книги из ГПНТБ / Квитко, М. П. Кислородно-конвертерный процесс
.pdfдовательно, ухудшение кинетических условий приближения рас пределения фосфора к равновесному. Ухудшение кинетических условий взаимодействия металла со шлаком и в связи с этим уве личение степени неравновесное™ наблюдается и при избытке извести в шлаке. В этом случае уменьшается жидкотекучесть шлака и ухудшается его реакционная способность. По данным исследования, увеличение основности выше 2,4 не имеет смысла.
Нежелательным является и увеличение содержания пятиокиси фосфора в шлаке более 10— 1 1 %. Следовательно, конечные шлаки
Рис. 90. Зависимость степени от |
Рис. 91. Зависимость содер |
клонения содержания фосфора от |
жания фосфора в металле от |
равновесного при различных кон |
времени продувки при плавке |
центрациях железа в шлаке |
рельсовой стали из фосфо |
|
ристого чугуна |
(и в какой-то степени и шлаки по ходу плавки) должны соответ
ствовать |
следующим требованиям: |
|
по Feo6lu; |
|
||||
а) |
окнсленность |
не |
выше 19—22% |
|
||||
б) концентрация |
кремнекислоты |
не |
более 5—8 %; |
|||||
в) |
основность |
шлака |
не более 2,4 |
(но не ниже |
1,8, особенно |
|||
к концу |
продувки); |
|
|
|
|
(к концу про |
||
г) |
минимально |
возможная концентрация Р г0 5 |
||||||
дувки |
не |
более |
1 0 — 1 |
1 %). |
|
|
|
Степень отклонения концентрации фосфора в металле от равно весной при данном составе шлака определяется также степенью контакта взаимодействующих фаз (интенсивностью перемешива ния металла и шлака) или длительностью контакта между ними при постоянной интенсивности перемешивания. Увеличение интен сивности перемешивания при кислородно-конвертерном процессе возможно практически лишь с ростом скорости окисления угле рода, что нежелательно, так как отрицательно сказывается на дефосфорации. Уменьшение скорости окисления углерода и уве личение длительности контакта между металлом и шлаком спо собствуют приближению к состоянию равновесия (рис. 91). Результаты, представленные на рис. 91, дают возможность сде лать заключение о необходимости увеличения длительности про дувки при выплавке высокоуглеродистого металла.
Естественно, получение шлака приведенного выше состава вряд ли возможно при высоком содержании фосфора и марганца
232
в чугуне и однократном скачивании шлака, т. е. необходимо дву кратное скачивание. Для увеличения длительности продувки темп подачи кислорода также должен быть снижен.
Для определения наиболее эффективного метода продувки
исследованы |
различные |
варианты |
подачи извести и кислорода: |
|||||||||||
1 ) интенсивность продувки в |
первом |
периоде |
процесса |
до |
||||||||||
4,2 м3/(т-мин), во |
втором и третьем |
2,2—2,4 м3/(тмин); |
|
|||||||||||
2) интенсивность |
продувки |
в |
течение |
всей |
плавки |
3,5— |
||||||||
3,1 м3/(т-мин); |
|
продувки |
|
в |
первом |
периоде |
3,1— |
|||||||
3) интенсивность |
|
|||||||||||||
3,5 м3/(т-мин), во втором и третьем 2,2—2,4 м3/(т мин). |
|
|||||||||||||
Расход |
извести |
|
по |
вариантам |
подачи |
кислорода приведен |
||||||||
в табл. 64. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Т А Б Л И Ц А |
64. |
РАСХОД |
Т А Б Л И Ц А |
65. УС В О Е Н И Е |
И ЗВ ЕС ТИ |
|
||||||||
И ЗВ Е С Т И ПО |
П Е РИ О Д А М |
ПО |
ВАРИА НТАМ |
П Р О Д У В К И |
|
|
||||||||
И ВАРИА НТАМ П Р О Д У В К И |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||
|
|
|
|
|
|
|
Количество и з |
Основ |
К оличе |
|||||
|
Вариант продувки |
|
|
ство |
и з |
|||||||||
Период |
Вариант |
вести, |
приса |
ность |
вести |
на |
||||||||
|
|
|
|
продувки |
женной в I пе |
первич |
единицу |
|||||||
процесса |
1 |
2 |
|
3 |
|
|
риоде продувки, |
ного |
осн ов |
|||||
|
|
|
|
|
кг |
|
ш лака |
ности |
||||||
Первый |
8,0 |
7,0 |
|
5,9 |
|
|
|
704,1 |
|
1,13 |
623 |
|
||
Второй |
7,0 |
6,5 |
|
7,4 |
1 |
|
|
|
|
|||||
Третий |
1,5 |
2,0 |
|
2,0 |
2 |
|
|
624,6 |
|
1,35 |
426,6 |
|||
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||
Всего |
16,5 |
15,5 |
15,3 |
3 |
|
|
543 |
|
1,29 |
421,0 |
Режим подачи пылевидной извести по периодам был постоян ным: расход извести в первом периоде был не более 80 кг/мин, во втором не более 150 кг/мин и в третьем — до 180 кг/мин. По сте пени усвоения извести наиболее целесообразным оказался третий вариант, как это видно из табл. 65.
Нужно отметить, что во всех трех вариантах содержание фос фора было практически одинаковым.
Снижение темпа подачи кислорода привело к резкому умень шению скорости окисления углерода. Максимальная скорость окисления углерода при выплавке рельсовой стали составила 0,18%/мин, а при выплавке среднеуглеродистой — примерно
'0,27%/мин. При уменьшении скорости окисления углерода окисленность шлака по ходу продувки по сравнению с окисленностью шлака при получении среднеуглеродистого металла возросла. Увеличился и темп дефосфорации, что определялось высокой окисленностыо шлаков при достаточно большой скорости окисления углерода. В условиях исследования скорость окисления фосфора оказалась линейно связанной со скоростью окисления углерода:
иР = 0,1038 + 0,3088 Vq, |
г = 0,638. |
233
Соотношение скоростей окисления фосфора и углерода по ходу конвертерной плавки приведено на рис. 92. Довольно резкое уменьшение скорости окисления фосфора от начала продувки к концу (а следовательно, и отношения скорости окисления фос фора к скорости окисления углерода) обусловливает необходи мость удаления основной части фосфора в первом периоде. Наибо лее целесообразно осуществлять первое скачивание шлака при содержании углерода 1 ,8 —2 ,0 %, и второе— при 1 ,1 — 1 ,2 %, так как содержание железа в шлаке в этих случаях — минимальное, а скорость окисления фосфора и концентрация пятиокиси фос
фора в шлаке— еще сравнительно
|
0,78 |
высокие. Отношение скорости окис |
|
|
|
ления углерода к скорости окисле |
|
% |
0,7k |
ния фосфора vc/vp для условий |
|
|
исследования выражается в зави |
||
\ |
0,70 |
симости от содержания углерода |
|
в металле следующим уравнением: |
|||
v5> |
|
|
|
|
|
i t |
= ____________!___________ |
^ |
0,06 |
vp |
—0,0917 + 0,361 [С ]+ 0.045 [Ср> |
к концу плавки (характер изменения температуры для плавок с хорошей и плохой дефосфорацией приведен на рис. 93). Этот па радокс не противоречит термодинамике окисления фосфора и объясняется, по-видимому, тем, что при повышении температуры возрастает степень перегрева шлака над линией ликвидуса, что приводит к увеличению жидкотекучести шлака и его реакционной способности, к обеспечению более" тесного контакта металла со шлаком. Эти явления улучшают условия дефосфорации и оказы вают более сильное действие, чем термодинамическое торможение дефосфорации при повышении температуры.
Рис. 93. Изменение темпера туры металла по ходу про дувки плавок с хорошей и плохой дефосфорацией при выплавке рельсового металла
из фосфористого чугуна
Повышенные температуры металла по ходу продувки требуют некоторого изменения дутьевого режима для поддержания срав нительно высокой окисленности шлака. Наиболее устойчивые результаты по окисленности шлака получаются при постепенном подъеме фурмы по ходу продувки каждого периода с последующим резким опусканием ее для восстановления окислов железа из шлака перед его скачиванием.
Таким образом, технология выплавки высокоуглеродистого
металла имеет следующие характерные |
особенности: |
а) интенсивность продувки в первом |
периоде должна быть |
не более 3—4 м3/(т-мин), во втором и третьем 2,4— 2,2 м3/(т-мин); б) количество извести в первом периоде должно составлять 6 % от массы чугуна, во втором 7% и в третьем 2%; максимальный
темп подачи извести — до 9 кг на 1 м3 кислорода; в) для поддержания окисленности шлака на необходимом
уровне фурму нужно постепенно поднимать по ходу продувки каждого периода с резким опусканием в конце каждого периода
для |
восстановления |
окиблов железа; |
|
г) |
скорость окисления углерода не должна превышать |
||
0,18'%/мин; |
|
дважды — при |
|
д) скачивание шлака должно осуществляться |
|||
содержании углерода |
1,8—2,0% и 1,1— 1,25^; |
|
|
е) тепловой режим процесса должен обеспечивать быстрое по |
|||
вышение температуры ванны в первом периоде до |
1500—1520° С |
235
сдальнейшим небольшим повышением до конца второго периода
инекоторым понижением до температуры выпурка. Это должно обеспечиваться особым характером охлаждения: перед заливкой чугуна присаживаются охладители в количестве 3,5—4,5% от
Продолжительность продувки, мин
Рис. 94. Характерный график выплавки рельсовой стали из фосфо ристого чугуна
массы чугуна (в пересчете на окалину), остальное их количество (до 9—11%) распределяется равномерно по ходу продувки.
Характерный график изменения составов металла и шлака при выплавке рельсовой стали по такой технологии приведен на рис. 94. Характер подачи кислорода, извести, присадок охладителей и подъема фурмы иллюстрируется рис. 95.
236
Если учесть приведенные выше требования, то содержание фосфора в конечном металле при. концентрации углерода выше 0,7% не будет превышать 0,04%.
Показатели процесса существенно не отличаются от показа телей, характерных для выплавки среднеуглеродистого металла (за исключением длительности продувки, возрастающей примерно на 2 0 %, поскольку уменьшается интенсивность продувки и не сколько сокращается выход жидкой стали вследствие больших потерь железа). Средние технологические данные по плавкам рель совой стали приведены в табл. 6 6 .
Рис. 95. Дутьевой реЬким плавки при получении рельсовой стали из фосфористого чугуна
Необходимо отметить, что количество охладителей в табл. 6 6 указано для условий 1 0 -т конвертера; для крупных конвертеров эта величина будет значительно выше.
Получаемые скачиваемые шлаки представляют собой хорошее удобрение для сельского хозяйства. Количество пятиокиси фос фора, усваиваемое почвой, обычно не ниже 15—17%. Необходимо отметить, что качество шлака находится в прямой зависимости от типа футеровки и ее стойкости. Исследованиями установлено, что при росте в шлаке концентрации окиси магния растворимость пятиокиси фосфора в лимонной кислоте линейно падает по урав нению
А = 122,1— 14,7 (MgO%).
Следовательно, для передела высокофосфористого чугуна тре буется смолодоломитовая футеровка, так как в этом случае кон-
237
Т А Б Л И Ц А 66. |
С Р Е Д Н И Е |
Т Е Х Н О Л О Г И Ч Е С К И Е Д А Н Н Ы Е |
||
П Р И |
В Ы П Л А В К Е |
РЕЛ Ь С О В О П СТАЛИ |
|
|
|
|
Варианты охлаждения |
|
|
П оказатели |
|
окалина |
агломерат |
Л О М и |
|
|
агломерат |
||
|
|
|
|
Расход чугуна на 1 т стали, т . . |
. . |
1,117 |
1,128 |
1,010 |
|
Расход молоток извести на 1 т чу |
|
|
|
||
гуна, |
к г ....................................................... |
|
153,6 |
148,5 |
155 |
Количество извести в 1 м3 кислорода, |
|
|
|
||
кг: |
|
|
|
|
|
максимальное .................................. |
|
9,0 |
9,0 |
9,0 |
|
минимальное .................................. |
|
2,6 |
2,6 |
2,6 |
|
Выход жидкой стали, %: |
. . |
86,2 |
85,6 |
87,7 |
|
по балансовым плавкам . . |
87,4 |
86,5 |
— |
||
теоретический .................................. |
|
88,43 |
88,68 |
— |
|
Расход кислорода на 1 т чугуна, |
м3 |
52,6 |
45,0 |
— |
|
Содержание в скачиваемом шлаке, %: |
19,9—17,7 |
21,4— 16,8 |
18,7— 14,8 |
||
Р.,05 ................................................... |
|
||||
F£ о б щ ................................................... |
|
13,3— 13,6 |
11,3— 13,7 |
13,3— 14,5 |
|
Количество скачиваемого шлака, % |
20,5 |
20,5 |
20,5 |
||
от мас^ы ч у гу н а ...................................... |
%: |
||||
Содержание в конечном шлаке, |
|
|
|
||
Р20 5 ................................................... |
|
11,8 |
10,2 |
П,4 |
|
Р б о б щ .................................................. |
. • |
21,09 |
20,5 |
21,6 |
|
Количество конечного шлака, % |
9,0 |
9,0 |
9,0 |
||
Растворимость Р20 5 в лимонной |
ки |
87,0 |
86,0 |
88,5 |
|
слоте, |
% .................................................. |
. |
|||
Длительность продувки, мин —с |
18—30 |
16 -24 |
16—50 |
центрация окиси магния в шлаке будет минимальной. Раствори мость шлаков в лимонной кислоте линейно увеличивается с ростом концентрации в шлаке кремнекислоты
А = 73,13 + 3,72 (SiO*%).
Поскольку с точки зрения дефосфорации повышенное коли чество кремнекислоты в шлаке нежелательно, наиболее целесооб разным методом увеличения растворимости является присадка песка в ковш.
Десульфурация при переделе фосфористого чугуна
Ход десульфурации металла и конечная концентрация серы
встали при переделе высокофосфористого чугуна практически не отличаются от таковых при переделе обычного мартеновского чугуна и определяются теми же факторами. Так же, как и при выплавке стали из мартеновского чугуна, содержание серы в стали
восновном зависит от содержания серы в чугуне и извести. Зави симость концентрации серы в стали от содержания ее в чугуне имеет линейный характер. В фосфористом чугуне могут быть до-
238
пущены более высокие содержания серы, чем в мартеновском. Это объясняется тем, что низкая концентрация серы в металле при использовании высокофосфористого чугуна может быть полу чена значительно легче вследствие образования большего коли чества шлака. Поскольку количество шлака при томасовском переделе примерно в 1,7—2 раза превышает соответствующее ко личество при переделе мартеновского чугуна, концентрация серы в металле будет пропорционально ниже при одном гг том же зна чении коэффициентов распределения. Коэффициент распределения серы при переделе фосфористого чугуна весьма велик и превышает значения, обычные для передела мартеновского чугуна. Конечная концентрация серы, даже при использовании чугуна, содержащего около 0,07% S, не превышает 0,020—0,030%. Необходимо отметить, что процесс десульфурации при использовании пылевидной или кусковой извести практически протекает одинаково.
Г л а в а VI
Десульфурация металла
вкислородно-конвертерном процессе
Вкислородные конвертеры сера поступает с шихтовыми мате риалами. Наибольшее количество серы в шихту конвертерного процесса вносится чугуном. Содержание серы в чугуне колеблется довольно в широких пределах: от 0,025 до 0,055%. Часто в мик серы конвертерных цехов заливают чугун, содержащий 0,06— 0,07% S и даже больше. Содержание серы в металле перед выпус ком, как показали многолетние исследования кислородно-конвер терного процесса, линейно зависит от содержания серы в чугуне
(рис. 96).
Эта зависимость приведена для конвертеров различной емкости и стали разных марок. Несмотря на различные емкости конвер теров, характер зависимостей практически одинаковый. Следо вательно, использование для выплавки стали чугунов, содержа щих более 0,05—0,055% S, приведет к получению металла с не допустимо высокой концентрацией серы. Необходимо отметить, что на отечественных заводах вопросу снабжения конвертерных цехов чугуном с низким содержанием серы не уделяется до сих пор должного внимания. Поэтому часто появляется необходимость в дополнительной продувке, когда содержание углерода и темпе ратура металла отвечают требованиям заданной марки стали, а концентрация серы слишком высокая.
239
Дополнительную продувку осуществляют с присадками или без присадок извести.
Дополнительная продувка и увеличенное количество шлака (для снижения концентрации серы в металле) приводят к умень-
Рис. 96. Соотношение содержании серы в чугуне и металле перед раскислением:
I, 2, 3 — 10-т конвертер, Ст.2кп, Ст.Зкп н 08кп соответственно; 4 — 100-т конвертер 08кп
шению выхода жидкого металла. На рис. 97 приведена расчетная номограмма снижения выхода жидкого металла с увеличением количества шлака при различных содержаниях серы в исходном
|
|
|
Снижение содержания |
чугуне и конечном металле. Ко |
|||||||||
I |
II Ш IV |
нечное содержание серы опреде |
|||||||||||
серЫ в стали,% |
|||||||||||||
П -12г 9 |
|
\о,т\о,о70^075^,020\ |
ляют по составу чугуна, по кри |
||||||||||
12 |
.10- |
|
\ \ |
Л |
вым находят желаемое снижение |
||||||||
10 |
|
|
ее концентрации и на оси орди |
||||||||||
|
|
нат отсчитывают потери годного |
|||||||||||
8 |
|
|
|
|
V |
при |
увеличении |
количества |
|||||
6 |
-3 |
|
|
|
шлака и данном снижении кон |
||||||||
4 |
|
|
|
|
центрации серы в металле. Из |
||||||||
2 |
|
|
|
|
|
данных номограммы |
следует, |
||||||
0 |
|
|
0,01 |
0,02 |
0,03 0,04 |
что потерн металла с ростом |
|||||||
|
|
|
концентрации серы в чугуне мо |
||||||||||
|
|
|
Исходное содержание серы |
гут |
достигать |
3—4%; |
то же |
||||||
|
. |
|
|
В стали, % |
|||||||||
Рис. 97. Номограмма для определения |
наблюдается |
и |
при |
получении |
|||||||||
очень низкой концентрации се |
|||||||||||||
изменения выхода годного металла при |
|||||||||||||
различных |
концентрациях |
серы в чу |
ры и умеренном ее содержании |
||||||||||
|
|
гуне и стали: |
|
в |
чугуне. |
потери |
|
металла |
|||||
/ — I V |
— содержание |
серы в исходном чу |
|
Большие |
|
||||||||
гуне соответственно 0,05; 0,04; 0,03 и 0,02% |
с |
увеличением |
концентрации |
||||||||||
|
|
|
|
|
|
серы в чугуне обусловливают целесообразность внедоменной обра ботки чугуна. За рубежом такую внедоменную обработку (напри мер, кальцинированной содой) осуществляют практически во всех цехах. Поэтому содержание серы в чугуне при сливе в конвертеры не превышает 0,030—0,035%, что позволяет получать металл
240
с низким содержанием серы. На металлургических заводах СССР
внедоменную обработку чугуна не применяют.
Не менее важное значение имеет содержание серы в извести, которое определяется в основном содержанием серы в топливе, применяемом для обжига известняка. Поглотительная способность извести по отношению к сере топлива очень велика (табл. 67). Из табл. 67 следует, что для обжига известняка сернистое топливо
совершенно не пригодно. |
|
|
|
|
|
|||
|
Исследованиями, |
проведен |
Т А Б Л И Ц А 67. |
П О ГЛ О Щ Е Н И Е |
||||
ными за рубежом и в СССР, |
С Е Р Ы И ЗВ ЕС ТЬЮ |
П РИ |
|
|||||
П РО К А Л И В А Н И И |
Е Е |
В Т Е Ч Е Н И Е |
||||||
установлено, что при использо |
120 ч |
В СМЕСИ |
П Р И Р О Д Н О Г О |
|||||
вании извести, обожженной кок |
И |
КОКСОВОГО |
ГАЗОВ |
|||||
совым газом, концентрация серы |
|
|
|
|
|
|||
в ней возрастает до |
0,2—0,3%, |
|
|
Количество серы |
||||
|
|
в извести, %, при |
||||||
в |
течение |
плавки |
происходит |
|
|
|||
Температура |
|
|
|
|||||
не удаление серы, а насыщение |
прокаливания |
содержа |
содерж а |
|||||
ею металла. Даже при сравни |
°С |
нии серы |
нии серы |
|||||
|
|
в газе |
в газе |
|||||
тельно невысокой концентрации |
|
|
0,002 |
г/м 3 |
7,5 г/м 3 |
|||
серы в извести (около 0 ,1 0 %) |
|
|
|
|
|
|||
в |
шихту |
вносится |
10— 15% S |
Непрокаленная |
0,08 |
0,08 |
||
от общего ее количества, а в пе |
500 ..................... |
— |
|
12,2 |
||||
ресчете на шлак — до 37%. |
550 ................. |
1,05 |
15,3 |
|||||
|
Использование извести с вы |
600 .................... |
1,12 |
21,1 |
||||
соким содержанием серы сводит |
800 .................... |
1,12 |
24,9 |
|||||
1000 .................... |
0,20 |
4,90 |
на нет меры, принятые для полу чения чугуна, предельно чистого
по сере. По данным исследований, проведенных на опытном кон вертере, степень десульфурации при содержании серы в извести 0,2—0,3% колеблется от 3 до 17% даже при высоком содержании серы в чугуне (0,040—0,055%).
Большое влияние на десульфурацию оказывает также содер жание в извести СаО и ее фракционный состав. Практикой ра боты 1 0 0 -т конвертеров доказано, что при уменьшении содержания в извести СаО (и увеличении количества недопала в ней) десуль фурация металла затрудняется и повышается конечное содержа ние серы в металле. Применение извести с небольшим размером кусков приводит к более быстрому шлакообразованию, более быстрому повышению основности шлака по ходу продувки, и как следствие, более полной десульфурации ванны. Остальные мате риалы конвертерной плавки — скрап, руда, шпат— вносят не большие количества серы, и ими можно пренебречь.
Решающее значение в процессе удаления серы из металла имеет основной шлак. Можно считать доказанным, что распределение серы между металлом и шлаком носит электрохимический характер
и выражается одним из двух уравнений: |
|
|||
[Fe] |
+ |
[S] = |
(Fe2+) + |
(S2-); |
[S] |
+ |
(О2') |
= (S2-) + |
[О]. |
16 М. П. Квитко |
241 |