Машиностроение и механика

Article Index
Металлургия стали: конвертерное производство стали
Кислородно-конвертерный процесс
Футеровка
Кислородная фурма
Шихтовые материалы
Технология плавки
Дутьевой режим плавки
Поведение составляющих чугуна при продувке
Шлакообразование и требования к шлаку
Шлаковый режим
Поведение железа и Выход годного металла
Материальный и тепловой баланс кислородно-конвертерной плавки
Переработка лома в конвертерах
Конвертерные процессы с донной продувкой кислородом
Устройство конвертера с донной продувкой
Преимущества и недостатки кислородно-конвертерной плавки с донной продувкой
Технология конвертерного процесса с донной подачей кислородного дутья
Конвертерные процессы с комбинированной продувкой
All Pages

МЕТАЛЛУРГИЯ СТАЛИ:  КОНВЕРТЕРНОЕ ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ

Конвертерные процессы с донным воздушным дутьем

Сущность конвертерных процессов на воздушном дутье (бессеме­ровского и томасовского) заключается в том, что залитый в пла­вильный агрегат (конвертер) чугун продувают снизу воздухом. Кислород воздуха окисляет примеси чугуна, в результате чего он превращается в сталь. Тепло, выделяющееся при окислении, обеспе­чивает нагрев стали до температуры выпуска (~1600°С).

Бессемеровский процесс (в конвертере с кислой футеровкой) был предложен и разработан англичанином Г. Бессемером в 1856г., томасовский (в конвертере с основной футеровкой) С. То­масом в 1878 г.

Устройство конвертера: бессемеровский и томасовский, конвертеры представляют собой сосуд грушевидной формы, выполненный из стального листа с футеровкой изнутри. Футеровка бессемеровского конвертера кис­лая (динасовый кирпич), томасовского — основная (смолодоломит).

Плавка в бессемеровском конвертере.

В конвертер заливают бессемеровский чугун (0,7-1,25 % Si-0,5-0,8 % Mn; 3,8-4,4 % С; <0,06 % Р; <0,06 % S) при температуре 1250—1300 "С и продувают его воздухом в течение 10— 15 мин. За время продувки окисляются углерод, кремний и марганец чугуна и из образующихся окислов формируется кислый шлак. После того, как углерод окислился до заданного содержания, про­дувку заканчивают, металл через горловину конвертера сливают в ковш, одновременно раскисляя его.

Общая длительность плавки составляет 20-30 мин; поскольку шлак кислый (55-65 % SiO₂; 15-25 % FeO; 15-20 % MnO), при плавке не удаляются сера и фосфор.

Плавка в томасовском конвертере.

В конвертер для образования основного шлака загружают из­весть (12—18 % от массы металла), заливают томасовский чугун (1,6-2,0 % Р; 0,2-0,6 % Si; 0,8-1,3 % Mn; <0,08 % S; 2,8-3,3 % С), имеющий температуру 1180—1250 °С, и ведут продувку воздухом в течение 16—22 мин. За это время окисляются углерод, марганец и кремний; в формирующийся основной шлак удаляются фосфор и сера. Продувку заканчивают, когда содержание фосфора в металле снизится до 0,05—0,07 %, после чего металл выпускают в ковш, куда вводят раскислители.

Общая длительность плавки составляет 25-40 мин. Состав конечного шлака: 16-24 % P₂О₅, 42-45 % CaO, 5-10 % SiO₂, 8-15 % FeO, 7-10 % MnO; благодаря высокому содержанию P₂О₅ этот шлак используют в качестве удобрения.

Видоизменения бессемеровского и томасовского процессов

Достоинства бессемеровского и томасовского процессов — высокая произво­дительность, простота устройства конвертера, отсутствие необходимости применять топливо, малый расход огнеупоров и связанные с этим более низкие, чем при марте­новском и электросталеплавильном процессах капитальные затраты и расходы по переделу.

Однако обоим процессам присущ большой недостаток — повышенное содержа­ние азота в стали (0,010—0,025 %), вызываемое тем, что азот воздушного дутья растворяется в металле. По этой причине бессемеровская и томасовская сталь обла­дают повышенной хрупкостью и склонностью к старению. Для получения стали с пониженным содержанием азота в 1950—65 применялись способы продувки снизу парокислородной смесью и смесью кислорода и углекислого газа, а также метод продувки дутьем, обогащен­ным кислородом.

Дутье обогащенное кислородом содержит от 30 до 40 % кислорода. При более высоком содержании кислорода, как показал опыт, резко снижается стойкость днищ конвертера, что является следствием возникновения у фурм зон высоких температур из-за протекания экзотермических реакций окисления составляющих чугуна. При воздушном дутье температура у днища была ниже, так как азот, содержащийся в дутье в большом количестве, играл роль охладителя.

Применение обогащенного дутья позволяет сократить длительность продувки (примерно на 30 %), поскольку в этом случае по сравнению с воздушным дутьем возрастает количество кислорода, вводимого в конвертер в единицу времени. Из-за уменьшения количества азота в дутье сокращаются потери тепла с отходящими газами, что позволяет перерабатывать до 10—15 % лома. Выплавляемая сталь содержала 0,006—0,009 % N, т. е. больше чем мартеновская.

Продувка парокислородной смесью позволяет полностью исключить азот из дутья, получать сталь с очень низким содержанием азота (0,001-0,0035 %) и сокра­тить длительность продувки. Пары воды, попадая в конвертер, разлагаются на во­дород и кислород с поглощением тепла. Обычно применялись смеси, содержавшие около 50 % кислорода и пара, которые в тепловом отношении эквивалентны воз­душному дутью. В связи с возможностью насыщения металла водородом метод при­менялся при выплавке низкоуглеродистых сталей для глубокой вытяжки, в которых водород не опасен, но важно иметь очень низкое содержание азота.

Продувка смесью кислорода и углекислого газа в соотношении 1 : 1 позволяла получать сталь с низким содержанием азота, но из-за высокой стоимости дутья применялась реже, чем другие способы комбинированной продувки снизу.

В период с 1955 по 1975 гг. бессемеровский и томасовский про­цессы и их разновидности были вытеснены кислородно-конвертер­ными процессами с верхней и нижней подачей дутья.

Кислородно-конвертерный процесс

Кислородно-конвертерный процесс - это выплавка стали из жидкого чугуна с добавкой лома в конвертере с основной футе­ровкой и продувкой кислородом сверху через водоохлаждаемую фурму.

Кислородно-конвертерный процесс, обладает рядом преимуществ по сравнению с мартеновским и электростале­плавильным процессами:

1) более высокая производительность одного работающего ста­леплавильного агрегата (часовая производительность мартеновских и электродуговых печей не превышает 100 т/ч, а у большегрузных конвертеров достигает 400-500 т/ч);

2) более низкие капитальные затраты, т. е. затраты на сооруже­ние цеха, что объясняется простотой устройства конвертера и воз­можностью установки в цехе меньшего числа плавильных агрегатов;

3) меньше расходы по переделу, в число которых входит стои­мость электроэнергии, топлива, огнеупоров, сменного оборудова­ния, зарплаты и др;

4) процесс более удобен для автоматизации управления ходом плавки

Благодаря использованию для продувки чистого кислорода, кислородно-конвертерная сталь содержит азота не более, чем марте­новская и по качеству не уступает мартеновской. Тепла, которое выделяется при окислении составляющих чугуна с избытком хва­тает для нагрева стали до температуры выпуска. Имеющийся всегда избыток тепла позволяет перерабатывать в конвертере значительное количество лома (до 28 % от массы шихты).

Устройство кислородного конвертера

Кислородный конвертер представляет собой поворачивающийся на цапфах сосуд грушевидной формы, футерованный изнутри и снабженный леткой для выпуска стали и отверстием сверху для ввода в полость конвертера кислородной фурмы, отвода газов, заливки чугуна, загрузки лома и шлакообразующих и слива шлака. Емкость существующих конвертеров составляет 10—400 т. В СССР в соответствии с ГОСТом установлен следующий типовой ряд емкостей конверторов (по массе жидкой стали): 50, 100, 130, 160, 200, 250, 300, 350 и 400 т.

1 — опорный подшипник; 2 — цапфа; 3 — защитный кожух; 4 — опорное кольцо; 5 —корпус ведомого колеса; 6 — навесной электродвигатель с редуктором; 7 — ведомое зубчатое колесо; 8 — демпфер навесного электродвигателя; 9 — демпфер корпуса ведо­мого колеса; 10 — опорная станина.

Форма конвертера. В конфигурации кожуха и внутреннего рабочего объема конвертера можно выделить три части: суживающуюся верхнюю часть (горловину), цилиндрическую часть и днище, которое может быть либо сферическим, либо иметь суживающуюся часть, к которой примыкает днище.

Размеры, конвертера. Они влияют на многие показатели процесса и должны, прежде всего, обеспечивать продувку без выбросов ме­талла через горловину, поскольку выбросы уменьшают выход годной стали и требуют периодических остановок конвертера для уда­ления настылей металла с горловины и входной части котла-утили­затора. Размеры некоторых конвертеров приведены в табл.

Размеры некоторых кислородных конвертеров

Емкость, т	Высота рабочего простран­ства, Н, м	Диаметр рабочего простран­ства, м	Отно­шение H/D	Удельный объем, м3/т	Глубина ванны, м	Диаметр горловины, м
100	7,65	4,00	1,90	0,96	1,50	1,65
200	9,50	5,95	1,60	1,03	1,78	3,10
300	9,27	6,55	1,41	0,87	1,90	3,43

Основные параметры, определяющие возможность работы кон­вертера без выбросов — это удельный объем (объем рабочей полости, приходящийся на 1 т жидкой стали, м³/т) и отношение высоты рабочего объема к его диаметру, H/D.

Удельный объем должен нахо­диться в оптимальных пределах. Если он недостаточен, то при продувке возникают выбросы вспенивающихся металла и шлака. При этом, чем выше интенсивность пода­чи кислорода и чем меньше число сопел в фурме, тем больше дол­жен быть объем конвертера для предотвращения выбросов. Вместе с тем, если удельный объем чрезмерно велик, то неоправданно возрас­тают габариты конвертера и высота конвертерного цеха, теплоотдающая поверхность кожуха и теплопотери, расход огнеупоров на кладку футеровки.

В последние годы для проектируемых конвертеров емкостью 100—400 т с учетом сложившегося режима продувки (150— 250 м³/мин кислорода на одно сопло фурмы) величину удельного объема принимают в пределах от 0,8—0,85 до 1,0 м³/т, причем эта величина должна понижаться при росте емкости конвертера.

Выбирая величину H/D учитывают, что при ее снижении стенки конвертера отдаляются от высокотемпературной подфурменной зоны, что способствует повышению их стойкости; возрастает также пло­щадь контакта металл-шлак, что облегчает удаление в шлак фосфора и серы. Вместе с тем при чрезмерном снижении H/D, т. е. уменьше­ние высоты конвертера, начинаются выбросы, поскольку вспенива­ющийся металл достигает низко расположенной горловины. При росте H/D вероятность появления выбросов снижается, но и увели­чение H/D сверх оптимальной величины не рекомендуется, поскольку это требует увеличения высоты здания цеха.

Для проектируемых в последние годы конвертеров емкостью 100—400 т величину H/D принимают в пределах 1,8—1,35, причем в этих пределах она обычно снижается пропорционально увеличе­нию емкости конвертера. Это связано с тем, что для предотвращения выбросов, расстояние от уровня ванны в спокойном состоянии до верха горловины для конвертеров емкостью 100—400 т должно составлять примерно 6—8 м.

Глубина ванны жидкого металла в спокойном состоянии изме­няется от 1,0 до 1,8—1,9 м, возрастая при увеличении емкости кон­вертера. Даже для конвертеров малой емкости (50 т) она не должна быть менее 1 м во избежание разрушения футеровки днища кисло­родными струями. Увеличение глубины ванны сверх 1,9 м также не рекомендуется, так как при этом из-за недостаточного проникнове­ния вглубь ванны кислородных струй и ухудшения перемешивания ванны затрудняется плавление стального лома.

Диаметр горловины Dг существующих конвертеров емкостью от 50 до 400 т находится в пределах (0,4—0,6)D и изменяется от 1,0 до 4,1 м, обычно увеличиваясь при увеличении емкости конвертера. При выборе величины Dг учитывают, что горловина больших раз­меров позволяет производить завалку стального лома в один прием, что сокращает длительность плавки. Вместе с тем, при увеличении Dг возрастают теплопотери и несколько повышается содержание азота в выплавляемой стали, поскольку через большую горловину в по­лость конвертера подсасывается больше воздуха, азот которого растворяется в металле. Поэтому горловина не должна быть больше, чем это необходимо для загрузки шихты.

Угол наклона стенок горловины к вертикали в существующих конвертерах составляет 20—35°. На основании отечественной практики признано нецелесообразным делать угол более 25°, так как при большем уклоне ухудшается стойкость футеровки горло­вины.

Кожух и днище. Кожух конвертера выполняют сварным из листовой стали толщиной от 20 до 110 мм и делают его либо цельно­сварным, либо с отъемным днищем, которое крепится болтами или клиновыми соединениями. Расположение горловины в конвертерах симметричное, что позволяет вводить кислородную форму строго по оси конвертера. При этом обеспечивается равное удаление кисло­родных струй от стенок конвертера и, тем самым, — равномерный износ футеровки.

Горловина в большей степени, чем другие элементы кожуха подвержена воздействию высоких температур и короблению и мо­жет быть повреждена при удалении за­стывших выплесков металла и в процессе слива шлака. Поэтому верх горловины защищают сварным или литым шлемом (рис): нижняя литая часть шлема 3 жестко скреплена с кожухом 1 горловины, а верхняя литая часть 5 съемная и крепится к нижней части клиньями или болтами так, что нет выступающих частей, благодаря чему существенно облегчается удаление настылей металла. В случае повреждения верх­нюю часть легко заменить.

Днище конвертеров обычно делают сферическим. Эта форма облегчает циркуляцию металла при верхней подаче дутья и спо­собствует снижению износа футеровки. Широко применяются как неотъемные, так и отъемные днища. Отъемные днища могут быть приставными и вставными.

Преимуществом конвертеров с отъемным днищем является облег­чение и ускорение проведения ремонтов футеровки. После съема днища ускоряется охлаждение и облегчается разрушение изношен­ной футеровки и подача в полость конвертера огнеупоров для новой кладки по сравнению с подачей через узкую горловину конвертера. Основным недостатком отъемных днищ обычно считают меньшую прочность и надежность конструкции нижней части кожуха кон­вертера.

Преимуществом конвертера с неотъемным днищем является уменьшение массы и упрощение конструкции из-за отсутствия устройств для крепления днища, повышение жесткости кожуха в целом и надежности конструкции его донной части, что особенно важно для большегрузных конвертеров.

Цапфы и опорное кольцо. Конвертер цапфами опирается на роли­ковые опорные подшипники, закрепленные в опорных станинах. Подшипники обеспечивают возможность вращения конвертера во­круг оси цапф; при этом один подшипник фиксированный, а другой «плавающий», что дает возможность перемещения вдоль оси цапф на 15—30 мм.

В первых кислородных конвертерах цапфы крепились непосред­ственно к кожуху конвертера. При этом, как показала практика, вследствие нагрева кожуха и его деформации происходил перекос осей цапф, что вызывало заклинивание опорных подшипни­ков и повышенный износ шестерен механизма вращения.

Современные кислородные конвертеры снабжают отдельным опорным кольцом, к которому крепятся цапфы, и в кото­ром с зазором закреплен кожух. Благодаря зазору возникающие при термическом расширении кожуха деформации не передаются опорному кольцу и перекос цапф не возникает. Системы крепления конвертера в опорном кольце с помощью подвесок, упоров и других устройств могут быть различными, но должны обеспечить свободное расширение кожуха.

Опорное кольцо (рис.) представляет собой конструкцию, со­стоящую из двух полуколец 1 и закрепленных между ними двух цапфовых плит 2; полукольца и плиты скреплены шпильками 4. Полукольца выполняют сварными полыми прямоугольного (короб­чатого) сечения. Для защиты опорного кольца от перегрева и от попадания капель металла и шлака над ним приваривают к корпусу конвертера защитный кожух 3 (см. рис. конвертера в сборе).

Механизм поворота. Он обеспечивает вращение конвертера во­круг оси цапф на 360° со скоростью от 0,1 до 1 м/мин. Поворот кон­вертера необходим для выполне­ния технологических операций: заливки чугуна, завалки лома, слива стали и шлака и др.

Механизм поворота может быть односторонним и двусторонним. У конвертеров небольшой емкости 130—150 т механизм поворота, в котором одна из цапф соединена с приводом - односторонний. Наклон большегрузных конвертеров требует приложения значительного крутящего момен­та, вызывающего большие напряжения в металлоконструкциях опор­ного кольца и привода. Поэтому для более равномерного их рас­пределения механизм поворота большегрузных конвертеров делают двухсторонним.

Механизмы поворота бывают стационарными и навесными. В со­став стационарного механизма обычно входят установ­ленные на жестком фундаменте электродвигатель с редуктором, вращающий момент от которых передается цапфе с помощью шпин­деля или зубчатой муфты. Недостатком механизма является то, что при жестком креплении редукторов на фундаменте перекосы цапф и ударные динамические нагрузки в момент включения вызывают усиленный износ привода.

В последние годы применяют более совершенные навесные (за­крепленные на цапфе) многодвигательные механизмы поворота.

Навесной многодвигательный привод обладает следующими пре­имуществами: перекос цапф не влияет на его работоспособность; при выходе из строя одного двигателя привод остается работоспо­собным; в 2—3 раза уменьшается масса привода; существенно умень­шается площадь, необходимая для его установки —так, например, максимальный размер вдоль оси колонн цеха у 300-т конвертера с двухсторонним стационарным приводом составляет около 28 м, а при двухстороннем навесном приводе—около 20 м.

Футеровка

Футеровка конвертера работает в тяжелых условиях, подвергаясь воздействию высоких температур; термических напря­жений, возникающих при колебаниях температуры футеровки; ударов кусков шихты при загрузке и знакопеременных нагрузок, возникающих при вращении конвертера. Она изнашивается также в результате химического взаимодействия со шлаком и размыва­ющего действия потоков металла и шлака.

Футеровку обычно делают двухслойной. Примыкающий к ко­жуху арматурный слой толщиной 110—250 мм умень­шает теплопотери и защищает кожух в случае прогара рабочего слоя. Арматурный слой выполняют из магнезитового или магнезито-хромитового кирпича, он не требует замены очень длительное время (годы). Внутренний или рабочий слой изнашивается во время ра­боты и его заменяют при ремонтах футеровки; его толщина в зави­симости от емкости конвертера составляет 500—750 мм.

Для кладки рабочего слоя используют безобжиговые огнеупоры на связке из каменноугольной смолы или пека — смолодоломит (35—37 % MgO, 45—65 % СаО), смолодоломитомагнезит (50— 80 % MgO, 12—45 % СаО), смоломагнезит; эти же огнеупоры, под­вергнутые термообработке (выдержка при 600—800 °С в нейтраль­ной или восстановительной атмосфере), а также обожженные магне­зит и доломитомагнезит, пропитанные смолой или пеком. Чаще всего применяют необожженные кирпичи из смолодоломита или смолодоломитомагнезита.

Из необожженных кирпичей выкладывают рабо­чий слой футеровки, после чего ее обжигают, нагревая по специаль­ному режиму до температуры 1100°С путем сжигания в полости конвертера кокса при подаче кислорода через фурму. При обжиге происходит коксование смолы — летучие удаляются и остается прочный коксовый остаток.

Недостаток безобжиговых огнеупоров, и в первую очередь смолодоломита — сильная слонность к гидратации: содержащаяся в до­ломите окись кальция реагирует с поглощаемой из атмосферы вла­гой, в результате чего кирпич теряет прочность и рассыпается в по­рошок. Поэтому смолодоломитовый кирпич нельзя хранить более 2—6 суток после изготовления.

Стойкость футеровки определяется стойкостью уча­стков наибольшего износа. Это —футеровка цилиндрической части конвертера в районе шлакового пояса и в месте падения кусков лома при загрузке, футеровка горловины, а также летка. Суще­ственное влияние оказывает качество огнеупоров; стойкость футе­ровки из безобжиговых огнеупоров составляет 400—700 плавок; при использовании термообработанных безобжиговых огнеупоров или обожженных с пропиткой смолой стойкость достигает 800— 900 плавок. При такой стойкости (400—900 плавок) расход огне­упоров составляет 2—5 кг на 1 т стали.

Существенное влияние на стойкость футеровки оказывают пара­метры технологического режима и состав шихтовых материалов. Стойкость футеровки снижается при повышении температуры про­цесса, так как это вызывает размягчение огнеупоров и ускорение их взаимодействия со шлаком; при увеличении жидкотекучести и коли­чества шлака в результате усиления взаимодействия со шлаком и при снижении основности шлака, т. е. увеличении в нем содержа­ния кислотных окислов, взаимодействующих с основными окислами футеровки. Заметно понижается стойкость футеровки при увеличе­нии содержания в шлаке окислов железа, образующих с окислами футеровки легкоплавкие соединения.

Отрицательно сказывается на стойкости футеровки повышение содержания кремния в перерабатываемом чугуне, так как в резуль­тате его окисления в шлаках начального периода продувки увеличивается содержание SiO₂ и, наряду с этим, возрастает общее коли­чество шлака. По этой же причине необходимо, чтобы сыпучие материалы (руда, известь и др.) содержали минимальное количество кремнезема.

Следует избегать увеличения длительности интервалов между продувками, поскольку проникающий в полость конвертера воздух вызывает окисление коксовой пленки, а при охлаждении вследствие термических напряжений возможно скалывание огнеупоров.

Установлено, что растворение футеровки шлаком замедляется, если увеличить в нем содержание MgO до 6—8 %. В связи с этим рекомендуется применение шлакообразующих, содержащих окись магния (доломит, доломитизированная известь).

С целью повышения стойкости футеровки конвертеров применяется горячее торкретирование футеровки. Суть торкретирования сводится к нанесению с помощью торкрет-машин огнеупорной массы на изношенные участки футе­ровки. Применяют факельное, полусухое и иногда мокрое (пульповое) торкретирование.

Применяют торкретирование как всей поверхности футеровки, так и локальное — т. е. торкретирование отдельных наиболее изно­шенных участков. Длительность торкретирования обычно не пре­вышает 5 мин, его проводят после каждой или после нескольких плавок. Рекордная стойкость футеровки при торкретировании достигнута на одном из японских заводов — 10 110 плавок при расходе огне­упорного кирпича и торкрет-массы 0,19 и 1,38 кг/т стали соот­ветственно.

Кислородная фурма

Кислород подают в конвертер через вер­тикально расположенную водоохлаждаемую фурму, которую вводят в полость конвертера через горловину строго по его оси. Давление кислорода перед фурмой составляет 1,0—1,6 МПа. Высоту фурмы над ванной можно изменять по ходу плавки; обычно она увеличи­вается при росте емкости конвертера и находится в пределах 0,8— 3,3 м от уровня ванны в спокойном состоянии. Поднимают и опу­скают фурму с помощью механизма, сблокированного с механизмом вращения конвертера. Скорость подъема и опускания фурмы изменяется в пределах 0,1—1 м/с.

Рис. Многосопловые кислородные фурмы с центральной подачей кислорода (а) и воды (б);

1—3 — стальные трубы; 4 — сальниковое уплотнение; 5 — патрубки для подачи кислорода и воды; 6 —компенсатор; 7 — сменная часть наружной трубы; 8 — медная головка фурмы; 9 — сопло; 10 — выемка.

Фурма выполнена из трех концентрично расположенных сталь­ных труб и снабжена снизу медной головкой с соплами (рис.). Полости, образованные трубами, служат для подачи кислорода, подвода и отвода охлаждающей воды. Наиболее часто применяют фурмы с центральной подачей кислорода (а). По средней трубе при этом подводят охлаждающую воду, а по наружной — отводят. Применяются также фурмы с центральной подачей охла­дителя (б). В таких фурмах подаваемую через центральную трубу воду отводят по наружной трубе, а кислород подают по сред­ней трубе. Трубы в верхней части снабжены патрубками для под­вода воды и кислорода. Для уменьшения термических напряжений, вызываемых различным удлинением наружной и внутренних труб, в последние устанавливают компенсатор 6, либо предусматривают подвижное сальниковое уплотнение при соединении двух труб.

Медная головка фурмы является сменной. В головке расположено несколько веерообразно расходящихся сопел типа сопла Лаваля. В применяемых в настоя­щее время фурмах число сопел изменяется от трех до семи, возрастая при увеличении расхода кислорода и емкости конвертера. Применяемые в настоящее время многосопловые фурмы благодаря рассредоточению кислородного потока на несколько струй обеспечивают «мягкую» продувку и минимальное количество выбросов. Кроме того, они дают возможность увеличить интенсивность подачи кислорода и сократить, благодаря этому, длительность плавки, а также повысить выход годного металла на 1—2 % за счет уменьшения выбро­сов.

Угол наклона оси сопел к продольной оси фурмы в большинстве случаев близок к 15° и имеет тенденцию к повышению при увеличении числа сопел, что позво­ляет повысить степень рассредоточения дутья.

Головка фурмы находится в зоне наиболее высоких температур (до 2600 °С), поэтому ее выполняют из ме­ди, которая благодаря высокой теп­лопроводности обеспечивает быстрый отвод и передачу охлаждающей воде по­глощаемого тепла. Воду для охлаждения фурмы подают насосом под давлением 0,8—1,2 МПа; температура воды на выходе из фурмы для предотвращения выпадения солей не должна превышать 40 °С. Стойкость головок фурм составляет 50—250 плавок.

Число и диаметр сопел рассчитывают гак, чтобы продувка шла без выбросов при требуемом расходе кислорода, интенсивность подачи которого в современных конвертерах изменяется от 2,5 до 5—7 м³/т-мин). Диаметр критического сечения сопел Лаваля обычно находится в пределах от 28 до 60 мм, предельный расход кислорода через одно сопло не должен превышать 250 м³/мин.

Шихтовые материалы

Основным шихтовым материалом кислородно-конвертерного про­цесса является жидкий чугун. Состав чугунов, перерабатываемых на разных заводах изменяется в широких пределах: 3,7—4,6 % С; 0,4—2,6 % Mn; 0,3—2,0 % Si; 0,02—0,08 % S; <0,3 % P. Однако опыт показал, что для обеспечения высоких технико-экономических показателей процесса содержание составляющих чугуна целесооб­разно ограничивать в определенных узких пределах.

При излишне высоком содержании кремния возрастает расход извести для ошлакования образующейся SiO₂ и увеличивается ко­личество шлака в конвертере, что ведет к росту потерь железа со шлаком и способствует появлению выбросов; понижается также стойкость футеровки конвертера. Вместе с тем при очень низком (<0,3 %) содержании кремния замедляется шлакообразование в связи с мед­ленным растворением извести из-за слишком низкого содержания SiO₂, в первичных шлаках. Положительной стороной повышенного содержания кремния является то, что возрастает количество тепла от его окисления; это позволяет увеличить расход лома. Оптимальным считается содержание кремния в чугуне 0,6—0,9 %.

Содержание марганца в чугунах, используемых на большинстве отечественных заводов, находится в пределах 0,2—1,1 %. Наличие в первичных шлаках закиси марганца ускоряет растворение извести, ускоряет шлакообразование, что улучшает дефорсфорацию и десульфурацию, а также уменьшает количество выбросов и повышает стойкость футеровки. Кроме того, наличие MnO снижает поверхностное натяжение шлака, который изолирует металл от воздействия атмосферы (азот). Поэтому для конвертерного передела желательно иметь содержание марганца в чугуне не менее 0,8%. Однако большая часть марганца при конвертер­ной плавке окисляется и безвозвратно теряется со шлаком в виде МпО, а повышение MnO выше 45% приводит к образованию гетерогенных шлаков, поэтому предельное содержание марганца в чугуне – 2,5%.

Содержание фосфора в чугуне не должно превышать 0,2—0,3 %, поскольку при большем его содержании необходимо осуществлять промежуточный слив шлака во время продувки и наведение нового, что снижает производительность конвертера.

Поскольку десульфурация металла при плавке в кислородном конвертере протекает недостаточно полно, чугун должен содержать менее 0,03—0,04 % серы.

Температура жидкого чугуна, перерабатываемого в кислородных конвертерах обычно составляет 1300—1450 °С. Применять чугун с более низкой температурой нежелательно, так как это ведет к хо­лодному началу продувки и замедлению шлакообразования.

Количество стального лома доходит до 28 % от массы шихты. К лому, как и при прочих сталеплавильных процессах, предъяв­ляется требование о недопустимости высокого содержания фосфора, серы, примесей цветных металлов и ржавчины. Кроме того, ограни­чивают максимальный размер кусков лома, поскольку слишком большие куски могут не успевать раствориться в металле за время продувки, а во время загрузки могут повредить футеровку конвер­тера. Для конвертеров емкостью 100—350 т размер кусков лома не должен быть более 0,3х0,3х1,0 м, а пакетов лома не более 0,7х1х2 м.

Основные шлакообразующие материалы — это известь и плавиковый шпат, иногда в качестве шлакообразующих или охладителей используют также железную руду, прокатную окалину, боксит, агломерат, рудно-известковые окатыши.

Известь должна быть свежеобожженной и содержать >90 % СаО, <3 % SiO₂ и 0,1 % возможен переход серы из шлака в металл во время плавки. Куски извести должны иметь размеры от 10 до 50 мм. При­менение более мелких кусков извести не допускается, так как они будут вынесены из конвертера отходящими газами.

Плавиковый шпат — эффективный разжижитель шлака. Он со­держит 75—92 % CaF₂, основной примесью является SiO₂. Желез­ная руда, агломерат и окатыши должны содержать не более 8 % SiO₂, размер кусков руды должен быть 20—50 мм.

Боксит (марка Б-6) содержит 37—50 % А₂О₃, 10—20 % SiO₂ и 12—25 % Fe₂O₃; обычно в нем также много влаги (10—20 %), что требует предварительной просушки во избежание внесения в сталь водорода.

Технология плавки

Наиболее простым и самым распространенным вариантом кон­вертерных процессов является проведение плавки в одношлако­вом (моношлаковом) режиме. Это возможно при содержании фос­фора в чугуне < 0,2-0,3%, т. е. при переделе низкофосфористых чугунов. В этом случае технологический цикл обычно состоит из нескольких операций, продолжительность которых приведена ниже, мин:

Завалка лома ...................……………….. 3—4

Заливка чугуна .... ...........………………...3-4

Продувка .......................……………….. 10-25

Взятие пробы, ожидание анализа ........ .3—4

Слив (выпуск) металла ............ ..……….. 5-10

Слив шлака ....................... ………………1-2

Осмотр и подготовка конвертера к

очередной плавке, в т. ч. торкретирование 0-5

Общая длительность цикла (плавки) ....... .25-50

Продолжительность отдельных операций и цикла (плавки), как правило, не зависит от вместимости конвертера. Это объясняется тем, что по мере повышения вместимости конвертера повышается интенсивность дутья (4-5 м³/т-мин) и совершенствуется оборудование, позволяющее уменьшить продолжи­тельность таких операций, как завалка лома, заливка чугуна и т.д.

Перед началом каждой плавки осу­ществляют ее шихтовку (планирование), то есть определяют оптимальные для данных условий количества (расходы) чугуна, лома, шлакообразующих материалов и кислорода, обеспечивающие по окончании продувки получение металла с заданной массой, темпе­ратурой и концентрацией углерода, фосфора и серы.

Плавку начинают с загрузки в конвертер лома. Завалка лома осуществляется в наклонном положе­нии конвертера при помощи совков, объем которых и грузоподъем­ность обслуживающих их кранов принимают такими, чтобы весь лом был подан в одном совке, т. е. загрузку осуществить в один прием. Подача лома в нескольких совках увеличивает продолжительность завалки и плавки в целом, следовательно, снижает производитель­ность конвертера. При одновременном потреблении нескольких видов лома, во избежа­ние значительного разрушения футеровки, в первую очередь загружают легковесный, а затем тяжеловесный. Равномерное распределение лома на днище достигается наклоном конвертера в противоположную от загрузки сторону. Затем из заливочного ковша с помощью мосто­вого крана через горловину наклоненного конвертера заливают жидкий чугун. Заливка чугуна в требуемом количестве, известного химического состава и температуры осуществляется в один прием при помощи чугуновозных ковшей соответствующей вместимости.

После заливки чугуна конвертер поворачивают в вертикальное рабочее положение. В полость конвертера вводят фурму, включая подачу кислорода. Затем загружают первую порцию шлакообразующих (известь с плавиковым шпатом и иногда с добавкой руды, окалины, окатышей, боксита). В первую порцию входит. 1/2—2/3 шлакообразующих, оставшееся количество вводят несколькими порциями в течение первой трети длительности про­дувки. Эти материалы вводят порциями 1% массы металла, чтобы не вызвать переохлаждения ванны и нарушения нормально­го хода плавки. Часть извести (20-40%) иногда вводят до заливки чугуна.

Сыпучие шлакообразующие загружают с помощью автоматизи­рованной системы, состоящей из бункеров для хранения сыпучих, питателей, весов и лотков, по которым материалы ссыпают в горло­вину конвертера. Система обеспечивает загрузку сыпучих без остановки продувки по программе, задаваемой оператором с пульта управления конвертером.

Кислородную фурму устанавливают в строго определенном по­ложении. Расстояние от головки фурмы до уровня спокойной ванны в зависимости от емкости конвертера и принятой в данном цехе технологии составляет 0,8—3,3 м. Обычно для ускорения шлакооб­разования продувку начинают при повышенном положении фурмы, а через 2—4 мин ее опускают до обычного оптимального положения. Интенсивность подачи кислорода в зависимости от конструкции фурмы и принятой технологии находится в пределах от 2,5 до 5— 7 м³/т-мин).

За счет вводимого кислорода окисляются избыточный углерод, а также кремний, марганец и небольшое количество железа, причем окисление кремния и марганца заканчивается в первые 3—4 мин продувки.

Из образующихся окислов (исключая СО) и загружаемой в кон­вертер извести и других сыпучих формируется шлак. Основность его по мере растворения извести увеличивается и к концу продувки составляет 2,5—3,7. В течение всей продувки в шлак из металла удаляются фосфор и сера.

Образующиеся при окислении углерода пузырьки СО вспени­вают металл и шлак и существенно усиливают циркуляцию шлака и металла, что ускоряет процессы окисления, дефосфорации, десульфурации, нагрева металла и др. Вместе с пузырьками окиси угле­рода из металла удаляются растворенные в нем вредные газы — водород и азот.

Выделяющееся при реакциях окисления тепло обеспечивает нагрев металла до требуемой перед выпуском температуры и расплавление стального лома. Плавление лома обычно заканчивается в течение первых 2/3 длительности продувки.

Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного СО₂) покидают конвертер через горловину, образуя высокотемпературный поток отходящих газов, в котором содержится много (до 250 г/м³) мелкодисперсных частиц Fе₂О₃. Поэтому каждый конвертер оборудуется сложной системой охлаждения и очистки отходящих газов с фильтрами "мокрого" или "сухого" ти­пов.

Характерной особенностью плавки в кислородном конвертере является образование под кислородной фурмой высокотемпературной реакционной зоны с температурой 2100—2600 °С, что связано с протеканием в этой зоне экзотермических реакций окисления составляющих чугуна.

Продувка в зависимости от интенсивности подачи кислорода (2,5-5-7 м³/т мин) и удельного расхода кислорода на процесс 45-55 м³/т) продолжается от 12 до 25 мин и должна быть закончена на заданном для выплавляемой марки стали содержании углерода. К этому моменту металл должен быть нагрет до необходимой темпера­туры (1580—1650 °С), а содержание серы и фосфора в нем не должно превышать допустимых для данной марки стали пределов.

Момент окончания продувки, примерно соответствующий тре­буемому содержанию углерода в металле определяют по количеству израсходованного кислорода, по длительности продувки, по пока­заниям ЭВМ. Окончив продувку из полости конвертера выводят кислородную фурму и осуществляют отбор пробы металла и шлака на химический анализ [C], а также измерение температуры металла с помощью специального зонда или, повернув (повалив) конвертер в горизонтальное положение, с помощью ручных пробо­отборников и термопар.

В случае, если металл имеет отклонения от заданных значений по температуре или по содержанию углерода, то проводят операции по исправлению плавки:

а) при избыточном содержании углерода проводится кратковре­менная додувка, обеспечивающая получение заданного содержания углерода. Додувка является отклонением от нормаль­ной технологии, поскольку она приводит к снижению качества ста­ли, увеличению продолжительности и ресурсоемкости плавки. Для упрощения ведения продувки в современной практике сознательно идут на получение низкого конечного содержания углерода в ме­талле (0,03-0,05%) при выплавке большинства марок стали, с последующим ее науглероживанием в ковше.

Снижение качества стали при додувке прежде всего связано с повышением содержания азота в металле (на 0,001-0,003%) вслед­ствие попадания в конвертер большого количества воздуха (азота) в перерыве между продувками.

б) при излишне высокой температуре проводят охлаждение металла, вводя в него охладители и делая выдержку после их ввода в течение 3—4 мин. Охлаждение перегретого металла возможно как в конвертере, так и в ковше. Рациональнее всего охлаждение вести в ковше, поскольку при этом, во-первых, можно более точно регулировать температуру металла перед разливкой, что очень важно при раз­ливке на МНЛЗ; во-вторых, исключается лишняя операция в конвертере.

Наиболее распространенным вариантом охлаждения металла в ковше является опускание на некоторое время крупного куска металла (сляба) в жидкую сталь и продувка ее инертным газом (аргоном). В конвертере охлаждение металла иногда осуществля­ют присадкой чистого лома или твердого чугуна, а также извести или доломита.

в) при недостаточной температуре металла проводят додувку при повышенном положении фурмы или же вводят в конвертер ферро­марганец или снликомарганец с последующей додувкой;

г) при недостаточном содержании углерода производят науглероживание металла присадками молотого кокса или графита на струю металла при его выпуске в ковш. Но этим способом трудно получить металл с содержанием углерода более 0,20-0,30%. При производстве высокоуглеродистых сталей (>0,50%) хорошо зарекомендовала себя технология выпуска металла в ковш, в который предварительно наливают требуемое количество жидкого чугуна, совместно с вво­дом небольшого количества коксика

После любой корректировки, проведен­ной в конвертере, снова отбирают пробы металла и шлака, изме­ряют температуру.

После выполнения необходимых операций по исправлению плавки конвертер наклоняют, выпуская сталь в ковш через летку. Выпуск металла совмещается с его раскислением-легированием (присад­кой ферросплавов и алюминия в ковш), поэтому продолжитель­ность этой операции должна быть достаточной для полного расплавления и равномерного распределения в объеме металла вво­димых присадок. Она зависит от вместимости конвертера, но не должна быть < 5 мин. Конвертерный шлак отсекают, забрасывая специальные шары внутрь конвертера в конце выпуска или пода­вая инертный газ в сталевыпускное отверстие снаружи.

Слив шлака осуществляют в шлаковую чашу через горловину конвертера, повернув его в противоположную от выпуска металла сторону.

Осмотр и подготовка конвертера к очередной плавке сводят­ся к осмотру и восстановлению футеровки, устранению обнаружен­ных повреждений. К обычным повреждениям относятся неизбеж­ный износ (более или менее равномерное разрушение) футеровки и образование настылей, в первую очередь на горловине. Неиз­бежный износ футеровки восстанавливают торкретированием, т. е. набрасыванием магнезитового порошка с добавкой смолы при помощи специальной машины или нанесением шлакового гарнисажа (загущенного доломитом шлака). Торкретирование проводят не пос­ле каждой плавки, а через 5-10 плавок в зависимости от состояния футеровки. В начале кампании торкретирование вообще не прово­дят.

Дутьевой режим плавки

Дутьевой режим плавки можно считать оптимальным, если обеспечивается выполнение следующих основных требований: 1) высокая скорость удаления примесей металла (окисления углеро­да) при наиболее полном и примерно постоянном усвоении кисло­рода; 2) быстрое шлакообразование; 3) отсутствие выбросов ме­талла и шлака; 4) минимальное образование выносов и дыма; 5) минимальное содержание газов в конечном металле. Выполнение этих требований возможно лишь при поддержании в заданных пределах основных параметров дутьевого режима, к которым от­носятся интенсивность подачи дутья (продувки), давление и чисто­та кислорода, положение (высота) фурмы над уровнем спокойной ванны.

Удельный расход кислорода изменяется в пре­делах от 47 до 57 м³/т стали, возрастая при увеличении содержания окисляющихся примесей в чугуне и снижаясь при увеличении доли стального лома в шихте, поскольку лом содержит меньше окисля­ющихся элементов, чем чугун.

Давление кислорода перед фурмой должно быть в определенных пределах. Выходные сопла Лаваля кислородной фурмы преобразуют энергию давления газа в кинетическую. Для достаточного заглубления кислородных струй в ванну и полного усвоения металлом кислорода необходима высокая кинетическая энергия струй, поэтому размеры сопел рассчитывают так, чтобы скорость струи на выходе из них составляла 450—500 м/с. Давление кислорода перед фурмой при этом должно быть 1,2—1,6 МПа, в су­ществующих цехах оно изменяется от 0,9 до 1,4 МПа.

Высота расположения фурмы имеет оптималь­ные пределы. При чрезмерно высоком расположении фурмы кислородные струи не будут внедряться в металл («поверхностный обдув») и будет низка степень усвоения кислорода; при чрезмерно низком положении («жесткая продувка») усиливается вынос капель металла отходящими газами и абразивный износ фурмы каплями металла, существенно замедляется шлакообразование и др. С учетом этого в конвертерах разной емкости фурму устанавливают на высоте, соответствующей расстоянию до уровня ван­ны в спокойном состоянии от 0,8 до 3,3 м. В этих пределах высота обычно возрастает при увеличении емкости конвертера и за­висит также от конкретных условий работы данного конвертера.

Изменение высоты положения фурмы во время продувки обычно используют для регулирования окисленности шлака и ускорения его формирования. Обогащение же шлака окислами железа, как известно, существенно ускоряет растворение извести, т.е. шлакообразование; при этом, естественно, несколько уменьшается поступление кислорода в ме­талл и, следовательно, скорость окисления углерода.

Повышение положения фурмы и снижение давления и рас­хода кислорода, вызывая уменьшение глубины внедрения струй в ванну, обеспечат повышение окисленности и скорости формирова­ния шлака и некоторое замедление окисления углерода; опускание фурмы и повышение давления и расхода кислорода — снижение окис­ленности шлака и ускорение окисления углерода.

Наиболее часто на практике пользуются изменением уровня по­ложения фурмы, применяя так называемую «двухступенчатую про­дувку», когда для ускорения шлакообразования продувку начинают при повышенном положении фурмы, и затем ее опускают до опти­мальной высоты.

В период интенсивного газовыделения, которое наблюдается в середине продувки, для улучшения шлакообразования фурму иногда несколько поднимают (обычно на 100-200 мм). Такой подъем фур­мы особенно необходим при переделе низкомарганцовистых чугунов, когда обычно наблюдается так называемое свертывание шлака (полная потеря жидкоподвижности его), вызванное резким сниже­нием содержания оксидов железа. В конце продувки в случаях выплавки низкоуглеродистой стали фурму опускают немного ниже основного положения, что позволяет несколько уменьшить окисленность шлака и металла.

Продувку при повышенном положении фурмы применяют также для дополнительного нагрева ванны, который при этом достигает­ся в результате окисления некоторого количества железа и дожи­гания части СО до СО₂ над ванной.

Положение фурмы изменяют и при появлении выбросов. Если выбросы появ­ляются в начале плавки, когда шлак не сформировался, произво­дят подъем фурмы (на 100-300 мм). Если выбросы появляются при сформировавшемся шлаке, фурму опускают без снижения или с одновременным снижением интенсивности продувки.

Интенсивность продувки в отличие от расхода кислорода в единицу времени, который возрастает при росте емко­сти конвертера и для большегрузных конвертеров достигает 2000 м³/мин, не зависит от емкости; она определяется главным обра­зом конструкцией кислородной фурмы (числом сопел в ней) и яв­ляется почти постоянной в условиях того или иного конвертерного цеха. На разных заводах величина интенсивности J находится в пре­делах 2,5—5,0 и иногда доходит до 7 м³/т-мин).

Интенсивность подачи кислорода J определяет длительность продувки t, которая так же как и величина J не зависит от емкости конвертера. Связь между величинами t и J примерно можно вы­разить следующим уравнением: t = Q/J, где Q — удельный расход кислорода, равный как выше отмечалось 47—57 м³/т.

С целью сокращения длительности плавки интенсивность про­дувки стремятся увеличить. Однако опыт показал, что имеется определенный допустимый уровень интенсивности продувки, после превышения которого начинаются выбросы металла и шлака из конвертера. Объясняется это тем, что при росте расхода кислорода возрастает скорость окисления углерода, и следовательно, количе­ство выделяющихся пузырьков окиси углерода, вспенивающих ванну; при подъеме вспенившейся ванны до уровня горловины могут по­явиться выбросы.

Опыт показал, что допустимый уровень интенсивности продувки тем выше, чем больше число сопел в фурме. Применяемые в настоящее время трех- семисопловые фурмы обеспе­чивают, как отмечалось, интенсивность продувки от 2,5 до 5— 7 м³/т-мин); расход кислорода через одно сопло не превышает 150—250 м³/мин.

Чистота кислорода оказывает большое влияние на качество стали, поскольку от нее зависит содержание в стали азота. Так, например, при использовании кислорода со степенью чистоты 98,3—98,7 % сталь содержит 0,004—0,008 % N, а при степени чистоты кислорода 99,5—0,002—0,004 % N. Поглощение металлом азота, несмотря на его очень низкое содержание в дутье, объясняется наличием зоны высоких температур (2500 °С) и высоким давлением дутья, обеспечивающим значительное парциальное давление азота в реакционной подфурменной зоне. Опыт показал, что для предотвра­щения насыщения металла азотом необходимо применять кислород c чистотой не менее 99,5 %.

Поведение составляющих чугуна при продувке

Реакции окисления. В течение продувки за счет подаваемого в конвертер кислорода окисляется избыточный углерод, а также, кремний, большая часть марганца и некоторое количество железа.

Для продувки в конвертере характерно прямое окисление железа в зоне контакта кислородной струи с металлом (в «первичной реакционной зоне») и окисление прочих составляющих металла за счет вторичных реакций на границе с первичной реакцион­ной зоной и в остальном объеме ванны.

Соответственно окисление, например, углерода идет по следующим схемам:

Fe + 1/2О₂ = FeO; Fe + 1/2О₂ = FeO;

FeO = [О] +Fe; FeO == (FeO);

[C] + [0] == CO; [C] + (FeO) == CO + Fe.

Если просуммировать уравнения реакций правого или левого столбцов, то в обеих случаях получим итоговую реакцию окисления углерода: [С] + 1/2О₂ == СО, которая, таким образом, отражает лишь начальное и конечное состояние процесса окисления.

Окисление кремния и марганца, так же как и углерода начинается с момента подачи кислорода (рис.), причем весь кремний и большая часть марганца выгорают в первые минуты продувки. Более быстрое их окисление по сравне­нию с углеродом объясняется разли­чием в химическом сродстве разных элементов к кислороду при различных температурах.

На рис. приведена зависимость химического сродства ряда элементов к кислороду от температуры; при этом величина химического сродства тем больше, чем больше по абсолютной ве­личине отрицательное значение ΔG. Из рис. следует, что при температурах ниже 1450—1500 °С кремний и марганец обладают более высоким сродством к кислороду, чем углерод; при более же высоких температурах сродство углерода к кислороду превышает сродство марганца и кремния. В соответствии с этим марганец и кремний окисляются в начале продувки, когда температура в конвертере сравнительно не­высока.

Окисление кремния заканчивается в первые 3—5 мин продувки и в дальнейшем по ходу плавки жидкий металл кремния не содер­жит. Реакция окисления кремния протекает до его полного израсходования и является необратимой, поскольку продукт окисления кислотный окисел SiO₂, связывается в основном шлаке в прочное соединение 2CaO-SiO.

Интенсивное окисление марганца наблюдается в начале продувки, когда при низких температурах его химическое сродство к кислороду велико; к 3—5 мин продувки окисляется около 70 % марганца, cодержащегося в чугуне. В дальнейшем поведение марганца опре­деляется равновесием экзотермической реакции

[Мn] + (FеО) = (МпО) + Fе + 122 950 Дж/моль.

В соответствии с этой реакцией отмечаются (см. рис.) следую­щие особенности поведения марганца: при уменьшении содержа­ния FеО в шлаке во второй половине продувки содержание марганца в металле возрастает, т. е. марганец восстанавливается из шлака; в конце продувки, когда вследствие усиливающегося окисления железа содержание окислов железа в шлаке возрастает, наблюдается вторичное окисление марганца. Конечное содержание марганца в металле зависит прежде всего от его содержания в чугуне и воз­растает при увеличении температуры металла в конце продувки и снижении окисленности шлака. В обычных условиях выплавки рядовых марок сталей к концу плавки в металле остается 20-30% Mn от общего содержания его в шихте или угар его составляет 70-80 %.

Окисление углерода в кислородном конвертере происходит преимущественно до СО; до СО₂ окисляется менее 10— 15 % углерода, содержащегося в чугуне. В начале продувки (см. рис.), когда интенсивно окисляются кремний и марганец, а тем­пература ванны мала, скорость окисления углерода сравнительно невелика (0,10—0,15 %/мин). В дальнейшем, вследствие повышения сродства углерода к кислороду при росте температуры (см. рис.) и уменьшения расхода кислорода на окисление марганца и кремния, скорость окисления углерода возрастает, достигая к середине про­дувки максимума (0,35—0,45 %/мин). В конце продувки она вновь снижается вследствие уменьшения содержания углерода в металле.

Дефосфорация — т. е. удаление из металла в шлак фосфора осуществляется по экзотермической реакции

2 [Р] + 5 (FeO) + 3 (CaO) = (ЗСаО.Р₂О₅) + 5Fe + 767 290 Дж/моль,

для успешного протекания которой необходимо повышенные основность и окисленность шлака и невысокая температура, В кислород­ном конвертере благоприятные условия для удаления в шлак фос­фора — наличие основных шлаков со сравнительно высоким содержа­нием окислов железа и хорошее перемешивание ванны.

Дефосфорация начинается сразу после начала продувки (см. рис.), что объясняется быстрым началом формирования основного железистого шлака в конвертере. Поскольку реакция удаления фосфора сопровождается выделением тепла, дефосфорация наиболее интенсивно протекает в первой половине продувки при сравнительно низкой температуре. Средняя скорость окисления фосфора обычно составляет при переделе обычных чугунов 0,005-0,01 %/мин, при переделе высо­кофосфористых в первый период 0,10-0,15 %/мин и во второй 0,02-0,03 %/мин.

Конечное содержание фосфора в металле зависит от количества шлака и полноты протекания реакции дефосфорации, которую обычно характеризуют величиной коэффициента распределения фосфора между шлаком и металлом (P₂O₅)/[P]. Эта величина в условиях кислородно-конвертерного процесса изменяется от 40 до 80—100 и в этих пределах обычно тем выше, чем выше основность и окисленность шлака и чем ниже температура металла в конце продувки. Кроме того, более полному протеканию реакции дефосфорации и повы­шению значения (P₂O₅)/[P] способствует улучшение перемешивания металла со шлаком, что достигается при снижении вязкости шлака и при более раннем шлакообразовании, поскольку в этом случае увеличивается продолжительность контакта металла со шлаком.

Обычно при содержании фосфора в чугуне менее 0,15—0,20 % металл в конце продувки содержит 0,002—0,004 % фосфора.

Десульфурация в кислородном конвертере происходит в течение всей продувки и, главным образом, путем удаления серы из металла в шлак. Вместе с тем, часть серы (менее 10%) удаляется в виде SO₂ в результате ее окисления кислородом дутья.

Как известно для успешного протекания реакции десульфурации

[FeS] + (СаО) = (CaS) + (FeO)

необходимы высокая основность шлака и низкое содержание в нем окислов железа. Конвертерный же шлак содержит значительное количество FeO (7—20 % и более), поэтому десульфурация получает ограниченное развитие. Степень десульфурации обычно составляет 30—40 %, а коэффициент распределения серы между шлаком и ме­таллом-(S)/[S ] невелик (от 2 до 12).

Достигаемая при плавке степень десульфурации определяется главным образом основностью шлака, увеличиваясь при ее росте. Степень десульфурации возрастает при увеличении количества шлака, а также при ускорении формирования шлака и увеличении длительности продувки, поскольку при этом возрастает время взаимо­действия металла со сформировавшимся шлаком. Влияние темпе­ратуры на степень десульфурации следующее: поскольку реакция удаления серы сопровождается очень малым тепловым эффектом, изменение температуры не оказывает заметного влияния на смещение ее равновесия. Однако увеличение температуры конвертерной ванны заметно улучшает ее десульфурацию, так как это вызывает снижение вязкости шлака, ускоряя тем самым диффузию компонентов, уча­ствующих в реакции удаления серы.

В связи с ограниченным развитием десульфурации содержание серы в чугуне при выплавке качественных сталей не должно превы­шать 0,035 %, а при выплавке рядовых сталей—0,06 %.

Шлакообразование и требования к шлаку

Параметры шлакового режима — состав, вязкость, количество шлака и скорость его формирования оказывают сильное влияние на качество стали, выход годного металла, стойкость футеровки и технологию продувки.

Требования к шлаку. Шлаковый режим должен прежде всего обе­спечить достаточно полное удаление фосфора и серы из металла во время продувки. С этой целью основность шлака должна быть достаточно высокой (от 2,5 до 3,7), а вязкость невелика, так как в густых шлаках замедляются процессы диффузии компонентов, участвующих в реакциях дефосфорации и десульфурации. При чрезмерно большой основности (3,8 и более) шлак начинает пере­ходить в гетерогенное состояние; при недостаточной основности, т. е. повышенном содержании в шлаке SiO₂, помимо ухудшения удаления фосфора и серы усиливается разъедание шлаком футе­ровки. Износ футеровки существенно усиливается при чрезмерной жидкоподвижности шлака и повышенном содержании в нем окислов железа. Увеличение количества шлака и его чрезмерная окисленность способствуют появлению выбросов и ведут к росту потерь железа со сливаемым шлаком в виде окислов. Повышение окисленности шлака вызывает также увеличение угара раскислителей. При слишком густом шлаке и повышенном его количестве возрастают потери железа со шлаком в виде корольков.

Скорость формирования шлака. В связи с кратковременностью продувки чрезвычайно важно обеспечить как можно более раннее формирование шлака; в противном случае из-за недостаточного времени контакта металла со шлаком не успеют завершиться дефос­форация и десульфурация. Кроме того, при продувке без шлака наблюдается повышенный вынос капель металла с отходящими газами и образование на фурме настылей металла.

В кислородно-конвертерном процессе с верхней подачей дутья имеются благоприятные ус­ловия для шлакообразования (растворения извести): 1) высокая температура в шлаковой зоне ванны (до 2000°С), вызываемая взаимодействием струи кислорода с металлом, включая король­ки металла, находящиеся в шлаке; 2) интенсивное перемешива­ние ванны под действием струи кислорода и выделяющегося из ванны СО; 3) возможность изменения содержания оксидов же­леза в шлаке изменением положения кислородной фурмы отно­сительно поверхности ванны. В таких конвертерах применение кусковой извести возможно при переделе любых чугунов: обыч­ных (малофосфористых), высокофосфористых и природнолеги-рованных (ванадистого, хромникелевого и др.).

Формирование основного шлака сводится к растворению загру­жаемой в конвертер кусковой извести в образующейся с первых секунд продувки жидкой шлаковой фазе—продуктах окисления составляющих чугуна (SiO₂, MnO, FeO). Известь тугоплавка (тем­пература плавления СаО составляет 2570 °С), поэтому для ее раство­рения необходимо взаимодействие СаО с окислами окружающей шлаковой фазы с образованием легкоплавких химических соедине­ний, которые расплавлялись бы при температурах конвертерной ванны.

Практика показала, что без принятия специальных мер раство­рение извести происходит медленно. Это объясняется тем, что реаги­руя с кремнеземом куски извести покрываются тугоплавкой обо­лочкой из двухкальциевого силиката 2CaO-SiOa (температура плавле­ния 2130 °С), препятствующей дальнейшему растворению. Поэтому необходимо добавлять компоненты, понижающие температуру плав­ления этого силиката, а также самой извести. Наиболее эффективны в этом отношении CaF₂ и окислы железа, в несколько меньшей сте­пени MnO. Поэтому в конвертер в начале продувки обычно присаживают плавиковый шпат (CaF₂), а обогащение шлака окислами железа достигают, начиная продувку при повышенном положении фурмы, и иногда за счет присадок железной руды, агло­мерата, окатышей, боксита.

Шлаковый режим

Для обогащения формирующегося шлака окислами железа продувку начинают при повышенном положении фурмы. После начала продувки в конвертер вводят первую порцию шлакообразующих — примерно 1/2—2/3 их общего количества. В эту порцию обычно входят известь и плавиковый шпат; иногда вместо плавикового шпата применяют боксит, агломерат, окатыши, железную руду. Оставшееся количество шлакообразующих вводят одной или несколькими порциями в течение 1/3 длительности продувки. Загружать все шлакообразующие сразу не рекомендуется, так как это вызывает охлаждение ванны, слипание кусков извести и замедление шлакообразования. Иногда для ускорения шлакообра­зования часть извести (20-40%) загружают в конвертер перед заливкой чугуна.

Общий расход извести составляет 5—8 % от массы плавки; его определяют расчетом так, чтобы обеспечивалась требуемая основность шлака Обычные пределы колебания основности: 2,5-3,0 при переделе низкофосфористых и малосер­нистых чугунов в рядовые марки стали; 3,2-4,0 при переделе обычных чугунов в качественную сталь, а также высокофосфо­ристых и высокосернистых чугу­нов в рядовую сталь. При возра­стании основности значительно выше 4,0 шлаки становятся гете­рогенными, их химическая актив­ность снижается и возникает не­обходимость увеличения расхо­да плавикового шпата, являюще­гося основным разжижителем шлака в конвертерах. Расход плавикового шпата обычно составляет 0,15—0,3 % и иногда достигает 1 %.

По ходу продувки состав шлака изменяется (рис.). В результате растворения извести содержание СаО в шлаке возрастает, а содержание SiO₂, MnO и FeO снижается. Заметно уменьшается содержание FeO в период наиболее интенсивного окисления углерода (середина продувки), когда сильное развитие получает реакция окисления углерода за счет окислов железа шлака. В конце продувки, когда углерода в ме­талле мало, начинает окисляться железо и содержание FeO в шлаках возрастает, причем тем значительнее, чем до более низкого содержа­ния углерода в металле ведут продувку.

Состав конечного шлака кислородно-конвертерной плавки: 43—50 % СаО, 14— 22 % Si0₂, 7—20 % FeO, 2—6 % Fe₂О₃, 7—14 % MnO, 3—7 % Аl₂O₃, 1,5-4 % MgO, 0,5—4,0 % P₂О₅, <3 % CaF₂, <1 % CaS. Соотноше­ние между содержанием СаО и SiО₂ определяется основностью шлака, которой задаются и которую регулируют, изменяя расход извести. Содержание окислов железа будет тем выше, чем ниже содержание углерода в металле в конце продувки (кривая 2); при этом содер­жание Fe₂О₃ в 3—4 раза ниже содержания FeO.

При выплавке стали с особо низким содержанием углерода (<0,05%) для уменьшения потерь железа необходим спуск основ­ного количества шлака при содержании углерода в металле не менее 0,15-0,2%, когда концентрация оксидов железа умеренная. Додувка должна проводиться при минимальном количестве шлака (<5%) и пониженном положении фурмы, поскольку чем больше глубина проникновения струи кислорода в металл (ниже положение фурмы), тем меньше содержание окси­дов железа в шлаке.

Количество шлака также является одним из важных парамет­ров шлакового режима и в общем случае может изменяться в широких пределах: от 10-16% при переделе обычных чугунов од­ношлаковым процессом до 25-30% и более при переделе высоко­фосфористых чугунов двух- или трехшлаковым процессом. Основ­ными факторами, определяющими количество образующегося шлака, являются содержание кремния и фосфора в шихте и основмость шлака.

Поведение железа и Выход годного металла

В кислородно-конвертерном процессе, как в любом другом сталеплавильном процессе, в зависимости от периода плавки возможно как окисление, так и восстановление железа. Во время присадки твердых окислителей происходит восстановление железа в первую очередь углеродом металла по реакции Fe₂O₃ + 3[С] = 3{СО} + 2[Fe]. В период интенсивного формирования шлака в начале и конце плавки (при [С] < 0,1%) железо окисляется.

Если рассматривать плавку в целом, то в кислородно-конвертерных процессах наблюдается окисление железа, так как обычно присаживаемое количество оксидов железа в виде твердых окис­лителей (<. 1 % от садки) меньше их количества, необходимого для формирования шлака (2-3%), поэтому неизбежные потери железа в результате его окисления и перехода в шлак обычно составляют 1,5-2,0%. Если плавка в целях возможно большей переработки лома ведется без твердых окислителей, то потери железа в результате его окисления повышаются до 2,0-2,5%.

Кроме того, же­лезо испаряется и уносится газами в виде мелкодисперсных частичек окислов железа, которые образуются в подфурменной реак­ционной зоне, где из-за высоких (2100—2600 °С) температур интен­сивно испаряется железо. Средний выход газа в кисло­родных конвертерах составляет - 70 м³/т, а среднее содержание в нем пыли (в основном оксиды железа) 100-150 г/м³, следователь­но, потеря железа в результате испарения в среднем составляет 1—1,5 от массы металла и уменьшаются при сокращении длительности продувки.

Часть железа теряется с корольками железа шлака, выно­сами и выбросами. Содержание корольков железа в шлаке неиз­бежно и в конечном конвертерном шлаке колеблется в пределах 2-5%. Нижний предел относится к случаям выплавки низкоуглеро­дистой стали (0,5% [С]). Для уменьшения потерь в виде корольков следует избегать чрезмерного увеличения количества и вязкости шлака. Количество шлака 11-16%, поэтому потери с король­ками составляют > 0,5%.

Вынос мелких капель металла отходящими газами наблюдается в начале продувки, когда поверхность металла не защищена шлаком и усиливается при приближении фурмы к поверхности ванны. В связи с этим следует обеспечивать раннее образование шлака. Выбросы металла и шлака наблюдаются на отдельных плавках в период наиболее интенсивного окисления углерода, то есть тогда, когда в результате вспенивания пузырьками СО уровень металла и шлака в конвертере сильно повы­шается, достигая горловины. Общие потери металла с выбросами и выносом составляют в среднем около 1 %. Образование выбросов не является неизбежным, но может иметь место; при их большом развитии потери металла могут составлять 1-3% и более.

В целом общие потери железа при плавке стали в конвертерах с верхней подачей дутья обычно 3-4%, но могут достигать >5%, если продувка и шлакообразование протекают не в оптимальном режиме. Это значительно больше, чем потери, встречающиеся при плавке стали в других агрегатах, т. е. по потерям железа (расходу металлошихты 1120-1160 кг/т) конвертерный процесс с верхним дутьем является самым невыгодным.

Кроме железа в процессе продувки окисляется весь кремний, большая часть углерода и марганца чугуна. Обычно неизбежный угар составляет 5—6 % от массы продуваемого чугуна и возрастает при увеличении содержания в чугуне окисляющихся примесей. При использовании стального лома неизбежный угар снижается, так как содержание окисляю­щихся элементов в ломе значительно ниже, чем в чугуне. Замена каждых 10 % чугуна металлоломом снижает неизбежный угар при­мерно на 0,7 %.

Выход жидкой стали при кислородно-конвертерном процессе с учетом всех потерь составляет 88—90 % от массы металлической шихты.

Материальный и тепловой баланс кислородно-конвертерной плавки

Материальный баланс. В оптимальном случае, когда выход металла максимален (90%), а расход чугуна минимален (74%), расход чугуна на 1 т жидкой стали составляет (74:90) х 1000 = 822 кг. Учитывая, что жидкий чугун поступает с некоторым количеством доменного (миксерного) шлака, лом обычно содержит мусор и при разливке неизбежна некоторая потеря металла, для рассматрива­емого случая минимальный фактический расход чугуна составляет ~ 830 кг/т и расход металлошихты (чугуна и лома) 1140-1150 кг/т литой стали. При плавке стали в мартеновских печах расход на 1 т литой стали металлошихты <1135 кг, а расход чугуна может быть снижен до < 500 кг. Таким образом, кислородно-конвертерный процесс отличается от мартеновского не только высоким потребле­нием чугуна, но и металлошихты в целом, т. е. большей емкостью главных видов материальных ресурсов.

Тепловой баланс. Сталь, выпускаемая из конвертера, должна быть нагрета до температуры 1600—1650 °С, в то время как заливаемый в кислород­ный конвертер чугун обычно имеет температуру 1250—1400 °С. Источником тепла для нагрева стали со шлаком, а также для воспол­нения потерь тепла с отходящими газами и через кожух конвертера является тепло, выделяющееся при окислении примесей чугуна.

Роль отдельных составляющих чугуна в общем приходе тепла можно оценить по результатам расчета теплового баланса конвер­терной плавки.

Расчеты теплового баланса и практика показывают, что общее количество тепла, выделяющегося при окислении примесей чугуна при любом его составе, значительно превышает потребность в тепле для нагрева стали и шлака до температуры выпуска и для компен­сации теплопотерь. В связи с этим при кислородно-конвертерной плавке обязательно применение охлаждающих добавок. Их коли­чество определяется температурой чугуна, содержанием в нем крем­ния и других примесей, а также темпом работы конвертера, поскольку при удлинении пауз между продувками возрастают потери тепла в результате охлаждения конвертера. В качестве охладителей можно использовать железную руду, стальной лом, агломерат, железо­рудные окатыши, известняк, доломит, известково-рудные брикеты.

Обычно в качестве охладителя применяют стальной лом. Избыточное тепло процесса расходуется при этом на его нагрев и расплавление (1420 кДж на 1 кг лома); расход лома доходит до 25—28 % от массы металлической шихты. Увеличение расхода лома снижает себестоимость стали, поскольку лом дешевле чугуна, а также вызы­вает повышение выхода годного, так как лом содержит меньше, чем чугун примесей, окисляющихся при продувке. Достоинством лома считается также то, что он вносит мало вредных примесей, то есть не требует повышения расхода шлакообразующих.

Недостатком лома является то, что его завалку производят в на­чале плавки, в то время как выделение тепла происходит в течение всей продувки. В связи с этим начало продувки получается «холод­ным». Недостатком считают и то, что его охлаждающее воздействие не затрагивает непосредственно зоны максимальных температур в конвертере — подфурменной реакционной зоны, поскольку лом находится под слоем жидкого чугуна. Затраты времени на загрузку лома и возможность повреждения кусками лома футеровки конвертера также является недостатком этого охладителя.

Железная руда как охладитель применяется сравнительно редко. При использовании руды избыточное тепло расходуется на ее нагрев и восстановление железа из окислов; восстановленное железо несколько повышает выход годной стали. Охлаждающее воздействие руды в 3,0—3,8 раза выше охлаждающего воздействия равного коли­чества лома; расход руды доходит до 8 %.

По сравнению с ломом руда как охладитель имеет ряд преиму­ществ: она обеспечивает охлаждение высокотемпературной подфурменной зоны; для загрузки руды не требуется останавливать продувку; содержащиеся в руде окислы железа ускоряют раство­рение в шлаке извести, т. е. ускоряют шлакообразование; наличие кислорода в руде снижает (на 10—15 %) расход газообразного кислорода.

Недостатки руды. Она вносит в шлак много SiO₂, в связи с чем возрастает расход извести и количество шлака, что обычно вызывает уменьшение выхода годного. Кроме того, при большом расходе руды на плавку (> 5— 6 %) и ее введении одной порцией возрастает количество выбросов и снижается выход годного металла. В связи с этим при работе с рудой во избежание резкого повышения окисленности шлака руду обычно вводят в конвертер несколькими сравнительно неболь­шими порциями по ходу продувки.

Применение в качестве охладителей агломерата, окатышей и бри­кетов оказывает такое же охлаждающее действие как и железная руда.

Основной причиной использо­вания лома, а не руды в качестве охладителя является то, что лом заменяет значительное количество дорогостоящего чугуна.

При использовании в качестве охладителей известняка и доло­мита тепло расходуется на разложение содержания в них CaCO₃ и MgCO₃. Охлаждающая способность доломита и известняка близки к охлаждающей способности руды. Редкое использование этих охладителей связано с тем, что они не увеличивают выход годного металла.

Переработка лома в конвертерах

Основным недостатком конвертерных процессов является низкий расход лома в шихте, обычно составляющий не более 25-28% при средней доле лома в сталеплавильной шихте примерно ~ 45-50%.

Все известные методы повышения доли лома в шихте кон­вертерных процессов можно объединить в две основные группы:

1) методы, позволяющие лучше использовать тепло самого процесса (дожигание СО до СО, в полости конвертера, исключение применения твердых окислителей, уменьшение потерь тепла во вре­мя перевозок жидкого чугуна, остановок конвертера и т. д.);

2) методы дополнительного подвода тепла, прежде всего нагрева лома в поло­сти конвертера или в специальных устройствах.

Дожигание СО в полости конвертера теоретически представля­ет большой источник тепла, позволяющий довести долю лома в шихте до 50%. Для проведения дожигания в верхнюю часть полости конвертера над ванной подают кислород (через двухъярусную фурму), обеспечивающий протекание реакции: СО + 1/2O₂ = CO₂ + 282 980 Дж/моль, тепло от которой передается ванне, что и позволяет увели­чить расход охладителя — стального лома. Однако попытки использовать этот источник тепла показали, что реальное увеличение доли лома не превышает 10-15%, а стой­кость футеровки конвертера резко снижается, угар железа возраста­ет, особенно при верхней подаче дутья, поэтому положительный суммарный эффект от использования этого метода можно иметь только при донной подаче дутья.

Подогрев лома в конвертере сжиганием твердого топлива (кок­са, антрацита) часто рассматривают как наиболее эффективный метод повышения доли лома в шихте. Кусковой каменный уголь (антрацит) или кокс загружают в конвертер на стальной лом или после заливки чугуна и начала продувки. Продувку ванны кислородом ведут сверху или через донные фурмы, иногда в сочетании с дополнитель­ной подачей кислорода для дожигания СО до СО₂.

Этот способ имеет ряд недо­статков.

1. Удовлетворительное сжигание и использование тепла твердого топлива, загружаемого вместе с ломом, возможно лишь при донной подаче кислорода. При верхней подаче кислорода сжигание углерода кокса неполное и сопровождается большим окислением лома, что в даль­нейшем ухудшает тепловой баланс, поскольку окисление углерода чугуна оксидами железа - эндотермический процесс.

2. Увеличивается продолжительность плавки вследствие необхо­димости введения дополнительной операции подогрева лома, дли­тельность которой должна быть не менее 5 мин, и удлинения опера­ции заливки чугуна (необходимо заливать чугун медленно, чтобы не вызвать выбросов, возможных в результате взаимодействия углеро­да чугуна с жидкими оксидами железа, образовавшимися во время подогрева).

3. Ухудшается шлакообразование, поскольку часть твердого топ­лива остается не сгоревшей до начала продувки и во время продувки, попадая в шлак, восстанавливает оксиды железа, способствует свер­тыванию шлака, увеличению выносов и выбросов.

4. Твердое топливо, особенно кокс, имеет высокое содержание серы, что осложняет задачу десульфурации металла, т.е. повышение качества стали.

В связи с этим этот метод тоже не получил широкого распрост­ранения. Но им обычно пользуются в некоторые исключительных случаях, например, при вынужденном резком уменьшении расхода чугуна вследствие ремонта доменной печи и т. п.

В отечественной практике освоен способ, который предусматри­вает загрузку антрацита кусками размером 6—20 мм до или после заливки в конвертер чугуна и последующую продувку ванны кислородом сверху. При расходе угля около 1 % от массы шихты уменьшается расход чугуна на 2,5—3,5 % (от массы шихты), но в то же время возрастает длительность продувки, что снижает производительность конвертера примерно на 6 %.

Вдувание пылевидного угля. Молотый каменный уголь или кокс вдувают в ванну в струе кислорода, подаваемого через фурму сверху или через донные фурмы. Тепло, выделяющееся при окислении вводимого углерода позволяет увеличить расход лома. Способ часто применяют в сочетании с подачей кислорода в верхнюю полость конвертера для дожигания СО до CO₂ при такой комбинированной технологии доля стального лома в шихте может быть увеличена до 50 % и более.

Подогрев лома в конвертере сжиганием газообразного или жидкого топлива. Загруженный в конвертер стальной лом подогре­вают с помощью топливно-кислородной горелки, после чего заливают жидкий чугун и проводят плавку по обычной технологии. При этом достигают увеличения количества стального лома в шихте на 4—9 % (от массы шихты); длительность подогрева на разных заводах состав­ляет 8—18 мин, расход природного газа 5—13 и кислорода на нагрев 15—20 м³/т стали. Длительность продувки в конвертере при этом сокращается на 1—3 мин, вследствие уменьшения количества окисляющегося углерода.

Для повышения доли лома в шихте иногда применяют ферросилиций, карбиды кремния (SiC) и кальция (СаС₂). Эти матери­алы, загружаемые с ломом, во время продувки окисляются со значи­тельным тепловым эффектом. Однако они дороги и дефицитны, поэтому их систематическое применение бесперспективно.

Предварительный подогрев лома вне конвертера в простых устройствах (совках и ковшах) малоэффективен, поскольку в них удается нагреть лом только до 500-600°С, а сооружение специаль­ных устройств, более совершенных в теплотехническом отношении, увеличивает капитальные и текущие затраты.

Перспективным является плавление лома в шахтной печи с получением синтетического чугуна. Освоение такой технологии переработки лома будет означать новый этап развития не толь­ко конвертерного процесса, но и производства стали в целом.

Конвертерные процессы с донной продувкой кислородом

Первые попытки замены воздушного дутья в бессемеровском и томасовском процессах не дали положительных результатов из-за отсутствия технологии продувки, обеспечивающей высокую стойкость днища конвертеров. Поэтому на смену бессемеровскому и томасовскому процессам пришел кислородно-конвертерный процесс с верхним дутьем. Однако разработка способов донной продувки металла кислородом продолжалась, поскольку широкое промышленное применение процесса с верхней подачей дутья выявило его серьезные недостатки:

1. Высокие потери железа с отходящими газами, шлаком, выбросами и выносами. В результате уменьшается выход годного металла (увеличивается рас­ход металлошихты) и возникают осложнения с очисткой отходящих газов.

2. Неполное и непостоянное от плавки к плавке усвоение вдува­емого кислорода ванной, что повышает стоимость передела и ослож­няет управление плавкой.

3. Большая дополнительная высота, требующаяся для размеще­ния кислородных фурм. Вследствие этого, во-первых, повышаются капитальные затраты; во-вторых, исключается нормальное размещение конверте­ров в существующих мартеновских цехах.

Для исключения указанных недостатков разрабатывались воз­можности применения донного кислородного дутья. Задача состояла в том, чтобы предотвратить активное взаимодействие струй кислоро­да с металлом непосредственно у выхода из фурм, т.е. отодвинуть вглубь металла реакционную зону, имеющую очень высокую темпе­ратуру (>2000°С) и значительное содержание оксидов железа, а по­этому вызывающую интенсивное разрушение (эрозию) днища.

Проводившиеся в ряде стран исследования привели к разработке пригодного для промышленного использования метода введения кислорода снизу в виде струй, окруженных коль­цевой защитной оболочкой из углеводородов. Кольцевая оболочка предотвращает контакт кислорода с чугуном у фурм и обеспечивает охлаждение околофурменной зоны.

Охлаждение околофурменной зоны происходит потому, что на выходе из фурмы протекает ряд эндотермических процессов: разложение углеводородов (CН₄=С+2Н₂-Q); растворение углерода в металле с поглощением тепла (С=[С]-Q). При этом если даже протекает частичное сжигание газа с образова­нием СО, то и в этом случае наблюдается поглощение тепла, по­скольку реакция CH₄+1/2O₂= CO+2{H₂} является эндотермической (Q=100 кДж/моль).

Отвод реакционной зоны вглубь металла происходит потому, что газ, будучи восста­новителем, предотвращает окисление железа вдуваемым кислоро­дом непосредственно у фурм.

При таких условиях в нижней части реакционной зоны не развивается очень высокая температура и не образуются оксиды железа, поэтому не наблюдается интенсивного износа фурм и днища уже при расходе топлива ~ 5 % от расхода кислорода (максимальный расход ~ 10 %). При высоком расходе защитного газа может происходить даже зарастание днища у фурм. Такая защита кислородной струи оказалась очень эффективной и позволила повысить стойкость футеровки днища томасовских конвертеров с 50 до 200 и даже 400 плавок.

В качестве источника углеводородов для создания защитной оболочки вокруг кислородной струи в конвертер подают тонкий слой природного газа (его основу составляет ме­тан СН₄), пропана (C₃H₈) и иногда жидкого топлива (сложные углеводороды типа СmНn). При их разложении образуются водород и углерод (например: СН4 = 2Н₂ + С, которые частично окисляются и в объеме металла помимо продукта окисления углерода — СО дополнительно появляются Н₂, Н₂О, СО и CO₂. Расход природного газа составляет 6—8, пропана около 3,5 % от расхода кислорода.

Устройство конвертера с донной продувкой

Конвертеры для донной кислородной продувки имеют отъемное днище, а в остальном схожи с конвертерами, применяемыми при верхней продувке кислородом. Их емкость изменяется от 30 до 250 т; удельный объем существующих конвертеров составляет 0,6—0,9 м³/т, а вновь строящихся 0,8—0,9 м³/т. Удельный объем при одинаковой интенсивности продувки может быть меньше, чем у конвертеров с верхней продувкой, а при равном удельном объеме интенсивность продувки может быть выше, поскольку при подаче кисло­рода снизу через несколько фурм продувка идет более спокойно, с меньшим вспениванием металла и шлака. Величина отношения высоты рабочего пространства к его диаметру (HID) для вновь соору­жаемых конвертеров составляет 1,2—1,3, т. е. меньше, чем у кон­вертеров с верхней продувкой (1,4-1,8). Это объясняется, во-первых, меньшим вспениванием ванны и, во-вторых, стремлением увеличить диаметр днища, с тем, чтобы разместить в нем большее число фурм для рассредоточения дутья и спокойного хода продувки.

В днище в зависимости от емкости конвертера устанавливают от 7 до 22 фурм. Каждая фурма состоит из двух концентрически расположенных труб; по средней трубе из нержавеющей стали или меди с внутренним диаметром 24—50 мм подают кислород, внешняя труба из нержавеющей стали образует кольцевой зазор толщиной 0,5—2 мм вокруг наружной. Через зазор подается защитная среда — газообразные или жидкие углеводороды. Днище оборудовано систе­мой трубопроводов и регулирующих устройств для подачи к фурмам кислорода или кислорода с порошкообразной известью, защитной среды (газообразного или жидкого топлива) и инертных газов (аргона, азота), которыми металл продувают в конце плавки для удаления водорода.

Рабочий слой футеровки выкладывают из тех же огнеупоров, что и у конвертеров с верхней продувкой (безобжиговые доломит и доломитомагнезит на связке из смолы или пека и иногда обожжен­ные магнезит и доломитомагнезит, пропитанные смолой). Стойкость футеровки составляет 500—900 плавок, а при торкретировании дости­гает 2000—3000 плавок.

Стойкость футеровки днищ меньше, чем стенок конвертера, поэтому их периодически заменяют (смена днища длится от 8 до 4 ч), что снижает производительность конвертера. Футеровку днища делают набивной из безобжигового смолодоломита (стойкость составляет 300—400 плавок) или наборной из обожженных или термобработанных кирпичей на смоляной связке (стойкость составляет 500-700 плавок). На одном из заводов Японии опробовано днище из безобжигового магнезитоуглеродистого (содержащего около 20 % С) кирпича на смоляной связке - стойкость днище составила 1000—1300 плавок.

Преимущества и недостатки кислородно-конвертерной плавки с донной продувкой

Конвертерный процесс с донной подачей кислорода по сравнению с верхней подачей дутья, обладая значи­тельно лучшими условиями взаимодействия дутья с ванной, имеет следующие основные преимущества:

1) уменьшается дымовыделение (испарение железа) в два и более раза, что несколько облегчает газоочистку;

2) повышается и стабилизируется степень усвоения кис­лорода ванной, что облегчает прекращение продувки при заданных содержаниях углерода и температуры;

3) увеличивается выход жид­кой стали на 1,5-2% вследствие уменьшения испарения железа, со­держания оксидов железа в конечном шлаке и выносов, исключения выбросов;

4) появляется возможность повышения интенсивности продувки, следовательно, производительности конвертера на 5-10%;

5) уменьшается поглощение азота дутья вследствие понижения тем­пературы в зоне взаимодействия кислорода и металла;

6) создаются благоприятные условия для организации вдувания в ванну различных инертных газов (аргона, азота) и порошкообразных материалов (из­вести, графита, угля и др.).

7) становится возможным уменьшение высоты цеха, сле­довательно, снижение капитальных затрат.

Вместе с тем были выявлены и недостатки, самыми существенными из которых являются резкое ухудшение шлакообразования и повышение содержания в металле водорода, вносимого защитным газом или мазутом, низкая стойкость днищ конвертеров (не более 300-500 плавок), а также некоторое осложнение подачи дутья и материалов.

Необходимость ускорения шлакообразования привела к замене кусковой извести порошкообразной, подаваемой снизу в струе кис­лорода. Для снижения содержания водорода в металле была вве­дена дополнительная операция - продувка металла перед выпус­ком нейтральным газом (аргоном или азотом).

Технология конвертерного процесса с донной подачей кислородного дутья

Плавка в кон­вертере с донной продувкой кислородом при использовании обычного низкофосфористого (<0,2 % Р) чугуна и порошкообразной извести протекает следующим образом. В наклоненный конвертер загружают стальной лом и заливают жидкий чугун. При заливке конвертер по­ворачивают в почти горизонталь­ное положение, чтобы жидкий чу­гун не заливал фурм; для защиты фурм от попадания брызг чугуна и шлака через них продувают азот или воздух. Далее подают дутье и конвертер поворачивают в рабочее вертикальное положение.

Дутьевой режим при донной подаче окислителя является наи­более благоприятным для взаимодействия кислорода с метал­лом, металла со шлаком, поскольку дутье поступает в ванну снизу и рассредоточено. В этих условиях перемешивание ванны более интенсивно и равномерно, т. е. процесс протекает более спокойно. Это позволяет повысить интенсивность подачи кислорода без образования выносов и выбросов, способствует уменьшению дымовыделения и окисления железа, улучшению и стабилизации усвоения кис­лорода и извести. Так, при верхней подаче дутья через одну фурму в крупные конвертеры удельная интенсивность продувки 5-6 м³/т-мин вызывает значительные выносы и выбросы, а при донной подаче можно довести до 7-8 м³/т-мин) и даже выше, не вызывая их.

Для исключения образования струями кислорода каналов, прони­зывающих всю толщу металла и шлака (канальный ход продувки), повышение интенсивности продувки должно сопровождаться увеличени­ем числа фурм.

Шлакообразование при донной подаче дутья и использовании кус­ковой извести ухудшается вслед­ствие снижения температуры шлака и содержания в нем оксидов желе­за. Снижение температуры шлака вызвано перенесением высокотем­пературной реакционной зоны из верхних горизонтов ванны в объем металла. В этих условиях температура шлака близка к температуре металла, которая в первой половине плавки < 1500°С.

Уменьшение содержания оксидов железа связано с интенсифи­кацией перемешивания металла и шлака и более восстановитель­ным характером газовой фазы (содержание СО₂ в газовой фазе при верхнем дутье - 10 %, а при донной не более 3-4%). В этих условиях шлак по содержанию оксидов железа приближается к равновесию с углеродом металла, и концентрация этих оксидов при содержании углерода в металле > 0,1% обычно не превышает 5-6%. При снижении концентрации углерода до <0,1% (осо­бенно 40%, а в случае донной подачи дутья (ΣFeO) < 20%.

Вследствие низкого содержания оксидов железа наведение удовлетворительного шлака с применением кусковой извести воз­можно только в конце продувки при выплавке стали с содержанием углерода < 0,05%. Это означает, что конвертерный процесс с дон­ной подачей кислорода и применением кусковой извести по усло­виям шлакообразования ис­ключает прекращение продувки (окончание плавки) при > 0,05% вследствие задержки формирования нормального шлака, обеспе­чивающего необходимую степень дефосфорации и десульфурации металла. Поэтому нормальная (без передува) выплавка углеродистой стали в конвертерах с донной подачей кислорода воз­можна только при использовании порошкообразной извести, вду­вая ее также снизу в струе кислорода. В этом случае создаются благоприятные условия для шлакообразования, особенно в началь­ной стадии этого процесса.

В тече­ние первой 1/2—2/3 длительности продувки вдувают порошкообраз­ную известь с добавкой плавикового шпата. Размер частиц извести должен быть менее 0,15 мм, ее расход составляет 40—70 кг/т, возрастая при увеличении содер­жания кремния в чугуне; расход плавикового шпата достигает 4 кг/т.

Начало шлакообразования переносится в первичную реакцион­ную зону, имеющую максимальную температуру (2000-2500°С) и содержащую достаточное количество шлакообразующих оксидов, продуктов полного окисления примесей металла (FeO, SiО₂, MnO и др.). Частицы извести, имея малые диаметры (до 1,5-2 мм) и обладая огромной реакционной поверхностью, уже в преде­лах первичной реакционной зоны в успевают растворяться в имеющемся оксидном расплаве с высоким содержанием FeO. Таким образом, в реакционной зоне формируется первичный известково-железистый шлак.

Первичный шлак, сливаясь с основной массой шлака, теряет часть оксидов железа вследствие восстановительного действия углерода металла и СО. Однако постоянный приток первичного шлака обеспечивает достаточно высокое содержание оксидов железа в шлаке (до 10-15% в зависимости от содержания углерода в металле), которое обеспечивает дефосфорацию и десульфурацию металла пример­но как при верхнем дутье - с самого начала продувки.

За время продувки окисляется избыточный углерод, кремний, часть марганца; формируется шлак, в который удаляются фосфор и сера; расплавляется стальной лом; за счет тепла реакций окисле­ния нагревается металл. Вначале, как и при продувке сверху, пре­имущественно окисляются кремний и марганец. Вместе с тем для процесса характерен ряд отличий:

Интенсивное перемешивание, подача дутья через несколько фурм и появление газообразных продуктов диссоциации углеводо­родов существенно увеличивают поверхность контакта металл-газ, что облегчает образование и выделение пузырьков окиси углерода т. е, протекание реакции [С] + 1/2О₂= CO. Более полному ее протеканию способствует и уменьшение парциального давления продукта реакции СО в газовой фазе вследствие появления водорода. По этим причинам возра­стает скорость и полнота окисления углерода; без принятия допол­нительных мер легко получить металл с содержанием углерода 0,01 %. При этом из-за более активного окисления углерода, окисленность металла по ходу продувки ниже, чем при верхней продувке. Содержание FeO в шлаке по ходу продувки не превышает 5—6 %; лишь при содержании углерода менее 0,1 % вследствие начинающегося окисле­ния железа содержание FeO в шлаке возрастает до 10-15%.

Из-за низкого содержания FeO в шлаке реакция окисления мар­ганца [Мп] + (FeO) = (MnO) + Fe получает ограниченное разви­тие и количество окисляющегося за время продувки марганца (30— 40 %) меньше, чем при верхней продувке (~70 %). Лишь при про­дувке до содержаний углерода в металле менее 0,1-0,05 %, когда в шлаке возрастает концентрация FeO, окисление марганца уси­ливается.

Окисление фосфора по ходу про­дувки имеет принципиальное различие в зависимости от того, применяется кусковая или порошкообразная известь. При ведении плавки на кусковой изве­сти вследствие возможности формиро­вания активного известково-железистого шлака только при [С] < 0,05% концентрация фосфора в металле в течение ~ 80% времени продувки почти не изменяется, начинает снижаться лишь при [С]<0,1% и получает полное развитие при [С] 0,1% применение кусковой извести недопустимо.

При использовании порошкообразной извести нормальный известково-железистый шлак формируется уже в начале продувки, что обес­печивает дефосфорацию при любых концентрациях углеро­да, как при верхней подаче дутья. При донной подаче дутья с применением порошкообразной изве­сти дефосфорация протекает несколько полнее, чем при верхней подаче дутья.

Удаление серы из металла в сталеплавильных процессах в ос­новном достигается путем перевода ее в шлак, поэтому при исполь­зовании кусковой извести заметная десульфурация металла наблю­дается только по достижении [С] < 0,05%. В случае ведения плавки на порошкообразной извести десульфурация происходит как при верхней подаче дутья, т.е. практически в течение всей продувки. Благодаря интенсивному перемешиванию ванны реакции между шлаком и металлом в большей степени приближаются к равновесию, что проявляется в снижении окисленности шлака и в том, что при одинаковой основности шлака обеспечивается более полный, чем при продувке сверху, переход в шлак фосфора и серы. При донной подаче дутья с порошкообраз­ной известью возрастает коэффициент распределения серы меж­ду шлаком и металлом (при В= 3-3,5 Lg= 6-8, может достигать 10), и доля серы, переходящей в газовую фазу (15-20%), поэтому общая степень десульфурации (переход в шлак и газовую фазу) уве­личивается и обычно составляет 50-60% (при верхней подаче дутья 30-50%).

Продувку заканчивают при заданном содержании углерода в металле. При выплавке стали с очень низким содер­жанием углерода продувку кислородом заканчивают при [С] = 0,035-0,045%, затем в течение 1-2 мин продувают нейтральным газом через те же фурмы (аргоном или азотом). При этом достигается снижение концентрации углерода до значений < 0,02%, одновре­менно происходит некоторое уменьшение содержания оксидов железа в шлаке.

Особенностью процесса является то, что водород, обра­зующийся в результате термического разложения вдуваемых угле­водородов, растворяется в металле и в конце продувки содержание водорода достигает 6—9 см³ на 100 г металла, что недопустимо для сталей многих марок. Для удаления избыточного водорода перед выпуском проводят кратковременную (в течение 10—60 с) продувку металл а аргоном или азотом; содержание водорода при этом сни­жается до 2—4 см³ на 100 г.металла.

Длительность продувки в зависимости от интенсивности подачи кислорода изменяется от 8 до 14 мин, удельный расход кислорода 45-55 м³/т, природного газа 4—5 м³/т, пропана 1,5 м³/т, жидкого топлива 2—3 л/т. Расход азота на продувку металла и на подачу в межплавочные периоды через фурмы с целью их охлаждения дости­гает 15—20 м³/т.

Тепловой баланс плавки при донной подаче дутья, несмотря на введение некоторого количества топлива, ухудшается. Это связа­но в основном с тем, что сжигание топлива происходит неполно, выделяющееся тепло обычно не компенсирует затраты тепла на разложение углеводородов; кроме того, уменьшается окисление железа. Вследствие этого доля лома в шихте при донной подаче дутья снижается на 2-5% по сравнению с верхней подачей.

Конвертерные процессы с комбинированной продувкой

Желание совместить преимущества конвертерных процессов с верхней и донной продувкой послужило основанием для разработки в последние годы технологии конвертерного процесса с комбинированной продувкой сверху и снизу.

Конвертерный процесс с комбинированной (верхней и дон­ной) подачей кислорода обладает наибольшими технологически­ми возможностями, но по конструкции агрегата и системы его обеспечения является самым сложным. Для максимального ис­пользования преимуществ верхнего и донного дутья необходи­мо обеспечить подачу в конвертер: сверху - кислорода, куско­вой извести и других флюсов; через дно - кислорода, защитного топлива, нейтрального газа, воздуха (для защиты фурм от затекания и забивания в межпродувочные периоды) и порошкообраз­ной извести.

Получает распространение ряд разновидностей комбинированной продувки, которые помимо подачи кислорода через фурму сверху могут включать:

- вдувание инертных газов через пористые огнеупорные элементы в днище

- вдувание через донные фурмы смеси кислорода и инертного газа в кольцевой оболочке из углеводородных или нейтральных газов;

- вдувание через донные фурмы воздуха в кольцевой оболочке из инертных газов;

- подача части кислорода через донные фурмы в кольцевой обо­лочке из углеводородных или нейтральных газов

- перечисленные выше способы с дополнительным вдуванием извести через днище.

Наибольшее распространение получил конвертерный процесс с верхней подачей кислорода и донной подачей нейтрального газа через фурмы. Такая технология значительно проще, чем с комбинированной подачей кислорода, но позволяет сохранить основ­ное преимущество донной продувки - хорошее перемешивание ван­ны и связанные с ним технологические преимущества. Донные фур­мы изготавливают из коррозионностойкой стали в виде одной трубы или двух (труба в трубе с заглушенной внутренней трубой). Их диа­метр и число зависит от принятой интенсивности продувки. Удельная интенсивность подачи нейтрального газа может изменяться в широ­ких пределах: от 0,01-0,10 м³/т-мин до 3-4 м³/т-мин). Для увеличения расхода лома верхнюю фурму выполняют двухъярус­ной, что обеспечивает дожигание СО в полости конвертера. В качестве нейтрального газа обычно используют азот, посколь­ку инертный газ (аргон) дорог. Продувка металла азотом в течение всей плавки приводит к повышению содержания его в металле, кото­рое зависит от интенсивности донной продувки. При минимальной ин­тенсивности продувки поглощение азота незначительно и возможно достижение содержания его в готовой стали не более 0,003-0,004%. При необходимости снижения содержания азота в готовом металле в конце плавки ванну продувают аргоном. В межпродувочные пери­оды донные фурмы обычно переводят на воздушное дутье, посколь­ку оно дешевле азота.

Донная подача нейтрального газа может осуществляться также через пористые огнеупорные блоки. На­правленные каналы в огнеупорных блоках имеют небольшой диаметр (<2 мм), металл и шлак в них не затекают, поэтому продувку нейт­ральным газом можно вести не в течение всей плавки, а тогда, когда это необходимо. Обычно продувку нейтральным газом начинают за несколько минут до окончания кислородной продувки и заканчивают через несколько минут после окончания продувки кислородом. При удельной интенсивности продувки до 0,2-0,3 м³/т-мин) обеспечивает­ся снижение окисленности шлака и металла, при необходимости глубокое обезуглероживание, а также дополнительная дефосфорация и десульфурация металла.