Разработка технологии выплавки и внепечной обработки стали в современном конвертерном цехе. Методические указания к курсовому проектированию по дисцип

4.3. Выполнение работы

Курсовая работа «Разработка технологии выплавки и внепечной обработки стали марки______________ в современном конвертерном цехе» должна состоять из следующих разделов:

1.Назначение, состав и свойства стали.

2.Выбор технологической схемы производства заданной марки стали.

Приводится блок-схема производства стали.

3.Выбор рационального вида шихты и ее подготовка к плавке.

4.Продувка металла в конвертере.

Расчетным путем определяются расход извести, твердого окислителя и кислорода на плавку. На рисунке показываются технологические операции выплавки полупродукта в конвертере: время и количество вводимых материалов,

положение кислородной фурмы, режимы подачи газов через донные дутьевые фурмы.

5. Раскисление и легирование.

Выбираются раскислители и легирующие, рассчитывается их количество на плавку, определяется порядок их ввода в металл. Расчетным путем определяется снижение температуры металла на струе при проведении операции раскисления и легирования, за счет аккумуляции тепла футеровкой ковша.

6. Внепечная обработка.

Выбирается и обосновывается схема внепечной обработки жидкого расплава. Рассчитывается количество вводимых материалов, время и технология внепечной обработки, определяются тепловые эффекты и изменение температуры металла при проведении внепечной обработки.

7. Разливка стали на МНЛЗ.

Определяется изменение температуры жидкого металла на отдельных участках технологической линии при разливке. Приводятся основные положения технологии разливки.

21

8. Температурный режим при производстве заданной марки стали.

Уточняется температура металла на всех участках производства заданной марки стали. Результаты расчета представляются на графике.

9. Сквозная технологическая инструкция по производству стали.

На отдельном листе записки кратко излагаются основные положения разработанной технологии: химический состав готовой стали, состав и количество металлических и неметаллических материалов, используемых при производстве стали, дутьевой и шлаковый режимы плавки, ферросплавы и их количество на плавку, температурный режим плавки.

10. Библиографический список литературы.

5. Методические указания при выполнении расчетов

5.1. Выбор рационального вида шихты и её подготовка к плавке

Одной из основных проблем при выплавке качественной стали является

получение в металле низкого содержания серы, что может быть достигнуто:

-путем предварительной десульфурации чугуна;

-обеспечением необходимой степени десульфурации металлического расплава в конвертере;

-обработкой металла в сталеразливочном ковше жидким высокоглиноземистым шлаком или твердой шлаковой смесью (ТШС).

Проверим возможность достижения заданного содержания серы в металле непосредственно в ванне конвертера. Для этого используем выражение

где [S]ИСХ – исходное содержание серы в металлошихте, %;

[S]КОН – содержание серы в готовой стали, %;

qШЛ – вес шлака, % от массы металлозавалки; принимаем qШЛ =10,0 ;

LS – коэффициент распределения серы; принимаем LS =5.

22

Определим конечное содержание серы в готовой стали, %:

конвертера перед выпуском больше, чем задано по ГОСТу на выплавляемую сталь, то жидкий чугун необходимо подвергнуть внепечной обработке.

В качестве реагента используем гранулированный магний, который вводится в обрабатываемый чугун в виде порошковой проволоки диаметром

12 мм. В одном погонном метре такой проволоки содержится 50 г магния.

Скорость ввода проволоки 2 м/с.

По номограмме (прил. 1) определяем удельный расход магния qMg.

Обработка чугуна таким количеством реагента (магния) позволяет получить в нём содержание серы, близкое к её содержанию в готовой стали при условии недопущения попадания ковшевого шлака в конвертер.

Расход магния для обработки чугуна

PMg qMg MЧ ,

где Мч – общая масса чугуна в тоннах.

Определяем время ввода реагента (магния):

Mg PMg ,

I Mg

где IMg – массовая скорость ввода магния, г/с; принимаем 100 г Mg в с.

Общее время обработки чугуна состоит из продолжительности ввода порошковой проволоки и последующей трехминутной усреднительной продувки чугуна.

Приняв темп снижения температуры чугуна при вводе порошковой проволоки 1,2оС/мин и при перемешивании 1оС/мин, определяем величину

снижения температуры обрабатываемого чугуна.

23

Так как полностью отделить ковшевой шлак от обработанного чугуна не представляется возможным, то фактическое содержание серы в заливаемом в конвертер чугуне составит:

где [C]Ч, [Si]Ч, [Mn]Ч, [P]Ч – содержание элементов в чугуне, %;

[С]В – содержание углерода в ванне конвертера перед выпуском, %;

ТЧ – температура заливаемого чугуна, оС;

ТВ – температура металла в конвертере после продувки (на выпуске), оС;

принимаем 1640оС.

Зная расход металлического лома, определяем расход жидкого чугуна на плавку, %:

МЧ 100 М Л .

5.1.1.Расчет окисления примесей металлической шихты

Для решения этой задачи сначала необходимо определить средний химический состав металлической шихты и остаточное содержание примесей в металле после продувки.

Средний химический состав металлической части шихты вычисляем в соответствии с заданным расходом и химическим составом чугуна и скрапа.

Вначале определим остаточное содержание примесей в металле после продувки.

Углерод. Остаточное содержание углерода в конце продувки зависит,

главным образом, от марки выплавляемой стали. Принимаем содержание углерода после продувки равным его содержанию в готовой стали по нижнему пределу ГОСТа.

24

Кремний. При выплавке стали в основном конвертере кремний окисляется полностью, т.е. [Si]ост=0.

Марганец. Остаточное содержание марганца в ванне, :

где [S]Ш – содержание серы в исходной шихте (лом и обработанный чугун); hS – степень десульфурации металла в конвертере; принимаем hS=0,30.

Принимаем расход плавикового шпата 0,25%, агломерата 0,5% и расход футеровки конвертера 0,15% от веса металлошихты.

Попадание миксерного шлака – 0,5%, что составляет

0,5 M I Ч , кг (%),

где МI Ч – доля чугуна в металлошихте, ед.

25

Загрязнения лома составляют 1%:

1,0 M I Л , кг (%),

где МI Л – доля лома в металлошихте, ед.

С учетом загрязнений, вносимых ломом, масса лома без загрязнений:

М Л0 М Л 0,01 М Л , %.

Определив количество чугуна МЧ и количество лома М Л0 , определяем средний состав металлической ванны при завалке по элементам.

где [E] – содержание элемента в чугуне (ломе), %;

МЧ – вес чугуна;

По результатам расчетов составляется таблица среднего состава исходной металлошихты. Зная состав исходной шихты и остаточные концентрации элементов в ванне после продувки, определяем количество удаленных примесей в конвертере:

[E] уд. [E]Ш 0,92 [E]ост ,

где 0,92 – доля жидкого металла после продувки, ед;

ЕШ – содержание элемента в исходной шихте, % (кг);

Еост – содержание элемента в металле после продувки, % (кг).

5.1.2. Определение расхода извести на плавку

Расход извести на плавку определяем по формуле

где (СаО)изв – содержание CaO в извести, ; принимаем 85,0%;

f – содержание (SiO2 + P2O5) в извести, ; принимаем 2,0%;

26

B – основность шлака;

Мизв – расход извести, кг (%);

[Si], [P] – количество Si и P, окисляющихся при продувки, кг (%);

2,14 и 2,29 – стехиометрические коэффициенты, характеризующие

количество окисла, образующегося при окислении 1 кг примеси;

источников, кроме металлической шихты и извести, кг; принимаем 0,5 кг (%);

кг/100 кг;

g C 1,46 [C], кг/100 кг;

O2

g Е – количество кислорода, идущего на окисление других примесей,

O2

кг/100 кг;

железа шлака, кг/100 кг;

27

Здесь qшл – количество шлака, кг (%); принимаем 10% от веса металлошихты;

O – среднее содержание кислорода в шлаке, кг (%); принимаем

FeO

O FeO =25%;

rСО2 =0,9.

(СО2)изв – содержание СО2 в извести , %; принимаем (СО2)изв= 3%;

g др – кислород из других источников, кг.

O2

30 и 22,2 – содержание кислорода в Fe2O3 и FeO, %.

Общий расход кислорода на продувку

QO2 QO2 : 0,995 : 0,98 , кг,

где 0,995 – доля кислорода в дутье, ед.;

0,98 – степень усвоения кислорода ванной, ед.

5.1.4. Режим продувки кислородом. Определение положения фурмы

Продолжительность продувки ванны конвертера кислородом определяем по формуле

прод JQO2 , мин;

O2

где JO2 – интенсивность продувки, м3/мин.

28

Высота наконечника фурмы над ванной в основное время продувки

Впериод шлакообразования, 1-3 минуты, фурма находится на расстоянии

Нфшл. . от зеркала ванны:

Hфшл. Hфосн. (1,1 1,3) , м.

В заключительный период плавки (2-4 минуты до окончания продувки) расстояние между головкой фурмы и ванной уменьшается:

Hфшл. Hфосн. (0,6 0,8) , м.

5.1.5. Продувка через донные фурмы

При работе конвертера, оборудованного донными фурмами (6-12 штук, в зависимости от емкости конвертера), принимаем следующие интенсивности подвода газов:

-в период основной кислородной продувки – 0,07 м3/(т мин);

-в период 3-минутной усреднительной продувки после основной продувки ванны – 0,10 м3/(т мин);

-в период выпуска металла из конвертера – 0,05 м3/(т мин);

-интенсивность подачи азота в межплавочные простои через донные фурмы – 0,03 м3/(т мин).

Расход газа на донную продувку можно рассчитать по формуле

QA2 М ш (0,07 пр. 3 0,10 0,05 вып ) , м3,

где пр. и вып – продолжительность продувки и выпуска металла, мин;

Мш – масса шихты, т.

29

5.1.6. Режим присадки шлакообразующих в конвертер

Для уменьшения шлакообразования первая порция извести (20-40% от общего расхода на плавку) вводится в конвертер перед загрузкой металлолома.

Остальная известь вводится порциями за время, равное 40-50%

продолжительности продувки. Плавиковый шпат, железная руда, агломерат,

окатыши вводятся при необходимости, но не позднее чем за две минуты до

окончания продувки.

5.1.7. Раскисление и легирование

Расход раскислителей и легирующих можно определить по формуле

где Т – масса жидкого металла, кг;

а – содержание примесей в металле, %;

б – содержание примесей в металле до раскисления, %;

в – доля примесей в ферросплаве, ед.;

г – доля примесей, ед.

Угар элементов зависит от способа раскисления, окисленности ванны и колеблется в широких пределах.

Содержание всех элементов в выплавляемой стали должно находиться в пределах, предусмотренных ГОСТом для заданной марки стали.

5.1.8. Десульфурация металла в ковше высокоглиноземистым шлаком

Дополнительное рафинирование металла в сталеразливочном ковше (если это необходимо) проводят с помощью шлаков различного состава, которые наливают в ковш перед выпуском расплава из конвертера. Высокой серопоглотительной способностью обладают жидкие синтетические известково-

30