Плавка в конверторе с кислородной продувкой

Шихтовые материалы

Основными шихтовыми материалами кислородно-конвертерного процесса являются жидкий чугун, стальной лом, шлакообра-зующие (известь, плавиковый шпат и др.), ферросплавы для раскисления и легирования. Постоянно используется также газообразный кислород.

Жидкий чугун.Состав чугунов, перерабатываемых на разных заводах, изме­няется в широких пределах: 4, 0—4, 8 % С; 0, 1—2, 6 % Мп; 0, 3-2, 0% Si; 0, 02-0, 07% S; < 0, 3 % Р. Однако опыт пока­зал, что для обеспечения высоких технико-экономических показателей процесса содержание составляющих чугуна целе­сообразно ограничивать в определенных узких пределах. Температура жидкого чугуна обычно составляет 1300— 1450 °С. Применять чугун с более низкой температурой не­желательно, так как это ведет к холодному началу продувки и замедлению шлакообразования.

Стальной лом.Стальной лом является охладителем конвертерной плавки, увеличение его расхода экономит чугун, снижая себестои­мость стали. К лому, как и при прочих сталеплавильных процессах, предъявляется требование о недопустимости вы­сокого содержания фосфора, серы, примесей цветных метал­лов и ржавчины. Количество меди и никеля в ломе не должно пре­вышать 0, 21%. Ограничивают максимальный размер кусков лома, поскольку слишком большие куски могут не успевать раствориться в металле за время продувки, а во время за­грузки могут повредить футеровку конвертера. Толщина кус­ков лома не должна превышать 0, 25—0, 35 м, длина — 0, 8 м.

Шлакообразующие.Основные шлакообразующие материалы — это известь и плави­ковый шпат, иногда в качестве шлакообразующих или охлади­телей используют боксит, железную руду, прокатную окалину (Fe₃О₄), агломерат, рудно-известковые окатыши. Известь должна быть свежеобожженной и содержать > 92 % СаО, < 2%SiO₂ и < 0, 05-0, 08 % S. При содержании серы в извести > 0, 1 % возможен переход серы из шлака в металл во время плавки. Куски извести должны иметь размеры от 10 до 50 мм. Применение более мелких кусков извести не до­пускается, так как они будут вынесены из конвертера отхо­дящими газами. Плавиковый шпат — эффективный разжижитель шлака. Он содержит 75—92 % CaF₂, основной примесью является Si0₂. Железная руда, агломерат и окатыши должны содержать не более 8 % Si0₂ и 0, 1 % фосфора и серы (каждого), размер кусков руды должен быть 10—80 мм. Боксит (марка МБ) содержит 28-50% А1₂О_э, 10-20% Si0₂ и 12—25 % Fe₂0₃; обычно в нем также много влаги (10— 20 %), что требует предварительной просушки во избежание внесения в сталь водорода.

Газообразный кислород.Кислород для конвертерного и других цехов производят на сооружаемой в составе металлургического завода кислород­ной станции путем разделения сжиженного воздуха.

На этой установке воздух вначале сжижают путем предва­рительного сжатия компрессором до давления ~ 0, 6 МПа и последующего расширения в детандере, вызывающего охлажде­ние до температур, при которых воздух переходит в жидкое состояние (менее —192 °С). Далее жидкий воздух поступает в блок разделения, где проводят ректификацию — разделение жидкого воздуха на составляющие путем двухкратного посте­пенного испарения; при испарении вначале улетучивается азот (t_кип = -195, 8 °С) и аргон (f = -189, 4 °С) и остается жидкий кислород (t_кип = —183 °С). Повторяя испа­рение, можно добиться необходимой чистоты кислорода.

Полученный газообразный кислород по трубо­проводам подают в конвертерный и другие цехи завода; дав­ление до нужных пределов увеличивают компрессором.

 

Технология плавки

Лом загружают в конвертер совками объемом 20—110 м³; их заполняют ломом в шихтовом отделении цеха и доставляют к конвертерам рельсовыми тележками. Загрузку ведут (рис. 65, а)через отверстие горловины конвертера, опрокидывая совок 3 с помощью полупортальной машины 2, либо мостового крана, либо напольной (перемещающейся по рабочей площадке цеха) машины. Конвертер при загрузке наклонен примерно на 45° с тем, чтобы загружаемые куски лома скользили по фу­теровке, а не падали бы сверху, разрушая ее.

 

1 — газоотвод; 2 — полупортальная загрузочная машина, 3 — совок; 4 — мосто­вой кран; 5 — заливочный ковш; 6 — бункер; 7 — течка; 8 — термопара; 9 — бункер для ферросплавов; 10 — сталеразливочный ковш; Л — шлаковая чаша (ковш)

Рисунок 65. Технологические операции конвертерной, плавки: загрузка лома (а), заливка чугуна (б), начало продувки (в), замер температуры (г), слив металла (д), слив шлака (е).

 

Жидкий чугун заливают (рис. 65, б)в наклоненный кон­вертер через отверстие горловины с помощью мостового кра­на 4 из заливочного ковша 5, который обычно вмещает всю порцию заливаемого чугуна (до 300 т и более). Заливочные ковши с чугуном доставляют к конвертерам из миксерного или переливного отделений.

Для загрузки сыпучих шлакообразующих материалов кон­вертер оборудован индивидуальной автоматизированной сис­темой. Из расположенных над конвертером расходных бунке­ров, где хранится запас материалов, их с помощью электро­вибрационных питателей и весовых дозаторов выдают в про­межуточный бункер б, а из него материалы по наклонной течке (трубе) 7 ссыпаются в конвертер через горловину. При этом система обеспечивает загрузку сыпучих без оста­новки продувки по программе, которая разработана заранее или задается оператором из пульта управления конвертером.

Плавка в кислородном конвертере включает следующие перио­ды.

1. Загрузка лома. Стальной лом в количестве до 25—27 % от массы металлической шихты (при использовании специаль­ных технологических приемов и в большем количестве) заг­ружают в наклоненный конвертер (рис. 92, а) совками. Объем совков достигает 110 м³, его рассчитывают так, чтобы заг­рузка обеспечивалась одним-двумя совками, поскольку при большем числе возрастает длительность загрузки и плавки в целом. Загрузка длится 2—4 мин. Иногда с целью ускорения шлакообразования после загрузки лома или перед ней в кон­вертер вводят часть расходуемой на плавку извести.

2. Заливка чугуна. Жидкий чугун при температуре от 1300 до 1450 °С заливают (рис. 65, б)в наклоненный кон­вертер одним ковшом в течение 2—3 мин.

3. Продувка. После заливки чугуна конвертер поворачи­вают в вертикальное рабочее положение, вводят сверху фур­му и включают подачу кислорода, начиная продувку (рис. 65, в). Фурму в начале продувки для ускорения шла­кообразования устанавливают в повышенном положении (на расстоянии до 4, 8 м от уровня ванны в спокойном состоя­нии), а через 2—4 мин ее опускают до оптимального уровня (1, 0—2, 5 м в зависимости от вместимости конвертера и осо­бенностей технологии).

В течение первой трети длительности продувки в конвер­тер двумя—тремя порциями загружают известь; вместе с пер­вой порцией извести, вводимой после начала продувки, дают плавиковый шпат и иногда другие флюсы (железную руду, окатыши, боксит и др.). Расход извести рассчитывают так, чтобы шлак получался с основностью от 2, 7 до 3, 6; обычно расход составляет 6—8 % от массы стали.

Продувка до получения заданного содержания углерода в металле длится 12—18 мин; она тем больше, чем меньше при­нятая в том или ином цехе интенсивность подачи кислорода в пределах 2, 5—5м³/(т • мин).

В течение продувки протекают следующие основные метал­лургические процессы:

а) окисление составляющих жидкого металла вдуваемым кислородом; окисляется избыточный углерод, а также весь кремний, около 70 % марганца и немного (1—2 %) железа. Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного С0₂) удаляются из конвертера через горловину (отходящие конвертерные газы), другие оксиды переходят в шлак;

б)шлакообразование. С первых секунд продувки начинает
формироваться основной шлак из продуктов окисления составляющих металла (Si0₂, МnО, FeO, Fe₂0₃) и растворяющейся в них извести (СаО), а также из оксидов, вносимых миксерным шлаком, ржавчиной стального лома и растворяющейсяфутеровкой. Основность шлака по ходу продувки возрастаетпо мере растворения извести, достигая 2, 7—3, 6;

в)дефосфорация и десульфурация. В образующийся основной шлак удаляется часть содержащихся в шихте вредныхпримесей — большая часть (до 90 %) фосфора и немного (до30%) серы;

г)нагрев металла до требуемой перед выпуском температуры (1600—1660 °С) за счет тепла, выделяющегося при протекании экзотермических реакций окисления составляющих жидкого металла;

д)расплавление стального лома за счет тепла экзотермических реакций окисления; обычно оно заканчивается втечение первых 2/3 длительности продувки;

е)побочный и нежелательный процесс испарения железа в
иодфурменной зоне из-за высоких здесь температур (2000—2600 °С) и уносокисляющихся паров отходящими из конвертера газами, что вызывает потери
железа и требует очистки конвертерных газов от пыли.

4. Отбор проб, замер температуры, ожидание анализа, корректировка. Продувку необходимо закончить в тот мо­мент, когда углерод будет окислен до нужного в выплавляе­мой марке стали содержания; к этому времени металл должен быть нагрет до требуемой температуры, а фосфор и сера удалены до допустимых для данной марки стали пределов.

Момент окончания продувки, примерно соответствующий требуемому содержанию углерода в металле, определяют по количеству израсходованного кислорода, по длительности продувки, по показаниям ЭВМ. Окончив продувку, из конвер­тера выводят фурму, а конвертер поворачивают в горизон­тальное положение. Через горловину конвертера отбирают пробу металла, посылая ее на анализ, и замеряют темпера­туру термопарой погружения (рис. 65, г).Если по резуль­татам анализа и замера температуры параметры металла соответствуют заданным, плавку выпускают. В случае не­соответствия проводят корректирующие операции: при избы­точном содержании углерода проводят кратковременную до-дувку для его окисления; при недостаточной температуре делают додувку при повышенном положении фурмы, что вызы­вает окисление железа с выделением тепла, нагревающего ванну; при излишне высокой температуре в конвертер вводят охладители — легковесный лом, руду, известняк, известь и т.п., делая выдержку после их ввода в течение 3—4 мин. По окончании корректировочных операций плавку выпускают.

На отбор и анализ проб затрачивается 2—3 мин; коррек­тировочные операции вызывают дополнительные простои кон­вертера и поэтому нежелательны.

5. Выпуск. Металл выпускают в сталеразливочный ковш через летку без шлака; это достигается благодаря тому, что в наклоненном конвертере, (рис. 65, д, )у летки рас­полагается более тяжелый металл, препятствующий попаданию в нее находящегося сверху шлака. Такой выпуск исключает перемешивание металла со шлаком в ковше и переход из шла­ка в металл фосфора и FeO. Выпуск длится 3—7 мин. В процессе выпуска в ковш из бункеров 9 вводят ферро­сплавы для раскисления и легирования. При этом в старых цехах загружают все ферросплавы так, чтобы обеспечивалось раскисление и получение в стали требуемого содержания вводимых элементов (Мn и Si, а в легированных сталях и других элементов). В конце выпуска в ковш попадает немно­го (1—2 %) шлака, который предохраняет металл от быстрого охлаждения. В новых цехах, где проводят внепечную обра­ботку, в ковш вводят сплавы, содержащие слабоокисляющиеся элементы (Мn, Сr и иногда Si), после чего ковш транспор­тируют на установку внепечной обработки, где в процессе усредняющей продувки аргоном вводят элементы, обладающие высоким сродством к кислороду (Si, Al, Ti, Са и др.), что уменьшает их угар. В этом случае в момент слива из кон­вертера последних порций металла делают " отсечку" шлака, препятствуя попаданию в ковш конвертерного шлака, содер­жащего фосфор, который может переходить в металл, и окси­ды железа, которые будут окислять вводимые в металл в процессе внепечной обработки элементы. В ковше для защиты металла от охлаждения и окисления создают шлаковый пок­ров, загружая, например, гранулированный доменный шлак, вермикулит, известь с плавиковым шпатом.

6. Слив шлака (рис. 65, е)в шлаковый ковш (чашу) 11 ведут через горловину, наклоняя конвертер в противо­положную от летки сторону (слив через летку недопустим, так как шлак будет растворять футеровку летки). Слив шлака длится 2—3 мин. Общая продолжительность плавки в 100—350-т конвертерах составляет 40—50 мин.

 

Дутьевой режим

Сталью называют деформируемый (ковкий) сплав железа с уг­леродом и другими примесями. Получение железа в чистом виде представляет собой трудоемкий и дорогостоящий про­цесс. Механические свойства, в частности прочность, чис­того железа ниже свойств сплавов железа. В чистом виде железо — материал дорогой, его используют для специальных целей. Обычно в технике и в быту используют сталь. Значе­ние черных металлов вообще и стали в частности в народном хозяйстве огромно. Без использования стали не могли бы развиваться ни горная промышленность, ни транспорт, ни машиностроение, ни сельское хозяйство. За последние 60— 100 лет во много раз увеличилось производство цветных ме­таллов, особенно алюминия, однако доля черных металлов в мировом производстве продолжает оставаться преобладающей и почти неизменной — около 95 % от общего производства Металлов. В течение многих лет уровень экономической мощи того или иного государства определялся в первую очередь количеством выплавленной стали. При этом основную массу составляли так называемые рядовые марки стали; доля ка­чественных и высококачественных марок была невелика.

Настоящий период развития металлургии характеризуется коренным изменением как масштабов производства качествен­ной и высококачественной стали и доли ее в общем произ­водстве, так и методов ее получения. Это связано с рядом обстоятельств: 1) для производства стали требуются: добы­ча и обогащение железной руды, добыча угля и получение из него кокса, добыча добавочных материалов, сооружение ме­таллургических заводов, что связано с огромными и все возрастающими (в связи с истощением запасов богатых руд и Дефицитом коксующихся углей) затратами материальных, энергетических и трудовых ресурсов; 2) развитие техники позволяет непрерывно повышать эффективность металлурги­ческого производства, т.е. из того же количества руды и угля получать все большее количество металлоизделий; 3) непрерывное и осуществляемое все возрастающими темпами перевооружение промышленности связано с выводом из строя устаревшего оборудования и соответственно с получением большого количества металлолома; металлолом (а не желез­ная руда) все в большей мере становится основным сырьем для производства стали (это относится прежде всего к раз­витым в промышленном отношении странам — странам с боль­шой " металлоемкостью" народного хозяйства); 4) высокие требования к качеству стали привели к разработке новых технологий, что существенно изменило в последние годы по­ложение дел в сталеплавильной промышленности. Требования новых отраслей техники к качеству многих марок стали рез­ко возросли 20—30 лет тому назад и продолжают возрастать. Это привело к увеличению масштабов производства стали и сплавов, содержащих ничтожно малое количество газов, не­металлических включений и других нежелательных примесей, однородных по свойствам. Были разработаны новые способы обработки металла как в самом агрегате, так и вне его. Возможность получения стали с гарантированно низким со­держанием вредных примесей при минимальном развитии лик­вации обеспечивает возможность роста промышленного произ­водства без увеличения количества выплавляемой стали.

Все это вместе взятое явилось причиной новой ситуации в промышленности, при которой масштабы выплавки стали уже не характеризуют промышленную мощь. Главными становятся высокое качество, чистота и надежность металлопродукции. Неизбежное при этом усложнение технологии оправдывается достигаемым результатом. Поясним это следующим расчетом. При работе по традиционной технологии, существовавшей 20-30 лет тому назад, из каждых 100 млн т выплавленной и разлитой в слитки стали получают ~ 75 млн т проката, из которого в свою очередь получают ~ 60 млн т изделий. Из-за отсутствия уверенности в высоком качестве металла, отсутствии в нем вредных примесей, возможной их ликвации, отсутствии местных нарушений сплошности металла (пузырей, включений, трещин и т.д.) конструктор закладывает в кон­струкцию запас прочности (в зависимости от характера наг­рузки от 1, 5 до 3, 0). Если принять этот коэффициент рав­ным 2, то оказывается, что эффективно используется лишь 30 млн т из каждых 100 млн т выплавленной стали.

При использовании непрерывной разливки вместо тради­ционных способов выход проката повышается до 95-97 %; замена сортового проката (и обработки на металлорежущих станках) прокатом сложных профилей и листовым прокатом с последующей сваркой и штамповкой позволяет довести массу изделий до 80—85%. Получение стали с гарантированно низ­ким содержанием вредных примесей исключает основную при­чину ликвации, газовых пузырей, трещин, расслоя и т.п. и позволяет приблизить коэффициент запаса к 1. В результате (учитывая все сказанное выше) оказывается, что из каждых 100 млн т эффективно используются не 30 млн т, а 60— 70 млн т. В связи с этим вопросы качества получаемой ста­ли, чистой от нежелательных включений и газов, приобрета­ют первостепенную важность.

Вся история металлургии характеризуется непрерывным совершенствованием технологии. Условно процесс непрерыв­ного совершенствования методов и технологии производства стали можно разделить на ряд этапов.

Первый этап. Прямое получение железа из руды. Получе­ние железа непосредственно из руды — наиболее древний способ производства железа. В глубокой древности железо получали восстановлением его из руды в примитивных гор­нах. Поскольку в этом процессе использовался неподогретый воздух (сырое дутье), способ получил название сыродутно­го. Сущность сыродутного способа получения железа заклю­чается в следующем: в горн загружают древесный уголь и железную руду; уголь разжигают и начинают подавать дутье; по мере сгорания и оседания угля руда опускается, подвер­гаясь непрерывному контакту с восстановительными газами и раскаленным углем и постепенно при этом восстанавливаясь. Расчетная температура горения угля в холодном воздухе с нормальной влажностью ~ 1400 °С. Учитывая неизбежные по­тери тепла, можно предполагать, что температура процесса составляла 1300-1350 °С. При таких температурах шлак об­разовывался в жидком виде. Поскольку шлак в основном со­стоял из оксидов железа, то значительная часть железа ру­ды переходила в шлак и терялась и только 2/3 восстанавли­валось до железа. В результате процесса получали раска­ленный ком (крицу) восстановленного железа (с прожилками шлака), который вытаскивали из горна и обрабатывали под молотами, уплотняя крицу и выдавливая из нее шлак. Состав металла зависел от состава пустой породы руды, а также от температуры процесса и продолжительности пребывания крицы в горне.

Существовало много разновидностей сыродутного процес­са, причем в некоторых установках получали за одну опера­цию, длившуюся 6—7 ч, до 200 кг железа. Недостатки сыро­дутного способа производства (малая производительность, большой расход топлива, значительные потери железа со шлаком, высокая трудоемкость процесса и низкое качество металла) определили повсеместное исчезновение этого спо­соба к концу XIX в. (в XX в. сыродутные горны еще можно было встретить в Африке).

Второй этап. Получение кричного (сварочного) железа из чугуна. По мере усовершенствования сыродутного процесса горны строили большей вместимости, более высокими, подачу дутья интенсифицировали, что приводило к повышению темпе­ратуры в горне и к более продолжительному пребыванию ших­товых материалов в зоне высоких температур. В результате в ряде случаев происходило заметное науглероживание желе­за; в этом случае продуктом процесса оказывалось не низ­коуглеродистое губчатое железо, а высокоуглеродистое, т.е. чугун. Поскольку чугун не обладает пластическими свойствами, то его считали нежелательным продуктом и вы­брасывали. Позже было замечено, что при загрузке в горн чугуна вместо железной руды (или при оставлении в горне высокоуглеродистой крицы и продолжении операции) также получается низкоуглеродистая железная крица. Такой дву-стадийный процесс (вначале получение чугуна, а потом по­лучение из чугуна низкоуглеродистого металла) оказался более производительным. Так возник более совершенный спо­соб получения железа — так называемый кричный процесс. Дата появления кричного процесса, так же как сыродутного, неизвестна, но уже в XII—XIII вв. кричный способ был распространен.

Сущность кричного способа переработки чугуна в железо и сталь заключается в расплавлении чугуна в горне на дре­весном угле и окислении углерода, кремния, марганца и других примесей кислородом дутья и действием шлаков, бо­гатых оксидами железа.

Взаимодействие кислородных струй с ванной. Перемешивание ванны, возникающее при продувке в результате воздействия кислородных струй и потока выделяющихся из ванны пузырь­ков окиси углерода, интенсифицирует массо- и теплообмен, ускоряя процессы окисления, рафинирования и нагрева ме­талла и расплавления стального лома.

Характер взаимодействия кислородных струй с ванной и возникающей при этом циркуляции металла показан на рисунке 66. Под соплами фурмы расположены направленные вниз высокоскоростные потоки кислорода с увлекаемыми в них каплями металла; это первичные реакционные зоны, где весь кислород расходуется на окисление железа. По границам первичной зоны вследствие высокой концентрации кислорода окисляется много углерода с образованием СО и формируется мощный поток всплывающих пузы­рей СО, увлекающих за собой металл, поэтому ииркуляционные потоки направлены здесь вверх.

Поскольку контур циркуляции должен быть замкнутым, у сте­нок конвертера металл движется вниз. Выше зоны циркуляции металл и шлак перемешиваются всплывающими пузырями СО. Под первичными реакционными зонами, где всплывание пузы­рей СО затруднено, периодически формируются крупные газо­вые полости 4.Их объем при движении вверх возрастает в результате поглощения встречных пузырей СО, и при выходе крупных газовых объемов из ванны образуются всплески ме­талла и шлака.

 

1— зона продувки (прямого окисления), 2- зона циркуляции, 3 — пузыри СО, 4 — крупные газовые полости, 5 — металл, 6 — шлак

Рисунок 66.Структура ванны при продувке сверху.

 

Уровень ванны изменяется по ходу продувки. В начале и конце продувки, когда скорость окисления углерода невели­ка, т.е. образуется мало пузырей СО, металл вспенивается незначительно, и фурма находится над ванной (рис. 56, а). В середине продувки, когда скорость обезуглероживания сильно возрастает, большое количество выделяющихся пузы­рей СО вспенивают верхнюю часть ванны, и фурма оказыва­ется погруженной в газошлакометаллическую эмульсию (рис. 66), а уровень ванны может достигать верха горлови­ны конвертера. В этот период могут возникать выбросы.

 

Шлаковый режим

Основные источники шлакообразования - это загружаемая в конвертер известь (СаО) и продукты окисления составляю­щих чугуна (SiО₂, МnО, FeO, Fe₂О₃, P₂O_s). Это также окси­ды растворяющейся футеровки (СаО, MgO); некоторое коли­чество миксерного шлака (SiО₂, СаО, МnО, MgO, FeO, А1₂О_э, S); оксиды железа из ржавчины стального лома и составляю­щие флюсов. Обычно флюсом служит плавиковый шпат, внося­щий CaF₂ и немного SiO₂; иногда применяют боксит (Al₂О₃, SiО₂, Fe₂О₃) железную руду или агломерат либо окатыши, вносящие оксиды железа и немного SiО₂ и А1₂О₃; флюорито-вые руды (CaF₂); различные отходы производств.

Требования к шлаку. Шлаковый режим должен прежде всего обеспечить достаточно полное удаление фосфора и серы из металла во время продувки. С этой целью основность шлака должна быть достаточно высокой (от 2, 7 до 3, 6), а вяз­кость невелика, так как в густых шлаках замедляются про­цессы диффузии компонентов, участвующих в реакциях дефос-форации и десульфурации. При чрезмерно большой основности (3, 7 и более) шлак начинает переходить в гетерогенное состояние; при недостаточной основности, т.е. повышенном содержании в шлаке Si0₂, помимо ухудшения удаления фосфо­ра и серы усиливается разъедание шлаком футеровки. Износ футеровки существенно усиливается при чрезмерной жидко-подвижности шлака и особенно при повышенном содержании в нем оксидов железа, которые окисляют коксовую пленку огнеупора и образуют легкоплавкие соединения с его сос­тавляющими (СаО и MgO). Увеличение количества шлака и его чрезмерная окислен­ность способствуют появлению выбросов и ведут к росту по­терь железа со сливаемым шлаком в виде окислов. Повышение окисленности шлака вызывает также увеличение угара рас­кислителей. При слишком густом шлаке и повышенном его ко­личестве возрастают потери железа со шлаком в виде ко­рольков; повышение его количества вызывает также рост по­терь тепла со сливаемым шлаком.

Формирование шлака. В связи с кратковременностью про­дувки чрезвычайно важно обеспечить как можно более раннее формирование шлака, в противном случае из-за недостаточ­ного времени контакта металла со шлаком не успеют завер­шиться дефосфорация и десульфурация. Кроме того, при про дувке без шлака наблюдается повышенный вынос капель ме­талла с отходящими газами и образование на фурме настылей металла.

Формирование основного шлака сводится к растворению загружаемой в конвертер кусковой извести в образующейся с первых секунд продувки жидкой шлаковой фазе — продуктах окисления составляющих чугуна (Si0₂, МпО, FeO). Известь тугоплавка (температура плавления СаО составляет 2570 °С), поэтому для ее растворения необходимо взаимо­действие СаО с окислами окружающей шлаковой фазы с обра­зованием легкоплавких химических соединений, которые рас­плавлялись бы при температурах конвертерной ванны.

Практика показала, что без принятия специальных мер растворение извести происходит медленно. Это объясняется тем, что в образующейся в первые секунды продувки шлако­вой фазе содержится большое количество Si0₂ и, реагируя с этим оксидом, куски извести покрываются тугоплавкой обо­лочкой из двухкальциевого силиката 2СаО • Si0₂ (темпера­тура плавления 2130 °С), препятствующей дальнейшему раст­ворению. Поэтому необходимо добавлять компоненты, пони­жающие температуру плавления этого силиката, а также самой извести.

Наиболее эффективны в этом отношении CaF₂ и оксиды же­леза, в несколько меньшей степени МпО. С учетом изложен­ного в конвертер в начале продувки обычно присаживают плавиковый шпат (CaF₂), а обогащение шлака окислами желе­за достигают, начиная продувку при повышенном положении фурмы, и иногда за счет присадок железной руды, агломера­та, окатышей, боксита.

Шлаковыйрежим.Продувку с целью обогащения шлака ок­сидами железа начинают при повышенном положении фурмы. После начала продувки в конвертер вводят первую порцию шлакообразующих — часть извести и плавиковый шпат и иног­да вместо него агломерат, окатыши, железную руду, боксит и др. Остальную известь загружают одной или несколькими порциями в течение первой трети длительности продувки. Иногда с целью ускорения шлакообразования до 30—60 % из­вести вводят в конвертер на стальной лом перед заливкой чугуна, а остальную — по описанному выше режиму. Загрузку шлакообразующих одной порцией не делают, так как это вы­зывает охлаждение ванны, слипание кусков извести и замед­ление шлакообразования.

Общий расход извести составляет 6—8 % от массы плавки; его определяют расчетом так, чтобы обеспечивалась требуе­мая основность шлака (CaO/SiО₂ = 2, 7—3, 6). Расход плави­кового шпата составляет 0, 15—0, 3 % и иногда более.

Шлаковая фаза начинает формироваться с первых секунд продувки, вначале она состоит из продуктов окисления сос­тавляющих жидкого чугуна; дальнейшее изменение состава шлака по ходу продувки показано на рисунке 67.

Рисунок 67. Влияние времени продувки кислородом на измерении содержания компонентов в шлаке.

 

В результате растворения извести содержание СаО в шлаке возрастает, а содержание Si0₂, МnО и FeO снижается. Заметно уменьшается содержание FeO в период наиболее интенсивного окисления углерода (середина продувки), когда сильное развитие по­лучает реакция окисления углерода за счет окислов железа шлака. В конце продувки, когда углерода в металле мало, начинает окисляться железо и содержание FeO в шлаках воз­растает, причем тем значительнее, чем до более низкого содержания углерода в металле ведут продувку. Состав конечного шлака следующий: 43—52 % СаО; 14—22 % SiО₂; 8-25% FeO; 2-6% Fe₂О₃; 3-12% МnО; 3-7% Al₂0₃, 1, 5-4% MgO; 0, 5-4, 0% P₂O₅; < 3 % CaF₂; < 1 % CaS.

 

Раскисление и легирование стали

 

Раскисление кислородно-конвертерной стали производят осаждающим методом в ковше во время выпуска. В конвертер раскислители не вводят во избежание их большого угара. Спокойные стали обычно раскисляют марганцем, кремнием и алюминием, на отдельных марках стали дополнительно при­меняют титан, кальций и другие сильные раскислители. Ки­пящую сталь раскисляют одним марганцем. В старых цехах, не имеющих установок внепечной обра­ботки, в ковш при выпуске вводят все раскислители, обычно начиная с более слабых (обладающих меньшим химическим сродством к кислороду), а затем вводят более сильные, что уменьшает их угар. Последовательность ввода в ковш широко применяемых сплавов-раскислителей следующая: вначале вво­дят ферромарганец или силикомарганец, затем ферросилиций и в последнюю очередь алюминий. Кипящую сталь раскисляют одним ферромарганцем. Подачу раскислителей начинают после наполнения ковша жидким металлом примерно на 1/4—1/3, а заканчивают, когда заполнен металлом на 2/3, что позво­ляет избежать попадания раскислителей в шлак и их повы­шенного угара. Количество марганца и кремния, вводимых в металл, рассчитывают так, чтобы обеспечивалось не только раскисление, но и получение требуемого в данной марке стали содержания этих элементов. Определяя расход раскис­лителей, учитывают, что при раскислении спокойной стали и введении раскислителей в ковш их угар составляет: марган­ца 10—25 %, кремния 15—25 %. При раскислении кипящей ста­ли угар марганца равен 20—35 %. Расход алюминия на рас­кисление в зависимости от содержания углерода в выплав­ляемой стали составляет 0, 15—1, 20 кг на 1т стали, увели­чиваясь при снижении содержания углерода; большая часть вводимого алюминия (60—90 %) угорает. Попадающий в ковш в конце выпуска металла конвертерный шлак на многих заводах загущают присадками извести или доломита, чтобы уменьшить окисление вводимых в ковш добавок оксидами железа шлака и восстановление из шлака фосфора. В современных конвертерных цехах, оборудованных уста­новками доводки жидкой стали в ковше, при выпуске металла в ковш вводят лишь часть раскислителей — преимущественно слабоокисляющиеся, т.е. имеющие не очень высокое сродство к кислороду (ферромарганец, силикомарганец и реже ферро­силиций). Чтобы исключить попадание в ковш содержащего фосфор и оксиды железа конвертерного шлака, в конце вы­пуска делают его отсечку, а в ковш загружают материалы (гранулированный доменный шлак, вермикулит, смесь извести и плавикового шпата и др.) для создания шлакового покро­ва, предохраняющего поверхность металла от окисления и охлаждения. Затем ковш транспортируют на установку доводки стали, где в процессе перемешивающей продувки аргоном в металл вводят ферросилиций, алюминий и при необходимости другие сильные раскислители; по результатам анализа отбираемых при внепечной обработке проб проводят корректировку со­держания кремния и марганца в металле, что обеспечивает гарантированное получение заданного состава стали. Для лучшего усвоения алюминия желателен его ввод в объем ме­талла с помощью погружаемой шгганаги или в виде проволоки, подаваемой в ковш сверху с большой скоростью с помощью трайб-аппарата.

Выплавка легированных сталей в кислородных конвертерах сопряжена со значительными трудностями, поскольку боль­шинство легирующих элементов нельзя вводить в конвертер из-за возможности их полного или частичного окисления, а в случае ввода в ковш количество добавок ограничено, так как возможно чрезмерное охлаждение жидкой стали и нерав­номерное распределение вводимых элементов в объеме жид­кого металла. Не представляет сложности легирование лишь теми элементами, у которых химическое сродство к кислоро­ду меньше, чем у железа, и которые при введении в конвер­тер не окисляются (никель, медь, молибден, кобальт); их чаще всего вводят в конвертер в составе шихты. Легирова­ние другими элементами осуществляют в ковше следующими методами.

Легирование твердыми ферросплавами - наиболее широ­ко применяемый и простой метод. В цехах, где нет устано­вок внепечной обработки стали, все легирующие вводят в ковш во время выпуска металла. При этом ферросплавы с элементами, обладающими высоким химическим сродством к кислороду (Ti, Zr, Са, Се и т.д.), а также с ванадием и ниобием вводят в ковш после дачи всех раскислителей. Час­то применяемый для легирования хром вводят иногда в виде феррохрома, но лучше использовать экзотермический ферро­хром, растворение которого в жидком металле идет без за­траты тепла, или силикохром, более легкоплавкий, чем фер­рохром, и требующий меньших затрат тепла на растворение. Определяя расход ферросплавов, учитывают, что часть легирующих элементов угорает (окисляется и испаряется). Величину угара каждого элемента, которая тем выше, чем выше сродство элемента к кислороду, определяют опытным путем, обобщая результаты ранее проведенных плавок. Из-за возможного охлаждения жидкой стали и неравномер­ного при этом распределения элементов количество вводимых добавок ограничено и этим' методом получают низколегиро­ванные стали с общим содержанием легирующих элементов не выше 2-3%. В цехах с установками внепечной обработки (доводки стали в ковше, вакуумирования) легирующие вводят так же, как и раскислители, в последовательности, определяемой их химическим сродством к кислороду. В ковш при выпуске вво­дят ферросплавы, содержащие элементы со сравнительно не­высоким сродством к кислороду (Сr, Мn и реже V, Nb, Si). При выпуске производят отсечку конвертерного шлака и в ковше наводят шлаковый покров (подробнее это описано в разделе " Раскисление" ), защищающий металл от окисления и охлаждения, после чего ковш передают на установку внепеч­ной обработки. Здесь в объем перемешиваемого металла вво­дят алюминий и сплавы с другими элементами, обладающими высоким сродством к кислороду. Степень их усвоения сталью значительно повышается по сравнению с усвоением при вве­дении в ковш в процессе выпуска. Для повышения степени усвоения широкое применение на­шел способ введения алюминия в объем металла в виде про­волоки с помощью трайб-аппарата; ряд других элементов рекомендуется вдувать в металл в струе аргона (например, кальций), вводить в виде проволоки, имеющей стальную обо­лочку и наполнитель из легирующего элемента.

В процессе внепечной обработки отбирают пробы металла и на основании результатов анализа проводят корректировку содержания вводимых легирующих элементов. Благодаря пере мешиванию металла в процессе внепечной обработки, равно­мерное распределение элементов в объеме ковша достигается при введении добавок в количестве до 3—4 %.

Легирование жидкими ферросплавами. Способ заключается в том, что при выпуске стали из конвертера в ковш зали­вают легирующие добавки, предварительно расплавленные в индукционной или дуговой электропечи. Метод позволяет вводить в сталь большое количество легирующих, но обла­дает существенным недостатком — необходимо иметь в цехе дополнительный плавильный агрегат, что усложняет органи­зацию работ в цехе.

⇐ Предыдущая12345678910Следующая ⇒

Поделиться:

Популярное:

1. Лекции 3. Плавка на штейн в шахтных печах.
2. Наплавка в среде углекислого газа
3. Оксигенотерапия с помощью носовой кислородной канюли, лицевой маски.
4. Плавка на штейн в отражательных и электрических печах.
5. Плавка огарка без конверторного шлака
6. Получение огневого никеля из окисленных руд. Плавка на штейн.
7. Процессы с кислородной деполяризацией
8. РЕГУЛИРОВКА ПОЛОЖЕНИЯ ПОПЛАВКА КАРБЮРАТОРА
9. Электрохимическая коррозия металлов. Виды электрохимической коррозии. Электрохимическая коррозия с кислородной и водородной деполяризацией