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

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 15.10.2024

Просмотров: 141

Скачиваний: 0

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

В начале продувки для создания пенистых шлаков и условий преимущественной дефосфорации кинетическое воздействие струи кислорода и пылевидной извести на металл должно быть по воз­ можности слабым. Для получения в конце продувки высоких ско­ ростей окисления углерода желательно, наоборот, наиболее силь­ ное кинетическое воздействие струи на ванну. Для усиления перемешивания ванны в конце продувки и достижения макси­ мальной дефосфорации нужны те лее условия.

При использовании одно- и двухканальных фурм изменять степень кинетического воздействия струи на ванну практически можно только изменением расстояния от сопла до металла. Однако недостаточно точное регулирование положения фурмы приводит к выбросам переокисленного шлака или к выносу металла из полости конвертера, получению неактивных шлаков и прогару головок фурм.

По мнению специалистов фирмы «Арбед», оптимальной яв­ ляется конструкция с регулируемым рассеиванием кислорода (рис. 85). Струя, вытекающая из такого сопла, представляет собой конус, которому вторичный поток кислорода, проходящий через сопла малого диаметра, придает вращательное движение. Вели­ чина конуса, а следовательно, и кинетическое воздействие струи на ванну, определяются расходом вторичного кислорода. Изме­ нением этого расхода можно обеспечить быструю дефосфорацию металла при умеренных скоростях обезуглероживания. Продувка металла при использовании фурмы такой конструкции проходит спокойно, без выбросов, с высоким выходом жидкого металла. Стойкость фурм достаточно высока. Особенно интересно отметить, что применение таких фурм позволяет регулировать в определен­ ных пределах пенообразование первичных шлаков. Однако такие фурмы пока еще не нашли широкого применения; по-видимому, это обусловлено сложностью изготовления.

В конвертерных цехах, работающих на фосфористом чугуне с использованием пылевидной извести, выплавляют как правило, низкоуглеродистые стали. Продувку ведут до содержания угле­ рода около 0,04-—0,05%. Так, на заводе в Денене [76] выпускают сталь со средним содержанием углерода 0,06%. Технология плавки стали в 50-т конвертерах следующая. После окончания предыду­ щей плавки в конвертер подают лом (до 75 кг на 1 т стали) и зали­ вают чугун. Продувку в первом периоде плавки ведут до содержа­ ния углерода около 0,7—1 ,0 %; содержание фосфора в ванне при этом составляет 0,15—0,20% при исходном содержании его в чу­ гуне 1,8%. Пылевидную известь подают через 20—30 с после на­ чала продувки. В течение первого периода расходуется примерно 2/ 3 общего количества кислорода и извести. Шлак первой фазы продувки скачивают, и продувку продолжают до полного окисле­ ния углерода. Если первичный шлак удаляется плохо (например, вследствие недостаточной окисленности), то осуществляют до­ полнительную продувку и дополнительно скачивают шлак.

222


Для охлаждения металла во второй фазе продувки применяют высококачественную железную руду, присаживаемую непрерывно по ходу продувки. Расход кислорода в течение плавки состав­ ляет 100—140 м3/мин при диаметре выходного отверстия сопла

80мм.

После окончания плавки металл сливают в сталеразливочный

ковш, а шлак оставляют в конвертере для заливки на него чугуна последующей плавки. Такая технология с небольшими измене­ ниями, выражающимися в методике охлаждения, характерна для конвертерных цехов Бельгии, Франции и ФРГ. На заводе фирмы «Еш-Бельвиль» в Диллингене для охлаждения применяют желез­ ную руду, вводимую в конвертеры (всего два конвертера на 30 т) непрерывно при помощи вибрационных желобов. Расход кисло­ рода составляет 50—80 м3/мин. Используются фурмы с цилиндри­ ческим соплом диаметром 55 мм. Всю известь подают в струе кислорода.

Кислородно-конвертерный цех в Дюделянже оборудован двумя конвертерами тюльпанообразной формы емкостью по 50 т. Цех выплавляет низкоуглеродистую сталь для глубокой вытяжки и небольшое количество углеродистой стали, содержащей до 0,40% С. Технология выплавки практически не отличается от описанной выше. Следует обратить внимание лишь на два момента. Для охлаждения плавок используют в основном стальной лом, его присаживают не только перед сливом чугуна, но и после ска­ чивания первичного шлака. Это позволяет более точно регулиро­ вать температуру выпуска металла и температурный режим всей плавки, но приводит к увеличению длительности, так как затрачи­ вается время на вторую завалку лома (руду подают но ходу про­ дувки).

Следующая особенность заключается в том, что для дезакти­ вации конечного шлака, остающегося в конвертере, и устране­ ния выбросов при заливке чугуна на шлак перед сливом подают чугунную стружку и уголь с таким расчетом, чтобы свести к ми­ нимуму концентрацию железа в шлаке. После этого сливают чу­ гун; процесс слива длится около'2 мин. Смысл этой операции тех­ нологически не совсем ясен: восстановление шлака затрудняет шлакообразование в пер'вом периоде и кроме того, уменьшает тепловую отдачу конвертера, так как сокращается расход лома на 50 кг/т чугуна. Правда, восстановление шлака дает возможность сливать чугун за 2 мин, в то время как в отсутствие дезактивации эта операция длится обычно 5^-6 мин. Во всяком случае примене­ ние такого приема требует точных экономических расчетов для каждого конкретного завода, так как может оказаться, что за­ медление слива чугуна экономически менее целесообразно, чем увеличение расхода лома и сокращение расхода кислорода, по­ скольку в конечном шлаке содержится много железа.

На заводе в Дюделянже особое внимание обращают на пол­ ноту скачивания шлака. Причем, для наиболее полного удаления

223


промежуточный шлак должен быть пенистым. Если температура металла в первом периоде достаточно высока (около 1600° С), а основность шлака не очень высока, то первичный шлак не содер­ жит корольков железа. При более низких температурах и высокой основности шлака (более 2 ,2 ) целесообразно дополнительно ска­ чивать шлак.

Первичные шлаки отличаются небольшой окнсленностыо (не более 7— 11% FeO) .и очень высоким содержанием Р 2Ов (не менее 10—12%). Содержание кремнекислоты в конечных шлаках не превышает 8 %. Низкоуглеродпстая сталь, получаемая по такой технологии, характеризуется весьма низким содержанием вред­ ных примесей. Среднее содержание фосфора в стали завода в Денене составляет 0,014—0,018%; на заводе в Дюделянже концен­ трация фосфора в металле перед раскислением и в конечном ме­ талле составляет соответственно 0,012 и 0,013% при разбросе зна­ чений фосфора от 0,008 до 0,024%.

Расход пылевидной извести колеблется на различных заводах от 1 0 0 до 1 2 0 кг на 1 т чугуна при работе с оборотным шлаком. Если конечный шлак не используется по каким-либо причинам, то расход извести возрастает до 130— 135 кг/т. Выход жидкого ме­ талла составляет около 88,5—89,0% от массы металлошнхты.

Как следует из приведенных выше данных, технология плавки низкоуглеродистой стали с применением пылевидной извести прак­ тически не отличается от технологии плавки с использованием кусковой извести, но в то же время обеспечивается более низкая концентрация фосфора в конечном металле. Не менее важно и то, что результаты по дефосфорации металла отличаются высокой ста­ бильностью. Использование пылевидной извести приводит к до­ вольно значительному сокращению ее расхода при одновременном некотором уменьшении окисленное™ шлаков.

Более сложным вопросом является выплавка средне- и высоко­ углеродистой стали. В Дюделянже освоена выплавка стали с со­ держанием углерода до 0,40%. Для получения необходимого со­ держания фосфора дополнительно скачивают шлак и увеличивают интенсивность перемешивания металла и шлака в конечной фаз'е продувки. Для этого за 1—2 мин до достижения необходимого со­ держания углерода фурму опускают вниз до минимально возмож­ ного положения и одновременно увеличивают расход кислорода. В результате увеличения кинетической • энергии струи в месте встречи с металлом интенсифицируется окисление углерода и улуч­ шается перемешивание металла со шлаком. Средний анализ стали, получаемой таким методом, следующий: 0,026% Р, 0,36% С, 1,67% Мп и 0,014% S. Разброс значений по содержанию фосфора укладывается в пределы 0,015—0,030%. Нетрудно заметить сдвиг в сторону более высоких концентраций фосфора при выплавке среднеуглеродистого металла.

Исследование, проведенное в ЦНИИЧМ на 10-т опытном кон­ вертере, также показало, что для остановки процесса на заданном

224


содержании углерода (0,15—0,30% С) необходимо двукратное скачивание шлака, так как в противном случае результаты по дефосфорации металла недостаточно стабильны. Плавки проводили на чугуне, содержащем 1,8—2,0% Р и различное количество мар­ ганца (до 1,5% и более 1,8%). Для охлаждения применяли ока­ лину и стальной лом. Результаты исследования позволили опре­ делить условия подачи извести: в начале продувки концентрация извести в потоке кислорода не должна превышать 2 —3 кг на 1 м3 кислорода, после 4—5 мин продувки и в течение всего остального периода концентрация ее в кислороде может быть повышена до

4,5 кг.

Рис.

86.

Изменение окисленности шлака

Рис. 87.

Изменение концентрации

по ходу

продувки

фосфористого чугуна

пятиокиси

фосфора в шлаке по ходу

при

получении

среднеуглеродистой

продувки

фосфористого чугуна при

 

 

стали

получении

среднеуглеродистой стали

При продувке со скачиванием шлака установлен характер изме­ нения окисленности шлака и содержания пятиокиси фосфора в нем (рис. 8 6 и 87). По этим данным определено время скачивания пер­ вичного и вторичного шлаков. Первое скачивание шлака наиболее целесообразно осуществлять при содержании углерода в металле в пределах 1,8—2,0%, а второе— при 0,8— 1,0%. В эти периоды содержание пятиокиси фосфора в шлаке еще достаточно высокое, чтобы использовать шлак в качестве удобрения (соответственно 20—25% и 16—20%), а окисленность шлаков не превышает 14% по FeO, что исключает высокие потери металла со шлаком. Более раннее скачивание нецелесообразно, так как при [С] >-2,5% содержание фосфора в металле слишком высоко, более 0 ,6 %.

Продувку ■вели с интенсивностью подачи кислорода 3,5— 4,4 м3/(т-мин) при положении фурмы от зеркала спокойного ме­ талла на уровне 30—40 калибров в первом периоде и несколько ниже — во втором.

Приведенный выше технологический режим обеспечил в тече­ ние всей продувки получение шлаков достаточной окисленности (10— 12% Feo6l4 и небольшие скорости окисления углерода; из­ менение скорости окисления углерода по ходу продувки можно представить уравнением

vc =

0,520 [С] е- 0 ’64 [с].

15 М. П. Квитко

. 225