Разработка технологии производства высокопрочной низколегированной стали улучшенного качества по европейскому стандарту EN 10028-62003. Методические у

2.2.Расход серы

2.2.1.Переход серы в шлак рассчитаем с учетом требуемого содержания серы в расплаве на повалке конвертера и коэффициента распределения серы между шлаком и жидким металлом:

расплавом в конвертере;

(%S)конв.шл. – массовая доля серы в конвертерном шлаке, %;

[%S]ст – массовая доля серы в расплаве на повалке конвертера (в расчетах принимаем равной требуемой массовой доле серы в готовом металле), %.

2.2.2.Переход серы в жидкий металл для упрощения расчетов определим

сучетом массы плавки по жидкому и требуемой концентрации серы в расплаве на повалке конвертера:

г / ж

где MSсталь – масса серы, переходящей в жидкий металл, кг; ηг/ж – коэффициент выхода годного от жидкого, %.

2.2.3. Удаление серы с отходящими газами рассчитаем по следующей

формуле

11

где 0,10 – доля серы от общего поступления с шихтовыми материалами,

удаляемой с отходящими газами в виде SO2, по данным В.И. Явойского с соавторами [4].

Рис. 1. Номограммы удельного расхода магния и извести для проведения

десульфурации (Sк – содержание серы в чугуне после десульфурации)

12

Использовании уравнений (1)-(5) с учетом необходимой концентрации

серы в готовом металле требуемая концентрация серы в чугуне [%S]чугтреб перед

заливкой в конвертер составит:

(6)

В случае, если требуемая концентрация серы в чугуне, заливаемом в конвертер, превышает содержание серы в чугуне для исходных данных расчета,

чугун подвергается десульфурации до требуемой концентрации серы. При этом минимально достижимая концентрация серы в чугуне после проведения десульфурации составляет 0,003%. Внедоменная обработка чугуна выполняется на установке десульфурации чугуна с применением в качестве десульфурирующих реагентов магния гранулированного пассивированного и молотой флюидизированной извести. Расход реагентов на десульфурацию определяется по номограммам, представленным на рис. 1.

13

3. Расчет расхода раскислителей и легирующих материалов

При определении схемы раскисления и легирования стали принимаем,

что основная масса легирующих материалов вводится в ковш на выпуске из конвертера с целью использования кинетической энергии струи для перемешивания расплава в объеме ковша. На выпуске расплава выполняется предварительное раскисление коксовой мелочью. Перед вводом легирующих материалов выполняется окончательное раскисление алюминием (алюминий вторичный) для снижения угара легирующих элементов и предварительное легирование алюминием по нижнему марочному пределу. Окончательное легирование стали по алюминию выполняется при проведении внепечной обработки стали на УДМ или УПК с помощью алюминиевой катанки. Для снижения затрат на производство стали технология легирования должна обеспечивать следующие условия:

–применение дешевого ферросиликомарганца для получения требуемой концентрации марганца или кремния (в зависимости от содержания соответствующего элемента), последующее легирование расплава марганецсодержащими материалами или ферросилицием;

–легирование титаном выполняется при проведении внепечной обработки раскисленного металла из расчета получения его концентрации на

0,01% выше верхнего марочного предела;

–легирование по C, Mn, Si выполняется на среднее содержание марочного предела данных элементов;

–легирование по Cr, Ni, Mo, Nb, V выполняется на среднее содержание между средним марочным содержанием данных элементов и минимальным марочным содержанием;

–легирование расплава на УДМ или УПК алюминиевой катанкой выполняется из расчета получения его концентрации на 0,01% выше верхнего марочного предела.

14

Расчет необходимого расхода раскислителей и легирующих материалов выполняется в следующей последовательности:

1. Проверяется условие выполнения требований к химическому составу по углеродному эквиваленту (Ceq), который определяется следующим соотношением легирующих элементов:

где [%C], [%Mn], [%Cr], [%Mo], [%V], [%Ni], [%Cu] – массовая доля элемента в готовой стали, %.

При необходимости выполняется корректировка марочного интервала содержания легирующих элементов.

2. Определяется расход легирующих материалов на выпуске расплава из конвертера для получения требуемого содержания Mn, Si, Cr, Ni, Mo, Nb, V по следующей формуле:

где МFe-спл – масса ферросплава, т;

[%Эл]тр – требуемое (целевое) содержание легирующего элемента в готовой стали, %;

[%Эл]вып – содержание легирующего элемента в расплаве на выпуске из конвертера, %;

[%Эл]*Fe спл – увеличение концентрации легирующего элемента за счет примесей в других ферросплавах, %;

Мплжид – масса плавки по жидкому, т;

(%Эл)Fe-спл – содержание легирующего элемента (по которому идет легирование) в ферросплаве; %;

У – доля усвоения легирующего элемента из ферросплава.

Масса плавки по жидкому определяется исходя из массы плавки по годному с учетом коэффициента выхода годного металла от жидкого:

15

г / ж

Прирост концентрации легирующего элемента за счет примесей в других ферросплавах рассчитывается по следующей формуле:

3.В соответствии с уравнением (8) определяется расход ферротитана с учетом его усвоения при проведении внепечной обработки стали на УДМ или УПК.

4.Расход науглероживателя определяется с учетом увеличения концентрации растворенного углерода за счет его перехода из легирующих материалов:

где У*конв – доля усвоения углерода из ферросплавов при легировании расплава на выпуске из конвертера;

У*УДМ – доля усвоения углерода из ферросплавов при легировании расплава на УДМ или УПК;

МFe сплi – масса i-го ферросплава (i=1…n) при легировании под конвертером, т;

n – количество ферросплавов различного вида, вводимых в

сталеразливочный ковш на выпуске расплава из конвертера;

16

– концентрация углерода в i-ом ферросплаве, вводимом в

сталеразливочный ковш на выпуске расплава из конвертера %;

– масса j-го ферросплава (j=1…m) при легировании на УДМ или

УПК, т;

– концентрация углерода в j-ом ферросплаве, вводимом в

сталеразливочный ковш на УДМ или УПК, %.

5. Расчет необходимого количества алюминия выполняется в несколько

этапов:

5.1. Алюминий, необходимый для раскисления расплава под конвертером, определяется с учетом концентрации растворенного кислорода после продувки плавки с учетом частичного раскисления расплава коксовой

мелочью:

II

где М[O] – масса кислорода, растворенного в расплаве после продувки плавки, т;

(%Al)AlII – содержание алюминия в алюминии вторичном, %.

где [%O]вып – концентрация растворенного кислорода после продувки плавки,

%;

[%O] – изменение концентрации растворенного кислорода в результате его взаимодействия с углеродом из коксовой мелочи, %;

Мконвпл – масса плавки в конвертере, т.

Изменение концентрации растворенного кислорода при вводе в расплав коксовой мелочи определятся следующим соотношением:

Масса плавки в конвертере определяется как разность массы плавки по

жидкому и суммарной массы всех ферросплавов:

5.2.Алюминий, необходимый для предварительного легирования расплава под конвертером по нижнему марочному пределу, рассчитывается по уравнению (8) для условий применения алюминия вторичного.

5.3.Окончательное легирование расплава на 0,01% выше верхнего марочного предела на УДМ или УПК с помощью алюминиевой катанки.

18

4. Расчет температурного режима внепечной обработки и непрерывной

разливки стали

Металлическая шихта конвертерной плавки состоит из металлолома и жидкого передельного чугуна, соотношение между которыми выбирается из расчета обеспечения требуемой температуры расплава на выпуске из конвертера и температуры стали в промежуточном ковше при проведении непрерывной разливки стали. При этом температура расплава на выпуске из конвертера рассчитывается исходя из времени его выдержки в сталеразливочном ковше (время от выпуска расплава из конвертера до начала разливки на УНРС) и параметров внепечной обработки стали (рис. 2).

Рис. 2. Изменение температуры стали от выпуска из конвертера до передачи на УНРС:

I – раскисление и легирование на выпуске из конвертера; II – транспортировка сталеразливочного ковша от конвертера до установки продувки стали инертным газом; III – усреднительная продувка стали инертным газом, отбор проб металла; IV – транспортировка сталеразливочного ковша на установку

«печь-ковш» (УПК); V – нагрев стали на УПК; VI – корректировка состава стали на УПК; VII – транспортировка сталеразливочного ковша на установку вакуумной обработки стали; VIII – дегазация стали; IX – транспортировка сталеразливочного ковша в позицию разливки

19

Температура ликвидуса зависит от химического состава стали и определяется следующим соотношением (в квадратных скобках указана требуемая (целевая) концентрация элементов, на которую выполняется

легирование стали):

Тл=1536,6-(90·[%C]+8·[%Si]+5·[%Mn]+25·[%S]+30·[%P]+3·[%Al]+

+1,55·[%Cr]+4·[%Ni]+5·[%Cu]+18·[%Ti]+80·[%N]+2·[%Mo]) . (16)

Требуемая температура металла в промежуточном ковше при проведении непрерывной разливки определяется температурой ликвидуса (16) и

минимальным перегревом расплава, обеспечивающим безаварийную разливку:

где Тперегрев – перегрев расплава относительно температуры ликвидуса, оС. При проведении расчетов принимается равным 30оС.

Температура выпуска расплава из конвертера определяется с учетом потерь температуры металла при легировании и проведении внепечной обработки стали, а также возможности нагрева стали на УПК:

δТтрансп – скорость изменения температуры расплава в сталеразливочном ковше, оС/мин;

трансп – общее время транспортировки сталеразливочного ковша между

агрегатами, мин;

δТAr – скорость изменения температуры расплава при проведении усреднительного перемешивания аргоном на УДМ или УПК, оС/мин;

20