3.5.2.12. Вщведення й очищения конвертерних газ1в

У процеа ККП утворюеться 60 — 80 м /т стал1 димових газ1в, до складу яких входить 80 —90 % СО, 7 — 18 С0₂, до 2 —5 % Н₂ 1 незнач- на юльюсть азоту, метану, шертних газ1в. Наявшсть у димових газах О, I 0,2 г/м³ с1рки може призвести до корозп газовщвщного тракту.

Межа запалення оксиду карбону (II) становить 12,5 — 74,5 %, а вод­ою 4,5 67 %. Тому пщ час продувки можуть виникати ситуацп, коли склад конвертерних газ1в наближаеться до вибухонебезпечних меж (або Ыдмовщае !м), що потребуе вжиття заход1в (допалювання СО) для .ишобп'ання вибуху. Температура димових газ1в становить 1400—1700 °С, що зумовлюе потребу \'х охолодження перед очищениям.

Залежно вщ технолог^, перюду продувки 1 стану шлаковоГ фази зжшлсшсть димових газ1в коливаеться вщ 40 до 1000 г/м³. Вщповщ- но до еапггарних норм допускаеться вихщ в атмосферу газ1в, що мштять не Смлыпе 1пж 0,1 г/м³ пилу. Тому ва кисиев! коивертери оснащують

системою вщведеиня й очищения газ1в (рис. 3.19). Конвертерний пил переважно складаеться з оксид1в феруму 1 мютить 60 — 65 % Ре, 2 — 6 !'„ Мп, решта — ЗЮ₂, СаО, А1₂0₃ та шил оксиди, причому 50 — 80 "., часточок мають розм1ри менып шж 10 ⁵ м, що утруднюе очищения газш

У промисловост1 використовують дв1 схеми газовщвщних траюпп: л допалюванням СО (рис. 3.19, а) 1 без допалювання (рис. 3.19, б). .4,л першою схемою газ, що вщходить 13 конвертера /, надходить до кесо ну 2 1 камшу 4. Через оппр у похилш частик! кесону в конвертер у но диться фурма 3 для продувания металу. М)ж кесоном 1 горловиною конвертера е зазор, через який у газохщ тдсмоктуеться шштря. Рази, що виходять з конвертера, змгшуються з повгтрям, згоряють й утворюють факел у кесош та камни. Камш мае цилшдричну форму 1 складаеться з ШДЙ0МН01 рад1ащйно1 та опускно! конвективно! частин. На внутрпппш поверхш рад1ащйно1 частини газоходу встановлено екран 31 сталевпх трубок, по яких пщ тиском 1,5 МПа циркулюе вода. Вода за допомо гою насос 1 в подаеться у бак-сепаратор, де теля зниження тиску утш> рюеться пара. У конвективнш частиш газоходу розм1щет випарш та економайзерш поверхш нагрхвання, як1 забезпечують подальше знп ження температури газу.

Шсля згоряння й охолодження в камш1 димов1 гази з температурок» 1200 °С надходять у скрубер 5, у верхню частину якого вприскуеться вода 6 (мокре очищения). Шлыасть води мае бути достатньою для зниження температури газ1в на виход1 31 скрубера до 300 — 400 °С або 70 — 90 °С залежно вщ подальшого способу очищения.

1

Рис. 3.19. Схема газовщвщного тракту з допалюванням (а) 1 без допалювання (б) СО

а

2

5 6 9

б

•3) скрубера гази надходять у пристрш для очищения 7. Це найчастниг вертикально розмщен! труби Вентурь Потш газ!в проходить уздопж поздовжньо! ОС1 труб 1 завдяки ЗМ1Н1 напряму та ШВИДКОСТ1 руху, а також подаванню води до вхщно'1 частини (ствв1сно або перпендикуляр но до потоку газу) або у пережим! труб 1 коагуляцп часточок, що вщбу ваеться при цьому, очищаеться вщ пилу. У циклонах 8 пщ д1ею вщцет рових сил 13 потоку газ1В виводиться волога разом !з часточками пилу,

йк1 змочилися 1 збыьшилися (шлам 10). Перед нагштачем 9 гази теля очищения мають температуру 50 — 55 °С 1 вмют пилу 0,02 — 0,10 г/м³ Г1»:»у.

Для сухого очищения газу часто використовують сиещальш систе- МИ - електрофшьтри. Принцип ди Тх полягае в тому, що газ з пилом Проходить через систему електрод1в, до яких подаеться електричний Потенциал. В електричному пол1, що оточуе електроди, чаеточки пилу ннбувають заряду та оещають на електродах, яю мають протилежний йнак заряду. Вмхст пилу теля очищения — 0,1 г/м³ 1 б'тъше.

Кр1м того, використовують мокр1 системи очищения димових газ1в, мкими устатковаш близько 80 % вах киснево-конвертерних цех1в. Ос- И011НИМ IX недолшом е потреба у великш кшькосп води для очищения (приблизно 10 м³ на 1000 м³ газу) 1 подалыного и очищения перед гкиданням у водойми.

Ниб1р системи очищения газу (мокро! або сухо'О залежить вщ наяв- носп води поблизу металургшного заводу.

За другою схемою (рис. 3.19, б) димов1 гази вщводяться у камш без дос тупу пов1тря. Над горловиною конвертера розмвдена рухома юбка / / , ика теля опускания забезпечуе герметичшеть з'еднання горловини з П130ВЩВЩНИМ ТрЭКТОМ. ШлЬКЮТЬ газ1в, що очищаеться при цьому, ско- рочуеться у 3 — 4 рази, що значно здешевлюе 1 спрощуе систему очи­щения. Очищений газ, переважно СО, збирають у газгольдери або ви- кидають в атмосферу через пристрой 12 для допалювання.

3.5.2.13. Контроль 1 автоматизащя процесу

Завдання контролю та керування ККП — отримання наприкшщ Продувки металу 13 певним Х1М1ЧНИМ складом 1 температурою. Однак приме вим1рювання цих параметр1в упродовж продувки неможливе ниаслщок в1дсутност1 вщповщних датчшав, як1 можуть працювати у гкладних умовах, зокрема у конвертернш ванш.

За таких умов найдощльшшим е використання систем автоматично­го керування (АСК) конвертерного плавкою, що дають змогу вести про- цес за оптимальним режимом. Створення АСК конвертерного плавкою нон'изане 13 вир1шенням таких завдань:

дииамтчна стабШзащя, що М1стить виб1р метод1в 1 засоб1в для забез- иечения сталого ходу процесу, запоб1гання або р1зке зниження р!вня иульсацш параметр1в 1 полшшення вщтворення процесу за основними параметрами вщ плавки до плавки;

керування середньотраекторною змшою параметров стабшзованого процесу залежно вщ початкових, поточних 1 кшцевих умов продувки та пиСяр моменту и зупинки у сташ готовност) плавки, що включае ста- I мчши'1 розрахунок шихти з розподшом сипких за добавками, контроль ли мам 1411 нх параметр1в, керування продувкою у замкненому режим!;

анал13 виробництва 1 керування ним з метою забезпечення оптималь них техшко-економ1чних показниюв (ТЕП) процесу (витратш коефщн и ти матер1ал1в, соб1варт1сть стал1 та ш.).

Вир1шення першого завдання — забезпечення стаб1льних початки вих умов (х1М1чного складу 1 маси шихтових матер1ал1в, Ух температу ри, насипно! маси, штенсивносп введения та ш.), ритм1чност1 процесу, М1Н1МаЛЬН01 ЮЛЬКОСТ1 ПереХОД1В В1Д виплавки ОДН1Е1 марки стал) до 1ншо1 — здшснюеться тдсистемою диспетчеризацн, яка видае майстру шдготовки виробництва цеху шформащю про стан обладнання, запаси сировини, п х1М1чний склад, рекомеидаци щодо розиодыу ШИХТИ 1 про дукт1в плавки для агрегат1в, формуе портфель замовлень.

Для вир1шення другого завдання можна використовувати:

а) жорстю програми у вигляд1 визначених кривих зм1ни вих1дпо1 координата 1 керуючих Д1Й у час1;

б) програми, що допускають деформащю характерних д1лянок пи ос1 часу, але жорстко ф1ксують р1вн1 керуючих дш;

в) програми, задан1 з точшстю до форми кривих (допускаеться дефор мащя характерних д1лянок як по ос1 часу, так 1 по ос1 зм1ни тех нолог1чного параметру).

Для оперативного керування найменш ефективним е використаппи жорстких програм. Реал1защя таких програм буде низькою, тому що вони не можуть ураховувати найр1зномаштшш1 технолопчш ситуапИ' При цьому виникають трудногщ у побудов1 блока коригуючого рсч у лювання, осюльки наявшсть в1дхилень В1Д програмних траекторш по требуе використання складних нелшшних моделей. Проте в умовах стаб1Л1зованого процесу так1 програми зумовлюють отримання позп тивних результат1В.

Велико! уваги заслуговують другий 1 третш вар1анти. На в1дм1ну тд першого тут передбачаеться коригування програми залежно в1д умой, як1 складаються на початку 1 наприк1нц1 окремих перюд1в плавки або в 1НШ1 моменти плавки, коли потр1бна як1сна змша у переб1гу процесу Так1 програми будують набагато проспше. У багатьох випадках обмс жуються неформал1зованими заходами, як1 Грунтуються на технолог1ч них м1ркуваннях та на досв1д1 роботи квал1фшованих оиератор1в.

У структур! моделей АСК ККП виокремлюють:

а) прогнозоваш статичт (розрахунок шихти 1 розкисниюв, ре ко мендащ! щодо доведения плавки за результатами пром1жних вим!])ю вань зондом або теля повалки конвертера);

б) контроль вих1дних параметр1в плавки;

в) керування плавкою (швидюстю зневуглецювання, температурою, шлаковим режимом 1 р1внем ванни).

Статичш модел1 як вихщну 1нформац1Ю використовують початкот (склад, температура 1 насипна маса шихтових матер1ал1В, тривал'н м, простою конвертера та ш.) 1 задан! (температура, Х1М1ЧНИЙ склад мета лу, шлаку й сталО параметри та параметри режиму дуття.

Значения керуючих дш, яю визначають унаслщок розрахунюв за статичною моделлю, можна подати середшми значениями параметр1в режиму дуття, загальною масою сипких 1 режимом !х уведення в кон- иертер. На практищ часто використовують лшшш модел1

п

С; = а₀ + X (3.65)

;=1

ге т₆, т_ч, т_в, т_вп, т_ш, т_фс, V, v, Я, т_пр;

У е С_ч, Мп_ч, 51_ч, 5_ч, Р_ч Д_ч, ф, N. (;₃, т_лД_м, С_м, Мп_м, 5_М;

Р_м> В_к, ЕРеО_к, М§О_к, т_с, 5_С, Мп_с,

де а₀, ау — коефщ1енти; п — кшыисть параметр1в; т_в, т_т, т_ш, Шф_с, т_с — вщповщно маса вапна, вапняку, плавикового шпату, феро- сплав1в 1 рщко! стал1, т; V — витрати дуття на плавку, нм³; С_ч, Мп_ч — Ыдповщно масова частка вуглецю 1 мангану в чавуш, %; —

температура чавуну, зовшшнього середовища 1 стал!, °С; Р_м, 5_С, Мп_с — Ыдповщио масова частка фосфору в метал1 та с1рки 1 мангану в стал1, %.

Керування плавкою за результатами статичних розрахунюв дае змогу на 15 — 20 % шдвищити точшеть досягнення заданих юнцевих резуль­тат! в пор1Вняно з ручним керуванням, стабшгзувати хщ процесу 1 при­мести його до деяко! середньо! траектор!!.

Лнал13 модел1 (3.65) доводить, що шдвищення точносп статичних розрахунюв можна досягнути за точшшого вим1рювання початкових 1 наданих параметр1в та параметр1в режиму дуття за допомогою масодо- аупальних пристро!в для брухту, чавуну 1 сипких матер1ал1в, заливаль- иих 1 завалочних крашв з масовимхрювальними пристроями, прилад1В контролю висоти розмщення фурми над р1внем спокшно! ванни 1 витра­ти дуття з коригуванням на вм1ст кисню.

Однак реальний хщ процесу часто В]др1зняеться вщ прогнозованого, що призводить до потреби змши параметр1в режиму дуття 1, як насл1- док, до порушення статичних розрахунюв. У таких випадках потр1бно копгролювати температуру 1 Х1м!чний склад металу й шлаку впродовж продувки. 3 метою спрощення завдання приймають, що щ параметри НС ЗМШЮЮТЬСЯ В1ДН0СН0 Просторових координат. ТОД1 Р1ВНЯНИЯ контролю макггь такий вигляд:

Уг=Уц,⁺ / (<*У\(3.66) (х)

16 I, С, Мп, 5!, Р, 5, СаО, 5!0₂, МпО, М§0, ^РеО,

де /у, розрахункове значения параметра впродовж продувки, °С (%); I/, початкове значения параметра, який потребно визначати, наприклад

тепловий або матер1альний баланс, °С (%); т — поточна тривалки. продувки, хв; йу± /<1т — швидкклъ змони параметравпродовж продувки, °С/хв (%/хв); I — поточна температура ванни, °С; С, Мп, 51, Р, 5 поточно масово частки елементов у метало, %; СаО, 5Ю₂, МпО, М$0 поточно масово частки оксид1в у шлаку, %; — поточне значения

сумарно! масовоУ частки оксидов феруму в шлаку, %.

Оскольки пряме вим1рювання компонентов ванни та п температури впродовж продувки майже неможливе, то дощльно використовува: и прогнозоваоп фольтри

{йу_{/йх\ =

= /[(^/</т)|_т__т„ДС/₁(т-т*),ДС7₂(х-т*),...,Д1/_к(х-'С*)х]_> (3.(57)

ДС/, (т-х*), Д[/₂(х-х*),

прирощення керуючих дш в онтервало часу ^х - х*), к — кыькость керуючих дш.

Величину [йу^/йх)* можна знайти за значениями керуючих дш або непрямих пара метров процесу. Як непрям! параметри, яю вим1 рюють з великою надшшстю 1 мають тосний зв'я зок з температурою та вм1стом компонентов ме­талу й шлаку, використовують параметри димо вих тазов (хом1чний склад, витрата, тиск о темпе­ратура), газоходу I фурми (подовження, вобраоооя, шдвищення температури охолодноо води), аку стичного контролю о вобрацп конвертера тощо.

Як зворотний зв'язок проводять пряме вим1 рювання у ванно масово! частки ву1^лецю, темпе­ратури та ровня металу зондом, який вводять за допомогою спецоальноо фурми крозь отвор у ке- соно або конвертер! без припинення процесу про дувки.

де х - Ш_к{х-

часовни штервал прогнозування;

Рис. 3.20. Змшний блок занурюваного вим1рювалык>к 11 зонда

Одним з основних елемен'пв вим!рювальнеие> зонда е змонний блок, що використовують як од норазовий датчик (рис. 3.20). Цей блок скла даеться оз картонно! пльзи 4 о виморювалыки головки, у вогнетривкой порожнино 7 яко! знахо дяться пробовщборна 6 о кристалозащйна 8 камс

23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36

Цифров1 табло Друкування

Рис. 3.21. Структурна схема автоматично! системи контролю конвертерноГ плавки:

I I — в1дпов1дно частка силщш, мангану 1 с1рки в чавут; 4 — 6 — вщповщно частка нуглсцю, мангану I арки в готовому метал!; 7 — температура; 8—10 — вщповщно маса чннуму, брухту 1 сипких матер1ал1в; 11 — температура металу на повалщ; 12 — маса розкисниюв; 13, 16 — тиск; 14, 25 — витрати кисню; 15 — температура; 17 — х1М1Чний гклад димових газ1в; 18 — висота розмщення фурми над р1внем спокшно1 ванни; 19 — мирка стал1; 20 — вихщ корисного металу; 21 — маса браку; 22 — маса в1дход1в; 23 — мига папна; 24 — маса вапняку; 26 — тривалйсть продувки; 27 — вм!ст вуглецю (|И'комсндацп — маса вапняку (28), вапна (29), шпату (30), феросилщю (31), феромангану ПЛ, 1ильк1сть кисню на плавку (33))', 34 — протокол плавки; 35 — техшко-економ1чш моклзники плавки; 36 — ефективна юльгасть кисню; МП — мнемосхема процесу

|)И. Капал 2 призначений для затпсапня металу, а канал 5 — для виходу иоипря 1 газ1в 13 порожнини шд час заповнення П рщким металом. М о6идв1 камери як розкисник вкладають алюмшш /. Один 13 термо- глгктро/ив 9 у кристал1защйнш камер1 8 визначае температуру л1кв1дус металу, а другий — вим1рюе температуру рщкого металу. Вшьш кшщ ггрмонар виведеш в Д1електричну вставку 3, яка разом з гшздовою контактною частиною наконечника е надшним контактним вузлом. Торець головки змшного блока захищений металевими ковпачками 10 I II, им проплавляються тд час занурення зонда в метал.

Змшш блоки замшюють за допомогою маншулятора, розмпценого на спещальнш платформ!. До складу маншулятора входить роздипо вальний пристрш — дискова пилка, що вщокремлюе головку змшнот блока з пробою металу для транспортування и в експрес-лабораторпо

Керування продувкою металу з використанням вим1рювального зонда дае змогу зболылити юльюсть плавок на 15 —20 % 13 заданою темпера турою металу наприкшщ продувки. Загалом 13 статичними розрахуп ками 1 динам1чним прогнозуванням змши температури 1 частки вуглс цю у ванш юльюсть плавок, що випускають без 1'х коригування, стан о вить 80 — 85 %. При цьому тривал1сть продувки скорочуеться на 2 хв.

Як приклад, на рис. 3.21 наведено структурну схему АСК конвер терною плавкою. Техшко-економ1чна ефектившсть АСК значною м1рою залежить вщ надшносп та точносп датчиюв 1 ЕОМ, IX пристосування до тривало! роботи в цеху.

3.5.2.14. Техшко-еконошчш показники процесу

ККП мае низку 1Стотних иереваг пор1вняно з сучасним мартешвсъ ким. У раз1 використання конвертерного процесу продуктившсть вища на одиницю садки агрегату 1 на одного пращвника на 30 — 40 %, меннп питом1 кап1тальн1 витрати на буддвшщтво цеху псвноТ продуктивное! ! (на 5 — 20 %), нижч1 питомг витрати вогнетрив1в (у 2 — 3 рази) та витра ти на переробку (на 20 — 30 %).

До недол!К1в ККП належать: обмежет тепловим балансом процесу можливост1 п1двищення частки брухту в ших'п; недостатне використання Х1М1ЧН01 енергй' вуглецю, Х1М1ЧН01 1 ф1зичноТ теплоти димових газ1в; 1нтенсивне пилоутворення. Показники ККП наведено в табл. 3.6.

Таблиця 3.6. Техшко-еконоипчш показники ККП

Характеристики, параметри процесу	Значения параметр1в
Мштюсть конвертера, т	50-400
Тривал^сть, хв
продувки	12-30
циклу плавки	25-60
Витрати матер1ал1в 1 дуття
брухту, % металево! частини шихти	15-27
вапна, % металево'1 частини шихти	5 — 9
плавикового шпату, % металево'! частини шихти	0,15-0,35
вапняку, % металево! частини шихти	До 16
вогнетрив1в, кг/т стал1	2,5-15
кисню, м3/т стал1	45-60
СтШк1Сть футер1вки, плавок:
без торкретування	200-1000
факельне торкретування	800-10000
У творения шлаку, %	Близько 15
Продуктившсть прац! на одного пращвника, т/р1к	До 5000

15 18 Я, кал!бр 2,0 2,5 3,0 у_п, м³/(хв-т) 0,1 0,2 0,3 т_в/Л

пр

Рис. 3.22. Змша питомо! соб1вартост! стал1 ДС_П: а — В1Д середньоштегрально! за продувку висоти розмщення фурми над р1внем спокшно! ванни Н, б — В1Д питомих на 1 т стал) витрат дуття \»_п; в — вщ моменту введения у ванну вапна т_в/т_ир; г — вщ моменту введения у ванну вапняку т_вп / т_пр

Шдвищення ТЕП процесу можна досягнути завдяки оптим1зацп тех- нолопчного режиму. Залежшсть змши питомо\' соб1вартосп стал1 ДС_П вщ технолопчних параметр1в зображено на рис. 3.22, а —г. Зазвичай залежшсть мае нелшшний характер, тому оптимальне значения пара- метр1в знаходять за методом динам1чного програмування.

Основна стаття соб1вартост1 стал! — витрати на металгшу частину шихти (80 — 86 % загальних витрат). Соб1варт1сть можна 1Стотно змен- шити зниженням втрат металу пщ час продувки 1 розливання, а також скороченням тривалосп плавки та пщвищенням стшкосп футеровки конвертера.

3.5,3. Переробка фосфористих чавушв у конвертерах з верхньою продувкою

161

Звичайна технолопя ККП у раз1 роботи з одним шлаком 1 кусковим напном дае змогу переробляти чавуни 13 вм1стом фосфору менше шж 0,2 %. Пщ час переробки фосфористих чавушв оргашзувати ранне шлакоутворення 1 дефосфорацш металу складно внаслщок таких при­чин: витрати плавикового шпату обмежеш, що утруднюе утворення го­могенного основного шлаку (за значно! шлькосп шпату шлак непри- датний для виробництва мшеральних добрив); р1зке пщвищення ви­трат вапна 1 невелика шлыасть шлаку на початку продувки зумов- люють грудкування (злипання) кусюв вапна та утруднюють перемЬ шування верхшх шар1в шлаку; велика кшыасть Р2О5 в шлаку не дае змоги отримати малий вмют фосфору в метал1 у раз1 роботи з одним шлаком.

() Ослови мет. вир-ва.

У кра!нах Захщно! Свропи е велик! запаси фосфористих зал1знич руд, тому там виплавляють високофосфорисп чавуни (вмкт фосфору 1,5 — 2,5 %), для переробки яких розроблеио низку спещальних про цеав, зокрема процеси з використанням тонкоподр1бненого ванна (про цес ОЬР у Францп, ЬИ АС в ЮмеччинО.

Тонкоподр1бнене вапно з розм^ром часточок 0,1 — 1 мм вводят!) у конвертер через фурму в струмеш кисню, завдяки чому р1зко прискорю еться формування основного шлаку 1 видалення в шлак фосфору, при чому активна дефосфоращя починаеться 13 самого початку продувки

Плавка складаеться з двох перюд1В, роздшених промгжним зливаншш шлаку. Для прискорення процесу шлакоутворення в конвертер! зазвичап залишають часгину кшцевого шлаку вщ попередньо! плавки, на якпп завантажують брухт 1 заливають чавун. Пот1м починають продувку л уведенням вапна в струмеш кисню. Положения фурми в процеа про дувки змшюеться: на початку воно високе (30 кал1бр1в 1 вище над р1внем спокшно! ванни) для прискорення процесу шлакоутворення : вщповщно максимального виведення фосфору, пот1М низьке (15 кал16р1п) для створення умов зневуглецювання. Шсля того як бшьша части па фосфору перейшла в шлак 1 його вмют у метал1 досяг ргвня, характерного звичайному переробному чавуну (0,1 —0,3 %), продувку припиняють I з конвертера зливають шлак. Вм1ст вуглецю в метал! в цей час становичт. близько 1 %, температура металу — близько 1600 °С. Шлак м1стить близь КО 20 % Р₂0₅, ТОМу ЙОГО ВИКОрИСТОВуЮТЬ ЯК Добриво. П1СЛЯ цього у конвертер завантажують брухт або зал1зну руду 1 проводять продув!<у до певного вм1сту вуглецю. Юицевий вм^ст фосфору нижчий Н1ж 0,02 % У зв'язку 31 швидким формуванням високоосновного шлаку С1рка видаляеться 13 металу краще, Н1Ж за звичайного ККП. Ступень десуль фурацп металу становить 60 — 70 %, витрата вапна — 100—125 кг/ г чавуну, тривалгсть плавки — близько 45 хв.

Деяку к^лькгсть виеокофосфористих чавунгв перероблюють в обер тових агрегатах. Виникнення процесгв в обертових агрегатах пов'язаие 31 спробами усунути недол1ки, властив! звичайному ККП, а саме: окне нення вуглецю здеб1льшого в1дбуваеться до СО, а не до С0₂; недо статне перем1шування ванни, особливо за низького вм1сту в метал1 вуглс цю, призводить до незадов1льного переходу фосфору й С1рки з металу и шлак унаслщок нер!вноважност1 системи шлак — метал, пщвищеш нп киди, велике димовид1лення та ш.

У 1956 р. на завод! у М1СТ1 Домнарвет (Швещя) було введено в дпо перший кисневий конвертер, що обертався у процес! продувки навко./ю повздовжньо! його ос1 31 швидк1стю до 40 об/хв. Процес Д1став назну СаШО.

Конвертер (рис. 3.23) також обертаеться навколо горизонтально! ос1 для заливання чавуну, завантаження матер1ал1В 1 зливання сталь .'!а будовою 1 футер1вкою конвертер Са1-00 не в!др!зняеться вщ зни чайного кисневого. Кисень П1Д тиском 0,3 — 0,4 МПа подають за допо

рис. :!.23. Конвертер Са1-ПО:

I подавання кисню; 2 — подавання води; | фурма; 4 — 6 — вщповщно положения 1И'1 конвертера гид час завантаження шихти, (Мшких матер!ал!В 1 випускання стал!

Могою фурми, яку ВВОДИТЬ у КОИ- нертер через горловину шд кутом 1Н 26 \

Мосднання допалювання окси­ду вуглецю (II) в конвертер! та Обертання агрегату створюе особ­ливо сприятлив1 умови для штенсивного нагр1вання та иерем1шування нншш, швидшого формування активного вапняно-зал1зистого шлаку I ршшього ШВИДКОГО окиснення фосфору. При цьому 1СТОТНО знижуеть- ги иерегр1вання ванни у зош п контактування з кисневим струменем, |цо значно зменшуе випарювання зал 1 за 1 вид1лення бурого диму.

11пзький тиск кисню 1 подавання його шд кутом до поверхш ванни иумонлюе його неповне засвосння ванною. Кисень, що залишаеться в Норожииш, забезпечуе допалювання значно! частини СО (60 — 90 %) угередиш конвертера. Теплота, що при цьому видшяеться, дае змогу Нереробити велику юлыасть брухту (до 40 — 50 %).

('тумшь окиснення шлаку 1 чергов1сть окиснення вуглецю й фосфо­ру шд час продувки регулюють змшою частоти обертання конвертера, ролммцення фурми 1 витрати кисню. Шсля збшыиення частоти обер­ни ш и, кута нахилу фурми до поверхш ванни I витрати кисню прискорю- егыи окиснення вуглецю та знижуеться окиснешсть шлаку, що упов1ль- 1П01 процес дефосфорацп.

, р₂о₅,

Р₂0₅ ). Шс-

Процесом Са1-00 можна переробляти як високо-, так 1 малофосфо- рнсм чавуии, але його використовують переважно для переробки висо- Иофосфористих чавушв. В цьому випадку продувку проводить з про- М1жпнм скачуванням шлаку за вм1сту фосфору в метал 1 0,03 — 0,04 %, нуI лецю — 0,3—1% 1 Р₂0₅ в шлаку 18 — 24 % (шод1 з дворазо- инм перший шлак скачують за вм1сту 0,1—0,3 % Р 1 16 — 20 другим за вм!сту 0,05-0,1 % Р, > 0,5 % С 1 12-17 им кожного скачування шлаку в конвертер уводять вапно. Брухт мож­но (лвлптажувати у два прийоми — 50 — 70 % до заливания чавуну, а реппу шсля скачування шлаку. Остаточну продувку проводять до от- рнмаипи певного вм1сту вуглецю та вводять вапно для згущення шла-

ку Чистину кшцевого шлаку залишають у конвертер! для наступно"! (рынки.

< )гпов1п ТРП процесу Са/ ОО: садка — 100— 150 т; питом1 витрати, 1п 1 сга./й, редкого чавуну — 650 — 670, брухту — 405 — 430, руди — 8 — панна 85 90; максимальна штенсившсть продувки — 2 — 2,4 м³/хв; Н1ПОМ1 витрати кисню — 58 — 62 м³/т сталг, стшшсть футергвки —

Рис. 3.24. Схема роторно! печ1:

/ — газовгдвщ; 2 — обертовий ротор; I. 4~ В1ДП0В1ДН0 подавання вторнннои> I первинного кисню; 5 — сталевипускини отв1р

50—100 плавок; тривалклъ продувки — 35 — 41 хв, плавки — 80 90 хв; вихщ придатно! стал1 — 90 — 93 %.

Певиу к1льк1сть високофосфористих чавушв переробляють у ротор них печах (рис. 3.24). Процес здшснюють у горизонтально розмщеному цилшдричному агрегат1, що обертаеться 31 швидюстю близько 4 об/хн В обох торцевих стшках ротора знаходяться отвори — через один за вантажують тверд 1 матер1али 1 заливають чавун, а через другий вщво дять гази. Перший отв1р призначений для введения водоохолоджу вальних кисневих фурм, через одну з яких подаеться первинний кисет, у ванну, а через другу — вторинний кисень над ванною для допалювап ня СО. У друпй торцевш стшщ розм1щений сталевипускний отв1р I шлакова льотка.

Головна мета роторного процесу — попередня дефосфоращя 1 десп Л1кац1я чавуну. Проте у роторних печах можна також виплавляти сталь

3.5.4. Переробка природнолегованих чавушв

Природнолеговаш чавуни отримують шд час переробки комплексннх руд, як! кр1м эал13а М1стять так1 елементи, як Ванад1й, Хром, Шкель, Манган та ш. Мета переробки таких чавушв не лише отримати сталь, а й зберегти 1 використати щ елементи.

Ванадш — один 13 найцшшших легуючих елемента: нав1ть невеликш"| вм1ст його в стал1 р13ко пол1пшуе и мехашчш та експлуатац1ЙН1 власти воет!. Перехщ ванад!ю 13 металу в шлак вщбуваеться за реакщею

2[У] + 5 (РеО) = (У₂0₅) + 5 [Ре]. (3.68)

1з р1вняння константи р1вноваги випливае, що

Оскхльки реакц1я (3.68) екзотерм1чна, значения Ку 31 зменшенням температури збшыиуеться, тобто, що нижча температура ванни 1 бшьпн- значения Д(р_ео)> ^то иовн1ше за иаявност! вуглецю може бути переведе но ванад1ю 13 металу в шлак.

Переробку чавуну, виплавленого 13 руди Качканарського родовита, складу, %: С - 4,4-4,9; 51 - 0,2-0,35; Мп - 0,2-0,35; Т1 - 0,3

164

О,,'15; V 0,38 — 0,48; Р - 0,05-0,12; 5 - 0,025-0,058; Сг - 0,04- 0,Ш), проводить дуплекс-процесом конвертер —конвертер. Завдання пер- ЩоУ нереробки —окиснення ванадш 1 переведения його в шлак. Умови ДЛИ цього - низька температура та високий вмют РеО в шлаку дося- |*Я N >11> у ведениям твердого чавуну й окалини до початку заливания рщко- рО чавуну. Продувку ведуть до отримання нашвпродукту складу, %: С 3,2 3,8; V - 0,02-0,04; Р - 0,05-0,12; 5 - 0,025-0,058. йлинаючи метал через сталевипускний отв1р, його вщокремлюють вщ Шлаку. Натвпродукт передають у другий конвертер, у якому отриму- ЮП. готову сталь. Ванад1евий шлак подають у феросплавну тч для ЙИИлавки ферованадда.

Шд час переробки високоманганових чавушв складу, %: С — 3,8 — <М; N1 0,36-1,0; Мп - 3,8-7,3; Р - 0,06-0,17; 5 - 0,025-0,045, використовують технологии, под1бну до технологи виробництва стал113 ййнадкиих чавушв, яка забезиечуе максимальний перехщ мангану з Миилу у шлак в початковий перюд продувки, а пот1м теля вщокремлю- ййнии нисокомаигаиового шлаку вщ металу, доведения натвпродукту до готово! сталь В початковий перюд переходу мангану з металу в Шлак смрияе низька температура, велит концентрацп й актившсть РеО Сй нп:и>к1 МпО. Це досягаеться введениям перед продувкою лише брухту (Ю. 36 % маси чавуну) 1 виключення присадок вапна. Продувку ве­дун. до вмюту вуглецю близько 2 %. Вмют мангану при цьому стано- йить 1,1 1,2 %, МпО в шлаку — близько 60 %, юлькють шлаку — ЙЛП.п>ко 7 % маси чавуну.

Шсля зливання натвпродукту в к1вш 1 шлаку в чашу натвпродукт ЙНону заливають у конвертер, додають вапно та плавиковий шпат 1 ве­ду 1Ь продувку до досягнення стал1 потр1биого складу.

3,5.5. Виробництво сташ в конвертерах а донною продувкою

ф|:жко-х1М1чш особливост! виплавки сталь Донна продувка чистим Именем иеможлива внаслщок низько! стшкосп днищ 1 керам1чних фурм. Цей педолп< усуваеться, якщо кисень подають знизу у вигляд1 струме- Н|Н, огочепих кшьцевою захисною оболонкою 13 вуглеводшв. Юльцева пПолопка запоб^гае контактуванню кисню з чавуном та иеремщуе зону НПеиеиииого окиснення дом1шок 1 тепловид1лення вщ фурм у глибину Шншп 1(р1м того, пщ час контактування з рщким металом вуглеводш |ныи надаються, що супроводжуеться поглинанням теплоти 1 забезпечуе пконпджения прифурмено! зони. У таких умовах стшюсть футер1вки дмгшас кг/п.ка сотень плавок.

Кисмеис дуття подають через днище, зокрема через щшинт коакааль- III фурми (рис. 3.25). По центральнш труб1 подають кисень, а по пери- фер||1п1м захисний газ або рщке иаливо близько 5 % маси кисню. Кот фукцш <|>урм дае змогу вводити порошкопод1бне вапно з киснем

Рис. 3.25. Схема фурми конвертера з донною продувкою:

1 — рщкий метал; 2 — днище конвертора; 3 — вуглеводж

у ванну. Залежно вщ м1Сткоеп конвертера у дни мм розм1щують вщ 7 до 22 фурм.

За донно1 продувки збшынуеться штенсивнк ть перем1шування ванни як безпоеередньо струме нями дуття, так 1 бульбашками СО, яю утворю ються пщ час окиснення вуглецю. Це зменшу< окиснешсть шлаку — приблизно впродовж 80 90 % тривалосп продувки вм1ст Ре_заг за донпо! продувки знаходиться на р1вш 5 — 7 % 1 починае зб1льшуватися лише за низьких концентрацш вуглецю. Зменшення окисненосп шлаку пщви щуе вихщ корисного 1 вм1ст мангану в металл Останне вщповщно змем шуе витрати феромангану на 0,35 — 1,7 кг/т сталь

У промисловосп процес дон но! продувки, який д1став назву ОБА/, вперше впроваджено у ФРН у 1968 р. Модифшування процесу дктало назву в США як процес О-ВОР, у Францп —

Конструкция конвертера. Конструкщя конвертера 1 днища вщр1з няеться такими особливостями вщ конвертеров верхнього дуття: цапфм опорного к1льця порожнист1, одна з них з'еднана з кисневим колекто ром, а друга — з колектором захисного газу або рщкого палива; обидна колектори прикршлеш до донно! частини кожуха конвертера. ПрофЬп. внутр1шнього простору конвертера 1 його розм1ри мають сприяти по вному видаленню рщкого металу й шлаку, коли конвертер знаходиться в горизонтальному положенш, тобто до 1 теля продувки. Рщкий метал 1 шлак шеля повалки конвертера не повинш закривати донш фурми. Це визначае величину одного з основних параметр1в конвертера: вщно шення висоти робочого простору до його д1аметра. Якщо для конверте р1в верхнього дуття це вщношення становить 1,4 — 2, то для конверте р1в донного дуття — 1,15 — 1,25. Конвертери донного дуття обов'язково мають змшш днища.

В1дсутн1сть у конвертерах донного дуття вертикально розмщено! фурми дещо спрощуе конструкцда пристрою для вловлювання й ох о лодження димових газ1в та значно зменшуе його загальш розм1ри. 1 в конвертерах верхнього дуття у них використовують системи вщве дення й охолодження димових газ1в з допалюванням або без нього.

Технология плавки. У нахилений конвертер завантажують сталевип брухт 1 заливають рщкий чавун. Шд час заливки конвертер повертаюп. у майже горизонтальне положения, щоб рщкий чавун не заливав фур ми. Для захисту фурм вщ бризок чавуну й шлаку кр1зь них продупа ють азот або пов1тря. Пот1м подають дуття 1 конвертер ставлять у вер тикальне робоче положения.

На вщмшу вщ верхньо"! за донно!" киснево! продувки штенсинпг зневуглецювання починаеться з перших хвилии процесу 1 вщбуваеты я

допит, плавно упродовж ус181 плавки. У перший перюд продувки оки- (Жюсться лише 30 — 40 % мангану загальноТ його юлькоеп (за верхныл Продувки близько 70 %). У раз1 використання кускового вапна окис- Иснпн <|)осфору починаеться лише на останнш стадп плавки. До цього Моменту дещо зб1льшуеться ВМ1СТ зал1за в шлаку 1 його основшсть. Мм1ет фосфору у метал1, нижчий шж 0,02 %, досягаеться лише за вм1сту Вуглецю 0,05 % 1 менше, якщо р1зко зростають окиснешсть та основность Шлаку.

Ф13ИКО-Х1М1ЧШ умови ПЛаВКИ ЗМШЮЮТЬСЯ П1СЛЯ вдувания порошко- 1ШД1бпого вапна. Часточки СаО у високотемпературнш реакцшнш зош Нйсичуються оксидами феруму, перетворюючись на часточки реакцшно- йдатиого шлаку. На поверхш цих часточок 1 вщбуваеться реакщя виве- депмн фосфору (3.56), (3.57). У м1ру спливання часточки шлаку збщню- И)1 >>< >1 па оксиди феруму, яю витрачаються на зневуглецювання, оскшь- КП (рос(рор до цього вже зв'язався 13 СаО в мщш сполуки. У зв'язку 13 цим дсфосфоращя металу можлива й усшшно вщбуваеться за наяв- Ност1 гетерогенных шлаюв. При цьому стушнь дефосфорацп зростае Л1лммс, шж це вщповщае умовам р1вноваги М1Ж металом 1 рщким шлаком. |1йндики цьому процес за донноТ продувки 13 вдуваниям порошкопод1б- М(пи напна можна припинити 1 в раз1 високого вм1сту вуглецю.

(' I у 1мпь десульфурацп близький до 50 %, тод1 як за продувки зверху Мина становить 30 — 40 %. Це пов'язано з високою швидкклто масообмш- НИХ ироцеав 1 зниженням вмюту оксид1в феруму за високо! основ­ной!

Характерною особливютю донних процеав е пщвищеш (0,00045 Нроти 0,00026 %) концентрацп водню в метал1, що пов'язано з терм1чною ДИгощащею вуглеводшв з вщцленням выьного водню. Газ, що вихо- /11П1. 1.1 конвертер1в донного дуття, мютить 5 —6 % Н₂ (85 % СО, 3 % ('( Ь, 5 % N2 ) пор1вняно з 0,5 — 0,7 % у конвертерах верхнього дуття. Тому одтею з кшцевих технолопчних оиерацш шсля припинення про­души! киснем е короткочасна (1—3 хв) продувка ванни кр1зь донш фурми шергними газами — аргоном або азотом, унаслщок чого вмют ИНДИЮ ЗНИЖуеТЬСЯ ПриблНЗНО ВДВ1Ч1.

Переробку високофосфористих чавушв проводять 13 залишенням Шипку иоиередньо1 плавки, введениям порошкопод1бного вапна 1 про- М1жним скачуванням шлаку.

Гех1|1ко-сконом1чн1 показники процесу. Пор1вняно з ККП донна Продувка мае так1 переваги: майже вщсутш втрати з викидами; у 1,5 — ^ ри 1П зменшуються втрати зал1за 31 шлаком внаслщок меншого вмюту Н шпаку оксидов феруму; в 3 — 5 раз1в зменшуються втрати зал!за з днмоиими газами, осюльки найбшыш часточки Ре₂О_э иоглинаються ц|| ни проходження кр1зь шар металу 1 шлаку, що сприяе пщвищенню Им I 1,5 "о виходу стал1; змеишуеться юлыасть мангану, що окисню- I ми и шд час п|)одувки, 1, як наслщок, зменшуються витрати феромангану; 1А1 ныиугм.си стушнь дефосфорацп 1 десульфурацп, що зумовлюе змен- шення витрат шлакоутворювальних; проспите виплавляти сталь з пн:и> ким вм1Стом вуглецю; швидше розплавляеться металевий брухт.

До недолхюв процесу належать таю: потребна продувка металу 1пср I ним газом для видалення водню, а також подавання кр1зь фурми м перюди М1ж плавками шертиого газу або повкря для охолодження фурм; ускладнюеться конструкщя та експлуатащя днища 13 системою шдведення кисню, захисного середовища та шертного газу; просто'! кои вертера виникають у раз1 замши днищ тривал1стю 4—20 год; на 2 А "., зменшуеться юльюсть брухту, який иереробляють; для видалення диму 1 крапель металу, що виносяться з конвертера теля його нахиляпня, потр^бш спещальш пристроТ.

3.5.6. Виробництво стал1 в конвертерах комбшованого дуття

У конвертерах комбшованого дуття водночас з подаванням кисню зверху вводять р1зш технолопчш гази через дуттьов! иристро!', встапоп лет у днищ1 конвертера. У цих конвертерах рацюнально поеднуються переваги верхнього 1 донного дуття та значною м!рою усуваються Тх недолпш. Так, водночас з можливютю регулювання режиму шлакоутио рення внаслщок змши режиму дуття, иереробки значноГ юлькосп брух I у досягаеться штенсивне перем1шування металево!' ванни, пщвищуеться вих1д придатного металу внаслщок зменшення окисненост! шлаку 1а К1ЛВКОСТ1 викид1в, иовн1ше в1дбуваються процеси зневуглецювання, де сульфурац11 1 дефосфорацп.

Донне дуття подають через порисп вогнетривк! блоки або черсл фурми, встановлеш в днищ1. Вщом! таю види процесу: вдувания ]иер| них газгв через порист! вогнетривк! блоки (процес ЬВЕ) або через трубки чи канали у футер1вщ днища (процеси ЬЪ-КС, ЬИ-АВ, ЬО-В(', ТВМ)\ вдувания через донш фурми сум!ип кисню та шертного газу и юльцевш оболонц! 13 вуглеводн1в або нейтральних газ1в (процес 5ТН) або без захисно!' оболонки (процес ^^ ОТВ)\ вдувания через доит фурми пов1тря в юльцевш оболонщ з 1нертних газ1в (процес ВАР). подавання частини кисню через донш фурми в юльцевш оболонщ м вуглеводшв або нейтральних газ1в (процеси ЬБ-ОВ, ЬИ-НС); зазпа чеи1 вище способи з додатковим вдуваниям вапна через днище (на приклад, процес К-ВОР 13 вдуваниям вапна кисневими струменямн н захиснш оболонц!).

Нин1 найпоширен1ший процес ЬВЕ з використанням для дошки продувки вогнетривких блоюв (рис. 3.26), яю мають стандартн! розм1 ри звичайно!' цеглини 13 середн1м перер1зом 150 х 100 мм. По всьому перерезу блока р!вном1рно розм1щено близько 50 каналов д!амег)М)м 1 — 1,5 мм. Блок знаходиться у металевому зварному кожус1, до дошки частини якого приварено трубу для шдведення газу до отвор1в. Зал еж

Рив> .4.26. Вудова пористого вогнетривкого блока:

ц ц ш ф

|'| |'| N1 |||

'I' 'I' 'I' 'II

ц ц ц |[Г

м |'| м м

N1 И1 ж ф

|||

I могипринкий блок; 2 — канали; 3 — металевий кожух; | труба для шдведення газу

НО м1д мкткосп конвертера в його днище уклада- Ц>ТЬ шд 4 (60-тонний конвертер) до 16 (400-тон- нн11 коинертер) пористих блошв. При дьому рщкий МРТИЛ у канали не затшае.

Комбшовану продувку впроваджують переваж- НО у цехах ККП. Шд час виробництва низьковугле- ЦРНМХ с талей застосовують операщю шсляпродув- Н01'() нерем1шування, яке проводить аргоном 0нод1 СО^ ) •'< штенсившстю 0,1 — 0,3 м' /(хв • т) упро- ДИИЖ 2 6 хв (вм1ст вуглецю зменшуеться на 0,()| 0,02 %). Для поглибленого зневуглецюван- |(И и1сля подавання верхнього дуття через днище Лоднюгь сум1ш кисню й азоту (або аргону) у сшв- Икдпомк'шп 1:1, завдяки чому отримують сталь 13 ЦМ1п'ом вуглецю 0,004 — 0,005 %. Низыа концентрацп кисню в стал! та снижения вмюту вуглецю теля донного перем1шування дають у деяких (Нипдках шдстави вщмовитися вщ вакуумування.

Ли комбшовано'! продувки стушнь десульфурацп пщвищуеться на 10 15 %, а за короткочасноТ додатково'! продувки азотом або аргоном ЙМП'т прки зменшуеться на 10 — 25 %.

шдпосно короткий перюд часу виробнича практика довела пере- ИйГу ироцеств з комбшованою продувкою пор1вняно з процесами з верх- ||||ОИ1 як у технолопчному, так 1 в економ1чному вщношенш. Тому з Нижним роком все бшьше конвертер1в 13 верхньою продувкою перелаш- Чомуюп. па комбшовану.

3.8.7. Технология переробки брухту в конвертер!

Для виробництва стал1 металевий брухт пор1вняно з чавуном е менш (ЧН'ртсмпою (на два порядки) 1 дешевою (бшьш як удв1ч0 сировиною. ,Чц умом теплового балансу його витрати на плавку без вжиття спещаль- НИК заходш не перевищують 25 — 27 % маси металево"! шихти. Тому ни- III у (ТН ГОВ1Й металургп складаеться тенденщя розроблення технологи Иинт'ргериих процес1в 13 використанням пщвищеноТ частки брухту.

ш ||| ш III

III |1| III 14

1!1 III III 1Л

II II II II

ц ||| |'| м

Для тдмпщення частки брухту в шихт! насамперед повшше вико- рнгюиуюп, теплов1 можливост1 процесу — змеишують теплов1 втрати Мйиуну шд час транспортування з доменного цеху (прискорюють транс- |щр1 уиапня, зб1лыиують наповнешеть ковппв, 130люють дзеркало чаву­ну крпшкамп або засипками, зменшують юльюсть доменного шлаку в Ионных) I конвертера (зменшують м1жпродувний перюд, а у раз1 вели- мнк нрш гоУн горловину конвертера накривають кришкою).

Серед спещальних способ1в збшьшення частки брухту в шихт: им користовують попередне нагр1вання брухту, вводять паливо в ироцп I продувки, заздалепдь нагр1вають чавун, проводять допалювання С() м иорожниш конвертера.

Попередне нагр1вання брухту можна проводити поза конвертером або в конвертер! теплотою в1д спалювання природного газу, мазуту, вуплля, вщхщних конвертерних газ1в. За першою технолопею брум, завантажений у конвертер, нагр1вають за доиомогою сиещального газо кисневого пальника виродовж 8 —18 хв. Витрати природного газу станом лять 5—13, а кисню — 15 — 20 м³/т сталь Пот1м заливають чавум I плавку проводять за звичайною технолопею. При цьому кшыисть брухту, який переробляеться, шдвищуеться на 4 —9 % маси металево'! шихти.

У раз1 нагр1вання брухту завдяки спалюванню мазуту або порош копод1бного вуплля коефщ1ент замши чавуну брухтом (КЗЧ) досяг.н 7 кг/кг, причому паливо можна подавати як через верхш, так 1 доит фурми. За такою технолопею частку брухту в шихт1 можна тдвищпти до 50 %. У раз1 використання кускового вуплля досягаеться таке самг значения КЗЧ, оптимальш витрати вуплля — 1 % маси шихти, що зменшуе витрати чавуну на 2,5 — 3,5 %.

Загальним недолшом шд1гр1вання брухту в конвертер! е зниження стшкосп футер1вки та збшынення тривалост1 плавки.

Шд час використання ф1зично! 1 Х1М1чно! теплоти вщхщних га: и и для попереднього нагр1вання брухту поза конвертером можна збшыни ти частку брухту в шихт1 на 8 — 14 %.

Паливо для процесу продувки. Як паливо в процес1 продувки ип користовують вуплля, КОКС, карбщи СИЛ1ЩЮ 1 КаЛЬЦ1Ю, В1ДХОДИ, ЩО м1стят1. вуглець, металгчш сил1Ц1Й, манган, алюм1Н1Й. Найчает1ше використону ють вуг1лля фракц11 6 — 25 мм у к1лькост1 5 —20 кг на 1 т сталь КЗЧ при цьому становить 1,4 — 3,6 кг/кг залежно вщ вм1сту у вуплл1 золи, вологи 1 летких речовин. Вуг1лля зазвичай вводять на залитий у конвер тер чавун.

Попередне нагр1вання чавуну проводять у спещальних канальи их пристроях або мжсерах шдукцшними нагр1вниками. П1сля пщ1гр1нан ня чавуну на 200 °С його витрати в конвертерних плавках зменшуюп, ся на 140 кг на 1 т сталь

Допалювання СО в порожниш конвертера проводять уведенням кисню у верхню частину порожнини. Це досягаеться подаванням юн ню через двох'ярусш фурми або змшою розмщення фурми над р1впсм металу. Додатковий ярус сопел спрямований униз пщ кутом близько 30 ° до вертикал1 та призначений для подавання малоштенсивного но току кисню назустр1ч потоку СО, який тдшмаеться в конвертер!. Ннгр.1 ти брухту зб1льшуються на 1,5 — 9 %.

Зб1льшення висоти розм1щення фурми сприяе зростанню кыькогп С0₂ в конвертерних газах на 3 — 7 % (див. рис. 3.9, б), але при цьому значно переокиснюеться шлак 1 знижуеться спшасть футеровки, оскгчм, и

ТРИ лота 1Йд допалювання СО переважно нагр1вае и верхню частину 1 Погано аасвоюеться ванною. Для шдвищення ступеня утил1зацп теплоти ||ер|0ДИЧН0 ЗМШЮЮТЬ висоту розм1щення фурми, проводячи и зворот- НО'Иостунальний рух. Це зумовлюе коливання р1вня метало-шлако-газо- 1И1К емульсп. Якщо фурма знаходиться в нижньому положенш, то шдви- Щуетьея р1вень ванни внаслщок зростання газонасиченост1, 1 теплота, ИКумульована верхньою частиною футер1вки шд час шдвищеного роз- МИнеппя фурми, переходить у ванну.

ууу ууу ууу ууу у/у ууу ууу 'ууу ууу ууу ууу

Мелши можливосп щодо зб1льшення ступеня допалювання СО з'яв- диються за комб1нованоТ продувки. У цьому раз! навгть за використання ЙНИчайпоУ фурми збшьшення висоти П розм1щення над ргвнем ванни в Друпй половиш продувки шдвигцуе середнш вм1ст С0₂ в конвертер- ||их газах приблизно на 5 %, що забезпечуе зниження витрати чавуну Мй К) 12 кг на 1 т сталь

3.8.8. Подавання чавуну в сталеплавильш цехи

11а комбшат! з повним металургшним циклом рщкий чавун передають 1,1 доменного цеху в мшсерне вщдшення тепловозами по зал1зничнш ИолГ! в чавунов1зних ковшах мктюстю 80— 140 т (рис. 3.27). В мжсер- ||пму 1ндд1ленш рщкий чавун збер1гаеться в м1ксер1 2 — посудиш ци- л1ндрпчно1 форми. Металевий кожух мшсера всередиш футерований Мигпезптовою цеглою. Для заливания чавуну у верхнш частиш мжсера ► н1кпо, закрите кришкою. Мшсер спираеться на роликов! катки 3, ипапоилеш на фундамент 4. Чавунов1зний ювш /, в якому чавун до-

паиляють 13 доменного цеху,

ц|дп1мають мшсерним кра- .---■г^Г^'Т/'Т^^^ Ним <> на р1вень заливального ' ^^—¹——'—^'* I "

Щкпа 1 кр1зь нього заливають у м!ксер. 1з мжсера чавун че- |ММ злпвний носок зливають у кIВт 5 1 одночасно зважу- IIIII. I |() Г1М тепловозом К1ВШ, М|| I к1еп> я кого вщповщае маа |111Гр!бпого для плавки чаву­ну, перевозить у конвертерне Й|дд1леппя по зал1зниц1. МПи ер оналюють природним |и.1ом або мазутом за допомо- |ою палышюв, розм1щених у Шрцеиих сппах.

ИНГ II.'//. Схема М1КСерНОГО В1ДД1-

4НМИИ

У В1ТЧИЗНЯНИХ цехах установлен! мшсери мютюстю 600, 1300 1 2500 I за М1СТКОСТ1 конвертер1в вщиовщно 50, 150 1 250 — 350 т, тобто юлькн-и. чавуну в М1ксер1 майже на порядок перевищуе масу чавуну одше! планки Такий запас чавуну забезпечуе безперебшну роботу конвертер1в за иг рюдичного, 1НОД1 нер1вном!рного надходження його 13 доменного цеху

У мшсер1 вщбуваеться вир1внювання х!м1чного складу 1 темпера ! у рп чавуну 13 плавок р1зних випусюв. Для забезпечення достатнього усергл нення не допускаеться спорожнення мшсера бшыие шж на 50 % Лот м1сткост1, а тривалють знаходження чавуну в мшсер1 мае бути близкий 7 год.

У мшсерному вщдыенш иоряд з мшсером установлюють стендп л машинами для скачування доменного шлаку з поверхш рщкого чавуну в ковш! перед заливаниям його у мшсер. Робочий орган таких ма шин — це штанга з металевим гребком на кшщ. За зворотно-посту пального руху штанги гребок скачуе шлак, що М1стить близько 40 ",. 5Ю₂ 1 понад 1 % 5, через зливний носок у шлакову чашу. Така сами машина видаляе шлак з поверхш мшсера.

Збшыиення М1СТКОСТ1 чавунов13них КОВШ1В сприяло розроблешпп ковш1в м1ксерного типу М1СТК1СТЮ 140 — 600 т. Чавун 13 доменно! иен у К1вш м1ксерного типу зливають через горловину, пот1м транспортуки ь до сталеплавильного цеху 1 наповнюють заливний К1вш. Втрати теплен и у ковни М1кеериого типу значно мении, Н1Ж у звичайному 1 в1дпо1пдн(| становлять 15 — 30 1 50—100 °С за год. Кр1м того, вщпадае пот]1с0а буд1вництва м1ксерного вщдшення.