Реферат Обработка металла под давлением
Работа добавлена на сайт bukvasha.net: 2015-10-28Поможем написать учебную работу
Если у вас возникли сложности с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой - мы готовы помочь.
Предоплата всего
от 25%
Подписываем
договор
Введение
Необходимость повышения требований к качеству стали, ограниченные возможности регулирования физических и физико-химических условий протекания процессов плавки стали в сталеплавильных агрегатах (дуговых печах, конвертерах и др.) привели к созданию новых сталеплавильных процессов, соответствующих современному уровню развития техники. Одним из элементов таких технологий является внепечная обработка стали (другие названия: внепечная металлургия, ковшевая металлургия, ковшевое рафинирование [1]). Обеспечивая получение не только высокого качества, но и повышение производительности сталеплавильных агрегатов, внепечная обработка стали стала неотъемлемой частью сталеплавильного производства.
В настоящее время в мировой практике методами внепечной металлургии обрабатывают сотни миллионов тонн стали. Быстрое и широкое распространение внепечной обработки объясняется многими положительными моментами, главными из которых являются:
-упрощение технологии конвертерной плавки, так как появляется возможность продувки металла кислородом до низких содержаний углерода с последующей корректировкой состава по углероду и другим примесям [2,3];
- создание условий для ведения конвертерной плавки с очень малым количеством шлака ("бесшлаковая" технология), с малым расходом материалов, меньшими потерями железа в шлак и т.д. [2,4];
- замена двухшлаковой технологии электроплавки на одношлаковую без скачивания шлака (уменьшаются продолжительность плавки, расход электроэнергии, увеличивается производительность и т.д. [9]);
-обеспечение надёжной и высокопроизводительной работы машин непрерывной разливки стали с возможностью регулировки требуемой от плавки к плавке температуры и получение металла чистого от вредных примесей, прежде всего по сере [5,6];
- получение более дешёвыми методами и в больших количествах особо чистой стали с ничтожным содержанием нежелательных примесей. Это, в свою очередь, позволяет получать сталь новых марок с очень высокими показателями прочности и пластичности;
- изменение структуры и типа потребляемых ферросплавов и раскислителей в сторону снижения требований к составу и соответствующее их удешевление [8];
- широкое внедрение технологии «прямого легирования» с использованием природно-легированных руд, а также материалов из шлаковых отвалов и различных отходов смежных производств;
- возможность разработки безотходной технологии литья.
Эти и многие другие достоинства сталеплавильных технологий с использованием методов внепечной обработки привели к тому, что сегодня работа сталеплавильных цехов немыслима без наличия в их составе агрегатов внепечной обработки. Внепечная обработка решает следующие проблемы: уменьшение разброса данных по химическому составу металла и его температуры, глубокая десульфурация, легирование, глубокое обезуглероживание, раскисление, дегазация, уменьшение содержания неметаллических включений.
В настоящее время разрабатываются технологии применения при выплавке конструкционных марок сталей алюминиевых гранул [19]. Они применяются для раскисления стали при выплавке, для легирования специальных марок стали алюминием и при обработке жидкой стали синтетическими шлаками в ковше. Применение алюминия в виде гранул, массой несколько граммов, ускоряет процесс их расплавления и растворения в основной массе жидкой стали, что в конечном счёте ведёт к более эффективному раскислению стали и снижению расхода раскислителя.
Изготовление гранул основано на использовании поверхностного натяжения жидкостей. Жидкий алюминий заливают в чашу гранулятора и, протекая через отверстия в днище чаши, он на воздухе разделяется на отдельные капли и быстро затвердевает в воде.
Разработка технологии изготовления гранулированного алюминия производилась в фасонолитейном цехе (ФЛЦ) ОАО "НЛМК", а исследование технологии применения алюминиевых гранул производилось в ККЦ-1 и ККЦ-2 ОАО "НЛМК".
1. Особенности технологии внепечной обработки при производстве высококачественной стали.
1.1 Основные методы внепечной обработки стали
Внепечная обработка стали начала активно применяться для повышения производительности сталеплавильных печей и конвертеров, позволяя вынести часть процессов рафинирования из этих агрегатов в ковш [7]. Однако уже начало внедрения современных процессов внепечной обработки показало, что они позволяют существенно улучшить качество стали. Внепечной обработкой оказалось возможным не только существенно улучшить качество стали (механические свойства, коррозионную стойкость, электротехнические показатели и др.), но и получить сталь с принципиально новыми свойствами, например сталь со свободными междоузлиями, содержащую С
Появилась возможность гарантированно получать сталь с узкими пределами содержания элементов. Это позволило уменьшить коэффициент запаса прочности, учитываемым при проектировании, с обычных 1,5-3,0 до 1,2-1,4, т.е. примерно в два раза при сохранении высокого качества стали, её однородности, низкого содержания включений [22, 24]. Соответственно уменьшены массы машин и конструкций, их габариты, стоимость транспортировки.
Наиболее простым способом внепечной обработки стали с целью улучшения её качества является продувка жидкого металла в ковше инертным газом. Пузырьки газа, всплывающие при продувке через весь слой металла, способствуют его рафинированию. При увеличении интенсивности массопереноса в ковше происходит выравнивание состава и температуры в объёме металла. Интенсивное перемешивание ускоряет доставку неметаллических включений к поверхности металл - шлак и удаление их из стали. Этому же способствует удаление неметаллических включений пузырьками продуваемого газа вследствие их адсорбции на поверхности этих пузырьков. Так как парциальное давление водорода в пузырьках инертного газа равно нулю, они по отношению к водороду являются в некотором смысле вакуумными полостями и экстрагируют его из металла [21].
Продувку инертным газом в ковше широко применяют и в сочетании с другими способами внепечной обработки (вакуумом, порошками) для интенсификации массо - и теплообменных процессов. Наиболее часто для продувки в ковше используют аргон, который получают на кислородных станциях металлургических заводов при разделении воздуха с целью производства кислорода.
Иногда для продувки металла в ковше применяют азот. Это возможно, когда сталь не содержит нитридообразующих элементов, имеющих высокое химическое сродство к азоту (циркония, титана, ванадия). Такие элементы, если и не связывают азот в нитриды при температурах внепечной обработки вследствие малых концентраций, то понижают его активность, вызывая повышение растворимости.
Расход инертного газа при продувке обычно составляет 0,3-2,0 м3/т стали. Газ в металл подают через погружаемую фурму ("ложный стопор"), через пористую огнеупорную пробку в днище ковша или через пористые швы в днище ковша. "Ложный стопор" представляет собой стальную трубу, футерованную снаружи огнеупорными катушками. Для усиления эффекта иногда используют стопоры с огнеупорной пробкой, насажанной на выходную часть трубы и имеющей расположенные радиально или перпендикулярно оси стопора отверстия для выхода газа. Стопор опускают в металл сверху до уровня на 200...300 мм выше днища ковша [34, 37]. Однако ложные стопоры для продувки имеют и недостатки, поскольку представляют собой устройства одноразового использования. Ещё более существенно то, что во время продувки наиболее интенсивное движение металла и газа происходит вдоль стопора (даже при использовании пробок, направляющих газ радиально или горизонтально). Вследствие этого огнеупорная футеровка стопора быстро размывается, и частицы её поступают в металл, отрицательно влияя на возможность его очистки от неметаллических включений [36]. Поэтому использование ложных стопоров для продувки металла инертным газом не нашло широкого применения.
На отечественных заводах также применяют продувку инертным газом через шиберный затвор. Этот способ отличается простотой устройства и отсутствием необходимости специальных переделок в футеровке ковша. При установке разливочного стакана в гнездо ковша в него вводят трубку для продувки аргоном и засыпают стакан и верхнюю часть гнезда ковша магнезитовой крошкой. С начала выпуска стали в ковш начинают продувку аргоном, который в первый момент пробивает ход в подсыпке, образуя своеобразное "сопло" [41].
Продувка аргоном через трубку, установленную в шиберном затворе, имеет преимущество по сравнению с другими способами продувки, поскольку при одинаковом расходе газа она обеспечивает большую мощность перемешивания вследствие большей кинетической энергии поступающей в жидкий металл газовой струи.
Продувку инертным газом обычно производят после полного раскисления стали, включая присадки алюминия, имеющего большую раскислительную способность. Интенсивность продувки и её продолжительность зависят от массы металла и требуемого результата. Обычно продувка продолжается от 3 до 10 мин.
Если продувать инертным газом сталь, не раскисленную алюминием, что делают редко, то на поверхности пузырьков, в которых парциальное давление оксида углерода
Вследствие выравнивания состава и температуры металла, снижения содержания в нём неметаллических включений сталь, обработанная инертным газом в ковше, имеет повышенные пластические свойства и ударную вязкость, а также пониженную анизотропность механических свойств.
Другим видом внепечной обработки стали является обработка металла вакуумом. Обработка металла вакуумом (снижение давления над расплавом) влияет на протекание тех реакций и процессов, в которых принимает участие газовая фаза. Газовая фаза образуется, в частности при протекании реакции окисления углерода; газовая фаза образуется при протекании процессов выделения растворенных в металле водорода и азота, а также процессов испарения примесей цветных металлов [43]. Обработка вакуумом воздействует на характер протекания именно этих реакций.
В настоящее время в различных странах успешно работают сотни установок внепечного вакуумирования различных конструкций. Самым простым способом является способ вакуумирования в ковше. Лучшие результаты при этом получаются при вакуумировании нераскисленного металла. Растворённый в металле кислород взаимодействует при вакуумировании с растворённым в металле углеродом; из ванны, кроме того, энергично выделяется растворённый в металле водород и ванна вскипает [44]. После интенсивной дегазации в металл вводят раскислители и легирующие добавки. Недостатком вакуумирования в ковше является невысокая эффективность метода при вакуумировании относительно больших масс металла (> 50 т) и неравномерность состава металла в ковше после ввода раскислителей и легирующих вследствие слабого перемешивания всей массы металла [45]. Положение улучшается в случае, когда предусматривается продувка металла в ковше инертным газом. Но при этом к обычным потерям тепла при выпуске и выдержке в ковше добавляются потери тепла в результате нагрева продуваемого через металл газа [44, 45].
В настоящее время наиболее распространёнными способами обработки металла вакуумом в ковше являются:
1) помещение ковша с металлом в вакуумную камеру и последующее перемешивание металла инертным газом; раскислители вводят в ковш из бункера, находящегося в вакуумной камере; данный метод часто называют "ковшовым вакуумированием";
2) вакуумирование при переливе из ковша в ковш или из ковша в изложницу; поскольку обработке вакуумом подвергается "струя" металла, данный метод называют "струйным вакуумированием" или "вакуумирование струи";
3) порционное вакуумирование;
4) циркуляционное вакуумирование.
Два последних способа в настоящее время получили наибольшее распространение. В производстве высококачественного металла стали применять метод вдувания порошков различного состава.
Целью продувки металла порошкообразными материалами (или вдувание в металл порошкообразных материалов) является обеспечение максимального контакта вдуваемых твёрдых реагентов с металлом, максимальной скорости взаимодействия реагентов с металлом и высокой степени использования вдуваемых реагентов. Достоинством метода является введение реагента и металла струёй газа-носителя, который оказывает положительное воздействие на металл [39, 46]. Газом-носителем может быть:
1) окислитель (например, кислород или воздух);
2) восстановитель (например, природный газ);
3) нейтральный газ (например, аргон).
В качестве вдуваемых реагентов используют шлаковые смеси, а также металлы или сплавы металлов [47]. Метод вдувания порошков используют для следующих целей:
1. Дефосфорация металла. При использовании шлаковых смесей для удаления фосфора в металл обычно вдувают в струе кислорода смесь, состоящую из извести, железной руды и плавикового шпата [46];
2. Десульфурация металла. Для удаления серы в металл вдувают в струе аргона или азота флюсы на основе извести и плавикового шпата; смеси, содержащие кроме шлакообразующих также кальций или магний; реагенты, которые вследствие больших энергий взаимодействия и соответствующего пироэффекта обычными способами вводить в металл нельзя (кальций, магний) [46,48,49];
3. Раскисление и легирование, в том числе введение металлов, которые вследствие токсичности обычными методами вводить опасно (свинец, селен, теллур);
4. Ускорение шлакообразования (например, в конвертерных цехах вдувание порошкообразной извести используют при переделе высокофосфористых чугунов);
5. Науглероживание. Вдувание в металл порошкообразных карбонизаторов (графита, кокса и т.п.) позволяет решать различные задачи: - корректировать содержание углерода в металле;
- при недостатке или отсутствии чугуна повышать в металле содержание углерода до пределов, необходимых для нормального ведения процесса; - раскислять металл (вдувание в окисленный металл порошка углерода вызывает бурное развитие реакции обезуглероживания, содержание кислорода при этом уменьшается, а выделяющиеся пузыри монооксида углерода "промывают" ванну от газов и неметаллических включений). Порошок графита или кокса может вводиться в металл непосредственно в печи, а также в ковш или на струю металла, выпускаемого из печи в ковш [29]. Существуют и другие цели использования этого метода.
Наибольшее распространение получила практика использования метода для введения в сталь таких реагентов, как кальций и магний.
Наиболее широкое развитие в производстве высококачественной стали в настоящее время уделяется применению при внепечной обработке металла методу обработки стали синтетическими шлаками.
Перемешивание металла со специально приготовленным (синтетическим) шлаком позволяет интенсифицировать переход в шлак тех вредных примесей (серы, фосфора, кислорода), которые удаляются в шлаковую фазу. В тех случаях, когда основная роль в удалении примесей принадлежит шлаковой фазе, скорость процесса пропорциональна площади межфазной поверхности. Если основной задачей является удаление из металла неметаллических включений определённого состава, то соответственно подбирают состав синтетического шлака (например, металл, выплавленный в кислой печи, обрабатывают основным шлаком; металл, выплавленный в основной печи, кислым) [26]. Если необходимо снижение содержания серы в металле, то подбирают шлак с максимальной активностью СаО и минимальной активностью FeO. Во многих случаях задача заключается, во-первых, в получении шлака заданных состава и температуры, и, во-вторых, в разработке способа получения максимальной поверхности контакта шлаковой и металлических фаз. При этом должны быть обеспечены условия, необходимые для последующего отделения шлака от металла. Обработка стали в ковше жидкими синтетическими шлаками как способ удаления из металла нежелательных примесей была предложена, в 1925 г. советским инженером А.С. Точинским; в 1933 г. способ обработки металла жидкими известково-глинозёмистыми шлаками был запатентован французским инженером Р. Перреном [50, 51]. Практическую проверку прошёл ряд разновидностей способа обработки металла шлаками различного состава:
1) жидкими известково-железистыми шлаками для дефосфорации;
2) кислым шлаком для снижения содержания кислорода и оксидных неметаллических включений;
3) жидкими известково-глинозёмистыми шлаками для десульфурации и раскисления металла;
4) шлаками различного состава во время разливки и кристаллизации металла для удаления вредных примесей и получения хорошей поверхности слитка [27].
А.С. Точинский впервые в мире провёл промышленные эксперименты по дефосфорации бессемеровской стали известково-железистым шлаком и рафинировал основную мартеновскую сталь кислым шлаком для раскисления (содержание кислорода в металле удавалось снизить на 30-55 %) [52]. Позднее известково-железистые шлаки (60-65% СаО и 20-35% оксидов железа) неоднократно применяли для обработки конвертерной стали, получая высокую степень дефосфорации. Так, содержание фосфора в томасовской стали удавалось снизить с 0,06 до 0,01 %, а в рельсовой бессемеровской стали с 0,05-0,09 до 0,01-0,03 % [45]. Однако опыт показал, что обработка известково-железистым шлаком углеродистого металла приводит, вследствие протекания реакции (FeO) + [С] = СОг + Fеж к бурному вскипанию и выбросам.
Кроме того, обработка железистым шлаком затрудняет проведение операции раскисления металла.
Метод обработки стали известково-глинозёмистым шлаком исследовался ЦНИИЧМ и рядом заводов. В соответствии с разработанной технологией шлаки с высоким содержанием СаО и добавками Аl2О3 (для снижения температуры их плавления и обеспечения необходимой жидкотекучести) расплавляют в специальной электропечи и заливают в сталеразливочный ковш при выпуске стали из сталеплавильной печи или из конвертера [53]. При сливе металла на находящийся в ковше синтетический шлак обе взаимодействующие фазы (сталь и шлак) интенсивно перемешиваются, шлак эмульгирует в металл и в какой-то степени эмульгирует металл в шлаке с последующим разделением фаз. Интенсивность и глубина протекания процесса определяются высотой падения струи металла и шлака, физическими характеристиками и составом шлака. Основной целью является обеспечение в процессе обработки максимальной межфазной поверхности. Наибольшее влияние при этом имеет высота падения струи металла, а также вязкость шлака.
Содержащаяся в металле сера взаимодействует с СаО шлака и переходит в шлак. Поскольку синтетический шлак содержит обычно ничтожно малые количества таких оксидов, как FeO и МnО, то обработка шлаком сопровождается снижением окисленности металла; в шлак переходит также некоторое количество таких оксидных включений, которые хорошо смачиваются синтетическим шлаком или взаимодействует с ним.
Разновидностью метода обработки стали жидкими синтетическими шлаками является совмещённый процесс (или так называемый метод смещения), когда в сталеразливочном ковше одновременно смешиваются и сталь, и синтетический шлак, и жидкая лигатура (расплавленные ферросплавы). Использование этой технологии позволяет, например, смешивать металл из 100-т мартеновской плавки и лигатуру, полученную в 20-т дуговой электропечи и получать 120 т высококачественной стали электропечного сортамента. Метод смещения был разработан на ИжМЗ [54].
Методы смешения и совмещённый позволяют получить высококачественную сталь с использованием относительно простого оборудования. Во всех случаях при обработке металла синтетическим шлаком возможно достижение стандартного состава и более стабильных показателей качества от плавки к плавке. Расход синтетического шлака относительно невелик: 3-5 % от массы металла. При относительно малом количестве шлака легче обеспечить стандартность его состава и свойств.
К основным требованиям, предъявляемым к синтетическим известково-глинозёмистым шлакам относятся минимальная окисленность (это обеспечивает хорошие условия для раскисления стали и её десульфурации) и максимальная активность СаО (это обеспечивает хорошие условия для десульфурации стали). В связи с этим синтетические известково-глинозёмистые шлаки не должны содержать оксидов железа, а содержание кремнезёма должно быть минимальным. Присутствие фосфора в таких шлаках исключается, чтобы не допустить его переход в металл при обработке. В тех случаях, когда в шихте, из которой плавят шлак, содержится некоторое количество кремнезёма, в состав шлака вводят MgO, который образует силикаты магния. Уменьшается вредное воздействие кремнезёма, снижающего активность СаО.
Обычный состав синтетического шлака (%) следующий: СаО 50-55; А12О3 37-43; SiО2
При обработке металла синтетическим шлаком такого состава (высокая основность и низкая окисленность) протекают процессы:
2. Десульфурации. Обычно после обработки шлаком содержание серы в металле снижается до 0,002-0,010 %;
1.
(1)
Поскольку в синтетическом шлаке значение
3. Удаление неметаллических включений. В тех случаях, когда
межфазное натяжение на границе капля синтетического шлака – неметаллическое включение
Достоинством такого технологического приёма, как обработка стали синтетическим шлаком, является её кратковременность. Вся операция полностью осуществляется за время выпуска (слива) металла из агрегата в ковш, т.е. за несколько минут: производительность агрегатов при этом не только не уменьшается, но даже возрастает, так как такие технологические операции, как десульфурация и раскисление, переносятся в ковш.
При проведении операции обработки металла шлаком приходится учитывать ряд моментов:
1) нежелательность попадания в ковш, в котором производится обработка, вместе с металлом также и шлака из печи или конвертера;
2) необходимость введения в ковш помимо синтетического шлака также и раскислителей (а при выплавке легированных сталей также и легирующих материалов);
3) изменение в процессе обработки состава шлака.
Обработка синтетическим шлаком позволяет несколько уменьшить
окисленность металла, однако не настолько, чтобы полностью отказаться от
применения раскислителей, поэтому помимо шлака в ковш вводится необходимое количество раскислителей. Учитывая низкую плотность ферросилиция, необходимое его количество загружают на дно ковша ещё до заливки в ковш синтетического шлака. После выпуска плавки на струю падающей в ковш стали присаживают такие материалы, как ферромарганец и феррохром, затем - сплавы, содержащие титан, ванадий, цирконий и т.п. Алюминий вводят в глубь ковша на штангах или в виде проволоки после окончания выпуска плавки.
В процессе перемешивания металла со шлаком состав шлака претерпевает определённые изменения. Эти изменения связаны со следующим:
1. При перемешивании шлак взаимодействует с футеровкой ковша,
часть футеровки (обычно состоящая из SiО2 и А12О3) переходит в шлак;
2. Из металла удаляется и переходит в шлак сера (в виде CaS);
3. Вводимые в ковш раскислители частично окисляются, образуя оксиды (SiО2, А12О3, МnО) и переходят в шлак;
4. Часть конечного шлака обычно попадает в ковш, содержащиеся в конечном шлаке оксиды железа затрудняют протекание процессов раскисления.
Особенно опасно попадание в ковш конечного шлака из-за содержащегося в нём фосфора: в процессе раскисления почти весь фосфор, содержащийся в шлаке, восстанавливается и переходит в металл. Разбавление синтетического шлака в результате всех этих процессов может достигать
30...40 %.
Следует иметь в виду, что метод обработки металла синтетическим шлаком в обычных условиях обеспечивает стандартные результаты десульфурации до известных пределов (обычно не более чем до 0,005...0,007 %) [5, 31]. В тех случаях, когда необходимо устойчиво получать более низкие концентрации серы, используют другие способы (основная футеровка ковшей, интенсивное перемешивание шлака с металлом, продувка аргоном и др.). Обработка металла синтетическим шлаком широко используется при различных вариантах технологии. Так, распространена практика, при которой обработка синтетическим шлаком дополняется продувкой металла в ковше инертным газом [40, 55].
В настоящее время всё большее значение уделяется применению при обработке металла твёрдым синтетическим шлакам. Обычно в состав таких смесей вводят СаО и. CaF2. Расход таких смесей колеблется от 3 до 10 кг/т [56]. И в этом случае наилучшие результаты по десульфурации и получению стали с минимальным содержанием неметаллических включений получают при одновременном воздействии на металл с десульфурирующей синтетической смеси и раскислителей.
Чаще других используют три технологических приёма:
1. Подача на струю металла смеси, состоящей из извести, плавикового шпата и алюминия;
2. Присадка десульфурирующей смеси, состоящей из извести и плавикового шпата, на дно ковша перед выпуском металла; при этом одновременно на дно ковша присаживается требуемое количество ферросилиция. Температура металла при использовании для десульфурации синтетических смесей в твёрдом виде должна быть выше обычной на . В некоторых случаях для облегчения условий быстрого образования активного шлака ковш вовремя покачивают или перемещают вперёд и назад. Обработка таким методом стали с повышенным содержанием углерода позволяет снизить содержание серы (по сравнению с последней пробой из конвертера) почти вдвое;
3. Подача смеси извести, плавикового шпата и кальцинированной соды при помощи бункера-дозатора на поверхность струи металла, стекающего по выпускному желобу в ковш. При падении струи и ударе её о дно ковша или об уже накопившийся в нём слой жидкого металла происходит перемешивание обеих фаз и быстрая десульфурация металла. Расход смеси составляет 1,2-1,6% [34].
В последние годы проведено ряд исследований, имеющих целью определить рациональные и экономически обоснованные пути использования твёрдых шлакообразующих смесей (ТШС).
С целью выбора более эффективных схем внепечного рафинирования ЦНИИЧМ проводился анализ частичной или полной замене синтетического шлака ТШС, которая содержала известь и плавиковый шпат фракции 50-20 мкм в соотношении 4:1. Технологическую присадку этой смеси осуществляли с использованием средств механизированной подачи в сталеразливочный ковш в начале выпуска плавки из конвертера непосредственно на струю сливаемого металла. Удельный расход ТШС составлял 5-6 кг/т стали в случае частичной замены синтетического шлака [45]. При полной замене синтетического шлака ТШС удельный расход увеличивался до 12-14 кг/т стали. Анализу подвергали три варианта внепечного рафинирования трубных сталей группы ГФБ (09Г2ФБ, 10Г2ФБУ, 10Г2ФБ) [45].
Результаты эксперимента приведены в табл.1 [45]. В первом варианте десульфурация металла проводилась известково-глинозёмистым шлаком в
350-т сталеразливочном ковше с кислой набивной или шамотной кирпичной футеровкой с уменьшенным (на 15-20 %) удельным расходом известково-глинозёмистого шлака и добавками ТШС. В третьем варианте десульфурацию металла проводили только ТШС в 350-т сталеразливочном ковше с высокоглинозёмистой или смолодоломитовой футеровкой, т.е. произвели полную замену синтетического шлака смесью извести и плавикового шпата.
В первых двух вариантах наблюдалось значительное колебание содержания серы в чугуне. Необходимый уровень содержания серы в исходной шихте поддерживали предварительной десульфурацией жидкого чугуна гранулированным магнием и двойным скачиванием шлака, а также применением низкосернистого оборотного лома. Установлено, что использование в металлошихте жидкого чугуна с содержанием серы до 0,015 % и оборотного низкосернистого лома в количестве 50 % от общей его массы обеспечивают стабильный химический состав стали и максимальный выход годных непре-рывнолитых слябов (98 %).
Во втором варианте в отличие от первого наблюдался некоторый рост исходного содержания серы в металле на повалке конвертера из-за отсутствия в металлошихте низкосернистого оборотного лома. В третьем варианте использовали глубокодесульфурированный чугун, двойное скачивание шлака, низкосернистый лом в металлошихте. В результате исследования установлено, что внедрение третьего варианта технологии внепечной обработки снижает текущие затраты относительно первого варианта в два раза. Благодаря производству трубного металла в конвертерном цехе с использованием ТШС и ковшей с основной футеровкой нижний предел по содержанию серы в готовой стали дополнительно уменьшился до 0,004 %, повысилась усвояемость алюминия, марганца и кремния в жидкой стали в процессе корректировки её химического состава. Наряду с указанными преимуществами необходимо обратить внимание на уровень изменения тепловых потерь и способы их компенсации.
Таблица 1
Сравнительные показатели внепечной обработки трубной стали группы ГФБ в 350-т ковшах
| Показатели | Варианты технологии | ||
| 1 | 2 | 3 | |
| 1 | 2 | 3 | 4 |
| Число плавок | 783 | 924 | 220 |
| Содержание серы, % в жидком чугуне после десульфурации магнием в конвертере на повалке в готовой стали Степень десульфурации, % Расход, кг/т: металлошихты: жидкого чугуна малосернистого лома реагентов на раскисление и десульфурацию: алюминия ТШС в том числе: извести плавикового шпата синтетического шлака силикокальция гранулированного магния огнеупоров Снижение температуры жидкой стали в ковше, | 0,043 0, 0140 0,017 0,005 71,1 927 0…140 4,8 - - - 48,6 2,8 0,7 7,1 11 | 0,038 0,025 0,018 0,0056 68,8 922 - 4,1 4,6 3,7 0,9 42,7 2,6 0,65 9,2 10 | 0,036 0,0054 0,0078 0,0043 67,5 990 280 3,1 11,6 9,5 2,1 - 1,4 1,2 3,2 11 |
Уменьшение количества синтетического шлака на плавку и добавка в ковш ТШС (второй вариант) увеличивают потери тепла на нагрев и расплавление ТШС. Отмечено также снижение температуры металла в ковше с 10 (в первом и втором) до 32 °С (в третьем варианте). Установлено, что компенсация потерь тепла путём повышения расхода жидкого чугуна увеличивает энергоёмкость рафинирования по третьему варианту на 55 %. В связи с этим приняты меры для компенсации потерь тепла более рациональными способами [45].
В условиях кислородно-конвертерного цеха повышенные потери тепла компенсируются путём подогрева огнеупорной футеровки сталеразливочного ковша до 800 °С. Для этого стенды в ковшовом пролёте оборудованы высокотемпературными горелками, а сталеразливочные ковши снабжены специальными крышками для утепления. Использование указанных мероприятий снижает до минимума потери тепла по третьему варианту и повышает эффективность внепечного рафинирования стали.
Проведены исследования по применению отходов производства вторичного алюминия, содержащих 65-70 % Аl2О3; 2-4 % SiО2; 2,8-3,2 % СаО. Смесь в ковш подавали одновременно с раскислителями при заполнении его металлом на 1/8 высоты в течение 2...3 мин. Применение ТШС значительно увеличивает степень десульфурации металла; при этом снижается угар кремния и марганца в ковше соответственно на 9,9 и 4,7 %, расход алюминия в слитках уменьшается на 250 г/т [45].
Обработка металла в ковше ТШС имеет два основных недостатка: малая (по современным требованиям к качеству металла) степень десульфурации и нестабильность получаемых при обработке результатов. Значительным достоинством метода является его простота и доступность, а также возможность эффективно использовать отходы различных производств.
Так, УНИИМ разработана и внедрена технология обработки стали ТШС, состоящей из извести и отходов производства алюминия. После сушки и просеивания (ячейки 50x50 мм) ТШС загружают в контейнеры и присаживают в ковш сразу после введения раскислителей. В результате в ковше формируется достаточно подвижный шлак, обладающий высокой десульфурирующей способностью и адгезионной способностью по отношению к включениям. В результате среднее содержание серы в готовом металле снизилось с 0,026 до 0,021 % [45].
Метод расплавления в отдельном агрегате синтетического шлака для последующего слива этого шлака в сталеразливочный ковш постепенно уступает место методу наведения шлака требуемого состава в агрегате внепечной обработки при одновременном перемешивании и металла и шлака, при этих условиях метод использования ТШС получает самое широкое развитие.
Продолжаются исследования в направлении поиска путей повышения эффективности использования шлаковых смесей. Известно, что более интенсивное перемешивание позволяет получать более высокую степень десульфурации. Исследования проводили используя 6-т ковш с доломитовой футеровкой. После расплавления и нагрева до 1730-1770 0 С в 12-т электропечи металл выпускали в ковш, одновременно присаживая на струю шлакообразующую смесь. Использовали шлаковые смеси, изготовленные из CaO,
Вследствие того, что шлакообразующая смесь содержит алюминий гранулированный, металл в печи перед выпуском не перегревали. Затраты тепла на нагрев и плавление смеси полностью компенсировались теплом, выделяющимся при окислении алюминия. Шлак при плавлении шлакообразующей смеси имел следующий химический состав, %: СаО - 41,62;
В результате внепечной обработки степень десульфурации металла составила в среднем 30 % (22-54 %). Макроструктура была удовлетворительной. Результаты оценки микроструктуры показали, что в рафинированном металле преобладает природное зерно балла 8, а в металле текущего производства - балла 7. Это свидетельствует о более высокой раскисленности опытного металла (0,022 % А1ост) по сравнению с обычным (0,0018 % А1ост) [57].
Установлено, что применение алюминия гранулированного при внепечной обработке повышает пластические свойства готового металла: относительное удлинение и сужение в среднем соответственно на 1,8 и 6,1 % выше, чем у стали, выплавленной по обычной технологии. Кроме того, при равных значениях временного сопротивления и предела текучести ударная вязкость стали в продольном и поперечном направлении в среднем на 10,4 и 8,4 % выше, чем у стали без шлаковой обработки [57].
На опытных плавках вследствие уменьшения угара расход раскислителей (ферромарганца, ферросилиция и алюминия) уменьшился соответственно на 0,42; 0,44 и 0,04 кг/т стали [57].
1.2 Исследования по введению раскислителей в металл и влияние вводимых элементов на качество стали
Условия проведения операции раскисления при плавке стали в плавильных агрегатах весьма неблагоприятны, так как, помимо кислорода, растворённого в жидком металле, с раскислителями в момент их ввода в металл взаимодействует кислород газовой фазы. Кроме того, проходя через шлак, раскислители взаимодействуют с оксидами железа шлака. При выпуске металла в ковш струя металла взаимодействует с атмосферой. То же самое происходит, когда струя металла выходит из ковша при разливке стали [25]. В результате определённая часть раскислителей (иногда весьма значительная) расходуется не на взаимодействие с кислородом, растворённым в металле. Эта часть окислившихся не по прямому назначению раскислителей называется угаром раскислителей. Современные средства контроля плавки не позволяют с достаточной точностью предсказать заранее величину угара раскислителей, эта величина от плавки к плавке может колебаться в заметных пределах, что затрудняет получение стали строго определённого состава. Значительный угар элементов нежелателен и из чисто экономических соображений.
Для снижения угара раскислителей и получения стали строго определённого состава используют ряд технологических приёмов. Вводят раскислители различного состава:
а) в чистом виде;
б) в виде сплавов с железом и друг с другом.
Изменяют место ввода раскислителей:
а) непосредственно в плавильный агрегат;
б) в струю металла, вытекающего из плавильного агрегата;
в) в глубь металла в сталеразливочном ковше;
г) в струю металла, вытекающего из сталеразливочного ковша;
д) в ковш, помещённый в вакуумную камеру.
Вводят раскислители в различном виде:
а) твёрдые (в виде кусков различных размеров);
б) жидкие (после предварительного расплавления);
в) порошкообразные (при вдувании порошка в металл струёй инертного
газа);
г) в виде специальной проволоки, подаваемой в глубь металла с определённой скоростью;
д) в виде "пуль", которые с помощью специального устройства «выстреливают» в глубь металла.
Угар раскислителей, вводимых в чистом виде, несколько выше, чем угар раскислителей, вводимых в виде сплава. Чистые раскислители дороже, однако расход их меньше, меньше требуется тепла на их расплавление (необходима меньшая степень перегрева металла), они не содержат нежелательных примесей.
Наибольший и наименее стабильный угар раскислителей имеет место в случае введения раскислителей в виде кусков непосредственно в плавильный агрегат.
Введение раскислителей непосредственно в плавильный агрегат называется "предварительным раскислением". Окончательным раскислением принято называть введение раскислителей в необходимом количестве частично в струю металла, вытекающего из плавильного агрегата, и частично непосредственно в ковш.
Угар раскислителей при введении их в ковш ниже, чем при введении их в печь, так как в последнем случае часть раскислителей взаимодействует не с металлом, а со шлаком. Однако и при введении раскислителей в ковш угар всё же велик. Особенно заметен при введении в ковш угар алюминия. Алюминий легче стали (плотность 2700 кг/м3), поэтому заброшенные на струю металла или непосредственно в ковш бруски алюминия всплывают и интенсивно окисляются, плавая на поверхности и взаимодействуя с атмосферой и со шлаком [10]. Значительное количество алюминия при этом расходуется нерационально. Кроме того, образующиеся в большом количестве оксиды могут загрязнять металл. Лучшие результаты достигаются при вводе алюминия непосредственно в толщу металла. Ввод алюминия в глубь металла обеспечивает уменьшение угара алюминия (снижается его расход), уменьшение разброса величин этого угара (стабильность состава и свойств металла), а также уменьшается загрязнённость стали оксидными неметаллическими включениями.
Кремний - элемент, легко окисляющийся. Окисление кремния, растворённого в металле, может происходить в результате его взаимодействия:
1) с кислородом, растворённым в металле;
2) с кислородом газовой фазы;
3) с оксидами железа шлака.
Во всех случаях при окислении кремния выделяется значительное количество тепла.
В агрегатах с основными шлаками реакция окисления кремния протекает практически до конца, так как образующийся кремнезём взаимодействует с основными оксидами и активность
Чем ниже будет активность оксидов железа в шлаке, тем дальше пойдёт процесс восстановления кремния. Такие компоненты расплава, как углерод или марганец, понижают окисленность и металла и шлака и повышают степень восстановления кремния. FeO - основной оксид, в кислых шлаках. Он связан с кремнезёмом в силикаты железа и его активность мала. Если же в шлак ввести более сильный основной оксид, например СаО, то этот оксид будет разрушать силикаты железа, образуя силикаты кальция, и активность оксидов железа в шлаке возрастёт, соответственно затормозится процесс восстановления кремния [21]. Если в ванну интенсивно подаётся окислитель, то имеет место окисление железа, и в металле остаются лишь следы кремния.
Сера обладает неограниченной растворимостью в жидком железе и ограниченной в твёрдом. При кристаллизации стали по границам зёрен выделяются застывающие в последнюю очередь сульфиды железа. Железо и сульфид железа образуют низкоплавкую эвтектику (температура плавления 988 °С), которая при наличии кислорода (образование оксисульфидов) плавится при ещё более низких температурах [58].
Межзёренные прослойки (обычно на микрошлифе они выглядят в виде нитей) фазы, богатой серой, при нагревании металла перед прокаткой или ковкой размягчаются и сталь теряет свои свойства, происходит разрушение металла (красноломкость). Красноломкость особенно сильно проявляется в литой стали, так как сульфиды в этом случае скапливаются по границам первичных зёрен; если сталь хотя бы однократно подвергалась горячей деформации, то вследствие измельчения зерна и образования при деформации новых зёрен красноломкость проявляется в гораздо меньшей степени. Однако и в этом случае стремятся получить в стали минимум серы, так как вредное влияние серы на механические свойства заметно, особенно в направлении поперёк оси прокатки или ковки [58, 59].
Повышенное содержание серы приводит к появлению так называемых "горячих трещин", особенно, при непрерывной разливке стали [25]. Поэтому в большинстве случаев удаление из металла серы является одной из главных задач при производстве качественной стали.
В соответствии с константой равновесия для удаления серы из металла необходимо [5, 25]:
а) высокая активность СаО в шлаке;
б) низкая активность FeO в шлаке;
в) низкая активность серы в шлаке.
Поскольку реакция идёт на границе металл-шлак, то чем больше поверхность контакта металла со шлаком (чем выше степень перемешивания), тем полнее и быстрее протекает процесс удаления серы из металла. Условия протекания реакции при этом облегчаются также благодаря поверхностной активности серы.
Основными условиями, необходимыми для успешного проведения операции десульфурации, являются:
1) высокая активность СаО в шлаке;
2) низкая активность оксидов железа в шлаке;
3) низкая активность кислорода в металле (раскисленность металла);
4) малая активность (низкое содержание) серы в шлаке;
5) высокая температура;
6) большая площадь контакта металла с десульфурирующим шлаком.
Для обеспечения этих условий используют следующие технологические приёмы:
1) вводят добавки извести (CaO) или известняка (
2) для получения активного жидкоподвижного шлака и повышения тем самым активности СаО в шлак вводят добавки, снижающие его вязкость (А12О3, CaF2, МnО и др.). Эти добавки ускоряют протекание процесса ошлакования введённых кусков извести;
3) проводят скачивание шлака с последующим наведением нового, не содержащего серы;
4) стремятся использовать для целей десульфурации те периоды плавки, в которые металл максимально нагрет. При высокой температуре ванны энергично окисляется углерод и активность оксидов железа в шлаке понижается, при этом улучшаются условия перемешивания металла со шлаком; при высокой температуре возрастает интенсивность диффузионных процессов и облегчаются условия диффузии серы из объёма металла к поверхности контакта со шлаком;
5) металл обрабатывают жидкими или твёрдыми синтетическими шлаками и шлаковыми смесями с высокой и низкой ;
6) в некоторых случаях, когда хотят получить сталь с особо низким содержанием серы, вдувают в металл в струе инертного газа высокоосновные шлаковые смеси (СаО + CaF2), а в особых случаях - такие компоненты, как карбид кальция СаС2 или другие сплавы, содержащие Са или даже чистый кальций (а также магний);
7) используют для десульфурации редкоземельные металлы (церий, лантан, неодим и др.);
8) используют шихту, чистую по сере.
Вопрос грануляции металлов и сплавов в научной литературе разработан недостаточно полно, но были встречены следующие технологии.
БелНИИлит разработал серию машин для производства литой дроби. Принцип действия машины заключается в использовании центробежных сил [30]. Расплав заливается через воронку на тарельчатый гранулятор, вращающийся вокруг вертикальной оси. При этом капли расплава слетают с гранулятора, формируются в дробинки и попадают в охлаждающую жидкость. Охлаждённые дробинки скатываются по дну бака, в который заключён гранулятор, в приёмник наклонного элеватора.
Затем дробь поднимается элеватором при одновременном обезвоживании из бака машины и транспортируется в приёмный бункер.
Монтируется машина в цехе, напольно, то есть не требует специального помещения, легко вписывается в производство с привязкой к имеющимся коммуникациям и оборудованию.
Машиной может управлять один оператор с пульта управления в наладочном режиме. Фракционный состав производимой дроби меняется за счёт изменения скорости вращения тарелки гранулятора, которая в свою очередь регулируется сменными шкивами привода вращения гранулятора. Специальная система блокировок обеспечивает безопасность обслуживания машины.
Процесс формирования частиц имеет ряд особенностей: время полёта жидкой частицы от торца тарельчатого гранулятора до поверхности водяной завесы на стенках бака машины не должно быть меньше времени её сфероидизации, иначе формируются дробинки вытянутой формы [60]. К вытянутой форме гранул приводит снижение времени пребывания частиц в жидком состоянии вследствие образования на их поверхности плёнки тугоплавких оксидов (например, Аl2О3), резко повышающих вязкость капли и, тем самым, её сопротивление принятию округлой формы.
Охлаждающая жидкость - 0,03 % раствор двухромовокислого натрия NaCr2О3 [61].
Основной параметр машины - диаметр бака - 2000-2200 мм ГОСТ 11964-89 [8] и частота вращения грануляторов 600-1000
Л.А. Мудрук и С.С. Затуловский предложили технологию, позволяющую получать литую дробь как для нужд литейного производства, так и для других областей применения, основанную на высокопроизводительном методе диспергирования струи жидкого металла потоком энергоносителя (воздуха, воды) с последующей сфероидизацией распыленных частиц в воздушной среде и окончательным затвердеванием в водяной ванне. Извлечённая дробь подаётся в сушилку, а дальше на вибросито [33].
Характеристика получаемой дроби
Гранулометрический состав, мм 0,5…5,0
Фактор формы 0,85...1,00
Плотность, г/см3 6,5...7,2
Твёрдость, HRC 25...60
Циклическая стойкость, циклы 400
Содержание кислорода, % < 0,05
Насыпная плотность, г/см3 1...5
Магнитная проницаемость, Гс/э 1 ...9
Давление распыливающего воздуха < 0,4 МПа при разовом распылении 0,05...7,00т[33].
В дальнейшем В.И. Багрянцевым и А.В. Чевалковым было предложено интенсифицировать процессы распыления расплавов и их охлаждения при использовании закрученных газовых потоков [62].
В отличие от прямоструйных форсунок существенное влияние на структуру вращающейся газовой струи на выходе из форсунки оказывает обратный поток со стороны замкнутого объёма по оси к выходному отверстию форсунки, которая увеличивает угол раскрытия газовой струи и резко сокращает её длину. На образование обратного потока оказывает влияние интенсивность закрутки, наличие центрального тела в приосевой зоне форсунки. Изменяя величину интенсивности и расположение обратного потока, можно изменять механизм распада струи расплава, регулируя фракционный состав порошка (гранул), структуру факела распыления. В закрученном газовом потоке распад струи расплава начинается в низкоскоростной приосевой зоне за счёт разрежения воздействия прямого или обратного газового потока. На этом участке дробление расплава подобно его распылению под действием центробежных сил [62].
Процесс распыления сопровождается интенсивным охлаждением капель расплава. В период начала дробления капли охлаждаются в условиях несформировавшегося теплового пограничного слоя и процесс имеет нестационарный характер.
Окончательное охлаждение затвердевших капель может производиться: в свободном полёте, излучением и конвекцией, что требует увеличения габаритных размеров охладителя; в попутном газовом потоке; попутным, вращающимся, соосным газовым потоком; встречными обычными и закрученными газовыми струями; в водяной ванне; различными комбинациями этих схем [62].
Выводы и задачи исследования
По результатам проведенного обзора научной литературы поставлена цель диссертационной работы: разработка технологии применения гранулированного алюминия при раскислении стали во время выпуска жидкого металла из сталеплавильного агрегата для снижения расхода дорогостоящего элемента и повышения качества производимой продукции.
Для достижения заданной цели в работе поставлены следующие основные задачи:
- исследование влияния различных технологических факторов на ход процесса раскисления стали гранулированным алюминием, поиск их оптимальных значений и разработка рекомендаций по условиям проведения процесса раскисления стали;
- исследование усвоения алюминия при различных технологиях раскисления стали в момент выпуска металла из плавильного агрегата;
- исследование влияния фракционного состава присаживаемых элементов на процесс взаимодействия раскислителя с кислородом расплава;
- исследование и разработка технологии производства гранулированного алюминия фракции 7-15 мм;
- производственные испытания и практическое применение гранулированного алюминия при раскислении конструкционной высококачественной стали.
2. Разработка технологии раскисления стали с целью получения остаточной концентрации алюминия 0,03-0,04%.
2.1 Методика работы
Исследованы и произведены испытания по практическому применению гранулированного алюминия при производстве конструкционной высококачественной стали.
Выплавлена сталь с содержанием Si < 0,03 % и S < 0,015 % при содержании C и Мn 0,10-0,20 % и 0,6-1,0 %. Проведено 80 плавок стали SS 400 по JIS 63101.
При обработке стали в ковше удаление S возможно только из раскисленного металла. Учитывая, что полуспокойные стали раскисляются алюминием, кремний, обладающий меньшим сродством к кислороду, окисляется незначительно, что может привести к содержанию его выше требуемого [63, 64].
Шихтовые материалы и их подготовка.
Жидкий чугун, поступающий в миксерное отделение цеха, должен соответствовать требованиям ТУ 14-106-260-97, ТУ 14-106-554-98 и подаваться из доменных цехов в предварительно очищенных чугуновозных ковшах.
Массовые доли элементов в поступающем чугуне приведены в табл. 2.
Таблица 2
| Номер ТУ | Массовая доля элементов, % | ||
| Кремний | Сера, не более | Фосфор, не более | |
| ТУ 14-106-260-97 | 0,4-1,0 | 0,025 | 0,15 |
| 0,4-1,0 | 0,020 | 0,15 | |
| ТУ 14-106-554-98 | 0,4-1,0 | 0,012 | 0,15 |
Уровень жидкого чугуна в чугуновозных ковшах, поступающих из доменных цехов, должен быть на 200-250 мм ниже верхней кромки ковша, но не менее 2/3 высоты наполнения ковша [65].
При наличии толщины слоя шлака в чугуновозных ковшах более 250 мм производят скачивание шлака.
Чугун переливают в заливочный ковш после получения результатов химического анализа проб, отобранных в доменном цехе при выпуске чугуна. После наполнения заливочного ковша чугуном производят взвешивание чугуна, отбирают пробу в соответствии с требованиями ГОСТ 7565-81 и отправляют в экспресс-лабораторию.
Температуру чугуна в заливочном ковше измеряют термоэлектрическим преобразователем после наполнения ковша.
Загружаемый в конвертер металлический лом должен иметь габаритные размеры не более: пакеты – 2000
Количество обрези слябов должно быть не более 15 % от массы твёрдой металлической шихты, подаваемой на плавку.
Не допускается в металлошихте наличие стружки (кроме пакетированной), цветных металлов, окалины, взрывоопасных и вредных примесей (взрывчатых веществ, закрытых сосудов, пакетов со льдом, маслом).
Металлический лом первого сорта, металлизованные окатыши и брикеты железной руды (ГБЖ) отдельно складируют в шихтовых открылках и используют при производстве стали:
- с массовой долей серы не более 0,018 % без обработки ТШС и не более 0,010 % с обработкой ТШС;
- с массовыми долями хрома, никеля, меди в сумме не более 0,07 %;
- при производстве низкокремнистой и низкосернистой стали;
- при производстве низкоуглеродистой качественной стали по ГОСТ 9045.
Металлический лом третьего сорта отдельно складируют в шихтовых открылках и используют целевым назначением.
Металлошихту, поступившую из копрового цеха с пометкой в сопроводительном документе "трансформаторная сталь" отдельно складируют в шихтовых открылках и используют целевым назначением.
Перед подачей в загрузочный пролёт металлошихту в лотках взвешивают.
Охладители и шлакообразующие материалы, поступающие в конвертерное отделение должны соответствовать следующей нормативной документации: железорудные окатыши - ТУ 0722-031-00186803-99; агломерат высокоосновный - ТУ 14-106-563-99; известь металлургическая - ТУ 14-106-506-96; доломит металлургический - ТУ 14-106-566-99; известняк - ТУ 0750-005-00186855-97; доломит сырой марки ДО-20 - ТУ 0753-009-00186861-98; твёрдый конвертерный шлак с размером зёрен от 10 до 70 мм - ГОСТ 3344-83; плавиковый шпат - ГОСТ 29220-91. Охладители и шлакообразующие материалы должны быть воздушно сухими.
Размер кусков плавикового шпата должен быть от 10 до 80 мм. Массовая доля фракций менее 10 мм и более 80 мм должна составлять не более 10 % каждой [66].
В качестве основных шлакообразующих материалов применяют известь металлургическую марки ИС-1 первого сорта (сумма массовых долей оксидов кальция и магния не менее 92 %, массовая доля потерь при прокаливании - не более 5,0 %) и доломит металлургический марки ДС (массовая доля оксида магния не менее 30 %, массовая доля потерь при прокаливании - не более 5,0 %) [66].
Приём извести и доломита металлургического производят с учётом обеспечения длительности их хранения в бункерах конвертерного цеха не более 24 часов.
Садка конвертера состоит из жидкого чугуна и твёрдой металлошихты. Масса садки - 360 т, в том числе: чугун 250-310 т; твёрдая металлическая шихта 110-50 т [65].
Шихтовку плавки (соотношение жидкого чугуна и твёрдой металлошихты в садке) устанавливают на основании утверждённых норм расхода чугуна, теплосодержания чугуна, расхода шлакообразующих материалов и из расчёта окончания продувки с получением заданной массовой доли углерода, температуры металла и основности конечного шлака.
Влияние различных факторов на расход чугуна и другие параметры конвертерной плавки приведены в табл. 3.
При недостатке чугуна для корректировки температурного режима плавки в качестве теплоносителя используют кокс (ТУ 14-106-269-86).
Расход кокса должен быть не более 12 кг/т и, при этом, шихтовку плавки
устанавливают в соответствии с требованиями, приведёнными в табл. 3.
При избытке чугуна производят частичную или полную замену металлолома железорудными окатышами или агломератом высокоосновным. Массовый расход железорудных окатышей и агломерата высокоосновного на плавку определяют в соответствии с требованиями. Порядок загрузки металлошихты в конвертер:
- металлический лом, при этом, в первую очередь – легковесный (мелкий и пакеты), затем тяжеловесный лом;
- известь и (или) доломит металлургический;
- жидкий чугун.
