Лекция № 31. Современные технологии сталеплавильного производства

Количество и время поступления жидкого чугуна из доменного цеха могут не совпадать с количеством его, необходимым для сталеплавиль­ного агрегата, или временем передела. Поэтому между основными аг­регатами металлургических переделов необходимо иметь промежуточ­ный накопитель жидкого чугуна. Кроме того, в период ремонта или ава­рийной остановки общая потребность сталеплавильных агрегатов в сырье несколько снижается. А поскольку рабочие процессы в домен­ном цехе продолжаются, то необходим достаточный объем для хране­ния поступающего чугуна.

Связывающим доменный и сталеплавильный цехи является миксерное отделение. Оно оборудовано специальным грузоподъемным ус­тройством, снимающим ковш с чугуном с платформы чугуновоза. Чу­гун сливают в футерованный металлический сосуд - миксер (рис. 27,а). По мере надобности часть чугуна из миксера подают в заливочный ковш, который установлен на тележке, доставляющей чугун к соответ­ствующему сталеплавильному агрегату. В нашей стране эксплуатиру­ются типовые миксеры емкостью 600, 1300 и 2500 т. Каждый из них представляет цилиндрический сосуд с горизонтальной осью вращения, оснащенный механизмом поворота 7, который наклоняет его при вы­пуске чугуна через сливной носок 4 в заливочный ковш 5. Сливной носок расположен в основной части миксера. В верхней части имеется горловина 2, накрытая крышкой 3. Через горловину внутрь сосуда по­ступает жидкий чугун. С помощью роликовой обоймы сосуд опирается на дугообразное основание. .

Рис. 27 Схема миксера:

а - стационарный миксер; б - ковш миксерного типа: 1 - механизм поворота;

2 -горловина; 3 - крышка; 4 - сливной носок; 5 - заливочный ковш

Кроме приема и хранения жидкого чугуна, в миксере происходит его усреднение, десульфурация и подогрев. Дело в том, что выпуск чу­гуна производят несколько раз в сутки. Причем каждый выпуск отли­чается своим химическим составом и температурой. Различия особен­но велики, когда сталеплавильный агрегат работает на чугуне, выплав­ляемом в нескольких доменных печах.

Для предупреждения резкого снижения температуры чугун в миксере подогревают горелками, ис­пользуя коксовый газ и мазут.

Шлаки образуются за счет футеровки миксера, заливочных ков­шей и доменного шлака. В шлак переходит часть окисляющего крем­ния и серы. Успешному удалению серы марганцем способствует умеренная температура чугуна во вре­мя его хранения. В результате этого в миксерном шлаке содержится до 32 % MnS. Его удаляют с помощью специального устройства. В после­днее время применяются ковши миксерного типа емкостью 150-420 т (рис. 27, б). Их использование позволяет отказаться от миксеров.

Конвертерный способ

Сущность конвертерного способа производства стали в том, что примеси переводят в шлак путем их окисления газами, которые проду­вают через жидкий чугун. В этой связи продувочные газы часто назы­вают окислительными. До настоящего времени очень широко применя­ют кислород (кислородно-конвертерный процесс). Не исключено также применение воздуха по типу бессемеровского и томасовского процес­са, отличавшихся друг от друга лишь футеровкой агрегата. В первом случае используется кислая, во втором - основная.

Кислородно-конвертерный процесс

Шихта кислородно-конвертерной плавки состоит из жидкого чу­гуна, металлолома с добавками железной руды и флюсов. Основной компонент шихты - чугун должен содержать примесей (%): 3,9-4,3 С; 0,5-1 Si; 0,3-1,7 Мп; 0,03-0,06 S; < 0,3 Р.

Содержание металлолома составляет 25-27 % от массы шихты. В нем не должно быть много серы, цветных металлов, ржавчины. Плотность лома превышает 1800 кг/мЗ. Использование легковесного лома (стружки и т. д.) увеличивает угар железа.

В качестве охладителей в металл по ходу продувки вводят в не­больших количествах железную руду, агломерат; окатыши и прокатную окалину, а шлакообразующим материалом в шихте является известь (6-9% от массы железосодержащей шихты) с добавками плавикового шпата и бокситов, которые применяют для уменьшения вязкости шла­ка. Подача шихтовых материалов в конвертер начинается с загрузки металлолома (рис. 28,а). Затем с помощью заливочного крана подают чугун (рис. 28,б). После поворота конвертера в вертикальное положе­ние в его рабочее пространство опускают фурму, не доходя до уровня спокойного металла на 1-3 м, включают подачу кислорода (27, в) и по­дают первую порцию шлакообразующих (рис. 28, г), куда входит более половины от общего их количества. Оставшуюся часть шлакообразу­ющих подают в конвертер несколькими порциями в течение первых 5-7 мин продувки.

Рис. 28. Технологические операции конвертерной плавки:

а — загрузка металлолома; б - заливка чугуна; в — продувка кислородом;

г — подача шлакообразующих; д — выпуск стали; е - выпуск шлака

В начальный момент плавки продувку ведут при повышенном по­ложении фурмы, которую, через 2-4 мин опускают. Подаваемое в кон­вертер дутье имеет высокий окислительный потенциал, что создает благоприятные условия для одновременного окисления кремния, мар­ганца, углерода. Соотношение скоростей процессов шлакообразования и окисления связано с интенсивностью потока кислорода, которая ко­леблется от 3 до 7 м^т-мин). Механическое воздействие струи кисло­рода сообщает вращение и перемешивание металлу. При этом оксиды железа быстро распространяются за пределы реакционной зоны, и окис­ление примесей чугуна наблюдается в массе всего металла.

При кислородно-конвертерном процессе отсутствуют ярко выра­женные периоды окисления отдельных элементов. Большая часть ре­акций окисления примесей протекает на границах фаз: шлак - металл, металл - газ и шлак - газ. При соприкосновении металла с кислородом происходит диссоциация последнего. Атомы кислорода диффундируют в глубь металла, где, соединяясь с железом, образуют закись железа, которая в соответствии с законом распределения, растворяясь в метал­ле и шлаке, окисляет примеси. Вторым механизмом доставки кислоро­да является окисление капелек металла в струе кислорода. В начале продувки кислород усваивается металлом в незначительной степени, а затем по мере обезуглероживания почти весь кислород идет на образо­вание закиси железа.

Окисление кремния происходит за первые 3-5 мин. продувки. Зна­чительная часть его окисляется закисью железа шлака и небольшая -непосредственно кислородом

Образовавшийся кремнезем в металле не растворяется, а в шла­ке связывается оксидами железа и марганца.

Параллельно с окислением кремния в шлак переходит марганец. В течение первых трех минут продувки в шлак переходит до 70 % мар­ганца

Продувка металла кислородом заканчивается на заданном содер­жании углерода. Ее продолжительность составляет от 12 до 20 мин. К моменту окончания продувки должны быть обеспечены высокая тем­пература металла - 1600-1650° С и необходимые для выплавляемой марки стали содержание серы и фосфора. После окончания продувки из конвертера извлекают фурму и берут пробу металла и шлака. Получив данные о химическом составе и температуре металла, принимают ре­шение о выпуске металла либо о продолжении плавки. Второе решение принимается при недостаточно высокой температуре металла либо из­быточном содержании углерода или примесей. После выполнения кор­ректирующих операций плавку заканчивают и металл сливают в при­емный ковш, куда одновременно вводят раскислители и не­которые легирующие добавки. Задачей раскисления является сниже­ние концентрации растворенного кислорода и возможно полное удале­ние из металла продуктов раскисления. Наиболее распространен про­цесс, который сопровождается связыванием кислорода элементами-раскислителями (Мп, Si, Al, Ti и др.). Полученные оксиды имеют мень­шую плотность и удаляются из металла в виде шлака. Весьма актив­ными раскислителями являются кремний и алюминий, которые окисля­ются кислородом FeO, образуя соединения, также переходящие в шлак.

В зависимости от степени раскисленности различают сталь кипя­щую, полуспокойную и спокойную. Кипящая сталь частично раскислена марганцем и углеродом. Ее затвердевание сопровождается обиль­ным выделением газов, полученных при взаимодействии растворенных в жидком металле углерода и кислорода. Полуспокойная сталь по сте­пени раскисления занимает промежуточное положение между кипящей и спокойной сталью. Вначале раскисление ведут в печи (ферромарган­цем и ферросилицием), а затем в ковше (алюминием и др.). Спокойная сталь раскисляется избыточным количеством сильных раскислителей (ферромарганцем, ферросилицием, алюминием), исключающих взаимо­действие растворенного кислорода с углеродом во время затвердева­ния и охлаждения металла. Для уменьшения загрязненности стали на­чали использовать жидкие алюминий и силикокальций, которые вводят в ковш с помощью специальных трубок.

Легирование стали в конвертере затрудняется тем, что некоторые добавки будут окисляться и переходить в шлак. Поэтому в конвертер подают лишь никель, медь и молибден. Остальные должны направляться в ковш в виде твердых либо жидких ферросплавов. Иногда легирующие добавки подают в виде экзотермических брикетов, куда, помимо из­мельченных легирующих элементов (феррохром и др.), входят окисли­тель (натриевая селитра), восстановитель (алюминиевый порошок) и связующие вещества.

Для предохранения металла от охлаждения в ковш вместе со ста­лью сливают небольшое количество шлака с таким расчетом, чтобы толщина его слоя составляла 250-300 мм. Оставшуюся часть шлака сливают в шлаковую чашу (рис. 8,е).

Общая продолжительность плавки в кислородном конвертере в за­висимости от его садки составляет 30-55 мин., удельный расход кисло­рода - примерно 50 мУг стали. Выход годной стали составляет 89-92 % от массы металлической шихты.

С целью повышения качества стали необходимо применять кисло­род со степенью чистоты не менее 99,5 %, что обеспечивает снижение содержания в металле азота.

Некоторые модификации конвертерного способа

Возможность получения высокосортных сталей диктует необхо­димость расширения области применения конвертерного способа. Это может быть достигнуто за счет вовлечения в переработку высокофос­фористых чугунов, производства легированных сталей, увеличения объема переработки металлолома и других факторов технологического про­цесса. Наиболее перспективными оказались методы с применением кусковой сортированной извести, вдуванием порошкообразной извести, донной продувки чугуна, использованием конвертеров Калдо¹ и рото­ров. Трудность переработки фосфористых чугунов в том, что образует­ся много шлаков, которые необходимо удалять в начальные стадии плав­ки.

Кислородный конвертер Калдо располагается под углом 17-20° к горизонту и вращается со скоростью до 30 об/мин при заливке чугуна и подаче твердых материалов, а также при выпуске стали конвертер мо­жет поворачиваться вокруг горизонтальной оси на любой угол. Подача кислорода осуществляется водоохлаждаемой фурмой при избыточном давлении 0,4 МПа. Давление кислорода регулируют таким образом, чтобы реакции протекали на границе шлак - металл. Выделяющийся в ходе процесса угарный газ почти полностью (90%) сгорает в конверте­ре, обеспечивая высокую термическую эффективность процесса. Доля металлолома может достигать 42%. Регулировка процесса производится изменением скорости вращения конвертера, направления струи кисло­рода, его расхода. В результате содержание углерода в металле снижа­ется до 0,02-0,03 %, фосфора - до 0,005 %, а серы - до 0,015 % (при содержании ее в чугуне 0,06%). Общий расход кислорода - 70 м³ на 1 т стали. Полученный конечный шлак в твердом состоянии оставляют в конвертере для следующей плавки. По сравнению с обычным кисло­родно-конвертерным процессом плавка в конвертере Калдо длится в 1,6-1,7 раза дольше.

Сущность роторного процесса заключается в продувке чугуна в медленно вращающейся цилиндрической горизонтальной печи. Кисло­родное дутье подается двумя потоками: первичное - с небольшим заг­лублением в ванну параллельно ее поверхности и вторичное - над по­верхностью. Первичное дутье выполняет обычную роль, а вторичное служит для дожигания СО в рабочем пространстве.

По условиям теплового баланса расход металлолома в кислород­ном конвертере не превышает 20-27 % массы металлической шихты. Для увеличения доли металлолома необходимо иметь дополнительный источник теплоты. В качестве такового может быть углерод, содержа­щийся в чугуне, природный газ и уголь (кусковой либо пылевидный). Этому же способствует комбинированная продувка. При использовании углерода шихты и природного газа металлолом предварительно нагрева­ют в конвертере газокислородной горелкой. После этого заливают чугун и продувают его кислородом. Предварительный нагрев лома позволяет увеличить его долю в шихте на 4-9 %. Продолжительность нагрева со­ставляет 10-15 мин. при расходе природного газа в среднем 10 м³, а кис­лорода 15-20 м³ на 1 т стали. Длительность плавки сокращается на 2-3 мин за счет использования углерода шихты.

Малое содержание вредных примесей (серы, фосфора и азота) позволяет выплавлять в конвертере высококачественные легированные стали. Высокие температуры в реакционной зоне способствуют выго­ранию посторонних примесей (цинк, мышьяк, свинец и др.). Это послу­жило основанием для расширения сортамента выплавляемых сталей. Предпосылкой для их производства служат, кроме того, значительные резервы тепла, позволяющие снизить содержание серы в 10 раз (до 0,0035 %). Для низколегированных конструкционных и электрических сталей с целью снижения содержания кислорода в конце продувки производят предварительное раскисление 45-47-процентным ферросилицием. В резуль­тате раскисления в шлак переходит до 45 % кислорода. Распределение легирующих элементов (См, Cr, Si, Ni) происходит при этом равномер­но по всему объему металла.

Для выплавки нержавеющих сталей применяют аргоно-кислородное дутье, которое подается в фурмы, расположенные в боковой стенке либо в днище конвертера. В этом случае передел металла является заключительной стадией. Первичный полупродукт, содержащий до 2,5 % углерода, получают обычно в электропечах. Иногда вместо аргоно-кислородного дутья применяют паро-кислородное.

В последние годы стала все шире применяться комбинированная продувка чугуна в конвертере сверху и снизу. Помимо вдувания кисло­рода сверху подают:

инертные газы через пористые огнеупорные блоки в днище либо через трубки (каналы) в футеровке;

смесь кислорода и инертного газа в кольцевой оболочке из углево­дородных и нейтральных газов через донные фурмы;

воздух в кольцевой оболочке из инертных газов через донные фур­мы.

Перечисленные способы применяют также в сочетании с допол­нительным вдуванием известкового порошка.

Подача даже незначительного количества газов снизу конвертера обеспечивает хорошее перемешивание металла в ванне, что предотв­ращает его выбросы, снижает окисленность металла и шлака, повыша­ет выход годной стали, ускоряет растворение извести и способствует более глубокой десульфурации и дефосфорации металла.

На металлургических предприятиях СНГ накоплен опыт исполь­зования прогрессивной технологии ведения конвертерной плавки. Так, на комбинате имени Дзержинского освоена технология конвертерной плавки с донной и комбинированной продувкой (кислород сверху и сни­зу). При комбинированной продувке увеличено содержание металлоло­ма в шихте на 50 кг/т стали при увеличении выхода стали на 1 %. На Западно-Сибирском металлургическом комбинате продувка чугуна кис­лородом сверху и нейтральными газами снизу (через пористые периклазоуглеродистые блоки) позволила увеличить расход металлолома на 10-15 кг/т стали при использовании обычной фурмы и на 25-3 5 кг/т ста­ли при использовании специальной кислородной фурмы, увеличивающей дожигание СО до СО₂

Расход чугуна также снижается при сжигании кускового или по­рошкообразного угля в процессе продувки на 2-3 кг/кг угля. Использо­вание кускового угля в конвертере для предварительного подогрева лома позволяет снизить расход чугуна на 4-6 кг/кг угля, а применение для этой цели порошкообразного угля - на 6-8 кг/кг угля.

В настоящее время выполнен проект перевода кислородно-конвер­терного цеха комбината "Азовсталь" на комбинированную продувку с увеличенным до 40-45 % расходом металлолома. Разработанная тех­нология предусматривает три последовательных этапа. На первом кон­вертеры переоборудуются под продувку металла кислородом сверху и нейтральным газом снизу через донные фурмы. На втором этапе пре­дусмотрена замена кислородной фурмы фурмой-горелкой, обеспечивающей предварительный подогрев металлолома и последующую про­дувку металла кислородом сверху и нейтральным газом снизу через донные фурмы. Это обеспечит увеличение расхода лома до 30-35 %. На третьем этапе предусмотрена замена существующих конвертеров конвертерами комбинированной продувки, на которых подогрев лома осуществляется топливно-кислородным дутьем, подаваемым снизу через донные фурмы и сверху через фурму-горелку, с последующей продувкой кислородом сверху и снизу. На данном этапе содержание металлолома в металлической шихте увеличится до 40-45 %.

Непрерывный сталеплавильный процесс

Высокая производительность и возможность получения широкого сортамента сталей привлекает ученых к дальнейшему совершенство­ванию и разнообразию конвертерного способа, а также постепенному превращению его в непрерывный процесс. А это, в свою очередь, по­зволит полностью механизировать и автоматизировать производство, переведя его на прочные рельсы роботизации и интенсификации. Учи­тывая, что первый металлургический передел - доменный - по сути является непрерывным, создание такого же сталеплавильного процес­са обеспечивает поток слитков прокатному цеху и тем решает пробле­му организации непрерывного металлургического производства (НМЛ). В лабораторных и полупромышленных условиях к настоящему време­ни, испытано несколько схем НМП. Трудность их промышленного ис­пользования в том, что удаление примесей из чугуна требует опреде­ленных временных условий и реагентов. Это обусловливает необходи­мость переработки непрерывно подаваемого в сталеплавильный агрегат непрерывного действия (СПАНД) чугуна в камерах, где создаются соответствующие условия для удаления примесей.

Представляет интерес разработанный Днепропетровским метал­лургическим институтом СПАНД конвертерного типа (рис. 29). С по­мощью устройства 2 шлак направляют в чашу 3, а чугун челночными ковшами - в обогреваемый газом ковш 4, из которого он выливается в поочередно работающие секторные ковши 5. Последние обеспечива­ют непрерывное поступление чугуна по приемному желобу б в рафини­ровочную линию СПАНД. Рафинирование начинается с реактора 9, в который из бункеров 8 через свод загружают охладители - металло­лом, металлизованные окатыши или железную руду и через две фурмы 7 нагнетают кислород. Во втором реакторе 10 в струе кислорода из специальной установки 11 подают пылевидные шлакообразующие ма­териалы - известь и плавиковый шпат. Каждый проточный реактор со­стоит из ванны и отстойника. В ванне чугун продувают кислородом, а в отстойнике заканчиваются процессы рафинирования. Под реакторами установлены чаши и резервные емкости для шлака.

Рис. 29. Схема двухстадийного сталеплавильного процесса конвертерного типа:

1 - ковш с чугуном; 2 - устройство для отделения доменного шлака; 3 - шлаковая чаша; 4 - ковш для чугуна; 5 - секторные дозирующие ковши; 6 - приемный желоб; 7 - кислородная фурма; 8 - бункер для лома; 9, 10- рафинировочные реакторы; 11, 12- установки для подачи пылевидной извести, порошкообразных материалов; 13 - миксер-копильник: 14 - бункер для раскислителей; 15 - сталеразливочный ковш

Из второго реактора сталь перетекает в миксер-копильник 13, где с помощью различных реагентов, подаваемых из бункера 12, коррек­тируют состав металла, а горелка поддерживает его постоянную тем­пературу. Из миксера сталь перетекает в ковш, куда из бункера 14 по­ступают раскислители. Готовая продукция из ковша 75 подается на раз­ливку.

По сравнению с кислородным конвертером рассмотренный СПАНД более эффективен. Например, в 2 раза возрастает производи­тельность агрегата (за счет совмещения во времени операций по за­ливке чугуна, ввода добавок и рафинирования), в 2-4 раза - интенсив­ность продувки чугуна кислородом. Отсутствие выбросов металла в СПАНД, кроме того, увеличивается выход готовой стали на 2-3 %. Равномерное протекание процесса создает благоприятные условия для его автоматизации.

В связи с тем, что для удаления серы и фосфора применяют два реактора, содержание примесей в готовом продукте уменьшается при­мерно в 2 раза. Такой же результат можно получить и в конвертере, дважды сменив шлак. Однако это приведет к резкому уменьшению производительности установки, что нежелательно. Отмеченные факторы обеспечили снижение себестоимости стали, полученной на СПАНД, по сравнению с конвертерной на 2-2,5 грн./т. Производительность опытной установки, испытанной на одном из южных заводов страны, составила 60 т/ч. Дальнейшее совершенствование конструкции отдельных узлов СПАНД и технологии может приблизить реализацию задачи полной ав­томатизации сталеплавильного производства.