3.3. Технологія плавки

Плавка складається з наступних періодів:

• нахиляють конвертер і завантажують брухт одним лотком за допомогою крану;

• заливають чавун, конвертер переводять у вертикальний стан;

• подають кисень та опускають фурму, початок продування з одночасною подачею першої порції сипучих шлакоутворюючих (вапна, бокситу або плавикового шпату та залізняку 2/3 від загальної кількості) через горловину;

• подача шлакоутворюючих, що залишилися, порціями (від двох до п'яти порцій) по ходу продування протягом першої третини її тривалості за допомогою спеціального висувного жолоба (автоматизованої системи, що складається з ряду бункерів для зберігання сипучих, живильників, ваги і лотків, що знаходиться над конвертером);

• повалку конвертеру для відбору проб металу, шлаку і вимір температури;

• злив шлаку;

• злив металу, розкислення та легування;

• відбору проб металу, шлаку і вимір температури.

У залежності від вмісту фосфору у чавуні та необхідного його вмісту у готовій сталі, а також від вмісту вуглецю та сірки процес ведуть зі спуском або без спуску проміжного шлаку (частіше у середині продування). Для прискорення розчинення у шлаку вапна у конвертер вводять боксит та плавиковій шпат. Останній діє ефективніше та додається у кількості 0,150,4 % до маси металу. Чим більше необхідна міра дефосфорації та десульфурації, тим більше витрачається плавикового шпату.

Брухт та залізняк використовують для охолоджування металевої ванни. Брухт звичайно подають подрібненим (у вигляду «січки»). Руда використовується не тільки для охолоджування, але і є окислювачем. При її застосуванні знижується вміст домішок у металі, скорочується час плавки, меншає витрата кисню на 10 %, підвищується стійкість футерування конвертору. Міра охолоджування металевої ванни при використанні руди у 3,5 рази вище, ніж при використанні брухту.

При проведенні продування киснева фурма встановлюється в суворо певному стані. Відстань від головки фурми до рівня спокійної ванни в залежності від місткості конвертеру та прийнятої технології становить 0,73,0 м. Завдяки високому тиску кисневі струмені проникають в рідкий метал і викликають його циркуляцію і перемішування зі шлаком. По мірі розчинення вапна основність шлаку збільшується і до кінця продування перевищує значення 2,5, що забезпечує видалення в шлак сірки та фосфору. Шлаковий режим впливає істотний чином на хід плавки, на якість сталі, що виплавляється, а також на стійкість футерування конвертеру. Важливо забезпечити не тільки потрібні властивості шлаку, але і як можна більш раннє його утворення. Для прискорення шлакоутворення досаджують плавиковий шпат або боксит.

Н а початку продування переробного чавуну відбувається енергійне окислення кремнію, марганцю та фосфору; окислення вуглецю в цей період звичайно сповільнюється, а шлак збагачується оксидами залізу. З нагрівом ванни швидкість окислення вуглецю зростає, досягає максимуму у середині плавки, при цьому часто відбуваються викиди металу з конвертору. Запобігти викидам можна опусканням фурми та зменшенням подачі кисню. Чіткого розподілу плавки на періоди, з точки зору послідовності окислення домішок не спостерігається. Зміну хімічного складу металу за час продування приведено на рис. 4.

Рис. 4. Зміна складу металу, шлаку та температури ванни при продуванні чавуну киснем зверху (низьковуглецева сталь охолоджувана рудою). Стрілки – добавки вапна та охолоджувачів [2].

Після зниження вмісту вуглецю до заданого рівня продування припиняють (момент закінчення продування визначають за кількістю витраченого кисню, за тривалістю, за виглядом полум'я та іскор, що вириваються з горловини конвертера), підіймають фурму вище за горловину і нахиляють конвертер. Відбирають проби, заміряють температуру металу, випускають, розкисляють та легують сталь. Якщо вміст вуглецю вище необхідного, проводять додувку плавки (при низькому вмісті вуглецю – проводять навуглецювання металу, наприклад, термоантрацитом).

Сталь з конвертера звичайно зливають у сталерозливний ківш не через горловину, а через спеціальну льотку у шлемової частині конвертера, яка заздалегідь обробляється. Це зменшує перемішування металу зі шлаком, запобігає можливому зворотному переходу фосфору у метал.

Розкислення сталі проводять глибинним методом у ковші під час випуску. У конвертер розкислювачі не вводять щоб уникнути їх великого чаду. При виплавці спокійної сталі розкислювачі вводять у струмінь металу у наступній послідовності: на початку феромарганець або силікомарганець, потім феросиліцій, в останню чергу – алюміній.

Киплячу сталь розкисляють одним феромарганцем.

При розкисленні спокійної сталі чад розкислювачів складає: марганцю 1025%, кремнію 1525 %, для киплячої сталі чад марганцю рівний 2035%.

Витрата алюмінію на розкислення в залежності від вмісту вуглецю у сталі, що виплавляється, становить 0,150,80 кг на 1 тону сталі, збільшуючись при зниженні вмісту вуглецю.

З метою отримання сталі із заданими властивостями застосовують як добавки різні сплави: ферохром, нікель та ін. Для навуглецювання металу застосовують електродне борошно, мелений кокс, термоантрацит.

Залишки шлаку зливають у шлакову чашу. Температура сталі на випуску становить 16201670 С, залежить від заданої марки сталі та застосування методів позапічної обробки металу: обробка синтетичним шлаком, твердими шлакоутворюючими сумішами (ТШС), вакуумування, продування аргоном, модифікування порошокутримуючим дротом у ковші, обробка шлакоутворюючими сумішами (ШУС) перед розливом у проміжному ковші та в кристалізаторі та ін.) Далі метал розливають в виливки або на машинах безперервного лиття заготівель (МБЛЗ).

При взаємодії кисню з рідким металом температура швидко зростає до величини, при якій починається випаровування заліза. Пари заліза, що виносяться газом, окислюються, утворюючи бурий пил, що є особливістю та недоліком конвертерного процесу. Запиленість газу, що виділяється з конвертору, досягає 200 г/м³, а розмір часток пилу не перевищує 1 мкм. При цьому температура газів, що виходять з конвертору доходить до 15001700 С, а вміст у них СО становить 90 %, тому газ необхідно направляти у котли-утилізатори, очищати від пилу, а газ, що залишився спалювати у факелах або відводити та використовувати як паливо або хімічну сировину. Як альтернатива можна допалювати, використовувати тепло газів, що відходять в котлах-утилізаторах, очищати газ від пилу та викидати у атмосферу при запиленості 100 мг/м³.

У конвертері, що працює з допалюванням, газ при продуванні поступає з нього у камін, при цьому він змішується з повітрям з навколишньої атмосфери та згоряє. Гарячі гази, що відходять віддають тепло у котлі-утилізаторі, а потім прямують у охолоджувач (частіше за все з водяними форсунками), де охолоджуються до температури, допустимої для пропущення через пиловловлюючий пристрій (частіше труби Вентурі та циклони). Вентилятор засмоктує гази, що відходять у пилоочисний пристрій і направляє звідти їх у димар. У димарі постійно горить факел, що виключає вибух газу. Пил з газу осаджується у колінному промивному пристрої та змивається у відстійник, звідки відправляється на подальшу переробку. Азот, необхідний для продування очисного пристрою, подається по трубопроводу.

Димоутворення при продуванні металу киснем у конвертеру істотно (на 1,01,5 %) знижує вихід придатного металу. Знизити кількість пилу, що утворюється в процесі LD, можна шляхом збільшення кількості кремнію і марганцю у металі та додання водяної пари до кисневого дуття (особливо при високому вмісті вуглецю у металевій ванні). При вмісті 3 % С у ванні введення 50 % H₂O в струмінь кисню приводить до трикратного зниження кількості пилу. До сильного зниження пилу приводить використання комбінованого дуття або донного.

Перехід від використання односоплових фурм до багатосоплових знизив втрати металу з пилом у 1,22 рази за рахунок розосередження дуття та прискорення формування шлаку.