Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

Методические указания к практическим работам № 4-6 по технологии проведения конвертерной плавки по дисциплинам «Теория и технология производства стали

.pdf
Скачиваний:
0
Добавлен:
09.08.2026
Размер:
430 Кб
Скачать

Рис. 3. Влияние содержания кремния [Si]4 и фосфора [Р]ч в чугуне и содержания углерода в металле перед выпуском [С]вып на выход жидкой стали

В то же время есть ряд негативных моментов:

1.Переработка маломарганцевистого чугуна связана с определенными трудностями («свертывание» шлаков, повышенный угар и др.). Это недостаток, но ситуация исправима. Переработка чугуна с низким содержанием марганца должна сопровождаться такими приемами, как ввод в состав шихты содержащих марганец добавок, оставление в конвертере шлака предыдущей плавки, использование «ожелезненной» извести и др.

2.При использовании технологий, включающих внепечную обработку и чугуна, и стали, может вызвать сомнение наличия в конвертере высокую основность конечного шлака. Снижение этой величины и ее пределов определяет практика, причем при понижении основности эффективность перехода на малокремнистые чугуны станет еще заметнее.

3.Снижение содержания в чугуне кремния приведет к уменьшению доли металлолома в шихте. На первый взгляд это недостаток. Однако события

последних лет показали, что в России не избыток, а недостаток качественного

21

лома. Приходится учитывать, что качество металлолома (прежде всего по содержанию примесей цветных металлов) непрерывно ухудшается; соответственно сужаются возможности использования такого металлолома для производства качественных сталей. Постепенно расширяется практика использования в качестве охладителей различных железорудных материалов, материалов типа «синтиком», металлизованных железорудных окатышей и др., что сопровождается существенным снижением содержания примесей цветных металлов (по данным ряда заводов, в 1,5-2 раза).

При изучении малошлаковой технологии нельзя не отметить такой известный технологический прием, как оставление в печи или конвертере полностью или частично конечного жидкого шлака. При этом меняются и тепловой баланс, и технология плавки. По расчетам 12-17% общего расхода тепла конвертерной операции — это тепло конечного шлака. Шлак уже сформирован, он содержит много СаО и оксидов железа, поэтому при его оставлении в конвертере снижается расход извести, уменьшаются потери железа со шлаком и сокращается период формирования жидкоподвижного активного шлака.

Необходимо только учитывать такие моменты:

а) постепенное накопление в шлаке фосфора (при многократном оставлении шлака);

б) возможность возникновения выбросов при контакте жидкого чугуна с жидким железистым шлаком.

Рассчитав количество шлака и содержание окислов железа в нём для «обычных» условий конвертерной плавки, объясните следующее:

что значит «малошлаковая технология» конвертерной плавки;

как изменится количество шлака, если применить комплексную обработку чугуна с целью удаления из него серы и фосфора;

как изменится количество шлака, если обеспечить тщательное скачивание доменного шлака;

как изменится содержание окислов железа в шлаке по ходу продувки;

каким образом можно снизить окисленность конечного шлака.

22

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Контролируемые параметры плавки

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Расход шихты, т

 

 

 

 

 

Чугун

 

Углерод

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Получено

 

 

 

 

Температура

 

Вариант

 

 

 

 

 

 

 

Кислород,

 

 

 

 

после

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

после

 

 

 

 

 

 

 

 

 

металла,

 

 

 

 

продувки

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

продувки

 

 

 

 

 

 

 

 

 

м3

 

 

ч,

 

([С]п/п),

 

 

Мет.

 

 

 

 

 

 

т

 

 

 

 

 

 

Чугун

Лом

Известь

 

 

ч, %

 

ч, %

%

(Т), °С

 

 

завалка

 

 

 

 

 

%

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1

100

 

75

25

7,2

 

 

4500

91,5

0,65

 

0,20

1370

0,10

1660

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2

100

 

75

25

7,2

 

 

4500

91,5

0,65

 

0,20

1370

0,10

1660

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

3

100

 

75

25

7,2

 

 

4500

92,0

0,65

 

0,20

1370

0,10

1660

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

23

4

200

 

150

50

14,5

 

 

9000

183,0

0,70

 

0,50

1370

0,10

1650

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

5

200

 

150

50

14,5

 

 

9000

183,0

0,70

 

0,50

1370

0,10

1650

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

6

200

 

150

50

14,5

 

 

9000

183,0

0,70

 

0,50

1370

0,10

1650

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

7

350

 

270

80

25,0

 

 

16500

315,0

0,75

 

0,65

1370

0,10

1640

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

8

350

 

270

80

25,0

 

 

16500

315,0

0,75

 

0,65

1370

0,10

1640

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

9

350

 

270

80

25,0

 

 

16500

315,0

0,75

 

0,65

1370

0,10

1640

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

10

350

 

270

80

25,0

 

 

16500

310,0

0,75

 

0,65

1370

0,10

1640

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

11

350

 

270

80

25,0

 

 

16500

310,0

0,75

 

0,65

1370

0,10

1640

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

шлака окисленности и количества расчёта для Варианты

Таблица

 

3

Практическая работа № 6 Расчёт расхода раскислителей и легирующих добавок

Раскисление – процесс удаления избыточного кислорода для получения стали с оптимальным содержанием кислорода для различных видов стали, т.е.

операция, обеспечивающая снижение активности кислорода до необходимых пределов.

Легирование – процесс получения заданного содержания какого-либо компонента или группы в готовой стали, помимо обычных примесей, либо Si и Mn в повышенном содержании. Диапазон легирования конвертерной стали представлен в табл. 4.

Таблица 4

Диапазон легирования конвертерной стали, % (по массе)

Al

B

C

Ca

Ce

Co

Cr

Cu

Mg

Mn

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

0,02-5

0,002-

0,05-1

-

0,1-0,5

0,1-35

0,1-30

0,1-4

-

0,30-14

 

4,7

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Mo

Nb

Ni

Pb

Se

Si

Ti

V

W

Zr

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

0,02-

 

 

 

 

 

 

 

0,02-

0,1-6

0,1-50

0,15-0,35

0,2-0,2

0,3-4

0,01-10

0,05-4

0,2-18

1,25

4,5

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Иногда раскислителем и легирующим материалом может выступать один и тот же элемент, т.е. происходит объединение данных процессов (присадка ферросплавов). Специфика раскисления и легирования конвертерной стали – ввод всех материалов в ковш на выпуске плавки – может приводить к неравномерности объёма стали в ковше по химическому составу (решение:

продувка металла в ковше аргоном).

Расход раскислителей и легирующих материалов может быть определён по формуле

= ∙ ∙([ ]г.ст.−[ ]пр.), 100∙[ ]ф

24

[ ]пр.

где – масса металлической завалки, т;– выход жидкой стали, % (89...92%);

[ ]г.ст. – содержание элемента в готовой стали, %;

– содержание элемента в металле после продувки перед раскислением, %;

[ ]ф – содержание элемента в ферросплаве, доля в ед.;

а – усвоение элемента, доля в ед.

Главная трудность в расчётах расхода ферросплавов заключается в непостоянстве угара вводимого элемента, на величину которого влияют многие факторы: сродство элемента к кислороду, окисленность металла перед раскислением, технология раскисления (вид ферросплава, место и порядок его ввода в металл, продолжительность выдержки и пр.).

Существует ряд способов ввода в металл элементов и их сплавов:

-в конвертер в кусках в состав шихты;

-в кусках на поверхность расплава при сливе металла из конвертера, при продувке газами, вакуумировании, обработке на агрегате печь-ковш;

-в кусках (слитках) под поверхность металла в ковше;

-под поверхность металла вдуванием порошкообразных реагентов;

-под поверхность металла в виде порошков в стальной оболочке (порошковая проволока);

-под поверхность выстреливанием гранул, в которых находятся порошкообразные элементы или их сплавы.

Все элементы для легирования подразделяются на три основные группы, вводимых в металл:

1. Cu, Co, Mo, Ni, W – практически неокисляемые кислородом, вводятся: а) в составе шихты; б) в ковш при выпуске металла;

2. Cr, Mn, Nb, V – вводятся в кусках при выпуске металла или при дальнейшей обработке. К ним можно отнести с некоторыми оговорками Si и С.

3. Al, B, Ca, Ce, Mg, Pb, Ti, Zr – необходимо вводить преимущественно под поверхность металла одним из перечисленных выше способов.

25

Способность элемента к взаимодействию с кислородом и прочность образующихся оксидов сравнивают по величине G при данной температуре на 1 моль кислорода. По снижению сродства к кислороду элементы располагаются:

La-Ca-Be-Th-Ce-Zr-Al-Mg-Li-Ti-Si-B-V-C-Nb-Mn-Cr-P-Fe-Mo-W-Co-Ni-Cu.

Средняя доля усвоения элемента по данным [3] составляет:

– для марганца - 0,85;

– кремния

- 0,85;

– ванадия

- 0,80;

– алюминия

- 0,20.

При раскислении металла в ковше угар основного элемента представлен в таблице 5.

Таблица 5

Угар элементов при раскислении и легировании [2]

 

 

 

Угар

Добавка

Условия и цель введения добавки

основного

элемента,

 

 

 

 

 

 

%

 

 

 

 

1

Ферромарганец

Раскисление кипящей стали, [С]н ˃ 0,1%

15…20

 

 

 

 

2

Ферромарганец

Раскисление кипящей стали, [С]н ˂ 0,1%

20…30

 

 

 

 

3

Ферросилиций

После предварительного раскисления

5…15

 

 

 

 

4

Ферросилиций

Без предварительного раскисления

15…30

 

 

 

 

5

Силикохром

Раскисление и легирование Cr

2…6

Si

10…20

 

 

 

 

 

 

6

Ферротитан

После предварительного раскисления

35…60

 

 

 

 

7

Феррованадий

После предварительного раскисления

20…35

 

 

 

 

8

Алюминий

Раскисление

до 100

 

 

 

 

9

Алюминий

Легирование

10…50

 

 

 

 

Степень усвоения элементов, вводимых в сталеразливочный ковш при выпуске металла из конвертера и при продувке металла аргоном на УДПК (установка доводки плавочного контроля) по данным [1] приведена в табл. 6.

26

Таблица 6

Степень усвоения элементов из корректирующих и микролегирующих добавок (по данным комбината «Азовсталь» и ОАО «НЛМК») [1]

Элемент

Материал и вид добавки

Степень

усвоения, ед.

 

 

 

 

 

 

 

1

Марганец

Ферромарганец, металлический

0,90

марганец, силикомарганец

 

 

 

 

 

 

 

2

Алюминий

Вторичный алюминий (чушки)

0,40

 

 

 

 

3

Алюминий

Первичный алюминий (катанка)

0,30...0,70*

 

 

 

 

4

Кремний

Ферросилиций (куски)

0,90

 

 

 

 

5

Титан

Ферротитан (куски)

0,80

 

 

 

 

6

Ванадий

Феррованадий (куски)

0,90

 

 

 

 

7

Ниобий

Феррониобий (куски)

0,95

 

 

 

 

8

Бор

Ферробор (куски)

0,55

 

 

 

 

9

Кальций

Силикокальций (порошок)

0,15**

 

 

 

 

10

РЗМ

Лигатура (куски)

0,10

 

 

 

 

11

Цирконий

Ферросиликоцирконий (куски)

0,65

 

 

 

 

12

Углерод

Коксик, графит (порошок)

0,95

 

 

 

 

*В зависимости от соединения кремния и алюминия.

**В ковшах с основной футеровкой при Σ (FeO + МпО) в покровном шлаке не более 2%.

Варианты для расчёта расходов раскислителей и легирующих материалов приведены в табл. 7.

Таблица 7

Варианты расчёта расходов ферросплавов

Вариант

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

Метал,

100

100

100

200

200

200

350

350

350

350

350

завалка, т

Марка

17ГС

17Г2СФ

14Г2

09Г2С1

10Г2С1

16ГС

16ГБ

09Г2D

08Ю

15Г2СФД

12ГС

стали

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Химический состав некоторых марок стали и ферросплавов приведён в табл. 11 и 12.

27

Для расчёта расхода ферросплавов необходимо сначала принять определённую технологию раскисления и легирования: состав и вид ферросплавов, способ их ввода в металл. Затем, используя рекомендации по усвоению элементов, рассчитать расход ферросплавов для выплавки конкретной марки стали. Необходимые данные по составу металла перед раскислением принять или рассчитать по методике определения остаточного содержания сопутствующих элементов после продувки.

Остаточное содержание в металле примеси, которая распределяется между металлом и шлаком, можно определить по формуле

[ ] =

100∙∑

,

 

+

 

 

 

 

м

 

ш

 

где [Е] – остаточное содержание примеси, %;

– общее количество примеси в системе металл-шлак, кг (%); gм – выход жидкого металла, кг (%);

gш – количество шлака, кг (%);

– коэффициент распределения примеси между шлаком и металлом,

выраженный отношением (Е) / [Е].

Определение остаточного содержания фосфора в металле Применительно к процессу дефосфорации остаточное содержание фосфора

удобно представить в виде:

[Р] =

 

100∙∑ Рших

 

,

 

 

+0,437

Р

 

 

 

 

м

 

 

ш

 

где ∑ Рших – содержание фосфора в шихте, кг (%);

Р – коэффициент распределения (Р2О5) / [Р] (см. табл. 8).

Для предварительных расчётов можно применять: выход металла gM =

89...92%, количество шлака gш = 13... 17%, коэффициент распределения фосфора

80... 100.

Следовательно: [Р] ≈ 0,1∑ Рших.

28

Таблица 8

Коэффициент распределения фосфора (Р2О5) / [Р], [2]

Основность, В

 

2О5) / [Р] при содержании (FeO), %:

 

 

 

 

 

 

6

8

10

12

14

16 и больше

 

 

 

 

 

 

 

 

2,6

46

53

62

71

80

89

 

 

 

 

 

 

 

2,8

50

57

66

75

83

92

 

 

 

 

 

 

 

3,0

57

64

73

82

91

100

 

 

 

 

 

 

 

3,2

64

71

80

89

98

107

 

 

 

 

 

 

 

3,4

71

78

87

96

105

114

 

 

 

 

 

 

 

3,6

77

85

94

103

112

120

 

 

 

 

 

 

 

В тех случаях, когда образующегося количества шлака недостаточно для достижения требуемой степени дефосфорации, возникает необходимость в наводке дополнительного шлака, количество которого можно рассчитать по формуле

доп

 

100[([Р]

н

−[Р]

к

)+0,437(

Рн

[Р]

н

Рк

[Р]

) н ]

 

=

 

 

 

 

 

 

к

ш

,

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ш

 

 

 

 

 

0,437 Р

[Р]к

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

к

 

 

 

 

 

 

 

 

где индекс н – показатель до наводки дополнительного шлака;

индекс к – конечный показатель после наводки дополнительного шлака.

Определение остаточного содержания серы в металле:

Содержание серы в металле после продувки можно определить по зависимости:

[ ] =

100∙(∑ ших+∑ др−∑ г.ф.)

,

 

 

 

+

 

м

 

ш

где ших – содержание серы в металлической шихте, кг (%);

др – содержание серы в неметаллической части шихты, кг (%);

г.ф.. – количество серы, переходящее в газовую фазу, кг (%),

(10...20% Sших); gм – масса металла, кг (%), (89...92%); gш – масса шлака, кг (%), (13…17%);

Ls – коэффициент распределения серы (см. табл. 9).

29

( )

Таблица 9

Коэффициент распределения серы [2]

Основность

2,4

2,6

2,8

3,0

3,2

3,4

3,6

 

 

 

 

 

 

 

 

 

LS =

(% )

5,4

6,6

7,4

8,0

8,3

8,5

8,7

 

 

[% ]

Количество синтетического шлака, необходимого для обработки стали в ковше с целью глубокой десульфурации, можно рассчитать по несколько упрощённой формуле:

синт = 100([ ]н−[ ]к) ,

ш [ ]к синт−( )синтн

где [ ]н, [ ]к – содержание серы в металле до и после обработки синтетическим шлаком, %;

синт – коэффициент распределения;

( )синтн – начальное содержание серы в синтетическом шлаке, %.

Для того, чтобы получить содержание серы в готовой стали [S]K = 0,005%

из металла с содержанием [S]н = 0,030%, используя синтетический шлак с

содержанием серы ( )синт

= 0,05 % и синт

= 50, необходимо следующее

н

 

 

количество синтетического шлака:

шсинт = 100(0,030−0,005)0,005∙50−0,05 = 5% (или 5 кг на 100 кг металла).

Определение остаточного содержания марганца в металле:

Остаточное содержание марганца в металле можно рассчитать по формуле

[ ] =

 

100∙∑ ших

 

 

 

,

 

+0.775

∙( )

 

м

 

 

 

где ших – содержание марганца в металлической шихте, %;

м – масса металла, % (кг), (89...92%);

– константа равновесия реакции окисления марганца

= [ ]∙{ ) = 6230 = −3,060;

(FeO) – содержание закиси железа в шлаке, %, (17...25% или расчёт).

30

Соседние файлы в предмете [НЕСОРТИРОВАННОЕ]