Металлургия технология угля и неметаллических полезных ископаемых3
..pdfПоверхностное кипение обычно возникает при наличии сильно окисленных шлаков и высоком содержании углерода в металле, что соответствует условиям начальных периодов плавки.
По мере понижения содержания углерода возрастает количе ство растворенного в металле кислорода (рис. 15) и возникает вероятность «донного» кипения ванны. Этому способствует повы-
Рис. 15. Зависимость содержания кислорода в металле от содержания углерода:
/ — равновесное значение |
[С] и [О]; 2 — действительные концентрации |
[С] и [О] |
в сталеплавильных агрегатах |
шение температуры процесса, облегчающей диффузию закиси же леза в шлаке и кислорода в металл. Однако для выделения пузы ря СО из металла ему необходимо преодолеть не только атмос ферное и гидростатическое давление металла и шлака, но и силы поверхностного натяжения, характеризуемые давлением, поверх
ностного натяжения р —— (здесь а — поверхностное натяжение,
г — радиус пузыря). Образованию пузырей СО относительно боль шего размера, когда величина р понижается, способствует нали чие твердых шероховатых поверхностей подины, шихтовых мате риалов и неметаллических включений в объеме металла. Если при поверхностном кипении давление СО в пузырях близко к атмо сферному (дсо» 1 ата), то при донном кипении ванны в марте новской печи оно составляет около 1,5 ата.
Пузыри окиси углерода, проходя через весь слой металла, со вершают большую работу перемешивания ванны, ускоряют ее нагрев, способствуют удалению неметаллических включений из стали. Подовое кипение обеспечивает также энергичную дега зацию ванны — удаление из стали азота и водорода. Поэтому про
цесс окисления углерода оказывает большое влияние на качество, выплавляемой стали.
Концентрация углерода в стали определяет, кроме того, ее окисленность, т. е. содержание кислорода. При выплавке малоуг леродистых сталей (С< 0,2%) возможно значительное повышение содержания кислорода в металле и снижение скорости окисления углерода.
О к и с л е н и е к р е мни я , м а р г а н ц а и ф о с ф о р а , рас творенных в металле, осуществляется на границе раздела шлак — металл за счет закиси железа шлака по реакциям, идущим с вы делением тепла:
[Si] 4- 2 (FeO) = (SiO?) + 2Fe + 87,0 ккал;
[Mn] + (FeO) = (MnO) + Fe + 29,5 ккал;
2 [P] + 5 (FeO) 4- 4 (CaO) = (4Ca0P20 5) + 5Fe + 130 ккал.
Продукты этих реакций — кремнезем, закись марганца и тет рафосфат кальция поступают в шлак, а восстановленное железо переходит в металл. Непосредственное окисление' кремния, мар ганца и фосфора кислородом маловероятно. В этом случае на границе газ — металл протекает реакция с образованием закиси железа
Fe + — Оо = FeO,
2
последняя непосредственно, либо растворяясь в шлаке, служит источником окисления этих примесей.
Сродство к кислороду у кремния, марганца и фосфора больше, чем у железа, например, Po,(SiO.)<Po8(FeO)- Поэтому кремний, мар ганец и фосфор являются восстановителями окислов железа шла ка (или вводимой руды).
Наиболее полное удаление кремния и фосфора из металла дос тигается при наличии основных железистых шлаков, которые обеспечивают не только их окисление с образованием S 1O2 и Р2 О5 , но и флюсование этих окислов в прочные химические соеди нения (силикаты и фосфаты кальция). Кремний окисляется прак тически полностью уже в начале плавки.
Для наиболее полного удаления фосфора из металла необхо-
/ %СаО \ Q
димо наличие очень основных железистых шлаков ---------- ~о
их скачивание и наводка новых шлаков. Это обусловлено тем, что при высоком содержании Р2О5 в шлаке и повышении температу ры при доводке плавки и раскислении металла возможно восста новление фосфора.
Марганец, подобно кремнию, легко окисляется как при кис лом, так и при основном процессах. Однако при одинаковом со держании МпО в основном и кислом шлаках, концентрация мар ганца в металле при наличии основных шлаков значительно выше.
Это объясняется образованием прочных силикатов марганца в кислом шлаке, что облегчает процесс окисления марганца, раст воренного в металле. В практике основных сталеплавильных про цессов нередко наблюдается восстановление марганца углеродом при повышении температуры ванны.
У д а л е н и е с е ры из м е т а л л а является одной из важ нейших технологических операций сталеплавильных процессов и заключается в переводе серы из металла в шлак путем образова ния прочного сульфида, не растворимого в металле.
Процесс десульфурации металла основным шлаком осуществ ляется по следующей схеме
[FeS] = (FeS),
(FeS) + (CaO) = (CaS) + (FeO).
Одновременно с этими реакциями протекает процесс обезуг лероживания металла, что облегчает удаление серы за счет уве личения поверхности шлак — металл при кипении ванны и в ре зультате частичного раскисления шлака.
Суммарная реакция десульфурации металла может быть пред ставлена уравнением
[FeS] + (СаО) + [С] = (CaS) + СО + Fe.
Удалению серы способствуют: высокая основность шлака и низкая концентрация в нем закиси железа, более высокое содер жание углерода в металле и высокие температуры процесса. Интен сивное кипение ванны, скачивание и наводка нового шлака уско ряют и облегчают процесс десульфурации металла. Увеличение количества (кратности) шлака способствует дальнейшему очище нию металла от серы в соответствии с законом распределения.
Частично сера может удаляться из металла в форме сульфи да марганца MnS. Однако процесс [FeS]+{Mn]—^(MnS)-fFe не имеет столь большого значения, как десульфурация металла оки сью кальция, растворенной в шлаке.
В случае применения сернистого топлива может иметь место переход серы из газовой фазы в металл.
При основных сталеплавильных процессах удается довести со держание серы в стали до 0,02—0,03% и ниже. Для глубокой де сульфурации металла можно использовать операцию внепечной об работки стали в разливочном ковше жидкими синтетическими шлаками, содержащими 40—50% СаО, 40—50% А120 3, 5—10% CaF2 и незначительное количество Si02, MgO, МпО и закиси же леза 1. При сливе стали в ковш с таким жидким шлаком (4—6% от веса металла) в результате эмульгирования металла со шла ком происходит очень быстрый переход серы в шлак. В резуль тате концентрация серы в стали может быть снижена до 0,01— 0,006%.
1 Известно много синтетических шлаков других составов.
Г а з ы в с т а л и — кислород, азот и водород являются вред ными примесями, они способствуют старению стали, увеличиваютее хрупкость, вызывают красноломкость, приводят к образованию флокенов (микротрещин) и ряда других дефектов. Поэтому в ста леплавильных процессах стремятся осуществить возможно полную дегазацию металла.
Источниками внесения в металл газов являются стальной лом, чугун и особенно ферросплавы, а также атмосфера в сталепла вильном агрегате, содержащая О2, Н20, С02, N2 и Н2. С влажной известью и рудой может вноситься в металл значительное количе ство водорода.
Процессу растворения газов (азота и водорода) в металле предшествует их диссоциация и суммарный процесс протекает по реакциям
N2ra3= 2 [N] — 5,16 ккал,
Н2газ = 2[Н ]~15,28 ккал.
Количество растворенных в стали азота и водорода прямо про порционально квадратному корню из их парциального давления в газовой фазе
[%N] = /CN I^PN2,
[%Н] = KHV Рнг-
1 ехнологические условия сталеплавильного процесса — атмос фера, температура, состав стали и особенно шлака, а также интинсивность кипения ванны оказывают существенное влияние на содержание газов в стали. Влияние атмосферы агрегата иллюст рируют следующие данные:
|
Азот, % |
Водород, % |
Мартеновская сталь................................. |
0 ,004—0,006 |
0,0004— 0,0007 |
Конвертерная сталь при |
донном воз |
0,0002—0,0005 |
душном д у т ь е ..................................... |
0,014—0,020 |
|
Конвертерная сталь при верхнем ки |
0,0002—0,0003 |
|
слородном дутье |
0,002—0,007 |
Основные шлаки имеют значительную газопроницаемость, а кислые малопроницаемы, особенно для водорода.
Повышение температуры увеличивает растворимость азота и водорода в стали, а интенсивное донное кипение ванны, наоборот, ускоряет ее дегазацию.
Состав стали влияет на растворимость водорода: углерод, кремний, фосфор уменьшают растворимость, а марганец, хром и никель, наоборот, ее увеличивают.
§2. Раскисление и легирование стали
Ра с к и с л е н и е м стали преследуют цель ее очистки от раство ренного в ней кислорода. Раскисление осуществляют двумя мето дами— осаждающим и диффузионным.
Процесс осаждающего раскисления происходит по реакции [О] + [Э] = ЭО(тв. ж).
Продуктом реакции является не растворимый в жидком ме талле окисел элемента-раскислителя.
В качестве раскислителя может быть использован всякий эле мент, окисел которого обладает более низкой упругостью диссо циации, чем закись железа. Это условие выражается соотношением
РОг (ЭО) < Р ог (FeO).
Предпочтительнее брать такие элементы-раскислители, окислы которых легкоплавки и способны к коагуляции, обеспечивающей их быстрое удаление в шлак.
Наибольшее употребление нашли элементы-раскислители Si,
Mn, |
А1 и |
ферросплавы на их |
основе — ферросилиций ( 12; 45 |
и |
75% |
Si), |
ферромарганец (72% Мп), силикомарганец и сплав |
||
AMS |
(18,5% Мп; 14,4% Si и 9,1% А1). Используются также сили- |
|||
кокальций, силикоцирконий, ферротитан и др. |
в |
|||
Сущность диффузионного |
раскисления стали заключается |
восстановлении закиси железа в шлаке элементами-раскислите- лями, входящими в состав смесей. Согласно закону распределе
ния |
|
Z/FeO = |
^ - = Const |
|
(FeO) |
снижение (FeO) вызывает |
диффузию кислорода из металла |
в шлак до момента установления равновесия при данной темпера туре.
Преимуществом диффузионного раскисления, в отличие от осаждающего, является чистота металла в отношении неметалли ческих включений, так как продукты раскисления остаются в шлаке.
Порошкообразные раскисляющие смеси, в состав которых обычно входят углеродистые материалы, ферросилиций и алюми ний, подаются на поверхность шлака в несколько приемов.
Так как при диффузионном раскислении фосфор из шлака пе реходит в металл, то шлак предварительно скачивают возможно полнее.
Высокая стоимость раскислителей и большой их расход огра ничивают применение диффузионного раскисления только -особы ми случаями выплавки высококачественных легированных сталей.
В зависимости от степени раскисления любая сталь может быть отнесена к одному из следующих трех типов — кипящая, полуспокойная и спокойная. Типичные слитки их представлены на рис. 16.
К и п я щ а я с т а л ь раскисляется только ферромарганцем и при застывании ее в изложенице наблюдается кипение в резуль тате самораскисления металла углеродом по реакции
[О] + [С] с= СО.
Неуспевшие выделиться пузыри окиси углерода и других газов после затвердевания стали остаются в теле слитка на глубине 20 мм и более от подкоркового слоя. При горячей прокатке слит ков газовые пузыри завариваются.
Недостатком слитков кипящей стали является неоднородность ее химического состава по высоте и поперечному сечению слитка;
|
|
особенно |
развита |
сегрега |
|||
|
|
ция |
примесей |
в |
тяжелых |
||
|
|
слитках |
(6—12 т). |
|
|||
|
|
|
С п о к о й н а я |
|
с т а л ь |
||
|
|
более или менее полно рас |
|||||
|
|
кислена |
в печи |
и |
в ковше |
||
|
|
и |
спокойно (без |
кипения) |
|||
|
|
застывает в изложнице. Эта |
|||||
|
|
сталь |
обычно раскисляется |
||||
|
|
ферромарганцем, |
ферроси |
||||
|
|
лицием и алюминием. |
|||||
|
|
ли |
В слитках спокойной ста |
||||
|
|
газовые 'пузыри |
отсутст |
||||
Рис. 16. |
Структуры слитков стали: |
вуют, |
но наблюдается обра |
||||
а — кипящая |
сталь; 6 — полуспокойная; в — спо |
зование усадочной рыхлости |
|||||
|
койная. |
в центре и усадочной рако |
|||||
|
|
вины |
в верхней |
части слит |
ка, застывающей позже. Слитки спокойной стали более однородны по химическому составу, чем слитки кипящей стали. Поэтому средне- и высокоуглеродистые стали, в том числе легированные, изготовляются только как спокойная сталь.
П о л у с п о к о й н а я с т а л ь не полностью раскисляется в печи ферромарганцем и ферросилицием. В сталь вводится во Бремя разливки в ковш или изложницу алюминий. Сталь в из ложнице кипит вяло, но этого оказывается достаточно для умень шения усадочной раковины и меньшего развития химической неоднородности стали. В полуспокойной стали сочетаются пре имущества спокойной стали (уменьшение химической неоднород ности) с преимуществом кипящей стали (увеличение выхода год ного металла вследствие уменьшения обрези усадочной раковины)
В последнее время расширяется применение кипящей стали, закупоренной химическим или механическим путем.
Химическое закупоривание слитка кипящей стали произво дится через некоторое время после его наполнения в изложнице путем присадки в верхнюю часть слитка алюминия или ферро силиция.
Механическое закупоривание достигается в результате контак та кипящего металла с крышкой и верхом изложницы бутылоч ного типа.
В слитках закупоренной стали получаются более плотная го ловная часть и менее выраженная неоднородность химического со става стали.
Л е г и р о в а н и е с т а л и |
производится различными |
легиру |
ющими элементами — никелем, |
медью, алюминием и |
другими |
элементами или ферросплавами. Наиболее распространенными легирующими элементами являются марганец, кремний и хром, используемые при выплавке конструкционных и инструментальных сталей, а также сталей с особыми свойствами (трансформаторные, жаропрочные, нержавеющие и др.).
Никель, молибден, ванадий и кобальт применяются для леги рования конструкционных сталей особого назначения.
В последнее время в качестве легирующих элементов и моди
фикаторов находят все большее применение |
бор, титан, |
ниобий |
и редкоземельные элементы, которые обычно |
вводятся в |
металл |
в небольших количествах для повышения прокаливаемости, улуч шения обрабатываемости, пластических и вязкостных свойств стали.
|
§ 3. Выплавка стали в конвертерах |
История |
конвертерных процессов начинается с 1856 г., когда |
Г Бессемер |
впервые осуществил продувку жидкого чугуна воз |
духом в неподвижном сосуде для получения литой стали. С этого времени конвертерные процессы, бессемеровский, а позднее томасовский, становятся основными процессами производства стали.
Кислородно-конвертерный процесс начал развиваться в про мышленных масштабах в 1952—1953 гг., когда в Линце и Донавице (Австрия) были пущены первые два кислородно-конвертер ных цеха. За сравнительно короткий срок этот процесс получил широкое распространение и является серьезным конкурентом мар теновского процесса.
Сущность конвертерных процессов заключается в окислении примесей жидкого чугуна в футерованном цилиндрическом сосу де— конвертере, осуществляемом вдуванием в металл воздуха снизу, через днище конвертера или кислорода сверху.
Окисление железа, кремния, марганца, фосфора чугуна, сопро вождающееся выделением тепла, и частичное дожигание окиси углерода в полости конвертера компенсируют покрытие потерь тепла и обеспечивают необходимое повышение температуры ме талла, шлака и футеровки. Быстрое протекание процесса рафиниро вания чугуна создает положительный тепловой баланс процесса, что позволяет переплавлять одновременно с рафинированием чу гуна некоторое количество стального лома.
Бессемеровский и томасовский процессы осуществляются в кон вертерах с донным дутьем. Жидкий чугун заливается при гори зонтальном положении конвертера (рис. 17) с тем, чтобы не залить сопла для подачи воздуха через днище. Затем включается воз душное дутье и конвертер переводится в вертикальное положение. Давление дутья около 2—2,5 ати предохраняет сопла от затека ния в них металла во время продувки. После окончания продувки конвертер переводят в горизонтальное положение и дутье выклю
чают. В металл вводят раскислители и сталь выпускают в разли вочный ковш.
Футеровка бессемеровского конвертера выполняется из дина сового кирпича (94—95% S>02, менее 1,5% АЬОз и менее 2%
Рис. 17. Схема положений конвертера:
а — при заливке чугуна; б — при продувке; в — при сливе
стали в ковш
СаО), так как этот процесс является кислым, идущим на кислых шлаках. При этих условиях к составу бессемеровского чугуна прежде всего предъявляются особые требования в отношении низ кого содержания в нем серы и фосфора.
Томасовский процесс осуществляется с использованием основ ных шлаков, образующихся при введении в конвертер 8—12% из вести. Это позволяет удалять из чугуна серу и особенно фосфор в больших количествах.
Кислородно-конвертерный процесс осуществляется в глуходон ных конвертерах (рис. 18) продувкой чугуна сверху технически чистым кислородом под давлением 8—10 ати, смесью кислорода с водяным паром или углекислым газом.
Применение технически чистого кислорода позволяет значи тельно снизить потери тепла с отходящими из конвертера газами. Это делает возможным продувать в конвертере с основной футе ровкой чугуны практически любого состава. Даже при переделе низкокремнистого, маломарганцовистого и обычного передельного чугуна тепла вполне хватает на продувку чугуна с добавкой в. конвертер извести, в результате чего возникает возможность поч
ти полного удаления из металла серы и фосфора. |
|
||
Кислородно-конвертерный процесс |
|
||
Ш и х т о в ы м и |
м а т е р и а л а м и |
являются жидкий |
чугун, |
скрап, известь, железная руда, боксит и плавиковый шпат. |
|
||
Состав чугуна: |
3,5—4,2% С; 0,3—1,7% Si; 0,3—1,8% Р; 0,4— |
||
2,5% Мп; 0,03—0,08% S. Температура чугуна, поступающего ив |
|||
миксера, 1200—1350° С. Ограничений |
в составе чугуна для |
кисло- |
родно-конвертерного процесса практически не имеется. Однаковесьма значительные изменения в содержании кремния, фосфора и марганца вызывают необходимость разработки особых техно логических приемов ведения процесса продувки, что сказывается также на производительности конвертера.
Скрап и железную руду используют в качестве охладителей. Добавки железной руды совместно с известью, а также рудно флюсовых брикетов или офлюсованного агломерата, ускоряют формирование основного шлака в конвертере. Для разжижения шлака вводят боксит или плавиковый шпат.
Е м к о с т ь к и с л о р о д н ы х к о н в е р т е р о в в большинстве случаев изменяется в пределах 50—250 т. Кожух конвертера со стоит из средней цилиндрической части, суживающегося шлема и отъемного днища. В шлемной части находится летка для выпуска стали.
Глубина спокойной ванны обычно составляет 1—1,5 м. При малой глубине возможно разрушение днища в результате воздей ствия кислородной струи, а при большой глубине ухудшаются ус ловия продуваемости металла.
Наибольшее распространение получила футеровка конвертера из смолодоломитового или смолодоломитомагнезитового (60—70% MgO) кирпича. Стойкость футеровки из этого кирпича составляет 200—600 плавок.
Используют также периклазошпинелидный кирпич, содержа щий 9—12% СГ2О3 и 65—70% MgO.
В зависимости от емкости конвертера и состава перерабаты
ваемого |
чугуна |
расход |
огнеупоров изменяется в пределах |
2,5— |
||||||||
15 кг/т стали. |
|
|
|
в |
конвертер |
осуществляется |
по вер |
|||||
П о д а ч а к и с л о р о д а |
||||||||||||
тикальной водоохлаждаемой |
фурме, |
выполненной |
из |
стальных |
||||||||
|
|
|
труб с медным наконечником — соплом |
(рис. 19). |
||||||||
Вода. |
|
|
Широкое |
распространение получают трехструй |
||||||||
|
|
|
ные сопла. Рассредоточение подачи кислорода |
|||||||||
|
|
|
приводит к уменьшению выбросов металла при |
|||||||||
|
|
|
продувке, |
что увеличивает выход |
годного |
ме |
||||||
|
|
|
талла. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Изменением положения фурмы над ванной и |
|||||||||
|
|
|
темпа дутья (давление, расход кислорода) мож |
|||||||||
|
|
|
но влиять на глубину проникновения струи кис |
|||||||||
|
|
|
лорода в металл и поэтому управлять процессом |
|||||||||
|
|
|
шлакообразования, окисленностью шлака и ско |
|||||||||
|
|
|
ростью окисления примесей чугуна. |
струи |
в |
|||||||
|
|
|
Снижение |
глубины |
проникновения |
|||||||
|
|
|
ванну |
способствует |
увеличению |
окисленности |
||||||
|
|
|
шлака, ускоряет шлакообразование и процессы |
|||||||||
|
|
|
окисления на границе шлак—металл. |
|
|
|
||||||
Рис. 19. |
Кисло |
При увеличении глубины проникновения струи |
||||||||||
родная |
фурма |
с |
в металл |
окисленность |
шлака |
снижается, |
но |
|||||
соплом |
|
ускоряется непосредственное окисление примесей |
||||||||||
П р о ц е с с |
|
чугуна, особенно углерода и кремния. |
|
чугу |
||||||||
плавки . |
После загрузки |
скрапа и заливки |
на конвертер устанавливают в вертикальное положение. Затем в него опускают фурму и начинают подавать кислород. Одновре менно в конвертер загружают от половины до двух третей шлако образующих материалов. Остальное количество шлакообразующих вводят в середине операции продувки.
С момента начала продувки интенсивно окисляются примеси чугуна и образуется шлак. Для ускорения шлакообразования про дуву обычно начинают при более высоком положении фурмы над ванной.
Окисление всех примесей чугуна при продувке сверху проте кает одновременно и поэтому отсутствуют четко выраженные периоды плавки (рис. 20).
Окисление кремния обычно заканчивается в первые 3—7 мин продувки. За это время окисляется около 60—70% марганца от его исходного содержания в чугуне. Окисление углерода и фосфо ра можно регулировать, что является отличительной особенностью данного процесса.
Развитию процесса дефосфорации металла в начале продувки способствует быстрое формирование активного железисто-извест кового шлака. Поэтому промежуточное скачивание и наводка но