Статьи | Металлолом — Part 101

По сравнению с периодическим кислородно-конвертерным про­цессом САНД конвертерного типа имеет значительные преиму­щества. Главными из них являются: большая (в два-три раза) производительность агрегата и на одного трудящегося (за счет сов­мещения операций, высоких интенсивности продувки и степени ав­томатизации) ; увеличение выхода жидкого металла (на 2—3 %) в результате уменьшения потерь железа со шлаком, выбросами, вы­носом и дымом; снижение расхода извести и количества основного шлака, что в двух — и трехстадийных САНД достигается спуском кислого шлака, а также регенерацией части основного шлака; со­кращение в 2—2,5 раза расхода огнеупоров (в САНД он составля­ет, по данным ИРСИД, около 2 кг/т стали); вероятное снижение себестоимости стали (около 2—3 руб/т); более высокие стабиль­ность состава и качество стали.

В настоящее время широкое внедрение НСП тормозится из-за недостаточной отработанности ряда элементов конструкции и мето­дов непрерывного контроля.

Поиски оптимальной конструкции САНД продолжаются. По данным ДМЕТИ, оптимальным является двухстадийный НСГ1. Наиболее перспективны и сравнительно хорошо отработаны кон­вертерные САНД, которые в настоящее время близки к промыш­ленному внедрению. К числу еще недостаточно решенных вопросов относятся: обеспечение высокой точности дозирования материалов и реагентов (чугуна, лома, извести), комплексная автоматизация контроля и управления в крупных агрегатах (в том числе непре­рывные измерения температуры и анализы металла), достижение хорошей стойкости футеровки элементов САНД, работающих в наиболее тяжелых условиях; получение кондиционного металла в период перехода от выплавки одной марки стали к производству другой (особенно при значительном различии [С]). Последнего можно достичь, увеличивая расход кислорода (переход на мень­шее [С]) или вдувая порошкообразный карбюризатор в копильник (переход на большее [С]).

Главное технологическое отличие одностадийных НСП — проте­кание процесса рафинирования на уровне конечных содержаний примесей и температуры готовой стали. Наиболее отработан одно­стадийный конвертерный непрерывный процесс, предложенный ИРСИД (рис. 6.10). Агрегат производительностью 20—30 т/ч вве­ден в эксплуатацию в 1971 г. Жидкий чугун из чугуновозного ков­ша 3 поступает в дозатор секторного типа 2 вместимостью 15 т, ус­тановленный на тензометрических весах. С помощью регулятора расхода 1 чугун непрерывно вводят в реакционную ванну (конвер­тер) 12 сифоном (снизу вверх) навстречу потокам кислорода и по­рошкообразной извести, вдуваемым через фурму 5, и охладителей (мелкий скрап, металлизованные окатыши), загружаемых через отверстие 4. Продукты реакционной зоны в виде газошлакометал — лической эмульсии 11 перетекают в отстойную ванну 10, где металл отделяется от шлака 9 и газов, которые выходят через дымоход 6. Нераскисленная сталь с помощью сифона непрерывно поступает в агрегат доводки 7 — канальную индукционную печь вместимостью 45 т с одним индуктором 8 мощностью 800 кВт. В агрегате доводки сталь раскисляют и корректируют [С] путем вдувания порошкооб­разных углеродсодержащих материалов.

image069-8407732

Установка ИРСИД испытывалась в непрерывном режиме более пяти суток. Длительность ее работы определялась стойкостью футе­ровки. Осуществлялся передел низкофосфористых (0,22—0,27 % Р) и высокофосфористых (до 1,8 % Р) чугунов. При выплавке низ­коуглеродистой стали ([С] =0,06 %, [Р] =0,018 %) наблюдались следующие колебания состава стали: Д [С] =±0,01; Д [Р] = ±0,006. Степень дефосфорации и десульфурации металла была достаточно высокой (соответственно 92 и 45 %).

Одностадийная установка ИРСИД-1 имеет значительные тепло­технические преимущества по сравнению с другими установками конвертерного типа, что позволяет при переделе мартеновского чу­гуна переплавлять около 25 °/о лома от массы металлической шихты.

При длительности НСП в установке ИРСИД-1 несколько суток достаточно достоверно оценена стойкость футеровки агрегата. Об­щий расход футеровки при одностадийном рафинировании низко­фосфористого чугуна достигал около 1,4 кг/т жидкого металла, что в 1,5—3 раза меньше, чем в обычном кислородном конвертере. Вы­ход жидкой стали составлял 93—94 % (по железу 96—97 %), т. е. превышал показатель кислородно-конвертерного процесса.

Двухстадийная установка ИРСИД разработана для передела томасовских и природнолегированных чугунов. Конструкция рафи­нировочных агрегатов, футерованных основными огнеупорными ма­териалами, аналогична конструкции агрегата одностадийной уста­новки. Высокофосфористый чугун (1,7 % Р) подают сифоном снизу в первый реактор, где продувают с помощью фурмы смесью кисло­рода с порошкообразной известью. Через отверстие в своде загру­жают охладители (в пересчете на эквивалентное по расходу тепла количество скрапа около 500 кг/т чугуна). Газошлакометалличес — кая эмульсия по разделительному порогу перетекает в отстойную ванну, где разделяются металл и шлак. Металл, содержащий 1,1— 1,2 % С; 0,1—0,2 % P (/м ~ 1530 0C), сквозь отверстие в торцевой стенке отстойной ванны (сифон) перетекает во вторую реакцион­ную ванну агрегата. Шлак с (2 Fe) = 10—11 % и (P2O5) « 16 % удаляется из агрегата самотеком по отверстию в торцевой стенке отстойной ванны. Металл в последующем реакторе вторично обра­батывается кислородом и порошкообразной известью и через от­стойную ванну передается в агрегат доводки с температурой около 1625°С.

Поток шлака [(2 Fe)] « 20 %] направляют из второго агрега­та в отстойную ванну первого агрегата, где при взаимодействии с первичной газошлакометаллической гмульсией частично снижается (FeO) и увеличивается (P2O5).

Стойкость магнезитовой футеровки обеспечила непрерывную работу в реакционных ваннах до 10 суток, в отстойной 1,5 месяца. Средний расход огнеупоров достигал 2 кг/т стали. Расход лома при переделе высокофосфористого чугуна составлял около 50 % массы чугуна (33 % от массы металлошихты).

Низкофосфористая сталь (0,009 % Р) получается даже при пе­реработке фосфористых чугунов. В установившемся режиме в те­чение 90 % времени [С] колебалось в пределах 0,05—0,09 %.

Двухстадийная установка НСП конвертерного типа производи­тельностью 6—8 т/ч (рис. 6.11) разработана ДМЕТИ совместно с ЦНИИЧМ и Всесоюзным научно-исследовательским и проектно — конструкторским институтом металлургического машиностроения (ВНИИМЕТМАШ). В первом агрегате установки, футерованном динасовым кирпичом, удаляют из металла кремний, марганец и значительную часть углерода.» Здесь же охлаждают металл путем ввода металлолома, руды, окатышей. Во втором агрегате, футеро­ванном магнезитом, удаляют фосфор, серу и оставшийся углерод. Шлак наводится с помощью порошкообразных материалов, вду­ваемых струями кислорода. Предусмотрена также непрерывная по­дача во второй агрегат жидких синтетических шлаков, выплавляе­мых в циклоне.

image070-4728769

Рис. 6. 11. Схема двухстадпйной установки ДМЕТИ:

1 — ковш с жидким чугуиом; 2 — приемный желоб; 3 — фурмы для подачи кислорода; 4 — окно для подачи лома; 5 — окио для спуска шлака; 6 — шлакоотделительиая перегородка; 7 — переходной желоб; 8 — фурмы для подачи кислорода и порошкообразной извести; 9 — свод; 10 — выпускной желоб; 11 — сталеразливочный ковш; 12 — отстойная ванна; 13 — окио для удаления дыма; 14 — реакционная ваииа; 15 — разделительный порог

В каждом агрегате имеются две ванны (реакционная и отстой­ная), разделенные порогом, свод с отверстиями для кислородных фурм, окна для удаления дыма и спуска шлака, шлакоотделитель — ная перегородка. В реакционной ванне есть окно для подачи лома и других охладителей. В нее по желобу поступает жидкий чугун, продуваемый кислородом с помощью двух водоохлаждаемых фурм, в эту же ванну подают охладители. Газошлакометаллическая эмульсия перетекает по порогу в отстойную ванну, где разделяются фазы и завершаются реакции между шлаком и металлом. Шлак удаляется самотеком сквозь шлаковыпускное отверстие, а металл через сифон и по желобу поступает во второй агрегат, где закан­чивается рафинирование расплава.

В первом агрегате с кислой футеровкой процессы окисления кремния, марганца и углерода регулируют, изменяя дутьевой ре­жим. В большинстве опытов интенсивность продувки колебалась в пределах 5—14 м3/(т-мин) при усвоении кислорода 90—95 %. Рас­ход динасового кирпича составлял в среднем 0,6 кг/т. Металл ох­лаждали в первой стадии ломом (17—25 % от массы металлической шихты). Расход порошкообразной извести во второй стадии дости­гал 3—6 % от расхода чугуна (при переделе мартеновского чу­гуна). При таком сравнительно небольшом расходе извести получа­ли высокоосновной шлак, содержащий 40—45 % CaO; ~ 10 % SiO2; ~10 % MnO; 3,5 % MgO; 1,5—2,5 % P2O5 и 10—25 % окислов же­леза. Шлак из второго агрегата легко удалялся самотеком и со­держал мало корольков (1—3 %).

В отстойной ванне второго агрегата фактический коэффициент распределения фосфора Lp= (Р205)/[Р] получен в пределах 60— 100. При любом конечном [С] степень дефосфорации и десульфура­ции была равна соответственно 80—95 и 40—60 % при массе жид­кого шлака 6—10 % от массы металла.

Если интенсивность продувки составляла 9—11 м3/(т-мин), ус­воение кислорода достигало 90%, выход жидкой стали 93—94 %, расход футеровки (по балансу MgO) во втором агрегате 2—3 кг/т стали.

Кроме одно — и двухстадийных установок НСП в СССР исследо­ваны трех — и четырехстадийные установки различных институтов (ЦНИИЧМ, ВНИИМЕТМАШ, ДМЕТИ). Основное преимущество многостадийных НСП — возможность селективного окисления при­месей чугуна при наиболее благоприятных термодинамических ус­ловиях. Однако необходимы и оптимальные кинетические условия, которые трудно обеспечить при низкотемпературном ходе первых стадий и торможении окисления углерода.

Качество стали можно повысить, вводя в металл в струе ар­гона твердые порошкообразные шлакообразующиеся материалы, РЗМ, кальцийсодержащие сплавы и их смеси. Так, на одном из крупнейших в нашей стране конвертерных цехов в качестве реа­гентов для внепечного рафинирования стали используют порошко­образный силикокальций, порошкообразные смеси извести и пла­викового шпата (80:20), извести с силикокальцием, плавикового шпата с силикокальцием, извести с плавиковым шпатом и силико­кальцием.

Для плавок, обрабатываемых порошкообразными материалами, используют ковши, футерованные шамотным или основным огне — упором (во втором случае увеличивается степень рафинирования металла).

При выпуске плавок, направляемых на обработку порошкооб­разными реагентами, полностью отсекают конвертерный шлак и в ковш дают смесь извести и плавикового шпата (3—4 кг/т стали). Сталь обрабатывают рафинирующими порошкообразными реаген­тами под слоем жидкого синтетического шлака, который наводят во время выпуска плавки. Расход аргона в 350-т плавках при вду­вании в металл порошкообразных реагентов составляет 40—• 80 м3/ч (концентрация порошка 30—70 кг/м3 аргона). В течение 15 мин в металл вводится порошка от 1 до 4 кг/т стали.

В ряде зарубежных стран широко применяется внепечное ра­финирование стали вдуванием в металл порошков кальция и маг­ния (или их сплавов) в струе аргона. Продувку осуществляют с помощью водоохлаждаемой фурмы, опускаемой почти до дна ков­ша, футерованного основным огнеупором. Описанный метод (в ФРГ он назван CAB процессом) способствует значительному повышению ряда показателей качества стали: при расходе в со­ставе кальций — и магнийсодержащего сплава Ca-J-Mg=I кг/т, SiCa и CaC2 2—3 кг/т стали степень десульфурации металла со­ставляет 0,9 ([S] нач — 0,02%, [S] кон — 0,002 %), [О] кон — 0,0015— 0,003 %. Кроме того, качество стали улучшается в результате сни­жения неметаллических включений и изменений их формы. Обра­зующиеся жидкие алюминаты кальция коалесцируют и легко удаляются из металла, а оставшиеся глобулярные включения алю­минатов кальция при прокатке не деформируются, что обусловли­вает увеличение ударной вязкости готовой стали в три-четыре ра­за (при —50 0C и +50 °С) и относительного сужения поперечного сечения образцов в два-три раза по сравнению с этими показате­лями при обычном методе раскисления.

В последние годы уделяют большое внимание микролегирова­нию и модификации жидкой стали кальцием, РЗМ, ниобием, ва­надием, титаном и алюминием. Это позволяет выплавлять в кис­лородно-конвертерных цехах особокачественную сталь ответствен­ного назначения при высокой производительности. Так, в СССР создана и внедрена в массовое производство (в том числе в кон­вертерных цехах) низколегированная сталь 09Г2ФБ ([С] =0,13 %; [Si] =0,35%; [Mn] = 1,7 %; [Al] =0,02-0,05 %; [Р]=0,020 %; [S] =0,010 %; [Nb] =0,05 %; [V]=0,09%; [N] =0,008 %), пред­назначенная для изготовленных в северном исполнении прямошов — ных газопроводных труб диаметром 1420 мм, эксплуатируемых при давлении 7,5 МПа. Высокая ударная вязкость стали (не ме­нее 0,9 МДж/м2 при t=—15 0C) и необходимый уровень прочности (ств^550 МПа, сгт > 450 МПа) достигнуты микролегированием не­большими добавками ниобия и ванадия.

5.12. контроль и управление

Кислородно-конвертерным процессом

При упрощенном методе контроля кислородно-конвертерного процесса промежуточную повалку конвертера производят, когда норма расхода кислорода почти полностью реализована. В это время отбирают пробы металла и шлака и замеряют температуру ванны термопарой погружения (платино-платинородиевой или вольфрамомолибденовой). Экспрессное определение [С] осуществ­ляют с помощью приборов термо-э. д. с. или карбометров. Для пол­ного экспресс-анализа металла широко применяются квантометры и вакуумные квантометры. В случае необходимости плавки доду- ваются.

Целью всех методов контроля и автоматического управления ходом плавки является получение в конце продувки заданного содержания углерода, фосфора, серы и других примесей, а также оптимальных для стали данной марки температуры, окисленности •и основности шлака. При четком контроле хода плавки обеспечи­ваются повышение качества стали и увеличение производительно­сти конвертера, так как в этом случае сокращается до минимума время повалок и корректировочных операций (додувок, охлажда­ющих добавок, ожидания результатов анализов).

В связи с отсутствием полной информации о шихтовых мате­риалах и наличием колебаний отдельных технологических пара­метров по ходу плавок (так называемых «помех») автоматическая система управления (АСУ) кислородно-конвертерным процессом используется лишь частично, хотя отдельные ее узлы (дозирование присадок сыпучих, регулирование интенсивности продувки и поло­жения фурмы) в ряде цехов работают по заданной программе. В настоящее время АСУ действует в режиме «советчика мастера», т. е. дополняет контроль хода плавки по внешним признакам (вид искр, факела, интенсивность выбросов), времени продувки, опре­деляемом на основе данных предыдущих плавок, показаниям из­мерительных приборов, в частности интегратора кислорода, фик­сирующего расход его с начала плавки.

Шихтовка плавок производится с помощью номограмм, специ­альных линеек, таблиц и на основе результатов предыдущей плав­ки. При таких методах контроля получение заданных химического состава, других показателей процесса и качества стали зависит от опыта ведущего плавку.

В кислородно-конвертерных процессах применяются как стати­ческие, так и динамические системы контроля и автоматизации процесса.

В статических системах используются математические модели, в которых допускается независимость ряда входных параметров от времени, а значения выходных параметров плавки к моменту окон­чания продувки прогнозируются как функции входных без учета ее длительности. Не во всех случаях статические модели достаточ­но обоснованы, так как конечные результаты плавки зависят не только от интегральных и средних значений параметров в начале, по ходу и в конце плавки, но и от интенсивности и времени их из­менения в процессе продувки. Например, на количество окислен­ного углерода наряду с общим расходом кислорода влияет также и интенсивность продувки, от которой зависит коэффициент его использования; зависимость ряда показателей от положения фур­мы Яф определяется не только средним значением Яф, но и изме­нением его во время продувки; состав и физическое состояние ко­нечного шлака, а также содержание фосфора и серы в готовой стали зависят как от интегрального расхода шлакообразующих ма­териалов, так и от времени их присадок и состояния шлака по ходу продувки.

В статических системах применяются аналоговые и цифровые электронно-вычислительные машины (ЭВМ), в которых задается определенная программа (алгоритм), отражающая математичес­кую модель процесса. Для составления последней обычно исполь­зуют данные материального и теплового балансов плавок и реша­ют задачу о необходимых исправлениях по ходу продувки ванны и раскисления (дополнительные добавки, изменения расхода кис­лорода), которые бы обеспечили получение желаемых результатов при заданных начальных условиях. Таким образом, статическая модель процесса практически ничем не отличается от схемы рас­чета шихты и теплового баланса плавки.

В цифровую ЭВМ автоматически или вручную задается инфор­мация о составе чугуна, флюсов, охладителей, стали в конце про­дувки, их температуре, чистоте кислорода, основности конечного шлака, положении фурмы. Машина на основе полученной инфор­мации и алгоритма процесса прогнозирует ход плавки (определя­ет количество чугуна, лома и сыпучих материалов, время их вво­да, расход кислорода на плавку и момент остановки продувки) и дает соответствующие команды.

Достижению высокой эффективности прогнозирования с помо­щью статических систем препятствуют недостаточная точность сведений об исходных параметрах, а также существенные колеба­ния угара железа, потерь металла с выбросами и степени усвое­ния кислорода, зависящие от многих трудноучитываемых физико — химических факторов. Некоторые сведения, являясь точными, по­ступают в АСУ со значительным опозданием: так, химический состав чугуна часто бывает известен только к середине продувки. Кроме того, длительность дозирования, взвешивания и транспор­тировки чугуна и лома может превысить продолжительность плав­ки в два раза и более. Сотрудники кафедры автоматизации метал­лургических процессов Сибирского металлургического института и отделения АСУ конвертерного цеха Запсиба разработали и внед­рили двухступенчатую схему статической управляющей системы (рис. 5.15), сущность которой заключается в следующем. Вначале по имеющейся предварительной информации и данным о прошед­ших плавках определяют общий расход сыпучих материалов и кислорода и его изменение по ходу предстоящей плавки. В это же время заказывают расчетные массы чугуна и лома на одну пла­вку вперед. Затем на основе уточненной и дополнительной инфор-

Г»

U%T)

UP(I,T)

«1

Управляющая Вычислительная машина

1. Формирование информа­ции о технологическом процессе и о производст­венных заданиях

2. Алгоритм программного управления А*

3. Алгоритм корректирую­щего управления А*

Исполнительные системы

4. Дозирование чугуна, лома, на­чальных порций издести и агло­мерата, выбор положения фурмы и интенсивности дутья дначаль­ный период продувки

5. Дозирование дополнительных порции извести, агломерата, бь/Sop положения фурмы и интен­сивности дутья в середине и конце продувки

Конвертерная плавка

I

3

4

Рис. 5.15. Схема двухступенчатого управления кислородно-конвертерным про­цессом:

T — время по ходу продувки; ll*((, t)—программируемый (планируемый’) режим присадок извести, положения фурмы, продувки ванны кислородом и подачи раскислителен в ковш в предстоящем t-м цикле; Z’(i) —оценки начальных и конечных условий (химический состав чугуна, вид лома н др.) предстоящей i-ii плавки; Z(i— I1 t)…Z(C — I, t) —фактическая информация о начальных и конечных значениях н о динамике контролируемых переменных предыдущих I плавок; V (i, t) —корректирующее управление технологией плавки

Мации, полученной по ходу текущей плавки, корректируют про­грамму управления технологией следующей плавки.

Таким образом, недостаток статических систем частично устра­няется путем ввода в программу дополнительной информации, по­лученной на основе результатов предыдущих плавок (или проме-. жуточной повалки), и оценки расхождения между прогнозируемы­ми и Фактически достигнутыми на проведенной плавке показате­лями (температура и состав стали).

В связи с недостатками статических систем все большее рас­пространение получают динамические системы автоматизации, в которых входные и выходные параметры рассматриваются во вре­мени (в динамике). В таких системах, основанных на управлении процессом с обратной связью, кроме начальных параметров ис­пользуется непрерывная информация о ходе плавки, т. е. о теку­щих значениях управляемых параметров. Последние получаются с помощью специальных датчиков, надежность работы которых (в ряде случаев недостаточная) и определяет успешность функцио­нирования системы управления. Динамическая система на основе полученной информации (главным образом о температуре стали и [С]) воздействует на ход процесса (изменяет интенсивность про­дувки, положение фурмы и т. д.), своевременно регулируя темпе­ратуру, скорость окисления примесей и другие параметры и обес­печивая проведение плавки по оптимальному пути.

К числу параметров процесса, особенно важных для контроля, относятся [С], Vc, температура ванны и изменение ее уровня.

В последнее время применяется (обычно в исследовательских целях) непрерывное измерение температуры ванны термопарами, горячий спай которых защищается специальными высокоогнеупор­ными чехлами (из диборида циркония или металлической керами­ки). Огнеупорную пробку с термопарой вставляют в отверстие в кладке конвертера и уплотняют вермикулитом с обмазкой. Нако­нечник термопары устанавливают заподлицо с футеровкой, а уро­вень отверстия подбирают так, чтобы разница показаний данной термопары и термопары погружения была минимальной. При хо­рошем качестве чехлов термопары непрерывного измерения тем­пературы металла служат 10—20 плавок. Однако широкое их ис­пользование в практике пока еще тормозится недостаточной средней стойкостью чехлов и сложностью их быстрой замены.

Перспективным и используемым в практике работы некоторых зарубежных цехов является способ периодического замера темпе­ратуры ванны tB «бомбами» — термопарами одноразового употреб­ления, вводимыми в конвертер по ходу продувки с помощью гиб­кого отгорающего троса.

На некоторых заводах испытывают способ непрерывного заме­ра tB оптическим пирометром, вводимым в конвертер с помощью водоохлаждаемой трубы — фурмы. Пирометр от брызг металла защищают, отдувая их аргоном или азотом.

Для непрерывного контроля [С] на некоторых заводах приме­няют способ динамического баланса углерода, основанный на не­прерывном определении содержания в отходящих газах (в ками­не) СО и CO2 и общего расхода газов в единицу времени. По этим данным и мгновенным балансам рассчитываются массовая ско­рость выгорания углерода, кг/мин,

Vc. м = — dMc Idz = 0,00536УОТХ. г {CO0TX. r + CO20xx. г} (5.18) и содержание углерода в металле в момент времени т

X

[СЬ = лгт([С]0м м, о — 0,536 Votx. г {СО отх. г + CO2 отх. г }dz),

(5.19)

Где К0тх. г — расход отходящих газов, м3/мин; {С0ОТх. г+ +С02отх. г} — содержание СО и CO2 в отходящих газах, % по объему; Мм, о, Мм, х — масса металла в начале продувки и в мо­мент т, кг; [С]о — содержание углерода в металле в начале про­дувки, %.

Эффективность применения данного способа зависит от точно­сти сведений о расходе газов, количестве металла в ванне, а так­же от инерционности и погрешности работы газоанализаторов, со­ответствия результатов анализов среднему составу газов в каждый момент времени.

Для динамического контроля используют также результаты из­мерения давления газов под «куполом» камина и других физичес­ких параметров (акустические явления, электропроводность, ин­тенсивность излучения факела и др.), зависящих от Vc-

Серьезное внимание уделяется изучению изменения интенсив­ности шума по ходу конвертерной плавки, возникающего при ис­течении и взаимодействии струи с ванной, кипении ванны (выде­ление из нее СО), движении потоков отходящих газов через горловину конвертера. Исследованиями установлено, что в опре­деленном диапазоне частот изменения интенсивности шума и ско­рости окисления углерода взаимосвязаны. В другом диапазоне частот интенсивность шума уменьшается по мере подъема газо- шлакометаллической эмульсии и позволяет судить об уровне ван­ны, ходе процесса шлакообразования, начале свертывания шлака (резкое нарастание шума) и усиления выноса, а также о вероят­ности возникновения выбросов (сигнал меньше критического). Контроль процесса плавки, основанный на измерении вибраций конвертера, дает результаты, близкие к полученным при использо­вании акустического метода.

Существенную информацию об уровне ванны и Pc получают при непрерывном контроле температуры воды, охлаждающей фур­му, а также при измерении электропроводности ванны на участ­ке фурма — ванна. В последнем случае четко фиксируется момент приближения уровня ванны к фурме и погружения последней.

За рубежом на некоторых заводах испытывают зондовые мето­ды контроля. С помощью вспомогательной водоохлаждаемой фур­мы в металл вводят пробницу и термопару. Параллельно с изме­рением температуры ванны определяют во время кристаллизации металла в пробнице температуру его ликвидуса и вычисляют [С], которое уточняется экспресс-анализом. Полученные значения [С] и /в служат для предварительной и окончательной корректировки технологического режима. Недостатком зондовых методов являет­ся сравнительная сложность подготовки и смены пробниц и тер­мопар, а также трудность выбора представительного участка ванны для отбора проб и замера tR.

В СССР применяются статические системы автоматического управления процессом. На Запсибе используют комбинированные системы, в которых значения исходных параметров расчленены на базовые составляющие (усреднение величины в интервале 15— 20 плавок) и центрированные (в приращениях к базовым).

В конвертерных цехах страны начато испытание и освоение комплексных динамических систем. Делаются попытки использо­вать ЭВМ для комплексной обработки информации и управления работой всего цеха в целом. Такая комплексная автоматизация является конечной целью многочисленных исследований по изы­сканию эффективных путей управления кислородно-конвертерным процессом. На рис. 5.16 в качестве примера приведена принципи-

image059_0-3774986

Рис. 5.16. Структурная схема управления технологическим процессом:

/—4—автоматические весодозируютцие устройства для чугуна, руды, извести н боксита (плавикового шпата); 5—6— указатель команд на отвес стального лома, твердого и жидко­го раскислителей; 7, 7р — приборы для измерения и автоматического регулирования расхода кислорода; 8,8 р — то же для положения Фурм; 7—Syy — управляющее устройство; 9—10— узлы для измерения температуры металла и горловины конвертера; И — аппаратура для непрерывного измерения содержания углерода в металле (в перспективе); 12, 13, 14 — то же для расхода углерода с отходящими газами, массы выпущенного металла н шлака соот­ветственно; 15—21 — аппаратура для передачи информации из экспресс-лабораторин о со­держании основных элементов в готовой стали, температуре чугуна перед заливкой, чисто­те кислорода соответственно; 22—ручной ввод от диспетчера дополнительной, периодичес­ки изменяющейся информации: 23 — ввод данных с перфокарты; 24 — ввод цифрозасвечнва — ющей информации диспетчеру; 25д — ввод информации иа цифропечатающес устройство;

26 УК—ввод на перфокарточную машину учетных данных для последующей обработки;

27 — связь с другими конвертерами; 28 — связи по управлению вспомогательными участка­ми и по учетным функциям; К — конвертер; ЭЛ — экспресс-лаборатория; ЩД — щит диспет­чера; [ДМ __ щит мастера с цифроуказателямн; УВМ—управляющая вычислительная ма­шина

Альная схема такой АСУ. Технико-экономическая эффективность АСУ в значительной мере определяется надежностью и точностью приборов — датчиков и ЭВМ, их приспособленностью к длитель­ной работе в цехе.

5.13. служба футеровки конвертера

Стойкость огнеупорной футеровки является одним из важней­ших технико-экономических показателей кислородно-конвертерно­го процесса. От этого параметра во многом зависит производитель­ность агрегата и себестоимость стали. Стойкость футеровки колеб­лется в широких пределах (300—1000 плавок и более), достигая при факельном торкретировании 2500 и более плавок.

В СССР для футеровки кислородных конвертеров в качестве главного материала повсеместно применяют смолодоломит, смо­

Износ огнеупоров в кисло­родных конвертерах имеет сло­жный характер и зависит от методов выполнения кладки, качества кирпича и технологии плавки.

Причины износа футеровки по ходу кислородно-конвертер­ного процесса были рассмотре­ны в I разделе. Основной из них является воздействие шла­кометаллической эмульсии. Это подтверждается тем, что

Интенсивнее кладка изнашивается в средних и верхних ее частях, т. е. в зоне шлакового пояса и высокотемпературного факела (рис. 5.17).

По данным многих исследований, наиболее агрессивны по отношению к футеровке окислы железа и кремния. Механизм раз­рушающего действия шлака на футеровку связан с миграцией окислов (FeO, SiO и др.) из шлака через поры в поверхностные слои кирпича.

Методами петрографии и с помощью электронного зонда уста­новлено, что обезуглероженная (рабочая) зона смолодоломито — магнезитового кирпича имеет следующий минералогический состав (в порядке убывания количества составляющих): периклаз, сво­бодная окись кальция, ферритная фаза, трехкальциевый силикат (алит) 3Ca0-Si02, мервинит 3CaO-MgO-2SiO, двухкальциевый силикат 2CaO-SiO, монтичеллит CaO-MgO-SiO2. Обезуглерожен­ная зона огнеупоров может противостоять растворяющему дейст­вию шлака, пока содержание в нем окислов железа не превысит 12—15 %. При большей концентрации окислов железа минераль­ные составляющие огнеупоров растворяются в шлаке почти одно­временно с обезуглероживанием поверхностного слоя и реагиро­ванием коксового остатка с окислами железа. Процесс растворе­ния облегчается как в результате получения легкоплавких ферритов кальция и магния, так и вследствие образования допол­нительных каналов для движения растворителей.

Износ кладки, связанный с коррозионным воздействием шла­ка,— сложный процесс, он состоит из таких стадий: внешнего мас­сопереноса (подвод окислов шлака к поверхности и порам огне­упора и отвод от нее в глубинные слои жидкой фазы продуктов растворения и оплавления огнеупора) и внутреннего.

image060_0-2327765

Рис. 5.17. Характер износа футеровки конвертера при продувке плавок: а — через многосопловуго фурму; б — че­рез односопловую фурму

На протяжении основного времени плавки, когда скорость дви­жения шлака больше критической величины икр, а коэффициент

0,3

20

60

Vc, %С/мин 0,3

OJ

0,2

0,1

0,1

(MgO), % 201

О, г

10

0,1

Го

60

^np

А

; /о

5

Рис. 5.18. Изменение содержания окиси магния в шлаке, ее массы, перешедшей в шлак из футеровки ffi(MgO)$>-T, и скорости окисления углерода во время продувки:

А — 30-т конвертер, периклазопшинелндная футеровка; б—130-т конвертер, смолодоломнто — вая футеровка

Внешнего массопереноса максимален и практически постоянен, из-. нос обожженных и, по-видимому, безобжиговых огнеупоров не за­висит от интенсивности перемешивания (циркуляции) ванны и стадии внешнего массопереноса. Этот важный вывод подтвержда­ется данными о динамике износа огнеупоров (изменения содер­жания MgO в шлаке) по ходу кислородно-конвертерного процесса (рис. 5.18), из которых видно, что между скоростью окисления углерода t»c, определяющей интенсивность перемешивания ванны (скорость движения шлака в ней), и скоростью износа футеровки в ходе плавки отсутствует заметная связь как для обожженных (рис. 5.18, а), так и для безобжиговых на смоляной связке (рис. 5.18,6) огнеупоров.

В конечных шлаках основных мартеновских печей (MgO) =8— 12 %, что в несколько раз выше, чем в конечных шлаках кислород­ных конвертеров, где (MgO) = 1,5—4 %, хотя в первом случае ин­тенсивность кипения и перемешивания ванны значительно меньше. Это связано с большой длительностью мартеновской плавки.

Таким образом, износ футеровки определяется в основном дли­тельностью контакта ее со шлаком, а не скоростью движения по­следнего, Изложенное является теоретическим обоснованием по­ложительного влияния повышения интенсивности продувки Io2 на стойкость футеровки: с ростом Io2 при хорошей организации шла­кообразования интенсивность массопереноса в пограничных слоях шлак — огнеупор почти не увеличивается, а длительность продувки и цикла плавки резко уменьшается. Если в практике интенсифи­кация продувки сопровождается ухудшением шлакообразования, особенно в начальный период, то износ футеровки в единицу вре­мени может увеличиться и эффект влияния Iq2 на стойкость футе­ровки снизится.

Повышению стойкости огнеупорной футеровки способствуют следующие мероприятия:

1. Замена рудьг как охладителя ломом. Обусловливает умень­шение количества шлака, содержания в нем окиси кремния, сред­ней температуры ванны по ходу продувки и количества перегре­тых плавок.

2. Ускорение формирования активного основного шлака. По­зволяет сократить продолжительность агрессивного воздействия окиси кремния на футеровку. Достигается своевременными при­садками оптимального количества плавикового шпата, высокоос­новного агломерата или офлюсованных окатышей.

3. Увеличение интенсивности продувки (один из важнейших технологических резервов повышения стойкости футеровки). Сни­жает длительность продувки и время контакта огнеупоров со шла­ком и высокотемпературным подфурменным факелом.

4. Обогащение шлака окисью магния (до определенного пре­дела) путем ввода MgO в состав шлакообразующих материалов, например доломитизированной извести. Затрудняет массоперенос MgO из огнеупоров в шлак (содержание MgO в шлаке приближа­ется к пределу насыщения) и замедляет миграцию окислов в поры кирпича. Чрезмерное нарастание (MgO) нежелательно, так как затрудняется формирование активного основного шлака.

5. Снижение содержания SiO2 в сыпучих материалах и крем­ния в чугуне (до оптимального предела). Способствует повыше­нию стойкости кладки, так как уменьшается количество легкоплав­ких силикатов в поверхностных слоях кирпичей.

6. Обеспечение окисленности шлаков (особенно конечных) на определенном оптимальном уровне. Необходимость проведения мероприятия связана с двояким действием (FeO) на службу фу­теровки (положительным в смысле ускорения шлакообразования и отрицательным из-за влияния ее миграции в огнеупоры и обра­зования в их поверхностных слоях легкоплавких ферритов). Если (FeO) в конце продувки превышает целесообразный предел (обыч­но 12—14 %), что часто наблюдается при выплавке малоуглероди­стых сталей, то в сочетании с высокой температурой ванны это приводит к значительному снижению стойкости футеровки.

7. Сокращение перерывов между плавками. Приводит к умень­шению окисления графита кирпича и колебаний температуры фу­теровки.

8. Удаление футеровки от зоны струй кислорода и высокотем­пературного факела. Достигается в результате использования кон­вертера грушевидной формы и увеличения его диаметра.

9. Соблюдение оптимального дутьевого режима. Положение фурмы должно обеспечить (FeO), достаточное для интенсивного шлакообразования, но не опасное для стойкости футеровки; при чрезмерно высоком положении фурмы усиливается тепловое воз­действие на кладку высокотемпературного факела и химическое влияние повышенного (FeO). Переход от одноструйных фурм к многоструйным и увеличение угла расхождения струй а обуслов­ливает более равномерное газовыделение в ванне, улучшение шла­

Кообразования, повышение стойкости кладки и изменение харак­тера ее износа (зона интенсивного износа перемещается книзу, см. рис. 5.17,а). Однако образующиеся под струями высокотемпе­ратурные зоны приближаются к кладке, увеличивая вероятность ее локального износа. Поэтому угол а должен быть оптимальным.

10. Обеспечение равномерного ввода извести в ванну не позд­нее 6—7 мин после начала продувки, использование высококаче­ственной извести (СаО«95 %) и повышение основности конеч­ных шлаков до 3,3—3,5.

11. Создание условий для ритмичной работы конвертера (уме­ньшение числа додувок, простоев и перегретых плавок).

12. Улучшение конструкции футеровки и применение факель­ного торкретирования.

5.14. технико-экономические показатели и перспективы развития кислородно-конвертерного процесса

При переделе мартеновского чугуна достигнуты следующие показатели:

Садка конвертеров 130—400 т Продолжительность, мин:

TOC \o «1-3» \h \z продувки 12—30

Цикл плавки 25—50 Годовая производительность цеха, млн. т. слит­ков, имеющего

Три конвертера по 130 т 2,5—4

Три конвертера по 250 т (два по 350 т) 4,5—5

Выход годных слитков 89—91 % Расход материалов и дутья составляет:

Извести, % от металлической шихты 5—9

Стального лома, % от металлической шихты 15—27

Огнеупоров, кг/т годной стали 3—6

Кислорода, м3/т годной стали 50—57 Стойкость футеровки, плавок:

Без торкретирования 200—}000 при факельном торкретировании 800—10 000 Расход по переделу, руб/т 7—10 Производительность труда на одного трудящего­ся, т/г 4500—5000

Кислородно-конвертерный процесс имеет ряд существенных преимуществ по сравнению с современным мартеновским. При использовании первого выше производительность на единицу сад­ки агрегата и на одного трудящегося (на 30—40 %); меньше удельные капитальные затраты на строительство цеха данной производительности с учетом затрат на строительство кислород­ных станций и агрегатов в смежных отраслях (на 5—20 %); зна­чительно ниже удельный расход огнеупоров (в два-три раза) и расходы по переделу (на 20—30 %); экономия средств обуслов­лена высокой производительностью агрегата и отсутствием расхо­да топлива по ходу плавок в кислородно-конвертерном процессе; при равной цене чугуна и лома себестоимость стали ниже марте­новской; легче условия труда персонала, обслуживающего агрега­ты и выполняющего горячие ремонты (в мартеновском производ­стве весьма тяжелыми являются ремонты регенераторов и шлако — виков), значительно меньше выделения окислов азота (в десятки раз) и пыли (при наличии хороших газоочисток) в окружающую среду.

К отрицательным особенностям кислородно-конвертерного пе­редела относятся: ограниченные пока тепловым балансом процес­са возможности повышения доли лома в шихте (по этой причине стоимость металлошихты в конвертерном процессе больше, чем в мартеновском); недостаточное использование химической энергии углерода чугуна (при продувке он окисляется в основном в СО), химического и физического тепла отходящих газов (в кислородно — конвертерном процессе утилизируется в паровых котлах лишь часть тепла отходящих газов; в мартеновской плавке регенериру­ется и рационально используется для процесса около 50 % этого тепла); интенсивное пылеобразование (необходима специальная газоочистка); не всегда достаточно успешное шлакообразование и в отдельных случаях неполное растворение извести в шлаке. Ус­транение отмеченных недостатков является большим резервом повышения эффективности кислородно-конвертерного процесса.

Рост преимуществ и конкурентоспособности кислородно-конвер­терного процесса по сравнению с мартеновским и другими массо­выми способами производства стали может быть в первую очередь обеспечен в результате значительного увеличения доли лома в металлической шихте конвертеров. Повышение доли лома до 45 % уже достигнуто во вращающихся конвертерах благодаря дожига­нию СО до CO2. Известны, как уже отмечалось, и такие методы увеличения удельного количества лома в шихте: предварительный его подогрев газокислородными горелками; применение во время продувки ванны двухъярусных и боковых фурм для дожигания СО в полости конвертера; ввод в ванну углерода и других видов твердого топлива. Подогрев лома позволит также решить задачу его безопасной загрузки после слива чугуна и частичной продув­ки последнего. Перспективным путем создания конвертерного процесса, равноценного мартеновскому по доле перерабатываемо­го лома, без снижения производительности является применение агрегатов с комбинированной (верхней и донной) продувкой.

Неограниченного увеличения доли лома в шихте можно до­биться, используя для его плавления шахтные печи. Однако в них трудно устранить явление «кострения» и подвисания лома.

Успешное решение отмеченных задач позволит ускорить вывод из эксплуатации мартеновских печей. Эти вопросы особенно важ­ны в СССР, где технико-экономические показатели сверхмощных мартеновских печей (тоннажем 500—1000 т) значительно выше, чем за рубежом, что обусловило сравнительно медленную замену мартеновских печей кислородными конвертерами.

В настоящее время наблюдается интенсивное развитие кисло­родного конвертирования и электрометаллургии стали. До 2000 г. мартеновский процесс будет, очевидно, вытеснен кислородно-кон­вертерным (на заводах с полным металлургическим циклом) и электросталеплавильным (в районах скопления металлолома). Одновременно с кислородно-конвертерным процессом, хотя и меньшими темпами, будет развиваться непрерывный сталеплави­льный процесс конвертерного типа, донное кислородное дутье (в защитной углеводородной оболочке), комбинированное верхнее и донное дутье. После 1990 г. вероятно более широкое использо­вание непрерывного сталеплавильного процесса, который по про­изводительности и другим показателям превзойдет современный кислородно-конвертерный передел. Найдут применение и другие новые процессы, например прямое получение жидкой стали из ру­ды, непрерывный переплав металлизованного сырья в электропе­чах и др.

6. ВАРИАНТЫ КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНЫХ

ПРОЦЕССОВ

6.1. продувка высокофосфористых чугунов сверху

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

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

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

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

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

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

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

VP /Vc = -(d[P]!d^)/ — (d[C];dr icon_smile-7764536 = А[Р],’А[С].

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

О

[С,Si,Р, Мп],%

20 W 60 80 Т„р;%

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

image061_1-4454208

1573 1673 1773 1873 Т, К

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

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

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

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

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

6.2. продувка ванадиевых чугунов

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

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

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

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

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

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

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

Из уравнения константы равновесия этой реакции

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

Следует, что

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

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

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

225

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Добиться, чтобы чугун содержал Si=SCO, 5%; Mns^O,4%; Ti45 %, (Mn)/(Fe) >6,5, (Р)/(Мп)^ ^ 0,0035. При продувке высокомарганцовистых чугунов должна быть применена технология, во многом аналогичная используемой в случае передела ванадиевых чугунов и обеспечивающая макси­мальный переход марганца из металла в шлак в начальный период продувки и затем, после отделения высокомарганцовистого шлака от металла, доводку полученного полупродукта до готовой стали.

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

[Mn] + (FeO) = (МпО) 4- [Fe]

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

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

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

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

6.4. продувка хромсодержащих чугунов

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

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

Хром окисляется с образованием хромита железа по следующей реакции:

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

I1-rJ J[Cr] (FeO)

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

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

Равновесные концентрации в металле хрома следует рассчиты­вать по уравнению (6.5). По этому же уравнению можно опреде­лить равновесную ac в конце продувки и повышения парциального давления водорода в контак­тирующих с металлом газах. Так, по данным ИЧМ, заметный рост [Н] наблюдается при [С] ^ 0,25 %:

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

[HJ, см3/Ю0 г 3 5 3-4,5 3,5—7 6-10

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

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

image067_0-9739203

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

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

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

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

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

6.8. новые варианты кислородно-конвертерных

Процессов

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

6.9. непрерывный сталеплавильный процесс

Конвертерного типа

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

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

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

К преимуществам НСГ1 относятся:

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

image068_0-6772319

Рис. 6.9. Структурная схема непрерывного сталеплавильного процесса:

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

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

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

I=l

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

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

Scroll to Top