Совершенствование технологии внепечного рафинирования сталей с целью повышения качества выпускаемой продукции

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ИНСТИТУТ СТАЛИ И СПЛАВОВ (ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ)

НОВОТРОИЦКИЙ ФИЛИАЛ

ФАКУЛЬТЕТ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ТЕХНОЛОГИЙ

КАФЕДРА ТЕХНОЛОГИИ И ОБОРУДОВАНИЯ В МЕТАЛЛУРГИИ

СПЕЦИАЛЬНОСТЬ 1101

ДИПЛОМНАЯ РАБОТА

на тему:

ИССЛЕДОВАНИЕ И СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ВНЕПЕЧНОГО РАФИНИРОВАНИЯ НИЗКОУГЛЕРОДИСТЫХ СТАЛЕЙ С ЦЕЛЬЮ ПОЛУЧЕНИЯ НИЗКИХ КОНЦЕНТРАЦИЙ ВРЕДНЫХ ПРИМЕСЕЙ

Студент С.П. Просвиркин

Руководитель работы Г.И. Котельников

Новотроицк

Аннотация

В данном проекте разработана технология комплексного воздействия на металлический расплав в агрегататах внепечной обработки стали, с целью получения в стали сверхнизких содержаний вредных примесей, что позволит увеличить на 30 - 50 % механические свойства готового металла.

Проведён глубокий анализ металловедческих исследований с целью выявления влияния концентраций вредных примесей на свойства стали.

Составлена математическая модель рафинирования металла шлаковыми смесями от серы, фосфора и азота.

Проведены физико-химические расчёты рафинирования шлаковыми смесями от фосфора, серы и азота.

Разработана схема комплексного рафинирования стали на агрегатах внепечной обработи.

Рассмотрены вопросы экологичности технологии, охраны труда и окружающей среды.

Рассчитаны технико-экономические показатели проекта.

Пояснительная записка выполнена на 133 страницах, содержит 49 таблицы, 34 рисунка, список использованных источников из 37 наименований.

Содержание

Введение

1. Аналитический обзор литературы

1.1 Рафинирование металла от азота

1.2 Использование порошковой проволоки

1.3 Рафинирование металла порошкообразными материалами

1.4 Анализ металловедческих данных о влиянии уровня содержания вредных примесей на служебные свойства стали

2. Специальная часть

2.1 Внепечная деазотация стали

2.1.1 Анализ технологических параметров выплавки стали

2.1.2 Совершенствование технологии раскисления стали в процессе выпуска плавки

2.1.2.1 Азотация стали в процессе выпуска плавки

2.1.2.2 Методика расчетов

2.1.2.3 Технология принятая в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК)

2.1.2.4 Предлагаемая технология

2.1.2.5 Температурная зависимость растворимости азота

2.1.2.6 Влияние технологических параметров внепечной обработки стали на установке «ковш - печь» на массовую долю азота в металле

2.1.2.7 Деазотация стали при вакуумировании

2.2. Внепечная дефосфорация стали

2.2.1 Анализ технологических параметров выплавки стали

2.2.2 Методика расчетов

2.2.3 Технология внепечной дефосфорации стали

2.2.3.1 Оптимизация химического состава шлака

2.2.3.2. Внепечная дефосфорация стали во время выпуска плавки

2.2.3.3 Внепечная дефосфорация стали порошкообразными материалами

2.3 Внепечная десульфурация стали

2.3.1 Анализ технологических параметров выплавки стали

2.3.2 Методика расчета

2.3.3 Десульфурация стали на установке ковш-печь

2.3.4 Оптимизация химического состава шлака

2.3.5 Внепечная десульфурация стали порошкообразными материалами

2.4 Технология комплексного рафинирования стали от вредных примесей

3. Безопасность жизнедеятельности

3.1 Объемно - планировочные решения зданий и сооружений цеха, расположение цеха на генеральном плане

3.2 Анализ потенциально - опасных и вредных факторов производственной среды

3.3 Решения по производственной санитарии

3.3.1 Отопление и вентиляция

3.3.2 Освещение цеха

3.3.3 Санитарно - бытовые помещения

3.4 Инженерная разработка мер защиты от выявленных опасных и вредных производственных факторов

3.5 Безопасность в чрезвычайных ситуациях

3.6. Инженерная разработка. Расчёт теплоотражающего экрана

4. Охрана окружающей среды

4.1 Проблемы металлургической промышленности

4.2 Внепечная обработка стали

4.3 Внепечное рафинирование стали от вредных примесей

4.3.1 Деазотация стали

4.3.2 Дефосфорация стали

4.3.3 Десульфурация стали

5. Экономика и организация производства

5.1 Организация производственных потоков

5.2 Структура управления электросталеплавильного цеха

5.3 Технологические меры, проводимые в цехе

5.4 Расчет плановой калькуляции себестоимости

5.5 Расчет прибыли от реализации продукции

5.6 Расчет точки безубыточности

Выводы

Список использованных источников

Ведомость дипломной работы

Введение

Детальные маркетинговые исследования на рынке металлопродукции убедительно показывают, что одним из перспективных направлений завоевания значительной рыночной ниши для целого ряда российских предприятий является производство высококачественной трубной заготовки, что в свою очередь потребует разработки и внедрения высоких технологий её производства. Это в первую очередь относится к комплексной внепечной обработке стали, где закладываются основные эксплуатационные характеристики готового металла.

В настоящей работе поставлена задача на основе глубоких физико-химических исследований, использования последних достижений металлургической науки разработать технологию комплексного воздействия на металлический расплав в агрегатах внепечной доводки стали с целью получения в трубной стали сверхнизких содержаний вредных примесей [N] менее 0,005 %; [P] менее 0,005 %; [S] менее 0,003 %). Это позволит в значительной степени очистить межузлие решётки и границы зёрен, и тем самым достичь уникального уровня эксплуатационных характеристик готового металла.

Данная задача будет решаться за счёт использования шлаков оптимального состава с высокой сорбционной ёмкостью и регулируемым уровнем окисленности.

Технология эффективного рафинирования стали будет разработана на основе детального изучения и компьютерного моделирования процессов образования, трансформации и удаления неметаллических фаз при расслоении металлических расплавов за счёт введения раскислетелей и шлакообразующих смесей.

Возможность успешного выполнения проекта базируется на достаточно плодотворных наработках кафедры ЭМСИФ МИСИС в указанных научных и технологических направлениях, сделанных в последние 10-15 лет и широко представленных в многочисленных публикациях в отечественных и зарубежных периодических изданиях, а также трудах международных конференций.

Базовым предприятием для освоения и внедрения новой технологии комплексной внепечной обработки стали может стать ООО «Уральская Сталь», где производство конкурентоспособной высококачественной стали определено как наиболее приоритетное направление перспективного развития электросталеплавильного производства комбината.

1. Аналитический обзор литературы

1.1 Рафинирование металла от азота

Известно, что наличие азота в металле вызывает понижение пластичности при деформации, повышение твёрдости, пределов текучести и прочности, связанных с деформационным старением и охрупчиванием.

Поведение азота при выплавке стали с использованием металлического лома в шихте изучали многие исследователи, которыми установлено, что после проплавления шихты и проведения окислительного периода концентрация азота зависит от химсостава стали, конкретных условий ведения плавки и от количества окисленного углерода.

При выпуске расплава из печи и его продувке происходит значительное повышение концентрации азота на 0,002 - 0,004 %. Это связано с взаимодействием расплава с атмосферой и увеличением интенсивности поступления азота из шлака в металл. Следует отметить, что при более низких температурах выпуска расплава из печи (1640 С), средний прирост содержания азота 0,001 - 0,002 % был существенно ниже, чем при температурах выше 1640 С 0,002 - 0,0035 % /1/.

В процессе разливки опытных плавок на УНРС концентрация азота возрастала на 0,002 - 0,004%. Таким образом на последующих стадиях процесса, начиная с выпуска в ковш и заканчивая разливкой металла, происходит значительное увеличение содержания азота в сталях.

Продувка стали аргоном - один из самых распространённых способов внепечного рафинирования. Одной из задач продувки является снижение содержания газов в металле - кислорода и азота.

При дегазации раскисленной стали удаление азота при всех способах нестабильно и незначительно, при продувке стали на воздухе или в вакууме содержание азота изменяется на 8 - 13 % /1/. Дегазация нераскисленных сталей практически не сопровождается удалением азота до момента ввода раскислителей, после чего начинается период деазотации, что объясняется образованием нитридов титана и алюминия и их удалением пузырьками аргона. Однако удаление азота в процессе продувки расплава аргоном неэффективно даже при использовании большого (более 2 м3/т) расхода аргона.

Более целесообразно, по данным многочисленных исследований, обработка стали в вакууме, так как основным назначением процесса внепечного вакуумирования является дегазация металла - снижение содержания азота и водорода.

При вакуумной обработке стабильно достигается низкая концентрация водорода, отвечающая близкому парциальному давлению водорода в газовой фазе. Снижение азота при его исходном содержании 0,003 - 0,006 % незначительно и составляет в среднем 4 %, а при более высоком содержании 0,015 - 0,028% составляет 15 - 29 %. Таким образом, снижение азота зависит от его исходного содержания, а конечная концентрация не достигает расчётных значений, отвечающих закону Сивертса.

Обобщающий анализ данных показал, что снижение концентрации азота достигает лишь 10 - 20 % при вакуумировании частично или полностью раскисленного металла. Более высокое (до 40 %) снижение концентрации азота наблюдали только при вакуумной обработке нераскисленного металла /1/. Исследователи объясняют это удалением азота с оксидом углерода, образующегося при взаимодействии углерода и кислорода. В тоже время удаление азота из нераскисленного металла должно тормозиться наличием растворённого кислорода. Кислород, являясь поверхностно-активным элементом, защищает металл от насыщения азотом. Поэтому более позднее раскисление расплава алюминием способствует получению в металле низкой концентрации азота, что необходимо учитывать при выборе оптимального режима раскисления для снижения азотации металла в процессе внепечной обработки. В этой связи необходимо рассматривать процесс удаления азота из нераскисленного металла с пузырьками СО, а после раскисления с поверхности взаимодействия металл - газовая фаза.

1.2 Использование порошковой проволоки

Современное сталеплавильное производство должно располагать техническими средствами для осуществления вторичной (внепечной) обработки жидкого металла с целью его рафинирования от вредных примесей и придания расплаву необходимых свойств, обеспечивающих требуемый высокий уровень показателей качества металлопроката, труб и метизов. Из многообразия существующих технологических процессов ковшевой металлургии (вакуумирование, рафинирование газами, шлаками и др.) достаточно эффективным является процесс внепечной обработки стали и чугуна оболочковой порошковой проволокой (ПП), не требующий сложного оборудования, дополнительных производственных площадей и значительных капиталовложений.

В настоящее время АО «ЧМЗ», ОАО «ЧСПЗ», АО «Тенакс» (г. Ногинск) выпускают по разработанным техническим условиям проволоку со следующими наполнителями: силикокальций, алюмокальций, магний, магний с кальцием, кальций, графит, титан, серный колчедан и др. Помимо известных, ЦНИИЧерметом созданы новые виды наполнителей порошковой проволоки из оксидов ниобия или ванадия с восстановителями, позволяющие осуществить прямое микролегирование стали ниобием или ванадием в процессе внепечной обработки. Частичная замена ферросплавов на оксидно-восстановительные смеси наполнителей ПП обеспечивает снижение энергетических и материальных затрат в производстве.

Наибольшее распространение получила обработка стали ПП с кальций содержащими наполнителями для модифицирования, десульфурации и улучшения разливаемости стали, повышения её механических свойств и обрабатываемости на станках.

Эффективность использования кальция при обработке металла для десульфурации кальцийсодержащей ПП выше, чем при продувке порошком SiCa в 1,5 - 2,0 раза /2/. Меньший расход кальция при использовании порошковой проволоки позволяет получить большую степень десульфурации, чем при продувке порошком силикокальция.

Комбинированная технология обработки металла порошком силикокальция и CaAl ПП заметно повышает степень десульфурации рекомендована для получения (при необходимости) стали с пониженным содержанием серы (менее 0,006%) /3/.

Проведённые исследования показали, что обработка расплава кальцийсодержащей порошковой проволокой преобразует неметаллические включения в глобулярные алюминаты кальция, в том числе с сульфидной оболочкой, и снижает общий уровень загрязнённости металла неметаллическими включениями.

1.3 Рафинирование металла порошкообразными материалами

Процессы удаления фосфора и серы из стали протекают на границе раздела металл - шлак. Одним из эффективных способов, обеспечивающих высокую поверхность взаимодействия металл - шлак, является вдувание в жидкий металл порошкообразных материалов.

Взаимодействие металла со шлаковой фазой при вдувании легкоплавких шлаковых смесей включает следующие стадии:

проникновение газопорошковой струи в металл, во время которого происходит расплавление порошковой смеси и формирование первичных шлаковых капель;

всплывание шлаковых капель из металла на его поверхность;

эмульгирование формирующегося и предварительно сформированного шлака вдуваемой газопорошковой струёй с образованием вторичных шлаковых капель;

взаимодействие металла со шлаковым слоем на его поверхности.

Указанные стадии протекают параллельно.

Расчётные и экспериментальные данные показали, что при вдувании легкоплавких шлаковых смесей процессы удаления фосфора и серы протекают преимущественно на поверхности контакта эмульгированных в металле первичных и вторичных шлаковых капель /4/.

Снижение вязкости шлака и увеличение и его поверхностного натяжения приводит к уменьшению размера эмульгированных шлаковых капель, время пребывания которых в металле при этом возрастает из-за более медленного всплывания. Это ведёт к повышению времени контакта 0 и степени завершённости диффузии примеси в шлаковых каплях, что увеличивает массу поглощаемой шлаком примеси и снижает её конечное содержание в металле.

Следовательно, повышение эффективности процессов дефосфорации и десульфурации стали, связано, прежде всего, с выбором шлаковых смесей, формирующих хорошо эмульгируемые шлаки с низкой вязкостью и высоким поверхностным натяжением, при вдувании которых в жидком металле образуются шлаковые капли малого размера. Это повышает степень завершённости диффузии примеси в шлаковых каплях и, следовательно, увеличивает полноту использования рафинирующей способности шлака, что приводит к достижению высокой скорости и полноты процессов дефосфорации или десульфурации.

1.4 Анализ металловедческих данных о влиянии уровня содержания вредных примесей на служебные свойства стали

Усиление конкуренции ставят перед металлургами задачу по повышению качества стали, удовлетворяющего требованиям потребителей внутри Росси и зарубежных заказчиков.

Предъявляемые к трубам большого диаметра для транспортировки нефти и газа требования неуклонно возрастают в связи с увеличением транспортируемых объёмов при одновременном обеспечении высокого уровня безопасности. Эксплуатационная надёжность трубопроводов оценивается в первую очередь, исходя из расчётов их прочностных характеристик, к которым относятся: предел текучести, предел прочности, относительное удлинение при рабочих температурах и давлениях, достаточная вязкость и стойкость к хрупкому разрушению, а также свариваемость в полевых условиях.

Анализ показывает, что указанные свойства стали определяются прежде всего химическим составом и степенью чистоты, которые должны быть отрегулированы в ходе ведения сталеплавильных процессов, а также достижения микроструктуры, зависящей от технологии прокатки и термообработки.

Проведено большое количество исследований по выявлению влияния примесных элементов - серы, фосфора, азота и водорода на прочностные характеристики трубных сталей и определены пределы их допустимого содержания, исходя из требований в отношении указанных свойств.

Наиболее радикальными путями повышения ударной вязкости и снижения анизотропии вязких свойств в низколегированных сталях, особенно подвергаемых прокатке по контролируемым режимам является снижение содержания серы и модифицирование сульфидных включений. Для получения удовлетворительных показателей вязкости и пластичности трубной стали содержание серы в ней должно составлять 0,003-0,006 % /4, 5/. Для сталей эксплуатируемых в условиях севера, а также сталей с повышенным сопротивлением растрескиванию в серосодержащей среде и повышенной стойкостью к водородному растрескиванию, предъявляются требования весьма низкого содержания серы: 0,001 % и ниже /6, 7/.

В настоящее время трубная сталь, производимая на отечественных предприятиях, содержит 0,006-0,012 % серы.

Фосфор также отрицательно влияет на хладостойкость стали. Охрупчивающее влияние фосфора проявляется в ослаблении межкристаллических связей в результате обогащения границ зёрен элементарным фосфором и образованием неметаллических включений фосфидной эвтектики.

Проведённые исследования показали, что для сталей класса прочности К60-К 70 содержание фосфора должно составлять 0,010 %, для сталей категорий прочности К 80-К 100 нужно иметь более низкое содержание фосфора /8, 9/. Снижения отрицательного влияния фосфора можно достигнуть связыванием его в интерметаллидные соединения.

Избыточное содержание азота в стали приводит к понижению предела текучести и временного сопротивления, к тому же он является основной причиной старения малоуглеродистых сталей. В стали производимой в электропечах содержится 0,008-0,012 % азота. Поскольку азот является трудноудалимой примесью, его отрицательное влияние можно нейтрализовать путём введения микродобавок титана или другого нитридообразующего элемента для получения высокопрочных нитридов. При этом достигается в первую очередь повышение вязких свойств сталей. Но для сведения вредного влияния азота к минимуму желательно получать сталь с содержанием этого элемента 0,004% /9, 10/.

Водород слабо влияет на ударную вязкость и хладноломкость. Из низколегированных сталей он относительно легко удаляется благодаря повышенной диффузии. Однако при повышенном содержании водорода в стали наблюдается так называемое водородное растрескивание. Для предотвращения этого явления (особенно в трубах с большой толщиной стенки) желательно, чтобы содержание водорода в стали не превышало 0,00015%. Стали не обладающие повышенной стойкостью к водородному растрескиванию содержат 0,0003-0,0004 % водорода /4, 9/.

Большое влияние на качество металла оказывает количество и морфология неметаллических включений (НВ). Отмечается отрицательное влияние НВ на хладостойкость, вязкость разрушения при отрицательной температуре и усталостные свойства. Наиболее неблагоприятными являются сульфиды и оксиды, особенно если они вытянутой формы. Наличие в стали силикатов и алюминатов также снижает вязкость, а такие включения как высокопрочные нитриды на вышеуказанные свойства практически не влияют /11/.

Средний объёмный процент включений в трубных сталях составляет 0,036-0,065 %. Примерно 60-70 % из них составляют сульфиды, 10% алюминаты, 10-15 % сложные оксиды и около 5-7 % сульфоалюминаты /5,12/.

Количество крупных включений (диаметром от 40 мкм и более) составляет примерно 3 шт./см2, из них 98% сульфиды и только 2% оксиды /7/.

Основная масса включений, образующихся в жидкой стали имеет размер 1-15 мкм. Часть включений образуется уже в твёрдой стали, их диаметр, как правило, не превышает 1 мкм. Включения размером более 100 мкм являются экзогенными /13/.

Проведённые исследования по влиянию количества и формы сульфидов на величину ударной вязкости для стали 09Г2ФБ показали, что в сочетании с глубокой десульфурацией эффект обработки стали модифицирующими элементами может быть очень высоким. Модифицирование приводит к сфероидизации сульфидных включений. В стали не обработанной модификаторами включения имеют форму строчек протяжённостью 100-300 мкм, а в обработанной стали их диаметр не превышает 10 мкм. Основная доля НВ в стали модифицированной РЗМ имеет размер 3-4 мкм, а в стали обработанной кальцием - 5-6 мкм /5/.

Радикальным способом удаления из стали мелких 3-10 мкм включений является фильтрация керамическими фильтрами. Степень рафинирования при такой технологии составляет 40-50 % /14/.

Затруднительным является удаление включений размером 2 мкм, хотя скопления именно таких включений часто обнаруживаются в местах хрупкого разрушения образцов /12/.

В настоящее время штрипс, производимый в странах СНГ, содержит суммарное количество вредных примесей (серы, фосфора, азота, водорода) на уровне 0,03-0,04 %, что в значительной степени влияет на выход годного металла труб, снижение их служебных характеристик и конкурентоспособности на мировом рынке. Для удовлетворения современных требований необходимо разработать новые технологии внепечной обработки стали, при которых количество вредных примесей в готовом металле не будет превышать величины 0,0045-0,010 % /15/.

Проведённый анализ литературных данных позволяет заключить, что разрабатываемая в дипломе комплексная технология рафинирования металла должна позволять получать в готовом металле содержание вредных примесей на уровне ([0] менее 20 ppm.; [N] менее 50 ppm; [H.B] менее 20 ppm; [P] менее 70 ppm; [S] менее 20 ppm). Это обеспечит достижение необходимого уровня эксплуатационных и служебных характеристик, гарантирующих высокое качество металла и его свойств.

2. Специальная часть

2.1 Внепечная деазотация стали

2.1.1 Анализ технологических параметров выплавки стали

В настоящее время на ряде металлургических предприятий в 100 тонных электропечах выплавляют сталь с массовой долей азота не более 0,0070 %. Обеспечение низкого содержания азота в готовой стали обусловлено, с одной стороны: необходимостью повышения качества выпускаемой продукции и, с другой стороны, завоеванием рынка сбыта металлопроката.

ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК) не обладает достаточной технологической оснащенностью, обеспечивающей сверхнизкое содержание азота в печи (от 0,003 % до 0,005 %) и, практически исключающие азотацию расплава в процессе выпуска и внепечной обработки. Единственно применяемой технологией деазотации стали это технология вспенивания шлака (при этом надо отметить, что вспенивание шлака в ЭСПЦ производят периодическими присадками окисленных окатышей или продувкой расплава кислородом). Другие способы деазотации невозможно использовать из-за отсутствия соответствующего оборудования.

Таким образом, в условиях ЭСПЦ технологией, обеспечивающей низкое содержание азота в готовой стали, должно являться:

окисление углерода в печи в количестве, достаточном для необходимой деазотации расплава, и нагрев металла под вспененными шлаками;

разработка технологии выпуска, предотвращающей азотацию в процессе операции;

совершенствование режима обработки металла на УКП, предотвращающей или сводящей к минимуму азотацию стали.

Технологические параметры производства стали марок 14ХГ2САФД, 14Г2АФ, 16Г2АФ показывает, что на массовую долю азота в ковшевой пробе значительное влияние оказывает количество окисленного углерода после взятия второй пробы, т.е. после полного расплавления шихты и нагрева металла с 1590 - 1610 °С до 1660 - 1690 °С и расход окисленных окатышей. Так, на плавках с содержанием азота в ковшевой пробе 0,007 %, количество окисленного углерода после полного расплавления шихты составило в среднем 0,33 %, а расход окатышей -1110 кг/плавку, в то время как на плавках с содержанием азота 0,009 % указанные параметры составили соответственно 0,18 % и 425 кг/плавку (таблица 2.1). Обращает на себя внимание и такой показатель, как соотношение между степенью нагрева металла после полного расплавления шихты к количеству окисленного углерода. На плавках с содержанием азота 0,007 % на каждую 0,01 % окисленного углерода повышение температуры составило в среднем 1,91°С, в то время как на плавках с содержанием азота 0,009 % - 4,33 °С. Это объясняется тем, что в процессе нагрева металла дугами и окисления расплава происходят одновременно два процесса: поглощение азота металлом в районе электрических дуг и удаление азота из металла пузырьками окиси углерода. При недостаточном количестве окисленного углерода процесс поглощения металлом азота преобладает над процессом деазотации расплава, что приводит к повышению содержания азота в металле/16/.

Аналогичная зависимость установлена и при анализе технологических параметров производства стали марок 10ХСНДА, 15ХСНДА, St 52.3, S355J2G3. На плавках с массовой долей азота в маркировочной пробе 0,007%, количество окисленного в печи углерода после полного расплавления шихты составило в среднем 0,27 - 0,29 %, расход окатышей 1276 - 2016 кг, нагрев металла при окислении 0,01 % углерода - 1,61 - 2,04 °С, а на плавках с содержанием азота 0,011 % данные показатели составили соответственно 0,07 - 0,12 %, 1057 - 1620 кг и 4,00 - 7,14 °С.

На плавках с содержанием азота 0,007 % падение температуры металла в процессе выпуска плавки составило в среднем 92 - 93 °С, в то время как на плавках с содержанием азота 0,011 % - 57 - 84 °С, что свидетельствует о том, что на плавках с повышенным содержанием азота выпуск металла производили при работающей печи (выпуск «под током»).

Содержание азота в стали в период кипения находиться в зависимости от количества окисленного углерода. Зависимость между содержанием азота в стали [N] и количеством окисленного углерода ?[С] может быть выражена следующим уравнением /17/:

[N]2 - (0,12 + 2,33?C) [N] + 0,35 • 10-2 = 0. (2.1)

?С = 0,43[N] + 0,0015/[N] - 0,052. (2.2)

Эта зависимость представлена кривой I на рисунке 1. В действительности, в процессе кипения наряду с удалением азота из жидкой стали возможно поглощение некоторого количества азота из газовой фазы. Обозначив скорость окисления углерода через vC, а скорость поглощения азота из газовой фазы через vN. Чем выше отношение vN / vC, тем больше азота поглотится во время кипения. Следовательно, понижение содержания азота в стали во время кипения будет происходить с меньшей скоростью.

Кривые II, III и IV на рисунке 2.1 представляют зависимость содержания азота в стали от количества окисленного углерода при различных значениях отношения. Эти кривые показывают, что при высоком содержании азота в стили его удаление происходит легко и при окислении 0,2--0,3% углерода содержание азота в стали может быть понижено до 0,004--0,005%, если даже первоначальное содержание азота в стали было очень высоким. Первоначальное содержание азота не оказывает значительного влияния на конечное его содержание. При низких концентрациях азота в стали дальнейшее его удаление замедляется и все большее значение приобретает процесс поглощения азота из атмосферы /17/.



vN / vC: I - 0; II - 0,005; III - 0,010; IV - 0,020.

Рисунок 2.1 - Зависимость содержания азота в стали от количества окисленного углерода (?С).

При малых содержаниях азота в, стали количество поглощенного азота из печной атмосферы может оказаться больше количества удаленного азота. В этом случае содержание азота в стали по ходу кипения может даже увеличиваться.

Для обеспечения в готовой стали массовой доли азота не более 0,007 % необходимо соблюдение следующих параметров выплавки стали в дуговой печи:

количество окисленного в печи углерода после полного расплавления шихты (после достижения температуры металла в пределах 1590 - 1610 °С) должно составлять не менее 0,30 - 0,35 %;

расход окисленных окатышей, вводимых в печь в окислительный период, должен быть не менее 1500 кг;

нагрев металла после полного расплавления шихты не должен превышать 2 °С на каждую 0,01 % окисленного в этот период углерода;

количество покровного шлака должно обеспечивать изоляцию металла от атмосферы (работа при экранированной электродуге).

Для более глубокой деазотации металла в печи необходимо принятие некоторых мер по техническому оснащению печи. На ряде электросталеплавильных агрегатов применяются такие технологии, как:

вдувание в металл через специальную фурму коксовой пыли и кислорода;

продувка ванны печи аргоном через донные фурмы установленные в поде печи;

продувка ванны печи кислородом через фурму обеспечивающую сверхзвуковую скорость струи кислорода;

применение подогрева шихты, снижающего время работы под током.

2.1.2 Совершенствование технологии раскисления стали в процессе выпуска плавки

2.1.2.1 Азотация стали в процессе выпуска плавки

В проведенных в ЭСПЦ исследованиях было установлено, что в процессе выпуска плавки происходит насыщение металла азотом в пределах 0,00 - 0,002%. Азотация расплава в процессе выпуска связана с одной стороны, с сравнительно большой продолжительностью выпуска, при котором происходит контакт струи металла с атмосферой и, с другой стороны, существующей в цехе технологии раскисления металла в ковше, когда ферросплавы и алюминий вводят в ковш в начале выпуска плавки (после схода 10 - 15 т металла). При раннем вводе ферросплавов в ковше образуется высоко раскисленный легированный расплав, который легко насыщается азотом, эжектируемым из атмосферы струей металла (рисунок 2.2).

Для снижения степени азотации металла в процессе выпуска плавки предлагается изменить технологию отдачи ферросплавов в ковш. С этой целью приводится сравнительный расчет для применяемой и предлагаемой технологии выпуска плавки на примере стали марки 13ХФА.

Рисунок 2.2 - Эжектирование воздуха струей металла во время выпуска плавки.

2.1.2.2 Методика расчетов

Реакция растворения азота в железе описывается следующим уравнением:

N2 (г) = [N](1% в Fe); (2.3)

Константа равновесия этой реакции определяется из выражения:

lg = , (2.4)

где - константа равновесия азота в железе;

Т - температура, К.

lg KN = = - 1,350.

Равновесная концентрация азота в сплаве определяется по формуле:

lg[N]спл=, (2.5)

где - коэффициент активности азота в сплаве;

- давление газа, атм.

Коэффициент активности азота в сплаве вычисляется по формуле:

, (2.6)

где - параметр взаимодействия первого порядка;

- параметр взаимодействия второго порядка;

j - элемент в сплаве.

2.1.2.3 Технология принятая в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК)

Расчет растворимости азота /18/ в стали марки 13ХФА производится при средней температуре металла в ковше во время выпуска t = 1600 оС (Т = 1873 К) и давлении = 1 атм.

Химический состав стали марки 13ХФА представлен в таблице 2.3.

Таблица 2.3 - Химический состав стали 13ХФА /19/

Содержание элемента в стали, %.
C	Si	Mn	P	S	Cr	Al	N	V	Nb
0,13- 0,17	0,17- 0,37	0,45- 0,65	менее 0,015	менее 0,010	0,50- 0,70	0,020- 0,050	менее 0,008	0,05- 0,09	0,01- 0,03

Согласно технологической инструкции /20/ по выплавке стали в ЭСПЦ присадки раскислителей и легирующих добавок производят в ковш во время выпуска из расчета получения нижнемарочного значения для заданного химического состава. В таблице 2.4 представлен предположительный состав стали 13ХФА полученный в ковше после выпуска плавки.

Таблица 2.4 - Химический состав стали 13ХФА в ковше после выпуска плавки

Содержание элемента в стали, %.
C	Si	Mn	P	S	Cr	Al	V	Nb
0,13	0,17	0,45	0,08	0,015	0,50	0,020	0,05	0,01

Параметры взаимодействия первого и второго порядка определяются по данным таблицы 2.5 и 2.6 /21/.

Таблица 2.5 - Параметры взаимодействия первого порядка • 100 в железе при 1873 К

Элемент i	Элемент j
	C	Si	Mn	P	S	Cr	Al	V	Nb
N	13	4,7	-2	4,5	0,7	-4,7	-2,8	-9,3	-6

Таблица 2.6 - Параметры взаимодействия второго порядка • 100 в железе при 1873 К

Элемент i	Элемент j
	C	Si	Mn	P	S	Cr	Al	V	Nb
N	0	0	0	0	0	0,04	0	0	0

lg = (0,13 • 0,13 + 0,047 • 0,17 - 0,02 • 0,45 + 0,045 • 0,008 + + 0,007 • 0,015 - 0,047 • 0,50 - 0,028 • 0,020 - 0,093 • 0,05 - 0,06 • 0,01) + (0,0004 • 0,52) = - 0,013. (2.7)

lg[N]спл= - () • (- 0,013) + 0,5 • lg 1 = - 1,337;

[N]спл = 0,046%.

Равновесная концентрация азота в железе составляет 0,044%, т. е. в стали марки 13ХФА выпущенной в соответствии с технологией принятой в ЭСПЦ ООО «Уральская сталь» (ОХМК) равновесная концентрация азота в сплаве выше.

2.1.2.4 Предлагаемая технология

Произведя расчеты в таблице «Excel» получены результаты которые описывают зависимость lg [N] от содержания в железе каждого элемента в отдельности. Результаты расчетов выведены на диограмму (рисунок 2.3 и 2.4) для элементов имеющих низкое содержание в железе (до 0,1 %) и элементов с большей концентрацией (более 0,1 %).

Рисунок 2.3 - Зависимость lg [N] от элементов содержащихся в стали 13ХФА в концентрациях менее 0,10 %.

Как видно из диаграммы (рисунок 2.3) ванадий ниобий и алюминий в разной степени способствуют растворению азота в железе, поэтому необходимо исключить их введение в ковш во время выпуска плавки. Сера занимает позицию ближе к нейтральной и поэтому практически никак не влияет на растворимость азота. Фосфор и кислород практически в равной степени снижают растворимость азота в железе, но в свою очередь они являются вредными примесями, поэтому их содержание в железе должно быть минимальным.

На следующей диаграмме (рисунок 2.4) описана зависимость lg [N] от элементов содержащихся в железе в концентрациях более 0,10% и имеющих возможность в более значительной степени повлиять на растворимость азота. Растворимости азота в значительной степени способствуют хром и марганец, соответственно необходимо исключить их введение в ковш во время выпуска плавки. Углерод и кремний (особенно углерод) способны своим присутствием снизить азотирование металла. Но на стали 13ХФА содержание углерода не высокое и выпуск плавки из печи производится при содержании углерода (0,10 ± 0,02) % (с учетом последующего науглероживания ферросплавами). Поэтому значительно повлиять на растворимость азота в железе углерод не может.



Рисунок 2.4 - Зависимость lg [N] от элементов содержащихся в стали 13ХФА в концентрациях более 0,10%.

Единственным элементом способным снизить растворимость азота в данной марке стали является кремний. Введение ферросилиция в ковш в начале слива металла (после налива первых 5 - 10т металла лотком или по тракту подачи ферросплавов порциями под струю) позволит резко снизить растворимость азота. Количество ферросилиция должно обеспечить получение среднемарочного содержания кремния для стали 13ХФА (~ 0,27 %). Для плавки массой 100т это количество будет соответствовать 500 кг ФС65 при 80% усвоения кремния.

На рисунке 2.5 показана диаграмма которая описывает изменение lg [N] от количества металла в ковше во время выпуска плавки. После отлива от 5 до 10 т металла (или во время отлива), в ковш производится присадка шлакообразующих и ферросилиция в количестве 500 кг. Это резко повышает концентрацию кремния из-за малого количества металла. В дальнейшем по мере наполнения ковша концентрация кремния снижается до среднемарочного значения. lg [N] изменяется пропорционально концентрации кремния, возрастая к концу выпуска.



Рисунок 2.5 - Зависимость lg [N] от массы металла в ковше.

Состав шлакообразующих должен обеспечивать их легкоплавкость и высокую жидкоподвижность. Это связано с тем, что жидкоподвижный шлак легко растекается по поверхности металла, не позволяя ему оголяться, а также с тем, что жидкоподвижный шлак имея высокую газопроницаемость, легко пропускает сквозь себя наружу воздух эжектируемый струей металла.

Присадка остальных материалов производится в ковш с последними порциями металла или на агрегатах внепечной обработки стали, когда в ковше металл прикрыт слоем шлака и контакт с атмосферным азотом снижен до минимума.

Среднее значение lg [N] за время выпуска плавки составило:

lg [N]ср = - 1,38258.

Это соответствует равновесной концентрации [N]ср = 0,041%. Это значение на много ниже, чем в случае рассматриваемом выше (по технологии ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК)).

2.1.2.5 Температурная зависимость растворимости азота

Температурная зависимость растворимости азота для стали 13ХФА производится по формуле:

; (2.8)

Коэффициент активности fN определяется из lg fN для стали 13ХФА определенного выше в уравнение (2.8):

lg fN = - 0,013;

fN = 0,933.

Тогда:

ln KN =

Определение изменения KN в диапазоне температур от 1520 0С (1793 К) до 1620 0С (1893 К), с интервалом в 20 0С:

ln KN = = - 3,154; KN = 0,0427;

ln KN = = - 3,147; KN = 0,0430;

ln KN = = - 3,139; KN = 0,0433;

ln KN = = - 3,132; KN = 0,0436;

ln KN = = - 3,124; KN = 0,0440;

ln KN = = - 3,117; KN = 0,0443.

Определение изменения в диапазоне температур от 1520 0С (1793 К) до 1620 0С (1893 К), с интервалом в 20 0С:

= 0,0458%;

= 0,0460%;

= 0,0464%;

= 0,0467%;

= 0,0472%;

= 0,0475%.

На основе этих данных построена диаграмма представленная на рисунке 2.6.



Рисунок 2.6 - Зависимость равновесной концентрации азота от температуры.

Как видно из расчетов и диаграммы на рисунке 2.6 для стали марки 13ХФА растворимость азота возрастает с повышением температуры металла. Для данной марки стали целесообразно иметь температуру металла (1560 ± 10) 0С. При этой температуре равновесная концентрация азота составит около 0,0465%.

Теперь производится сравнительный расчет для плавки выпущенной по предлагаемой технологии на основе значения lg [N]ср = - 1,38258.

Подставив в уравнение (2.6) значение lg [N]ср = - 1,38258 получится:

lg fN = 1,0777.

= 0,0396%;

= 0,0399%;

= 0,0402%;

 = 0,0405%;

= 0,0408%;

= 0,0411%.

На основе этих данных построена диаграмма представленная на рисунке 2.7.

Диаграмма зависимости равновесной концентрации азота от температуры (рисунок 2.7) для предлагаемой технологии выпуска плавки, подчиняется тем же законам что и в предыдущем варианте, но лежит намного ниже. Это значит, что при тех же рекомендуемых температурах металла (1560 ± 10) 0С, равновесная концентрация азота будет составлять 0,0402%. Разница между первым и вторым вариантом составит:

?[N]р = 0,0465 - 0,0402 = 0,0063%.

Рисунок 2.7 - Зависимость равновесной концентрации азота от температуры для стали 13ХФА (по предлагаемой технологии).

Таким образом, для предотвращения азотации расплава в процессе выпуска необходимо выполнение следующих условий:

выпуск плавки производить компактной струей;

вначале выпуска плавки после схода (или во время схода) от 5 до 10 т металла в ковш вводится ФС65, в количестве обеспечивающем получение среднемарочного значения кремния в стали;

в начале выпуска плавки (после схода от 5 до 10 т металла) в ковш вводить от 800 до 1000 кг извести и от 250 до 350 кг плавикового шпата;

присадку алюминия и ферросплавов производить после выпуска около 90 т металла или на агрегатах внепечной обработки стали.

2.1.2.6 Влияние технологических параметров внепечной обработки стали на установке «ковш - печь» на массовую долю азота в металле

Прирост массовой доли азота в процессе обработки металла на установке «ковш - печь» (УКП) зависит в первую очередь от массовой доли азота в стали перед обработкой. Так, при содержании азота перед обработкой 0,008% азотация расплава составляет от 0,00 до 0,001%, в то время как при содержании азота от 0,005 до 0,006 азотация расплава составляет от 0,003 до 0,004% (таблица 2.8).

Значительное влияние на степень насыщения металла азотом оказывает и продолжительность нагрева металла и, в первую очередь, - при работе на «мощных» ступенях напряжения трансформатора. При средней продолжительности нагрева от 47 до 56 мин (в том числе на «мощных» ступенях - от 40 до 51 мин) азотация составляет от 0,003 до 0,006%, а при продолжительности нагрева от 30 до 39 мин - от 0,00 до 0,002%. Это связано в первую очередь со шлаковым режимом. Длина электродуги на низких ступенях нагрева составляет от 90 до 110 мм, на высоких ступенях, соответственно, от 110 до 160 мм. При работе на низких ступенях нагрева, для экранировки электродуги достаточно иметь толщину шлака от 100 до 150 мм, в то время, как при работе на высоких ступенях необходимо иметь от 150 до 200 мм слоя шлака /16/.

Рисунок 2.8 - Схематическое изображение не экранированной а) и экранированной б) электродуги слоем шлака.

На рисунке 2.8 а) изображена схема, показывающая работу неэкранированной электродуги. Небольшое количество шлака не способно закрыть работающую электродугу, т. к. образующиеся при высоких температурах газы (пары железа и компонентов шлака) разбрызгивают шлак и металл по сторонам, оголяя при этом зону вокруг электрода, тем самым, давая воздуху (N2, O2) беспрепятственно проникать в активную зону. Высокая температура и прямой контакт металла с атмосферным азотом в зоне работы электродуги являются благоприятными условиями для азотирования.

На рисунке 2.8 б) изображена схема, показывающая работу экранированной электродуги слоем шлака. Как видно из рисунка, зона работы электродуги полностью закрыта слоем шлака, не позволяя воздуху вступать во взаимодействие с металлом.

Поэтому очень важно быстро увеличить массу шлака до толщины слоя более 150 мм. При этом состав шлакообразующих должен обеспечивать легкоплавкость и достаточную жидкоподвижность шлака. Это связано с тем, что легкоплавкость шлаковой смеси позволит быстро (при относительно низких температурах) получить достаточное количество гомогенного шлака, а жидкоподвижный шлак легко растекается по поверхности металла, не позволяя ему оголяться и, имея высокую газопроницаемость, легко пропускает сквозь себя наружу газы.

На азотацию расплава оказывает влияние расход аргона на продувку металла: с увеличением расхода аргона степень азотации снижается. Снижение азотации металла с увеличением расхода аргона связано, скорее всего, с созданием нейтральной атмосферы под крышкой УКП.

Таким образом, для предотвращения азотации расплава в процессе обработки на УКП необходимо выполнение следующих условий:

быстрое наведение жидкоподвижного шлака в количестве, обеспечивающем полную экранировку электродуги;

иметь максимально возможную интенсивность продувки металла аргоном.

В качестве дополнительных технических мер необходимо провести реконструкцию УКП, цель которой заключается в уплотнении зазора между ковшом и сводом УКП. Это позволит исключить подсос воздуха и будет способствовать созданию нейтральной атмосферы в рабочем пространстве.

2.1.2.7 Деазотация стали при вакуумировании

Подводя итог вышесказанному можно сказать, что в печи отсутствуют условия для глубокой деазотации стали, т.к. этот процесс регламентируется массопереносом азота из атмосферы. Во время выпуска плавки можно исключить (или свести до минимума) азотацию стали. Так же возможно исключить азотацию стали при обработке на УКП. Но для получения в стали сверх низкого содержания азота необходима вакуумная обработка стали:

снижение содержания азота при вакуумировании происходит в результате: всплывания нитридных неметаллических включений (в сталях и сплавах при содержании в них нитридообразующих элементов;

выделения пузырей азота, зарождающихся в ванне (в случае высокого содержания азота в металле, при котором создаются условия, необходимые для преодоления сил поверхностного натяжения и ферростатического давления) на поверхности футеровки или на неметаллических включениях;

десорбции газа с открытой (или открывающейся при перемешивании) поверхности, к которой атомы газа перемещаются вследствие диффузии или конвекции;

десорбции газа с поверхности пузырей СО и удаления из ванны вместе с этими пузырями;

десорбции газа с поверхности пузырей внутрь пузыря в случае продувки металла аргоном /22/.

Равновесие реакции 2[N] = N2(г) подчиняющейся закону квадратного корня:

[N] = КN, (2.9)

при снижении давления сдвигается вправо.

Необходимо учитывать, что азот в металле менее подвижен, коэффициент диффузии его в жидком железе на порядок меньше, чем водорода (D = (от 4 до 7) Ч Ч 10-3 см/с), поэтому интенсивность удаления из расплава азота под вакуумом значительно ниже, чем от водорода. Для достижения заметного рафинирования металла от азота требуется более глубокий вакуум и более продолжительная выдержка /23/.

В пункте 2.1.2.5 и 2.1.2.6 были рассмотрены два варианта раскисления и легирования стали во время выпуска плавки. Для определения оптимального процесса деазотации на установке внепечного вакуумирования предлагается сравнить равновесные концентрации азота в вакууме для сталей выпущенных по разным технологиям.

Вычисления производятся по формуле (2.7), изменив в ней значение p. Для импортных установок внепечного вакуумирования стали остаточное давление в вакуумной камере составляет около 0,3 мбар, что соответствует давлению 0,0003 атм.

lg 0,0003 = - 3,523;

При вакуумировании стали выпущенной по технологии принятой в ЭСПЦ ООО «Уральская Сталь» (ОХМК) равновесная концентрация азота составит:

lg = 0,13 • 0,13 + 0,047 • 0,17 - 0,02 • 0,45 + 0,045 • 0,008 + 0,007 • 0,015 - 0,047 • 0,50 - 0,028 • 0,020 - 0,093 • 0,05 - 0,06 • 0,01 + (0,0004 • 0,5)2 = - 0,013.

lg[N]спл= - () • (- 0,013) + 0,5 • (- 3,523) = - 3,0989;

[N]спл = 0,0008%.

При вакуумировании стали выпущенной по предлагаемой технологии равновесная концентрация азота составит:

lg = 0,13 • 0,13 + 0,047 • 0,27 = 0,030;

lg[N]спл= - () • 0,030 + 0,5 • (- 3,523) = - 3,1415;

[N]спл = 0,0007%.

Как видно из расчетов, во втором случае равновесная концентрация азота несколько ниже, чем в первом. Это значит, что во втором случае деазотация стали в вукууме будет протекать быстрее и более полно. Следовательно доводку стали по химическому составу целесообразно производить в конце процесса вакуумирования.

2.3 Внепечная десульфурация стали

2.3.1 Анализ технологических параметров выплавки стали

Анализ проведения десульфурации стали марки 09ГСФ /26/ выплавляемой в ЭСПЦ ООО «Уральская сталь» (ОХМК) приведен на примере десяти плавок (таблица 2.27). Как видно по данным таблицы 1 и 2, десульфурация стали в печи производится достаточно слабо. Средняя скорость десульфурации стали в печи составляет 0,008 % в час, при этом степень десульфурации в среднем составляет 17,8 %. Такой низкий показатель связан прежде всего с тем, что печной шлак имеет высокую окисленность.

Таблица 2.27 - Десульфурация стали 09ГСФ в процессе выплавки и внепечной доводки

Прлавка	1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
печь	[S], %	[S]Н	0,044	0,051	0,038	0,022	0,070	0,043	0,029	0,034	0,025	0,041
		[S]К	0,034	0,046	0,033	0,018	0,046	0,037	0,024	0,028	0,021	0,035
	Время, мин	65	90	40	35	70	55	45	60	50	45
	Скорость, % / ч	0,010	0,003	0,007	0,007	0,020	0,006	0,007	0,006	0,005	0,008
	Степень, %	23	10	13	18	34	14	17	18	16	15
ковш	[S], %	0,026	0,030	0,029	0,015	0,029	0,024	0,018	0,021	0,016	0,026
	Степень, %	33	35	12	17	37	35	25	25	24	25
ковш-печь	[S], %	[S]Н	0,026	0,030	0,029	0,015	0,029	0,024	0,018	0,021	0,016	0,026
		[S]К	0,006	0,004	0,005	0,006	0,006	0,005	0,004	0,005	0,005	0,004
	Время, мин	70	85	105	85	100	80	90	85	95	105
	Скорость, % / ч	0,017	0,019	0,014	0,006	0,014	0,015	0,009	0,011	0,007	0,013
	Степень, %	77	87	82	60	79	79	78	76	69	85
В маркировочной пробе	0,003	0,003	0,004	0,005	0,003	0,004	0,003	0,003	0,004	0,003

Средний показатель десульфурации представлен в таблице 2.28.

Таблица 2.28 - Средний показатель десульфурации стали 09ГСФ в процессе выплавки и внепечной доводки

Печь	Ковш	Ковш-печь
Время, мин	Скорость, % / ч	Степень, %	Степень, %	Время, мин	Скорость, % / ч	Степень, %
55,5	0,008	17,8	26,8	90	0,013	77,2

В современной технологии выплавки стали в электрической печи отсутствует восстановительный период /20/. Плавка выпускается в ковш сразу после окислительного периода. Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом в окислительный период плавки колеблется в пределах от 2 до 5, причем более высокие значения достигаются при увеличении основности и жидкоподвижности шлака. Это связано с тем, что во время окислительного периода ванна подвергается интенсивной продувке газообразным кислородом или производится присадка твердого окислителя (FeO + Fe2O3). Причем большая часть серы удаляется в начале окислительного периода, когда содержание углерода в металле еще велико, а содержание кислорода низкое.

На рисунке 2.18 изображен график описывающий зависимость коэффициента распределения серы от содержания закиси железа в шлаке /27/. Повышение содержания кислорода в металле и шлаке снижает активность серы, поэтому процесс обессеривания во время окислительного периода очень затруднен.



Рисунок 2.18 - Влияние содержания (FeO) в шлаке на коэффициент распределения серы LS между шлаком и металлом.

Десульфурация стали в ковше производится более эффективно. Степень десульфурации стали в этом случае составляет 26,8 %. Связано это с тем, что во время выпуска плавки в ковш вводятся раскислители (Si, Al) и шлакообразующие (CaO, CaF2). Образование в ковше шлака с низкой окисленностью и высокой основностью создает благоприятные условия для протекания реакции десульфурации. После выпуска плавки металл в ковше продувается аргоном через донную пробку или погружную футерованную фурму в течении не менее 5 минут. После этого производится замер температуры и отбор пробы металла и шлака. Химический состав шлаков взятых после усреднительной продувки представлен в таблице 2.29.

Таблица 2.29 - Состав шлака стали 09ГСФ после усреднительной продувки

Плавка	Состав шлака, %	Основ-ность
	CaO	SiO2	Al2O3	FeO	MnO
1	57,7	16,5	9,9	1,19	менее 2	3,5
2	54,2	14,7	9,2	1,08	менее 2	3,7
3	52,9	18,5	10,2	0,76	менее 2	2,7
4	50,8	18,3	9,3	1,65	менее 2	2,8
5	53,7	18,8	9,9	0,61	менее 2	2,9
6	48,1	23,9	10,1	1,13	менее 2	2,0
7	53,3	21,5	10,1	1,29	менее 2	2,5
8	50,5	18,7	10,2	1,83	менее 2	2,7
9	55,0	17,6	10,3	1,19	менее 2	3,1
10	49,4	23,8	9,2	0,69	менее 2	2,0
Среднее	52,6	19,2	9,8	1,14	менее 2	2,7

За время выплавки и во время выпуска плавки удаляется около 40 % всей серы содержащейся в металле.

Основная десульфурация осуществляется на установке ковш-печь (УКП). УКП оснащен оборудованием для введения в ковш шлакообразующих материалов, т.е. имеется возможность корректировать химический систав шлака. Химический состав шлака представлен в таблице 2.30.

Таблица 2.30 - Состав шлака стали 09ГСФ после обработки на УКП

Плавка	Состав шлака, %	Основ-ность
	CaO	SiO2	Al2O3	FeO	MnO
1	63,8	13,0	10,3	0,74	менее 2	4,9
2	61,4	16,9	9,6	0,77	менее 2	3,6
3	57,0	16,6	10,3	0,75	менее 2	3,4
4	55,6	17,3	9,5	0,85	менее 2	3,2
5	58,9	19,4	8,4	0,53	менее 2	3,0
6	60,8	21,4	9,1	0,71	менее 2	2,8
7	55,5	18,7	8,2	0,82	менее 2	3,1
8	61,4	17,4	9,2	1,06	менее 2	3,5
9	59,4	16,9	10,2	0,60	менее 2	3,5
10	54,0	21,1	8,5	0,72	менее 2	2,6
Среднее	58,8	17,9	9,3	0,75	менее 2	3,3

Средняя степень десульфурации здесь составляет 77,2 %, при скорости 0,013 % / ч. На этот процесс в среднем затрачивается 90 минут. Затраты такого количества времени влекут за собой такие издержки как перерасход электродов, электроэнергии, материалов и т.д. Кроме этого снижается ресурс сталеразливочных ковшей и нарушается технологический цикл. Затрат большого количества времени можно избежать при оптимизации шлакового режима.

2.3.2 Методика расчета

Теоретический анализ влияния различных факторов на показатели десульфурации стали при внепечной обработке в ковше, удобно проводить с использованием выражения, полученного на основе баланса серы в системе шлак-металл:

, (2.24)

где [S]H и [S]K - начальная и конечная концентрации серы в металле, %;

- степень рафинирования металла;

- отношение массы шлака к массе обрабатываемого металла (кратность шлака);

- коэффициент распределения серы между металлом и шлаком.

Предельное значение LS отвечает достижению равновесия в системе металл - шлак. Произведение g • LS, называется рафинирующим потенциалом шлака /28/. Этот показатель позволяет определить минимальное количество шлака, необходимого при заданных условиях для достижения требуемой степени десульфурации.