Навигация

Ссылки друзей

Металлургия » Электрометаллургия стали » Одношлаковый процесс.

Одношлаковый процесс.

 (голосов: 0)
Одношлаковый процесс.Одношлаковый процесс.
При выплавке углеродистых и низколегированных сталей практически все печи большой вместимости работают одношлаковым процессом. Но только на Молдавском металлургическом заводе путем модернизации и усовершенствований как на самой печи ДСП-100И6, технологии плавки, так и реконструкции ковша-печи, кристаллизаторов МНЛЗ удалось достичь в 1993 г- производительности 700 тыс. тонн заготовок сечением 125 х 125 мм. Однако следует отметить, что такая производительность была достигнута еще в 80-х годах на электродуговых печах, работающих на принципах технологии высшего уровня.
На Молдавском металлургическом заводе выплавка стали осуществляется в трехфазной дуговой электросталеплавильной печи с печным трансформатором мощностью 800 кВА на 1 т емкости печи. Печь снабжена водоохлаждаемыми элементами стен и свода.
Сталь в дуговой печи выплавляется по одношлаковой технологии. Плавку проводят с оставлением части металла и шлака от предыдущей плавки (плавка с «болотом»), что обеспечивает выпуск металла из печи без окислительного шлака. После выпуска металла на оставшийся в печи расплав присаживают кокс и известь (для печи емкостью 100 т расход материалов составляет соответственно 0,4 ти1,5 т).
С целью ускорения расплавления и образования пенистого шлака в печь подают кислород совместно с углеродсодержащим материалом. В начальный период расход кислорода не превышает 100 м3/ч и постепенно увеличивается до 800-1200 м3/ч.
Для интенсификации плавления включаются четыре стационарно установленные в кожухе стеновые газокислородные горелки (мощностью по 3,6 МВт каждая). Поворотная дверная многосопловая горелка мощностью 10 МВт устанавливается на автоматически управляемом манипуляторе с пневматическим приводом, обеспечивающем изменение направления факела по всему периметру рабочего окна. Общая мощность газокислородных горелок — до 25 МВт. Включение газокислородных горелок производится после выхода печного трансформатора на максимальную мощность.
По ходу плавления в рабочее пространство печи через сводовое отверстие автоматически подают сыпучие материалы.
Шлак из печи сливается самотеком. Поддержка его во вспененном состоянии на завершающей стадии плавления и в окислительный период осуществляется путем ввода в расплав кислорода (до 2700 м3/ч) совместно с порошкообразным коксом. К началу окислительного периода температура ванны поддерживается в пределах 1540—1580°С. Окисление производится кислородом с минимальным использованием порошкообразного кокса. В процессе плавки максимально погружают электроды в щлак для уменьшения воздействия излучения дуг окислительный период проводится за 10-15 мин.
Для комбинированной продувки ванны кислородом и порошкообразным коксом предусматривается двухъярусная водоохлаждаемая двухсопловая фурма, установленная на автоматически управляемом манипуляторе.
Эркерный выпуск металла позволяет уменьшить продолжительность этого периода с 8-12 мин. до 2-4 мин. Кроме того, внедрение эркерного выпуска позволило осуществить бесшлаковый выпуск стали с оставлением части металла (10—15 %) в печи. Угол наклона печи уменьшается на 28-30°, а длина короткой сети на 2 м, что позволяет осуществить выпуск металла из печи в ковш на сталевозе как по основной оси печи (загрузочное окно — выпускное отверстие), так и перпендикулярно ей непосредственно под эркером. Ускоренный выпуск металла сплошной короткой (до 2 м) струей создает условия для того, чтобы металл выходил из печи с температурой на 20-30°С ниже обычной. При этом расход электроэнергии снижается на 3,4-4,6 %, а электродов на 6 %.
При эркерном выпуске уменьшается поглощение азота сталью и повышается степень чистоты металла по неметаллическим включениям. Сплошная прямая струя металла при выпуске способствует увеличению стойкости футеровки сталеразливочных ковшей в 1,5—2,0 раза. При технологии выплавки с остатком части металла в печи стойкость подины возрастает до 500-1000 плавок. Раскисление и легирование металла проводится в ковше во время выпуска. Окончательная корректировка химсостава металла осуществляется присадками углеродосодержащих материалов, раскислителей и легирующих через систему подачи. При вьпуске формируется шлак для обработки металла на установке ковщ-печь. Для этого шлакообразующие подаются в ковш после налива не менее 20-25 т металла (для печи емкостью 100-115 т).
Выпуск металла сопровождается продувкой аргоном (или азотом) через пористую пробку в днище ковша. Весь металл Подвергается десульфурации на установке ковш-печь, что обеспечивает получение требуемого качества стали. Дуговая электросталеплавильная печь снабжается АСУТП «плавка», обвешивающей управление технологическим процессом выплавки стали в автоматизированном режиме. Внедрение такой интенсивной технологии плавки обеспечивает устойчивое достижение ее длительности менее 80 мин.
При работе одношлаковым процессом на печах с малой и средней удельной мощностью трансформатора возникают определенные проблемы с десульфурацией металла, так как в ЭСПЦ старой конструкции внепечная обработка, как правило, отсутствует или реализуется без подогрева металла в ковше.
Чтобы оценить возможности десульфурации металла в ковше во время выпуска и последующей обработки с использованием печного шлака, провели термодинамический анализ процессов, протекающих между металлом и шлаком. Для анализа использовали данные об изменении температуры ванны, состава металла и шлака по ходу плавок низколегированной конструкционной стали одношлаковым процессом с доводкой под окисленным шлаком в 100-т дуговых печах обычной мощности (ЧМК). Учитывая известные данные о повышении коэффициента распределения серы между шлаком и металлом Ls при увеличении основности шлака (CaO)/(Si02), обычно пытаются улучшить десульфурацию металла за счет повышения количества оксида кальция в шлаке. Такой прием может привести к нарушению гомогенности шлакового расплава, появлению дисперсной твердой фазы в шлаке и снижению рафинирующих свойств шлака, поэтому оценка пределов возможной гомогенности шлаков при увеличении в них количества оксида кальция имеет важное практическое значение.
Был проведен термодинамический анализ шлаков опытных плавок, позволивший определить, какая из кальцийсодержащих фаз вероятнее всего выделяется из пересыщенного оксидом кальция шлакового расплава, и выполнена оценка предельной растворимости оксида кальция в электропечных шлаках по ходу плавки. Расчеты выполнялись с использованием теории регулярных ионных растворов. Рассчитали также равновесные со шлаком концентрации серы, фосфора, кислорода, чтобы оценить степень приближения к равновесию в распределении этих примесей между шлаком и металлом по ходу плавки стали. Было показано, что для рассмотренных электропечных шлаков равновесной твердой кальцийсодержашей фазой может быть лишь оксид кальция. Степень насыщения шлака оксидом кальция оценивали выражением:
Рафинирующая способность по отношению к сере и фосфору может быть несколько повышена вследствие увеличения основности путем присадок некоторого количества извести. Равновесие в распределении кислорода, серы и фосфора между металлом и шлаком не достигалось, рафинирующая способность шлака окислительного периода полностью не использовалась, по-видимому, вследствие сравнительно малой поверхности и длительности контакта металла и шлака в печи большой вместимости. Доводку стали опытных плавок по содержанию хрома и марганца проводили в печи. В конце доводки перед выпуском степень насыщения шлаков оксидом кальция возрастала, шлаки ряда плавок были гетерогенными. Некоторое уменьшение окисленности печного шлака привело к снижению дефосфорирующей и повышению десульфурирующей способности шлаков. Распределение кислорода, серы и фосфора между шлаком и металлом попрежнему не достигало равновесного, так как кипение ванны прекращалось, фактическая поверхность контакта металл-шлак уменьшалась, а длительность доводки составляла 10-20 мин.
В ковше после выпуска опытных плавок распределение кислорода и фосфора между шлаком и металлом приближается к равновесию вследствие взаимодействия шлака с раскисленным металлом и в какой-то степени с раскислителями, присаживаемыми в ковш. Равновесие в распределении серы между шлаком и металлом во время выпуска не достигается и десульфурирующая способность печного шлака полностью не используется, так как при выпуске плавки печной шлак приходится придерживать в печи, чтобы обеспечить хорошее усвоение раскислителей металлом.
Дополнительное перемешивание металла и шлака в ковше после выпуска должно привести к дальнейшему снижению содержания серы в металле. Сравнительно простой и недорогой способ Перемешивания металла и шлака в ковше — продувка инертным газом через шиберное отверстие. Поскольку шлаки после выпуска в ковше, как правило, не насыщены оксидом кальция, десульфурирующую способность можно повысить присадками небольшого количества извести в ковш в процессе вы пуска для повышения основности. В процессе выпуска при взаимодействии шлака с раскисленным металлом практически достигается равновесие в распределении фосфора и кислорода, поэтому дополнительное перемешивание металла и шлака в ковше, как правило, не приводит к возрастанию содержания кислорода и фосфора в металле.
Расчеты показывают, что реализация предложенного способа дополнительной десульфурации металла позволит понизить содержание серы в готовой стали на 0,010—0,012 % и при работе на шихте среднего качества получить содержание серы в конструкционной стали не более 0,020 %, используя одношлаковый процесс без раскисления шлака в печи. Работа сверхмощной печи по такой схеме, без отсечки окисленного шлака связана с некоторым увеличением расхода раскислителей вследствие раскисления окисленного шлака в ковше во время выпуска и может быть признана целесообразной лишь в случае полного отсутствия внепечной обработки стали или при использовании только внепечного порционного вакуумирования металла.
При заданном содержании в стали 0,01-0,02 % S десуль-фурацию металла при выплавке одношлаковым процессом в сверхмощной печи можно проводить в ковше во время выпуска шлаком, полученным в ковше при смешении части печного шлака со свежими шлакообразующими (известь и плавиковый шпат) и тщательно раскисленными присаженными в ковш раскислителями. На КМК при выплавке низколегированной конструкционной стали в 100-т высокомощной печи в конце окислительного периода часть шлака из печи удаляют, металл в печи раскисляют кремнием, присаживая его на 0,10—0,14% (по расчету). Оставшийся в печи шлак вместе с 15—25 т жидкой стали выпускают в ковш, в который предварительно загружают известь, плавиковый шпат, порошкообразный и кусковой алюминий. Затем выпуск плавки прерывают на несколько минут до образования в ковше активного основного безжелезистого шлака, загружают в ковш недостающее количество раскислителей и сливают в него оставшийся в печи металл. За время выпуска плавки и продувки металла аргоном содержание серы в нем снижалось до 0,01-0,02 % даже в тех случаях, когда содержание серы в шихте достигало 0,06-0,07 %.
Более простой вариант внепечной десульфурации металла во время выпуска опробован при выплавке низколегированной стали в 100-т печах ЧМК. Сталь выплавляли одношлаковым процессом, окисленный шлак на 80—90 % удаляли перед выпуском из печи. Металл без шлака сливали из печи в сталеразливочный ковш, в начале выпуска из специального бункера в ковш загружали известь, плавиковый шпат и раскислители. Во время выпуска и в течение 5-6 мин. после окончания выпуска металл и шлак в ковше перемешивали аргоном через трубку, вставленную в шиберное отверстие. В результате такой обработки получали в готовой стали 0,005-0,015 % S при исходном содержании серы в шихте 0,04-0,05 %. Как и в предыдущем случае, важное значение для получения низкого содержания серы имело интенсивное перемешивание металла и шлака во время и после выпуска.
В случае производства легированной стали никель и молибден можно вводить в печь вместе с ломом, во время доводки содержание этих элементов корректируется. Если в электросталеплавильных цехах применяют разливочные ковши с шамотной футеровкой, имеющей невысокую огнеупорность, то сплавы марганца и хрома для легирования стали вводят в печь во время доводки, а металл из печи сливают со сравнительно невысокой температурой (в ковше температура металла не более 1620-1630°С). Раскисление металла и легирование его кремнием, титаном, алюминием обязательно проводят в ковше. Усвоение легирующих при таком способе ведения плавки достаточно высокое и стабильное. Но при этом доводка в печи приводит к некоторому снижению коэффициента использования печи и ее производительности (обычно длительность доводки 10-20 мин).
В зарубежной практике, а в последнее время и в новых отечественных цехах при использовании разливочных ковшей с футеровкой из материалов повышенной огнеупорности (высокоглиноземистой, магнезитовой) легирующие и раскислители загружают в ковш перед выпуском или в процессе внепечной обработки. Такой прием позволяет уменьшить продолжительность пребывания жидкого металла в печи и соответственно длительности плавки примерно на 15 мин, но требует значительного перегрева металла (до 1720-1730°С и выше). При проведении легирования металла в ковше можно несколько уменьшить расход легирующих благодаря их лучшему усвоению. Это объясняется меньшим контактом легирующих материалов с окисленным печным шлаком. Если легирование металла проводить во время выпуска в ковше, а доводку металла во время внепечной обработки, то появляется возможность получения содержания легирующих элементов в стали в более узких пределах от плавки к плавке.
Раскисление металла, выплавленного в сверхмощной печи одношлаковым процессом, всегда проводится в ковше. Если сталь получают без внепечной обработки, то раскислители чаще всего вводят на дно ковша перед выпусками или в ковш после выпуска специальными машинами.
В некоторых случаях (как за рубежом, так и на ряде отечественных заводов) мощные дуговые сталеплавильные печи работают одношлаковым процессом с доводкой под раскисленным шлаком окислительного периода плавки. Основной предпосылкой использования технологии является стремление получить низкое содержание серы в готовой стали в результате обработки металла во время выпуска раскисленным печным шлаком. После окончания окислительного периода основность печного шлака повышают присадками извести. Во время доводки шлак раскисляют порошковыми или дроблеными сильными раскислителями: коксом, ферросилицием, карбидами кальция и кремния, алюминием, добиваясь быстрого снижения содержания оксидов железа в шлаке до 1-2 %. Для этого необходимы специальные устройства, обеспечивающие быстрое и равномерное распределение раскислителей по поверхности печного шлака. Во время выпуска металл сливают из печи вместе с раскисленным шлаком, что обеспечивает стабильное содержание серы в готовой стали < 0,02 %.
Печать

РЕКЛАМА

Видео металлургия

Счетчики