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 (