- •1. Некоторые общие сведения о сталях
- •1.1. Классификация сталей
- •1.2. Маркировка сталей
- •1.3. Влияние составляющих стали на ее свойства
- •2. Краткие сведения о физико-химических процессах производства стали
- •2.1. Некоторые основные понятия и законы физической химии
- •2.2. Основные реакции конвертерных процессов.
- •2.3. Сталеплавильные шлаки
- •3. Основы проведения тепловых расчетов
- •3.1. Некоторые основные понятия
- •3.2. Виды теплопередачи
- •3.3. Методика расчета теплового баланса конвертерной плавки
- •3.4. Расчет затрат тепла при введении добавок
- •4. Устройство кислородных конвертеров
- •4.1. Конвертеры для верхней продувки
- •4.2. Кислородная фурма
- •4.3. Машины подачи кислорода
- •4.4. Конвертеры для донной продувки кислородом
- •4.5. Конвертеры для комбинированной продувки
- •5. Футеровка кислородных конвертеров
- •5.2. Производство и термическая обработка безобжиговых смолосвязанных огнеупоров
- •5.3. Производство периклазоуглеродистых огнеупорных изделий
- •5.4. Свойства конвертерных огнеупоров
- •5.5. Устройство футеровки и ее кладка
- •5.6. Обжиг футеровки
- •5.7. Стойкость футеровки
- •5.8. Ремонт футеровки
- •5.9. Торкретирование футеровки
- •6. Отвод и очистка конвертерных газов
- •6.1. Конвертерные газы
- •6.2. Общая характеристика газоотводящих трактов
- •6.4. Газоочистные устройства и дымососы.
- •6.5. Выброс газов в атмосферу и водоснабжение газоочисток
- •6.6. Газоотводящие тракты конвертеров
- •6.7. Режимы работы газоотводящих трактов и основные показатели
- •6.8. Взрывобезопасность газоотводящих трактов
- •6.9. Сбор конвертерных газов в газгольдере
- •7. Шихтовые материалы конвертерной плавки
- •7.2. Стальной лом
- •7.3. Известь
- •7.4. Другие неметаллические материалы
- •7.6. Внепечная десульфурация чугуна
- •8. Технология плавки в конвертере с верхней продувкой
- •8.1. Ход плавки
- •8.2. Режим дутья
- •8.3. Реакция окисления
- •8.4. Дефосфорация и десульфурация
- •8.7. Легирование стали
- •8.8. Тепловой режим плавки
- •8.9. Выбросы и другие потери металла при продувке
- •9, Конвертерный процесс с донной продувкой кислородом
- •9.1. Общее описание процесса
- •9.2. Технология плавки
- •9.3. Достоинства и недостатки процесса
- •10. Кислородно-конвертерные процессы с комбинированной продувкой
- •10.1. Общая характеристика процессов
- •10.2. Продувка кислородом сверху и снизу
- •10.3. Продувка кислородом сверху и нейтральными газами снизу
- •11. Внепечная обработка стали
- •11.1 Продувка аргоном
- •11.2. Вакуумирование
- •11.3. Обработка синтетическим шлаком и шлаковыми смесями
- •11.4. Комплексная обработка (доводка) стали
- •12.1. Разновидности ресурсосберегающих технологий
- •12.2. Передел маломарганцовистых чугунов
- •12.3. Снижение расхода чугуна при конвертерной плавке
- •13. Передел высокофосфористых чугунов_______________________
- •13.1. Технология Карагандинского металлургического комбината
- •13.2 Процесс лд—ац
- •13.3. Процесс с донной продувкой кислородом
- •13.4. Процесс с комбинированной продувкой
- •14. Передел ванадиевых чугунов в кислородных конвертерах
- •16.3. Особенности устройства главного здания конвертерных цехов
- •16.4. Организация основных работ в цехе Доставка и заливка чугуна
- •17. Основы охраны труда и окружающеи среды
12.3. Снижение расхода чугуна при конвертерной плавке
Стальной лом является охладителем конвертерной плавки и по условиям теплового баланса его расход без принятия специальных мер не может превышать 25—27 % от массы металлической шихты. Вместе с тем увеличение доли лома в шихте, т. е. замена им части жидкого чугуна, считается важной для экономики задачей, поскольку чугун дороже лома и, кроме того, при снижении его расхода не требуется увеличение производственных мощностей по добыче и подготовке руд, производству кокса, выплавке чугуна.
Некоторое снижение расхода чугуна достигают на заводах без использования дополнительных теплоносителей. Так, повышение температуры чугуна на 10°С позволяет снизить расход чугуна на 4 кг/т стали; такое повышение может быть обеспечено в результате уменьшения продолжительности транспортировки чугуна из доменного цеха. Уменьшение попадания в конвертер доменного (миксерного), шлака на 1 % от массы чугуна обеспечивает снижение расхода последнего на 14—15 кг/т стали. Резервом снижения расхода чугуна является организация продувки без промежуточного слива шлака, который производят для предотвращения выбросов (в настоящее время количество плавок с промежуточным сливом шлака составляет 15—35%).
Распространен способ экономии чугуна путем работы с передувом. Металл продувают до более низких содержаний (до 0,04 %) углерода, чем требуется в выплавляемой марке стали с последующим науглероживанием в ковше. .В процессе передува достигается дополнительный нагрев ванны вследствие выделения тепла при окислении железа (железо окисляется в тем большей степени, чем ниже содержание углерода в металле). Экономия чугуна может достигать 10—20 кг/т стали, однако этот способ нельзя рекомендовать в связи с тем, что повышается окисленность шлака и металла, уменьшается выход годной стали, возрастает угар раскислителей, снижается стойкость футеровки конвертера; отмечается также ухудшение качества металла (повышение величины брака на первом переделе).
В последние годы продолжаются поиски технологических приемов, позволяющих перерабатывать в кислородных конвертерах повышенное количество стального лома. Ниже коротко охарактеризованы находящие промышленное применение способы.
Предварительный нагрев лома в конвертере
Оптимальной температурой нагрева лома в конвертере считают 800—850 °С, что позволяет увеличить расход лома примерно на 10—12% от массы, металлической шихты. При более сильном нагреве появляются участки .местного перегрева с расплавлением и переокислением лома, что ведет к заметному местному износу футеровки и может вызвать выбросы чугуна при его заливке.
Нагрев лома горелками опробован в промышленном масштабе на ряде заводов за рубежом и в СССР. Загружаемый в конвертер стальной лом подогревают вводимой сверху горелкой, работающей на газообразном или жидком топливе, после чего в конвертер заливают жидкий чугун и проводят плавку по обычной технологии. На различных заводах мощность горелок составляла 17—42 МДж/мин на 1 т стали, длительность нагрева 6—18 мин, расход природного газа — 5—13 м3/т и кислорода— 15—20 м3/т стали.
Увеличение расхода лома составляло 4—11 % (от массы шихты); коэффициент использования тепла топлива находился в пределах 30—50%. При этом в связи с уменьшением количества окисляющегося углерода длительность продувки уменьшается на 1—3 мин, однако вследствие затрат времени на нагрев и увеличения продолжительности загрузки лома длительность плавки возрастает на 9—18 мин.
Предварительный подогрев лома производят также через донные фурмы, работающие в режиме горелок. По данным завода г. Максхютте (ФРГ) такой подогрев в течение 2,5 мин позволяет увеличить расход лома на 50 кг/ т стали. Нагрев в результате сжигания угля или кокса. Вместе с ломом в конвертер загружают кокс, антрацит или каменный уголь. Далее сжигают это топливо, подавая кислород через донные и верхнюю фурмы, после чего заливают чугун и ведут продувку до заданного содержания углерода. Способ опробован на многих заводах. По результатам опытов на металлургическом комбинате им. Дзержинского при расходе угля ~16 кг/т стали длительность подогрева лома составляла ~8 мин, доля лома в шихте — ~33 %, удельный расход кислорода — 90 м3/ т стали. Увеличение расхода лома составляет ~4,3 кг на 1 кг угля.
К недостаткам этого способа относятся: снижение производительности конвертера; возможность насыщения металла серой, содержащейся в угле или коксе; низкий коэффициент использования кислорода (50—60% вдуваемого кислорода расходуется на сжигание угля, а остальное — на окисление железа); трудность обеспечения одинакового подогрева всей массы лома. Последнее очень существенно, так как даже при равномерном распределении угля в массе лома в конце нагрева имеются участки расплавившегося лома (там, где он был легковесным) и участки с несгоревшим углем. Это затрудняет заливку чугуна, а в участках расплавления и повышенной окисленности лома сильно изнашивается футеровка конвертера. Загрузка кускового угля в конвертер При использовании угля для прёдварительного нагрева скрапа сгорает как его углеродистая составляющая (до СО2), так и летучие углеводороды. При сгорании в конвертере во время продувки углерод, как правило, окисляется до СО, а летучие не окисляются и происходит их диссоциация с поглощением тепла, поэтому целесообразно применять угли с невысоким (до 12%) содержанием летучих и антрациты, в которых содержание летучих мало (<9%). Сжигание угля по ходу продувки применяют на отечественных и зарубежных заводах. Значительный опыт накоплен в конвертерных цехах Енакиевского металлургического завода и металлургического комбината «Криворожсталь». Технология предусматривает загрузку антрацита кусками размером 6—20 мм до или после заливки в конвертер чугуна и последующую продувку кислородом сверху. Оптимальный расход угля составляет 10 кг/т стали, расход лома при этом возрастает на 25—35 кг/т стали. Длительность продувки возрастает примерно на 3 мин, что вызывает снижение производительности конвертера примерно на 6 %. При содержании а антраците 1 % S количество серы в готовой стали возрастает на 0,002—0,004-%. Было установлено, что увеличение количества антрацита сверх 10 кг/т стали вызывает осложнения хода плавки (неконтролируемые вспышки при горении угля и выбросы).
В 350-т конвертерах ЧерМК опробовано применение кокса и промежуточного продукта (ПП), т. е. отходов производства кокса, содержавшего 54,8% горючей массы; 7,6% влаги и 37,6 % золы, в состав которой входят А12О3, ТiO2, Fе2О3, МgО, Nа2О, К2О. При использовании кокса снижение расхода чугуна составило ~4 т на 1 т кокса. Однако при этом в начале продувки вследствие раскисляющего воздействия кокса в шлаках снижается содержание оксидов железа и, следовательно, скорость растворения извести. При переработке мало-марганцовистого чугуна (0,2—0,3 % Мn) это заметно ухудшило условия шлакообразования. Более эффективно применение ППв количестве 3 кг/т стали при его загрузке под стальной лом; экономия чугуна составила 5—7 кг/т. Обеспечивается также ускорение шлакообразования в связи с тем, что составляющие золы ПП повышают жидкоподвижность шлака.
На нескольких заводах США в 185—250-т конвертерах изучали эффективность различных способов введения углеродсодержащих материалов. Лучшие результаты дает применение антрацита, особенно с высоким содержанием (9—12%) летучих; 1 кг антрацита позволяет переработать 3—4 кг лома. При использовании кокса получены значительно худшие результаты. Наиболее рациональным признано введение добавок после заливки чугуна или зажигания плавки. Рекомендуется предварительная под-готовка антрацита: брикетирование и смешивание с известью, замедляющие горение добавляемого топлива.
По опыту завода в г. Мондевиле (Франция) эффективность использования кускового топлива значительно повышается при уменьшении количества шлака в конвертере, поэтому антрацит загружают после промежуточного слива шлака при содержании в металле ~0,9 % С. При расходе антрацита 20 кг/т увеличение доли лома достигает 100 кг/т стали.
По опыту отечественных заводов уголь следует применять в кусках размером 6—50 мм и присаживать в конвертер на чугун или сразу после начала продувки. При загрузке под лом часть угля может задерживаться ломом , и всплывать после его расплавления, вызывая бурное вспенивание шлака и выбивание пламени из конвертера. При загрузке на лом возможно сильное выбивание пламени в процессе заливки чугуна. Загрузка порциями по ходу продувки нарушает режим шлакообразования и иногда вызывает вспенивание шлака и выбросы.
Дожигание монооксида углерода
Способ заключается в том, что в верхнюю часть конвертера над ванной подают кислород для дожигании до СО2 части монооксида углерода СО, выделяющегося из ванны в результате окисления углерода металла. Часть тепла, выделяющегося при реакции дожигания: СО + 1 / 2О2 = СО2 + 283,19 кДж/ моль, передается ванне, что позволяет увеличить расход стального лома. На зарубежных заводах кислород для дожигания СО иногда подают через боковые фурмы, вводимые через отверстия в кожухе горловины; на отечественных и многих зарубежных заводах — ведут продувку кислородом сверху при помощи двухъярусной фурмы. Двухъярусная фурма отличается от обычной кислородной тем, что выше головки с соплами для подачи кислорода в ванну расположен еще один ряд (ярус) сопл, через которые кислород поступает в пространство над ванной (рис. 50). Второй ярус сопл должен находиться на расстоянии 1,65—2,5 м от головки фурмы; угол наклона сопл второго яруса к вертикали составляет ~30°. Сопла выполняют цилиндрического и овального (см. рис. 50) сечения; в последнем случае увеличивается площадь контакта кислородных струй с потоком СО и повышается степень дожигания. Современные двухъярусные фурмы выполняют с двумя самостоятельными трактами подачи кислорода: к продувочным соплам и к соплам для дожигания, что позволяет регулировать расход кислорода на дожигание.
Рис. 50. Двухъярусная кислородная фурма:
1 - сопло для подачи кислорода на продувку;
2 - сопло для подачи кислорода на дожигание
Продувка сверху. Опыт показал, что при верхней продувке эффективность передачи тепла ванне от факела дожигания СО невелика, повышается температура отходящих газов и часть кислорода расходуется на повышение окисленности шлака; особенно сильно это проявляется при вспененном шлаке (ванне). По результатам опробования на Криворожском металлургическом комбинате коэффициент использования тепла дожигания составляет 30—35%.
Кислород для дожигания вводят в количестве, не превышающем 30% от расхода кислорода на продувку. Степень дожигания СО обычно ограничивается 7—15% от количества СО, выделяющегося из ванны. Достигаемое снижение расхода чугуна составляет от 1,5 до 3—4% (от массы шихты). Недостатком способа является то, что вследствие повышения температуры в полости конвертера и окисленности шлака снижается стойкость футеровки конвертера (верхней его части). Кроме того, отмечается повышение склонности ванны к выбросам, что связано с повышенной окисленностью шлака.
Комбинированная продувка кислородом сверху и нейтральным газом снизу. При комбинированной продувке вследствие улучшения перемешивания и уменьшения вспенивания ванны улучшается передача ванне тепла дожигания СО, имеются данные о том, что коэффициент усвоения тепла от дожигания достигает 60—70%.
Увеличение степени дожигания СО при этом способе продувки достигают в результате более высокого положения обычной верхней продувочной фурмы или применения двухъярусной фурмы. Последний способ более эффективен.
Расход кислорода на дожигание обычно не превышает 30% от расхода на продувку; содержание СО2 в отходящих газах повышается на 7—20%. На некоторых заводах достигнуто снижение расхода чугуна на 4—6,5% от массы металлической шихты.
В период освоения технологии комбинированной продувки с использованием двухъярусных фурм на ЗСМК. достигнута экономия чугуна до 40 кг/т стали, извести на 4—6 и плавикового шпата на 1,4—1,7 кг/т. Для подачи нейтральных газов опробованы одно- и многоканальные огнеупорные фурменные блоки и было установлено, что наибольшая мощность перемешивания ванны и в результате этого максимальное понижение уровня ванны (минимальное вспенивание) обеспечиваются при использовании одноканальных блоков. Было также установлено, что степень дожигания СО и теплопередача ванне существенно возрастают при увеличении расстояния между ярусами сопл фурмы с 1,2 до 2,5 м, а также при использовании во втором ярусе сопл овального сечения вместо цилиндрических.
Дожигание СО при продувке кислородом сверху и снизу. При комбинированной продувке кислородом сверху и снизу дожигания дополнительного количества СО достигают без применения двухъярусных фурм в результате поддержания верхней продувочной фурмы в более высоком положении, чем в конвертерах с верхним дутьем. В 250-т конвертерах металлургического комбината им. Дзержинского в результате более высокого положения кислородной фурмы, чем при обычной продувке сверху, в течение первых 6 мин продувки достигнуто снижение расхода чугуна на 32 кг/т стали по сравнению с продувкой сверху. Кроме того, дополнительное снижение расхода чугуна на 24 кг/т стали обеспечила присадка на жидкий чугун угля в количестве 7 кг/т стали.
Вдувание пылевидного угля
Вдувание через верхнюю фурму. Способ опробован в СССР и находит некоторое применение на зарубежных заводах. В 150- и 300-т конвертерах ЗСМК опробовано вдувание порошкообразных отходов сухого тушения кокса в количестве 10—12 кг/т стали. Доля лома в шихте при этом увеличена на 5% (на 1 кг порошкообразного кокса увеличение расхода лома составляет 4—5 кг); продолжительность продувки возросла на 2 мин, что привело к снижению производительности конвертера примерно на 5 %
Способ АЛКИ применяется на заводе г. Эш-Бельвиле (Люксембург) и опробован на заводе в г. Кимицу (Япония) в конвертерах, работающих с комбинированной продувкой (кислородом сверху и нейтральными газами снизу. Верхняя фурма приспособлена для подачи кислорода на дожигание монооксида углерода и вдувания измельченного угля в токе азота. Режим вдувания угля, как установлено, должен обеспечить проникновение частиц через слой шлака в ванну и его растворение в металле.
Расход кислорода на дожигание СО достигает 30 % от расхода кислорода на продувку. На 1 кг присаженного чистого углерода расход лома возрастает на 6—7 кг. Количество перерабатываемого лома достигает 460 кг/ т стали.
Установлено, что длительность продувки при этом способе введения угля возрастает и из угля в металл переходит значительно меньше серы, чем при загрузке кускового угля в конвертер.
Вдувание через донные фурмы. Основанные на использовании этого способа процессы КМС и КС освоены и применяются в 60- и 125-т конвертерах заводов в г. Зульбах-Розенберге,, г. Георгсмариенхютте и г. Осна-брюке (ФРГ).
Процесс КМС предусматривает широкое варьирование доли лома в шихте: от 25 до 60—70%. Вначале в конвертер загружают стальной лом, после чего до 10 мин нагревают лом, подавая через донные фурмы кислород и топливо (природный газ, угольную пыль). Затем заливают жидкий чугун и ведут продувку кислородом снизу и сверху через специальные фурмы в конусной части конвертера, обеспечивая дожигание СО над ванной. Через донные фурмы в струе кислорода с углеводородной защитой вдувают уголь и порошкообразную известь. Продолжительность продувки составляет ~ 30 мин: в течение этого периода происходят плавление лома, окисление углерода, дефосфорадия, десульфорация. Отмечено, что около 30% тепла от дожигания СО передается ванне. Общая длительность плавки в 125-т конвертере ~65 мин. При 60% лома в шихте расход кислорода составляет ~120 м3/т, расход угля 60 кг/т стали.
Процесс КС предусматривает переработку шихты, состоящей из 100% стального лома. По имеющимся сообщениям основные положения этой технологии заключаются в следующем. В конвертер с оставленной от предыдущей плавки порцией жидкого металла или в опорожненный конвертер загружают около одной трети стального лома. Затем через донные фурмы вдувают кислород с молотым углем или коксом. В результате сгорания вдуваемого углерода лом расплавляется, после чего в конвертер загружают оставшийся лом и продолжают продувку кислородом с молотым углем до расплавления загруженной порции. В заключительной части плавки после загрузки в конвертер углеродсодержащих материалов ведут продувку кислородом сверху и снизу. Через дно вдувают кислород с порошкообразными известью и углем; сверху через специальную фурму в конусной части конвертера вдувают кислород, обеспечивая дожигание СО над ванной. В этот период обеспечивается нагрев металла до ~1700°С. Требуемое качество стали (низкое содержание серы, кислорода и неметаллических включений) обеспечивают в результате внепечной обработки; при этом в ковш в процессе выпуска и на установке ковшового вакуумирования вводят десульфурирующие смеси.
Работа 125-т конвертера характеризуется примерно следующими показателями: длительность плавки ~110 мин, расход угля 250—300 кг/т стали, кислорода ~280 м3/т, природного газа ~30 м3/т стали; извести ~90 кг/т. Внедрение процесса КС позволило закрыть доменную печь на заводе в г. Георгсмариенхютте.
