­вертеров составляла 25—35 т, в настоящее время она увеличилась до 350—400 т.

На основе проведенных в 1954—1955 гг. в СССР обширных экс­периментов в конвертерах садкой 8—15 т были спроектированы и введены в эксплуатацию первые кислородно-конвертерные цехи на днепропетровском заводе им. Петровского (1956 г.) и на Криворож­ском металлургическом заводе (1957 г.). За прошедшие годы по­строили мощные кислородно-конвертерные цехи с агрегатами сад­кой 130—400 т на НТМК, ждановском им. Ильича, Криворожском, Новолипецком (НЛМЗ), Енакиевском, Челябинском, Западно-Си­бирском (Запсиб), Карагандинском, «Азовсталь», Череповецком и днепровском им. Дзержинского заводах. На некоторых из них дей­ствуют по два цеха (Криворожский, НЛМЗ и Запсиб). В настоя­щее время в СССР доля кислородно-конвертерной стали составля­ет около 30 % от общего производства.

Развитие кислородно-конвертерного процесса в мировом мас­штабе показано на рис. 5.1. Производство стали в бессемеровских конвертерах до 1880 г. было превалирующим (80 % от мирового производства стали), за последующие 20 лет этот процесс частично заменили томасовский и мартеновским. К началу 50-х гг. XX в. бессемеровский процесс почти полностью, а томасовский в значи­тельной степени были вытеснены основным мартеновским (в 1950 г. выплавлено мартеновской основной стали около 80 % от ее миро­вого производства). В 1955—1980 гг. томасовский процесс почти не применяли, намного сократился выпуск стали основным марте­новским способом, значительно увеличилось производство стали электросталеплавильным и особенно кислородно-конвертерным (около 60 % мирового производства) способами.

Такие темпы развития кислородно-конвертерного процесса обу­словлены рядом его преимуществ, которые заключаются в следую­щем:

1. Содержание азота, фосфора, серы и неметаллических вклю­чений в кислородно-конвертерном металле намного ниже, чем в стали, выплавленной с исполь­зованием донного дутья возду­хом, поэтому качество стали по всем показателям выше бессеме­ровской, томасовской и не уступа­ет мартеновской.

2. Конструкция конвертера значительно проще, а производи­тельность выше, чем мартенов­ской печи, поэтому капитальные затраты на строительство кисло­родно-конвертерного цеха значи­тельно меньше, чем мартеновско­го (при одинаковой в обоих слу­чаях годовой выплавке стали).

3. Можно перерабатывать чу — гуны любого состава, в том числе «химически холодные» (с низким содержанием кремния) и высокофосфористые, что расширяет сырь­евую базу для выплавки чугунов.

4. Избыток тепла в ванне позволяет перерабатывать значитель­ные количества стального лома и железной руды и снижать удель­ный расход чугуна (эти показатели кислородно-конвертерного про­цесса лучше, чем воздушных конвертерных, но пока еще уступают показателям мартеновского процесса).

5. Раннее шлакообразование и надежная дефосфорация метал­ла при высоком содержании в нем углерода обеспечивают меньшую окисленность продутого металла, чем при донной продувке возду­хом или дутьем, обогащенным кислородом.

6. Производительность конвертера на один порядок больше, чем мартеновской печи такой же садки; удельная производительность (на единицу садки агрегата) практически не зависит от садки кон­вертера.

7. Значительно облегчена автоматизация управления процес­сом.

Рис. 5.1. Динамика изменения доли различных сталеплавильных процес­сов (Дст. пр, о/о) в общемировом про­изводстве стали:

1 — бессемеровский; 2 — кислый мартенов­ский; 3 — томасовский; 4 — основной мар­теновский; 5 — электросталеплавильный; 6 — кислородно-конвертерный

6*

163

Недостатками кислородно-конвертерного процесса являются: большая интенсивность пылевыделения, что обусловливает необхо­димость сооружения газоочистных установок; значительные поте­ри железа с дымом и иногда с выбросами; недостаточное (при от­сутствии котлов-утилизаторов) использование физического и хими­ческого тепла отходящих газов, содержащих в основном окись углерода; меньшая доля стального лома в металлической шихте и больший удельный расход чугуна по сравнению с этими показате­лями в мартеновском процессе.

5.2. схема конвертера, подвод дутья, общее описание технологии

Конвертер для продувки кислородом сверху (рис. 5.2) в отли­чие от конвертера с нижним дутьем имеет глухое днище, сопла в нем отсутствуют. Кислород подается по водоохлаждаемой фур­ме под давлением от 1 до 1,5 МПа. Интенсивность продувки кис­лородом на тонну садки колеблется от 2 до 6 м3/(т-мин). Удель­ный расход кислорода для окисления примесей металла составля­ет около 50 м3/т, длительность продувки 10—25 мин (чаще 15— 18 мин).

Кислородная фурма (рис. 5.3) состоит из трех концентрически расположенных стальных труб 2, 4, 5, к которым приварен мед­ный наконечник 1. Вода под давлением 0,6—1 МПа подается че­рез патрубок 6 по промежуточной трубе 4, отводится по наружной трубе 2 в патрубок 3. Расход воды составляет 50—125 л/с в зави­симости от размеров наконечника. Кислород поступает по внут­ренней трубе 5 и соплу 7.

Односопловой фурмой с периферийным охлаждением наконеч­ника пользовались до начала 60-х гг. В дальнейшем начали при­менять многосопловые фурмы, в которых сопла расположены в пе­риферийной части. В таких фурмах торец центральной части нако­нечника обычно глухой, кислород чаще всего вводится по трубе 5,

Рис. 5.2. Схема конвертера для продувки Рис. 5.3. Схема односопловой во — кислородом сверху: доохлаждаемой фурмы кислород-

/ — корпус конвертера; 2 — фурма; 3 — горловина ИОГО конвертера 4 — сталевыиускное отверстие; 5 — кислородная струя

А вода подается по щели между трубами 5 я 4. Известны и другие конструкции фурм и методы подачи фаз.

Футеровка кислородного конвертера выполняется в основном из смолодоломитовых кирпичей, что позволяет наводить по ходу процесса основные шлаки, осуществлять дефосфорацию и десуль — фурацию металла.

Плавка в кислородном конвертере при невысоком содержании фосфора в чугуне (до 0,3 %) проводится следующим образом. При наклонном или горизонтальном положении конвертера в него загружают стальной лом и часть извести, заливают чугун; затем переводят конвертер в вертикальное положение, опускают фурму и продувают ванну. Остальную известь вводят порциями через гор­ловину по ходу продувки. Последовательность окисления приме­сей чугуна примерно такая же, как и в томасовском процессе, за исключением окисления фосфора, который в кислородном конвер­тере можно удалить при любом содержании углерода в металле, увеличивая в начале плавки расстояние фурмы от уровня спокой­ной ванны и подбирая оптимальное его значение по ходу процесса. В результате этого окисленность шлака в начальной стадии про­дувки кратковременно повышается, обеспечиваются быстрое раст­ворение в нем извести и дефосфорация металла без передува, т. е. при [С] >0,1 % • В случае недостаточно отработанного автомати­ческого контроля технологии попадание в заданный анализ дости­гается тем, что при [С], немного превышающим заданное (на 0,1—0,2%), поднимают фурму, выключают дутье, переводят кон­вертер в горизонтальное положение, отбирают пробы металла и шлака и замеряют температуру ванны с помощью термопары по­гружения (т. е. проводят промежуточную повалку конвертера). Ожидая анализ, несколько поворачивают конвертер, при этом ста- левыпускное отверстие поднимается выше уровня ванны, затем его разделывают. Получив анализ металла, производят додувку, дли­тельность которой определяется отношением избытка углерода А [С] к известной по данным предыдущих плавок скорости выгорания углерода Vc. При хорошо налаженной технологии плавок и нали­чии автоматического контроля с помощью ЭВМ большинство пла­вок ведут без додувок.

После окончания продувки и отбора проб сталь сливают через отверстие в ковш, а шлак — в чашу. Раскисляют и легируют ме­талл в конвертере и в ковше, чаще всего в последнем.

При высоком содержании фосфора в чугуне в середине плавки сливают промежуточный шлак и наводят второй, иногда использу­ют конечный шлак, часть которого оставляют в конвертере после слива предыдущей плавки. Длительность всего цикла плавки ко­леблется в пределах 30—45 мин.

5.3. шихтовые материалы кислородно-конвертерного

Процесса и требования к ним

Для кислородного процесса в СССР применяют чугун следую­щего состава, %: 3,9—4,3 С; 0,5—1 Si; 0,3—1,7 Mn; 0,03—0,06 S; 0,05—0,15 Р. В зарубежной практике диапазон колебаний содер­жания примесей несколько шире.

Согласно ГОСТ 805—80 различают две марки передельного чугуна П1 и П2 (массовая доля кремния составляет 0,5—0,9 и до 0,5 % соответственно). Каждая марка включает I, II и III группы (массовая доля марганца до 0,5; 0,5—1; 1—1,5 % соответственно), классы А, Б и В (массовая доля фосфора не более 0,1; 0,2; 0,3 % соответственно) и категории I, II, III, IV и V (массовая доля серы не более 0,01; 0,02; 0,03; 0,04; 0,05 % соответственно).

Чугун в заливочных ковшах (миксере) должен содержать, %: 0,7—0,9 Si; 0,6—0,8 Mn; не более 0,035 S; не более 0,3 Р.

Содержание кремния в чугуне влияет на массу двуокиси крем­ния в шлаке Msio2 и шлака Мш. Если в качестве охладителя при­меняется железная руда, то с повышением [SiJ4yr значения Msio2 и Min дополнительно увеличиваются за счет SiO2, вводимого с ру­дой. Это обусловливает рост расхода извести [для обеспечения заданной основности шлака В = (CaO)/(SiO2)], потерь железа со шлаком и выбросами, снижение стойкости футеровки и выхода жидкой стали. При неизменном расходе извести повышение [Si]4yr приводит к снижению В, что ухудшает дефосфорацию и десульфурацию металла.

Если [Si]ниже оптимальной величины, то шлакообразова­ние в начале продувки замедляется, так как скорость растворения извести при низкой температуре шлака и незначительной M(Sio2) мала. В случае тонкого слоя шлака увеличивается время продувки оголенного металла, удлиняется «бесшлаковый период», что спо­собствует заметалливанию и прогару фурм, увеличению пылевыде- ления и выноса капель металла. При небольшой Мш вредные при­меси из металла удаляются хуже. По условиям доменного про­цесса снижение [SiJ4yr косвенно приводит к росту [S]4yr, что обусловлено относительно холодным ходом доменной плавки. Су­ществует оптимальное [Si]4yr, составляющее при охлаждении ван­ны рудой 0,3—0,5 %, а при охлаждении ломом 0,7—0,8 %. В по­следнем случае определенное повышение [SiJ4yT полезно, потому что обеспечивает увеличение доли лома в металлической шихте Мл/Мм. ш (рис. 5.4).

При высоком содержании марганца в чугуне существенно улуч­шаются шлакообразование и десульфурация металла, но усили­вается его угар. Если [MnJ4yr очень низкое, наблюдается заметал — ливание фурм, так как шлака в начале продувки недостаточно. Выплавка маломарганцовистых чугунов весьма экономична. Сово­купная максимальная эффективность в процессах выплавки чугу­на и конвертерной стали достигается при [MnJ4yr = 0,5—0,7 %.

Степень десульфурации металла в кислородном конвертере не превышает 50% (чаще около 30%). Поэтому допустимое содержа­ние серы в чугуне [S]4yr = = 0,04—0,05 %. Для выплав­ки малосернистой стали ([S] ^ 0,015 %) часто при­меняют чугун, обессеренный в ковше гранулированным магнием. По технологии, разработанной и внедренной на крупнейших заводах Юга и Центра СССР Днепропет­ровским научно-исследова­тельским институтом черной металлургии (ИЧМ), ввод магния в количестве 1 кг/т чугуна обеспечивает конеч­ное содержание серы в нем 0,003—0,005 %.

Доменный шлак, находя­щийся на поверхности чугу­на в ковшах, содержит до 1 % S, а при обработке чугу­на известью, содой или маг­нием до 5 % S. Поэтому не­обходимо принимать меры для отделения шлака, так как при по­падании сернистого шлака в миксер и конвертер резко увеличива­ется содержание серы в металле и обесценивается ранее прове­денная десульфурация чугуна в ковше.

Высокое содержание фосфора в чугуне ([Р]чуг > 0,2 %) значи­тельно усложняет технологию плавки. Для получения малофосфо­ристой стали ([Р] =^I 0,02 %) необходимо в середине продувки скачивать шлак и наводить новый, что снижает производитель­ность конвертера, выход жидкой стали и стойкость футеровки. В ряде случаев выплавка чугуна с повышенным [Р] оправдыва­ется необходимостью расширения сырьевой базы доменных печей (используются фосфористые руды) и получением фосфатшлаков для удобрения полей.

Если [PJ4yr ^ 0,15 %, то можно работать без спуска первич­ного шлака, так как даже при сравнительно небольшом коэффи­циенте распределения Lp = (P2Os)/[P] = 100 и количестве шла­ка 10 % от массы металла остаточное [Р] ^ 0,03 %.

27,5 25,0 22,5 20,0 17,5 15,0

12,5

Y / /

.0?

У/

‘ / /

/

\

•ьУ

V/

/

/

/

/

/

/

/

/

/

/

/

OA 0,6

1.0

U 1Л [SiLiX

Рис. 5.4. Влияние содержания кремния в чугуне на долю лома в металлической шихте кислородных конвертеров: [С]кон — конечное содержание углерода в ме­талле

Стальной лом служит дешевым источником железа и охлади­телем ванны. Количество присаживаемого лома определяется из­бытком тепла в ванне и колеблется в пределах 20—30 % от мас­сы чугуна (17—23% от массы металлической шихты). В ломе не должно быть кусков толщиной более 300 мм, цветных металлов, мусора и взрывоопасных материалов, большого количества ржав­чины. Крупные куски следует измельчать, чтобы они не повреж­дали футеровку при загрузке и успевали раствориться в жидком металле до конца продувки. Легковесный лом и стружку необхо­димо, как уже отмечалось, пакетировать, так как при использова­нии непакетированного лома увеличивается время завалки и резко понижается температура ванны в начале продувки из-за быстрого растворения лома в чугуне. Размеры пакетов не должны превы­шать 2000X1000X700 мм при плотности не ниже 1800 кг/м3. Лом частично заменяют металлизованными окатышами, крицей или губ­чатым железом. Их можно вводить (непрерывно или порциями) по ходу плавки без прекращения продувки.

Железная руда, агломерат, окатыши (или брикеты) из руды (или концентрата) и прокатная окалина относятся к сыпучим ох­ладителям — «твердым окислителям». Их можно загружать в кон­вертер без прекращения продувки (цикл сокращается на 5— 10%), они улучшают шлакообразование (окислы железа хорошо растворяют известь), устраняют резкое охлаждение ванны в на­чале плавки (наблюдается при охлаждении ломом, который за­гружается одной порцией), обеспечивают пригар металла в ре­зультате восстановления железа из его окислов.

В то же время сыпучие охладители создают недостаточно по­стоянный охлаждающий эффект (это снижает точность регулиро­вания температуры металла); способствуют бурному течению про­цесса растворения (увеличиваются выбросы и снижается выход жидкой стали); повышают долю чугуна в шихте (растут содержа­ние SiO2 и P2Os в ванне, расход извести и других флюсов, количе­ство шлака, потери железа со шлаком и износ футеровки).

Содержание окислов железа в сыпучих охладителях должно быть высоким, а кремнезема (менее 8%), влаги, серы и мелких фракций — низким. Порошкообразную руду необходимо вдувать в металл, так как при обычном методе ввода она выносится газа­ми из полости конвертера. Окалина, а также изготовленные из высококачественных рудных концентратов агломерат, окатыши и брикеты содержат менее 2,5 % SiO2, поэтому их применяют чаще, чем неподготовленную руду.

Кроме перечисленных выше охладителей, иногда используют известняк и водяной пар. Однако они снижают выход жидкой ста­ли (усиливаются выбросы, и железо не восстанавливается из ох­ладителей) и приводят к некоторому увеличению [Н] (при вводе пара).

В качестве шлакообразующих материалов в кислородно-кон­вертерном процессе применяют известь (иногда известняк), боксит, плавиковый шпат.

Известь оказывает решающее влияние на шлакообразование, дефосфорацию, десульфурацию металла и, в конечном итоге, на его качество. Она должна быть свежеобожженной, содержать ми­нимальное количество серы (не более 0,1 %) и влаги, обладать высокой флюсующей способностью (SiO2 < 3 %). Оптимальные размеры кусков 10—30 мм. Крупные куски медленно растворяют­ся в шлаке, мелкче частицы выносятся при продувке ванны. Наи­высшая реакционная способность извести достигается при мягком обжиге известняка, в результате которого образуется большое ко­личество мелких кристаллов (размером менее 2 мкм) с искажен­ной решеткой. Последнее обеспечивает значительную пористость кусков. При сравнительно высокотемпературном твердом («мерт­вом») обжиге большой длительности пористость извести незначи­тельна, так как сросшиеся кристаллы имеют крупные размеры. Величина потерь при прокаливании должна быть небольшой, по­тому что она характеризует количество недиссоциированного из­вестняка в извести и поглощенной ею влаги из атмосферы и обу­словливает дополнительный расход тепла в ванне. Потери при прокаливании в пределах 3—5 % полезны. В этом случае усили­вается барботаж шлака пузырьками CO2, что способствует луч­шему растрескиванию кусков извести и ускорению ее растворения в шлаке. Высокое качество извести (равномерные состав и струк­тура, большие пористость и реакционная способность) обеспечи­вается при обжиге известняка во вращающихся печах или в агре­гатах кипящего слоя. Минимальное Sii3b достигается при обжиге известняка природным газом, максимальное (0,3 % и более) —• при использовании для обжига кокса, антрацита и не очищенного от серы коксового газа в шахтных печах.

Боксит и плавиковый шпат применяют для ускорения раство­рения окиси кальция в шлаке и уменьшения его вязкости. Главная и ценная составляющая боксита — глинозем (около 50%). Недо­статком боксита является наличие в нем влаги и кремнезема (иног­да выше 20 %). Последний снижает основность шлака и стойкость футеровки. Расход боксита составляет 0,5—1 % от массы метал­лической шихты.

В настоящее время во всех кислородно-конвертерных цехах страны вместо боксита применяют плавиковый шпат (главная со­ставляющая—CaF2), содержащий не более 5 % SiO2. При сравни­тельно малом расходе этого сильнейшего разжижителя шлака (не более 0,3 % от массы металла) известь быстро растворяется и формируется жидкоподвижный, высокоосновной шлак.

Синтетические комплексные шлакообразующие материалы осо­бенно перспективны в кислородно-конвертерном процессе. Они из­готовляются в виде брикетов, окатышей, офлюсованного агломе­рата из порошкообразных смесей рудного концентрата и извести или известняка. Присадка таких материалов, обладающих низкой температурой плавления (ниже 12500C), взамен руды и части из­вести позволяет ускорить шлакообразование, дефосфорацию и де — сульфурацию стали. В практике успешно опробованы брикеты (24—27 % Fe06ub 21—36 % CaO; 2—3 % SiO2) и высокоосновной агломерат (15—25 % CaO; Ca0/’Si02 = 3—7). Исследования по­казали, что применение высокоосновных агломератов и брикетов с высоким содержанием CaO эффективно и при охлаждении пла­вок ломом (расход лома 20—30 кг/т).

К новым перспективным материалам относятся синтетические металлизованные окатыши и агломераты, содержащие CaO и ча­стично восстановленные окислы железа. Они обладают преимуще­ствами лома и сыпучих охладителей — флюсов.

5.4. технология продувки обычного передельного (мартеновкого) чугуна

Томасовская сталь в большинстве случаев малоуглеродистая. Если необходимо получить сталь с [С] ^ 0,1 %, то раскисление сочетают с науглероживанием металла. Томасовский металл нель­зя раскислять в присутствии шлака, так как окисление части вве­денных в ванну Si и Mn, которое происходит в большей степени не в объеме металла, а на границе металл—шлак, сопровождается снижением активности закиси железа в шлаке. В результате фос­фор восстанавливается из шлака в металл, т. е. происходит ре — фосфорация. Во избежание последней шлак перед раскислением плавки сливают в чашу, остатки его в конвертере сгущают из­вестью, затем металл выпускают в ковш, присаживая раскислите — ли на струю стали до появления на ее поверхности шлака.

По сравнению с металлом бессемеровского процесса сталь то — масовской плавки отличается повышенным содержанием неметал­лических включений, кислорода и азота, большей хрупкостью и склонностью к старению. Это обусловлено тем, что при томасиро- вании неизбежен третий период продувки (дефосфорация проте­кает при низком содержании углерода в металле). В конце про­цесса, если [С] незначительно, резко возрастает [О]. Кроме того, в результате небольшой в это время скорости выгорания углерода поглощение азота металлом из воздуха происходит интенсивнее, чем его удаление пузырями СО, что приводит к увеличению со­держания N в стали.

Наиболее эффективные результаты по улучшению качества томасовской стали были получены при использовании для продув­ки ванны смесей кислорода с другими газами или чистого кисло­рода.

Продолжительность продувки и цикла плавки (16—20 и 25— 40 мин) в томасовском процессе значительно больше, чем в бессе­меровском. Поэтому для получения одинаковой годовой произво­дительности число конвертеров в томасовском цехе должно быть больше, чем в бессемеровском.

Производительность томасовского цеха с четырьмя 25-т конвер­терами составляет около 0,5 млн. т в год, а с четырьмя 40-т кон­вертерами 1,5 млн. т в год. Переход на дутье, обогащенное кисло­родом до 30 %, обеспечивает увеличение производительности на 15—20 %. Выход годных слитков составляет 85—88 % к массе чугуна. Расход извести достигает 12—18 %, количество шлака со­ставляет 23—27 % к массе чугуна, чугуна 1,14—1,18 т на 1 т ста­ли, воздуха 350—450 м3/т чугуна. Стойкость футеровки стен кон­вертера 300—400, днищ 25—70 плавок. Расходы по переделу тома­совского чугуна в сталь составляют около 5 руб. на 1 т стали. Как и в бессемеровском процессе, наибольшей статьей себестоимости стали (82—83 %) является стоимость чугуна.

По сравнению с мартеновским переделом фосфористого чугуна томасовский процесс имеет следующие недостатки: весьма малую долю стального лома в металлической шихте (4—9 %), что повы­шает ее стоимость; значительно большее содержание в готовой стали серы, фосфора, азота и неметаллических включений.

4.3. варианты томасирования с применением

Кислорода

В отличие от бессемеровского процесса в томасовском главным источником химического тепла является окисление фосфора. Ме­тодики расчетов количества тепла реакций, используемого на на­грев томасовской и бессемеровской ванн, одинаковы, но в первом случае в приходной части теплового баланса дополнительно учи­тываются теплоты реакций окисления фосфора, образования си­ликатов и фосфатов кальция.

Суммарные реакции окисления элементов в томасовской ванне кислородом воздуха представлены ниже (справа указаны тепло­вые эффекты, МДж/кмоль O2, при T = 298 К):

Si + O2 + 3,76Ш2 + 2СаО = (CaO)2SiO2 3,762N2 + 1001,9;

0,8Р + O2 + 3,762N2 + 1,6СаО = (M(CaO)4P2O3 + 3,762N2 + 878,9;

2Мп + O2 + 3,762N2 = 2МпО + 3,762N2 + 774,2;

2Fe + O2 + 3,762N2 = 2FeO + 3,762N2 + 539,9;

2C + O2 + 3,762N2 = 2C0 + 3,762N2 + 221;

C + O2 + 3,762N2 = CO2 + 3,762N2 + 393,6.

Результаты расчетов удельного количества используемого на нагрев ванны тепла дуд и повышения температуры томасовской ванны AT приведены в табл. 4.3. Определяя qyд, учитывали, что при растворении кремния в железе выделяется тепло АН = = —4350 кДж/кг кремния (на эту величину qyд уменьшается), а при растворении углерода поглощается тепло АН = = -}-1260 кДж/кг С (

Scroll to Top