Файл: Квитко, М. П. Кислородно-конвертерный процесс.pdf

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 15.10.2024

Просмотров: 143

Скачиваний: 0

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

Mn,Sl,P,SxfO,%

Температура металла,

Рис. 81. Характерный график плавки, проведенной на фосфористом чугуне с оставлением конечного шлака предыдущей плавки и заливкой на него чугуна последующей (с оборотным шлаком)

206

При работе со скачиванием шлака, а также с оборотным шлаком в первом периоде процесса ухудшения дефосфорации не проис­ ходило. Количество фосфора в конце первого периода продувки составляло 0,31—0,65% при содержаниях углерода в металле 1,9— 2,3%. Концентрация Р 20 5 в первичных скачиваемых шлаках была равна 17—21% при 14%-ном содержании в них железа.

Таким образом, в первом периоде марганец не оказывает тор­ мозящего влияния на дефосфорацию. Эффект торможения прояв­ ляется во втором периоде. Установлено, что для получения низ­ ких концентраций фосфора при повышенных концентрациях марганца в чугуне требуются более высокие окисленность и основ­ ность конечных шлаков. Так, концентрация фосфора в металле ниже 0,030% наблюдается при содержании FeoCul в шлаке более 25% и основности более 2,75. При содержании марганца в чугуне до 1,5% такая же концентрация фосфора наблюдалась при основ­ ности шлака 2,5 и —19% Feo6li;. Концентрация марганца в ме­ талле перед раскислением оказалась линейно связанной с концен­ трацией фосфора.

О механизме воздействия марганца и окислов марганца на процесс дефосфорации уже говорилось выше. Следует лишь отме­ тить, что обычные трудности дефосфорации при переделе высоко­ фосфористых чугунов, обусловленные высоким коэффициентом распределения фосфора в конце операции, настолько усугуб­ ляются при увеличении концентрации марганца, что использова­ ние чугунов с высоким содержанием марганца для фосфористого передела представляется нецелесообразным.

Технологические показатели, полученные при продувке чу­ гуна с повышенным содержанием марганца, приведены ниже:

Расход, %:

14,6

и зв е с т и ....................................................................................

скрапа ................................................................................

9,7

окалины ................................................................................

8,4

Расход кислорода, м3 .................................................

66,0

Продолжительность продувки,мин—с ................................

15—39

Количество скачиваемого шлака, % ......................................

16—25

Концентрация Р20 5 в скачиваемом шлаке, % .................

20

Выход стали, %

 

Сравнение исследованных вариантов технологии показывает, что для передела фосфористых чугунов с нормальным и повышен­ ным содержанием марганца при использовании кусковой извести наиболее пригодным является вариант со скачиванием промежу­ точного и оставлением конечного шлака к конвертере. При этом варианте обеспечиваются минимальная концентрация фосфора в конечном металле, минимальная длительность продувки, макси­ мальный выход годного, металла и наименьшие расходные пока­ затели. Конечно, нужно учитывать, что и этот метод передела фос­ фористого чугуна имеет недостатки, к которым прежде всего относятся необходимость замедления скорости слива^чугуна из

207


ковшей на остаточный шлак вследствие опасности выбросов и трудность регулирования окисленности шлака по ходу продувки. Правда, последний недостаток в большей или. меньшей степени присущ кислородно-конвертерному процессу при переделе чугуна любого типа и практически любом варианте технологии.

За рубежом наиболее широкие исследования по переделу высо­ кофосфористого чугуна с применением кусковой извести проводили в Помпе (Франция) и в Рейнхаузепе (ФРГ). В Помпе метод про­ дувки фосфористого чугуна опробован в промышленном масштабе на 20-т конвертере объемом 15 м3. Переработке подвергался чугун, содержащий 1,5— 1,85% Р, 0,5% Si и около 0,4% Мп. Как видно из приведенного состава, чугун содержал значительно меньшее

количество примесей по сравнению

с чугуном,

применявшимся

в отечественных исследованиях. В

соответствии

с сортаментом

требовался выпуск металла с самым различным содержанием угле­ рода, концентрация которого в конечном металле колебалась в пре­ делах 0,06—0,7%. Наиболее целесообразной в этом случае ока­ залась технология, обеспечивающая повалку конвертера при нужном содержании углерода.

Исследованы оба ранее описанных варианта технологии °— со скачиванием промежуточного шлака и со скачиванием промежу­ точного шлака н оставлением конечного шлака в конвертере. Лучшим оказался вариант с оборотным шлаком (поскольку обе­ спечиваются более глубокая дефосфорация металла и снижение себестоимости продукции на 4%) по сравнению с вариантом без использования конечного шлака, -так как уменьшается расход извести и повышается выход жидкого металла.

Только оставление конечного шлака не может обеспечить до­ статочную глубину дефосфорацин, особенно при высоком содер­ жании углерода. Поэтому для обеспечения условий, позволяющих получить минимальную концентрацию фосфора, технология на заводе в Помпе была изменена: применяли классифицированную известь с кусками размером 0—40 мм и резко уменьшали интен­ сивность продувки по сравнению с интенсивностью, характерной для томасовского передела и кислородно-конвертерных процес­ сов. Использование классифицированной извести, присаживаемой по ходу продувки, позволило увеличить скорость шлакообразова­ ния, так как скорость растворения извести в первом приближе­ нии прямо пропорциональна размеру кусков.

Интенсивность подачи кислорода при продувке фосфористого чугуна была очень невысокой. Длительность продувки состав­ ляла 23—25 мин, а темп подачи кислорода находился в пределах 1,4—2,0 м3/(т-мин). Интересно отметить, что такая интенсивность в 2 —3 раза меньше интенсивности, характерной дляисследований передела фосфористого чугуна на НТМЗ.

Облегчению условий дефосфорации способствовала н система охлаждения металла. Для охлаждения плавок применяли руду и стальной лом или только руду. При охлаждении рудой (около

208


85 кг на 1 т чугуна) основную ее часть (около 60%) присаживали в первом периоде продувки для ускорения шлакообразования. При охлаждении ломом и рудой, вопреки обычной практике, лом заваливали не перед заливкой чугуна, а на металл во втором пе­ риоде процесса с тем, чтобы не тормозить шлакообразование в пер­ вом периоде. Таким образом, особенности технологии продувки томасовского чугуна на заводе в Помпе были следующими:

1 ) продувку плавок вели со скачиванием промежуточного и оставлением конечного шлака в конвертере; промежуточный шлак скачивали при содержании углерода в ванне 0 ,8 —-1 ,0 %; содержа­ ние фосфора к моменту скачивания шлака составляло около 0 ,2 %; 2 ) в качестве шлакообразующего применяли кусковую из­ весть размером 0—-40 мм; известь присаживали постепенно, по

ходу продувки;

3)интенсивность подачи кислорода в конвертер составляла

1,4—2,0 м3/(т-мии);

4)для охлаждения использовали руду и стальной лом, причем лом подавали во втором периоде продувки после слива промежу­ точного шлака.

Необходимо отметить также, что для ускорения шлакообра­ зования изменяли положение фурмы по ходу продувки. В начале

продувки расстояние между фурмой и металлом было максималь­ ным, к концу первого периода его уменьшали. Во втором периоде продувки положение фурмы, как правило, не меняли. Все пере­ численные меры позволили получать металл с содержанием фос­ фора в пределах 0,015—0,030%.

Нужно отметить, однако, что такой метод работы предопре­ деляет резкое снижение производительности конвертеров и может быть рациональным при определенных условиях (небольшая производительность цеха, высокая отпускная цена на скрап, так как количество его в шихте ограничено, и др.).

Практически такие же результаты при продувке фосфористого чугуна получены на заводе в Рейнхаузене [73]. Плавки прове­ дены в 60-т опытном конвертере с применением классифицирован­ ной извести и руды или руды в сочетании с ломом в качестве охла­ дителей. Технологические данные приведены в табл. 55. Садка 60-т конвертера при переделе фосфористого чугуна была уменьшена до 50 т во избежание возможных выбросов переокисленного шлака и металла.

Плавки проводили со скачиванием промежуточного шлака и со скачиванием промежуточного и оставлением конечного шлака в конвертере. В первой серии опытных плавок для охлаждения применяли только руду, чтобы облегчить шлакообразование в пер­ вом периоде. Длительность продувки достигала 27 мин, причем интенсивность продувки не превышала 2,4 м3/(т-мин).

В дальнейшем длительность продувки была сокращена до 20— 18 мин; интенсивность продувки при этом практически соот­ ветствовала интенсивности, характерной для продувки обычных

14 м . п . Квитко

209


[,Показатели работы

Положение фурмы меняется, расход кислорода частич­ но изменяется по ходу продувки

Расход кислорода и положе­ ние фурмы постоянны

 

 

Т А Б Л И Ц А 55.

П Е Р Е Р А Б О Т К А ТОМАСОВСКОГО

Состав чугуна, %

Д обавки ,

кг /т

 

I период

С

Р

S

И З -

 

/

время,

 

 

руда

 

с, %

р , %

весть

ЛО М

мин

 

 

 

Со скачиванием шлака и охлаждением

3.-64

1,84

0,052

140

50

— .

15,5

1,00

0,30

3,64

1,90

0,064

138

30

_____

15,0

1,72

0,27

3,72

1,80

0,055

130

46

15,5

1,04

0,25

3,52

1,62

0,059

130

58

15,0

0,78

0,15

3,56

1,96

0,056

140

44

15,5

0,82

0,65

3,48

2,00

0,56

140

44

16,0

0,43

0,90

3,48

1,90

0,067

140

48

16,0

1,08

0,27

3,52

1,96

0,057

140

54

16,0

0,78

0,24

3,60

1,95

0,052

120

52

_____

16,5

1,04

0,33

3,60

1,95

0,058

140

54

17,0

0,69

0,28

3,52

1,96

0,062

130

44

13,0

0,90

0,38

3,56

1,72

0,056

140

44

14,0

1,01

0,22

3,64

1,88

0,062

140

47

13,5

0,87

0,45

3,56

1,82

0,060

140

52

13,0

0,89

0,46

3,60

1,80

0,065

140

56

12,5

0,90

0,34

 

 

 

 

 

С использованием конечного шлака

 

3,52

1,96

0,057

100

34

------■

16,0

0,76

0,24

Охлаждение

3,60

1,72

0,053

80

34

_

14,0

0,96

0,18

рудой

3,60

1,66

0,050

100

68

13,0

0,76

0,09

 

Охлаждение

3,65

1,82

0,064

100

54

 

11,5

0,95

0,38

3,60

1,78

0,058

100

56

12,0

1,00

0,41

рудой

 

3,56

1,82

0,057

108

54

—•

10,0

1,27

0,38

Охлаждение

3,52

1,96

0,050

80

16

ПО

15,5

1,00

0,53

рудой и скра-

3,60

1,74

0,050

98

28

96

16,0

1,0

0,30

ПОМ

3,48

1,90

0,060

90

24

128

15,5

0,56

0,37

 

Охлаждение

3,64

1,74

0,050

90

 

202

14,5

0,78

0,29

3,60

2,00

0,060

108

218

15,0

0,90

0,41

скрапом

3,52

1,76

0,048

100

 

238

12,0

0,75

0,26

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Ч У Г У Н А В К И С Л О Р О Д Н О М К О Н В Е Р Т Е Р Е

продувки

 

 

п

период продувки

 

га О

.

S

. о ь

 

 

%

 

 

 

 

 

%

Л

-

 

 

 

 

 

 

 

н

н

Общая длител ность продув мин

Сц « С£

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Ч)

 

 

О о"

'

 

 

PsOs.

время

 

 

 

 

р 2о„.

5 га

 

 

X с; S

 

S. %

Fe, %

с , %

р. %

S. %

Fe, %

Z CL,

 

 

о U .

 

 

мин

 

 

 

 

 

ПЗ К Я

рудой

(без использования конечного шлака)

 

 

 

 

 

 

 

 

0,030

9,3

21,48

6,0

0,07

0,025

0,020

24,2

10,88

1590

21,5

57,2

 

0,042

10,0

19,44

8,5

0,05

0,021

0,024

21,9

8,22

1620

23,5

64,4

 

0,028

10,3

21,09

7,0

0,05

0,026

0,020

30,0

9,85

1660

22,5

63,4

 

0,038

10,6

19,3

5,0

0,05

0,020

0,022

26,6

8,89

1580

20,0

55,4

 

0,035

4,2

20,2

5,5

0,05

0,031

0,020

21,9

13,6

1610

21,0

58,2

 

0,031

4,0

20,6

6,0

0,03

0,027

0,018

25,0

12,6

1620

22,0

61,0

 

0,036

14,0

17,9

6,0

0,03

0,020

0,021

32,6

9,43

1630

22,0

60,0

 

0,039

17,1

19,3

,6,0

0,08

0,021

0,019

25,3

7,67

1600

22,0

52,2

 

0,045

10,7

19,0

10

0,06

0,025

0,018

23,8

11,6

1650

26,5

62,5

 

0,045

8,0

24,4

7,0

0,04

0,028

0,019

33,5

6,9

1610

24,0

62,0

 

0,047

9,4

22,9

7,0

0,05

0,030

0,028

27,7

11,2

1610

20,0

63,0

 

0,025

9,6

19,9

5,0

0,04

0,018

0,021

29,8

7,79

1600

19,0

64,2

 

0,035

5,5

20,52

4,5

0,04

0,026

0,025

23,7

9,43

1630

18,0

62,0

 

0,035

5,6

20,88

5,0

0,05

0,020

0,021

25,0

11,18

1620

18,0

61,4

 

0,044

13,8

21,00

3,5

0,04

0,023

0,026

26,7

9,48

1600

16,0

57,8

 

(давление кислорода и положение фурмы постоянны)

 

 

 

 

 

 

 

0,039

17,1

19,7

6,0

0,08

0,021

0,019

25,3

7,67

1600

22,0

52,2

 

0,037

16,1

18,8

5,0

0,04

0,022

0,024

25,0

8,43

1640

19,0

50,4

 

0,04

18,9

16,1

5,5

0,04

0,013

0,018

32,5

3,62

1590

18,5

51,0

 

0,032

6,9

22,7

5,5

0,06

0,029

0,028

19,0

7,42

1600

17,0

48,4

 

0,036

4,5

21,94

5,0

0,04

0,020

0,017

29,3

10,1

1630

17,0

50,0

 

0,040

6,3

21,76

6,0

0,05

0,023

0,021

24,3

10,95

1625

16,0

54,4

 

0,032

8,6

23,13

7,0

0,07

0,064

0,027

17,2

18,27

1670

22,0

58,6

 

0,028

9,1

21,40

5,5

0,04

0,027

0,015

30,7

8,47

1620

21,0

58,6

 

0,038

6,2

21,34

4,5

0,06

0,022

0,021

17,9

15,57

1620

19,0

55,2

 

0,030

8,2

23,15

0,5

0,09

0,030

0,024

20,1

15,3

1610

21,0

64,6

 

0,039

5,7

21,87

9,0

0,06

0,021

0,024

29,2

10,5

1590

24,0

67,4

 

0,031

7,6

22,00

6,0

0,05

0,019

0,023

25,4

9,8

1610

18,0

63,8

 

210

14

211