Потери стали при разливке на МНЛЗ принимаем 2,0 %, т.е.

94,215•0,02=1,884 кг

При этом выход годной стали составит

94,215-1,884=92,331 кг

Расходные коэффициенты шихтовых материалов, т/т годного

Чугун 0,806:0,93031=0,866

Лом 0,194:0,93031=0,209

Известь 0,07055:0,93031=0,076

Кислород 0,07116:0,93031=0,076

Аргон 0,00179:0,93031=0,002

Агломерат 0,0050:0,93031=0,005

Пл. шпат 0,00250:0,93031=0,003

Ферромарганец 0,0119:0,93031=0,013

Ферросилиций 0,00796:0,93031=0,009

Алюминий 0,00162:0,93031=0,002 т/т годной стали

Сталь 15

В расчете выход жидкой стали, после раскисления составил 92,86 кг.

Потери стали при разливке на МНЛЗ принимаем 2,0%, т.е.

92,86*0,02=1,8572 кг

При этом выход годной стали составит

92,86-1,8572=91,00 кг

Расходные коэффициенты шихтовых материалов, т/т годного

Чугун 0,7300,910=0,802

Лом 0,2700,910=0,297

Ферромарганец 0,004180,910=0,0046

Ферросилиций 0,004870,910=0,0053

Алюминий 0,002810,910=0,0031 т/т стали

Итого 1,112 т/т стали

Сталь 08Ю

В расчете выход жидкой стали после раскисления составил 92,479.

4.1 Направление дутьевого режима конвертерной плавки

Кислородно-конвертерный процесс получения стали при продувке жидкого чугуна кислородом сверху был внедрен в 1952 году в конвертерном цехе австрийской фирмы «Voest» в городе Линце. Процесс получил названия: LD-процесс и BOP-процесс.

Работы по разработке вариантов кислородно-конвертерного процесса с продувкой кислородом через донные фурмы проводились в СССР в 1954-1955 гг. на Ново-Тульском металлургическом заводе. Однако, промышленный метод продувки высокофосфористого чугуна через днище конвертера струями кислорода, окруженными для защиты кольцевыми струями газообразных углеводородов (природный газ), был впервые внедрен на восточногерманском заводе «Maxhutte» в 1967 году. Этот процесс получил название ОВМ-процесс.

Французские фирмы «Loire-Creusot», «Wendel-Sidelor», «Sputnik» разработали разновидность процесса ОВМ, в котором вместо природного газа использовалось жидкое топливо. Этот процесс получил название LWS-процесс.

Дальнейшее развитие процесс с донной продувкой получил в 1971 году в США на заводе фирмы «United States Steel Corp.», где был внедрен способ переработки обычного чугуна с остановкой продувки на заданном содержании углерода. Также была разработана система подвода нейтрального газа для продувки фурм с целью предотвращения затекания металла в фурмы при остановке продувки. Этот процесс получил название Q-BOP-процесс.

Последующее развитие конвертерного производства привело к появлению комбинированного кислородно-конвертерного процесса, при котором через днище вдувается 20-30% инертного газа от общего количества кислорода.

Результаты теоретических и экспериментальных исследований показали, что внедрение комбинированной продувки позволяет достичь повышения производительности, экономической эффективности, снижения энергоемкости, коренного улучшения качества металлопродукции конвертерного производства.

Определяющими факторами развития производства стали можно считать следующие:

– ориентация на выпуск высококачественных марок стали и получение «чистого металла»;

– обеспечение рентабельности металлургического производства за счет снижения себестоимости продукции и увеличения производительности сталеплавильных агрегатов.

Применение кислорода в конвертерном производстве коренным образом изменило его технико-экономические показатели, возможности перспективы.

Изменяя положение фурмы и давление дутья, при продувке сверху можно легко и в широких пределах регулировать положение и глубину первичной реакционной зоны и соответственно содержание окислов железа в шлаке и обеспечивать при необходимости повышенную окисленность шлака в начале и в любой период плавки. Это является важной особенностью кислородно-конвертерного процесса. В совокупности с воздействием высоких температур первичной реакционной зоны и образующегося над ванной факела (при дожигании выделяющейся окиси углерода кислородом струи) и обычно горячим ходом плавки ускоряет растворение извести в шлаке. Последнее влечет за собой раннее и быстрое формирование активного известково-железистого и обессеривания, а также достаточно высокие скорости этих процессов[21].

4.1.1 Особенности донной продувки

Донная продувка кислородом имеет существенные преимущества по сравнению с продувкой воздухом снизу и кислородом сверху с точки зрения производительности и возможностей интенсификации процесса. Допустимая интенсивность продувки в конвертерах определяется в основном началом выбросов металла и шлака и в ряде случаев скоростью шлакообразования.

В днищах конвертеров донного дутья легко размещается большое количество сопел (фурм), что обеспечивает значительное разобщение первичных реакционных зон в объеме ванны, т.е. существенно увеличивается эффект рассредоточения дутья, а также равномерность газовыделения и перемешивания в объеме ванны.

При донной продувке кислородом по сравнению с верхней улучшаются условия плавления и усвоения тяжеловесного металлолома. Это можно объяснить более равномерным перемешиванием ванны и режущим действием донных кислородных струй на куски лома.

При донной продувке кислородом предельный размер кусков проплавляемого лома значительно больше и возможности интенсификации процесса с этой точки зрения также выше.

Особенностью продувки кислородом сверху является большая глубина спокойной ванны Н, необходимая для обеспечения высокой стойкости днищ. В конвертерах с донным дутьем глубина ванны, как известно, значительно меньше (рис.1). Ее оптимальное значение определяется соотношением между выносом и выбросами металла и шлака (при недостаточной величине Н резко возрастает вынос, а при большой глубине усиливаются выбросы). Увеличение глубины ванны в этих конвертерах сверх оптимального значения приводит не только к усилению выбросов, но и к повышению содержания азота в стали.

4.1.2 Особенности многоструйных фурм

Одной из первых многоструйных фурм, примененных в кислородных конвертерах, была фурма конструкции ЦНИИЧМ с винтовой вставкой. При использовании этой фурмы струи, выходящие из периферийных каналов, почти не внедряются в ванну и содержащийся в них кислород расходуется в основном на поверхностное окисление железа, а струя из ее центрального сопла глубоко проникает в металл, окисляя углерод и вызывая перемешивание.

Изменяя соотношение между площадью сечения центрального цилиндрического отверстия S и суммарной площадью косых периферийных каналов S, можно регулировать окисленность шлака. Такая фурма не получила значительного применения в практике, поскольку она имеет низкую стойкость и другие недостатки, однако основная идея конструкции фурмы заслуживает внимания.

В последнее время, как уже отмечалось, повсеместное распространение получили многоструйные фурмы с соплами Лаваля.

Идея многоструйных фурм заключается в рассредоточении дутья, увеличении поверхности соприкосновения его с ванной, что приводит к более равномерному газовыделению и более организованному движению в ванне, более спокойному ходу продувки и др.

Как следствие, возникают крайне нежелательные явления в ходе продувки с чрезмерно «мягким» или чрезмерно «жестким» воздействием кислородных струй на ванну и развитием соответствующих неблагоприятных явлений в виде выбросов или выносов. В данных условиях для обеспечения благоприятного режима продувки целесообразно организовать оптимальное дополнительное перераспределение вдуваемого кислорода на реакции в металлической и шлаковой фазах в пределах самой реакционной зоны, образующейся при взаимодействии кислородных струй с металлом при возможно меньших манипуляциях положением фурмы. Такой вариант продувки можно реализовать струями с разным динамическим напором при использовании кислородной фурмы с соплами переменного поперечного сечения, когда площадь последнего уменьшается от одного к другому с определенным коэффициетом.

Провели эксперимент на многоцелевой конвертерной установке (конвертеры садкой 60 и150 кг).

Кислородной продувке с интенсивностью 2,5-4,0м/(т*мин) подвергался передельный чугун, содержащий в среднем 4,15%С, 0,35%Мn, 0,67%Si, 0,21%Р, 0,028%S и имеющий температуру перед заливкой в конвертер в пределах от 1320 до 1350 С.

В начале продувки каждая из внедряющихся кислородных струй образует отдельный открытой формы кратер, по поверхности которого под действием отраженного потока газа движутся кольцеобразные волны, в момент приближения к краю кратера срывающиеся в пространство над ванной в виде мелких брызг. По мере увеличения давления струи на ванну в интервале значений 270-635 Па усиливается процесс турбулизации стенок кратера с образованием брызг металла, возникающих как во внутренней полости кратера, так и на его периферии при разрушении всплесков, направленных в основном навстречу кислородному потоку. Вследствие разного давления отдельных кислородных струй на ванну фиксируются различные размеры кратеров и разная интенсивность турбулизации стенок последних. В том случае, когда давление отдельной струи находится в пределах 835-2055 Па, происходит «зажигание» операции в соответствующих обособленных реакционных зонах, связанное с интенсивным развитием пыле- и брызгообразования, с попаданием брызг и крупных всплесков металла в зону действия струи, с раздроблением последней, сжиганием в потоке кислорода, последующим вовлечением продуктов реакций в основную ванну и выходом газообразных продуктов окисления углерода из реакционных зон. При этом яркость окраски последних резко усиливается.

С дальнейшим повышением давления струй на ванну до 2875-3600 Па реализуется режим глубокого проникновения дутья в расплав, характеризующийся еще более интенсивным вовлечением объемов металла в кислородную струю, развитой пульсацией и схлопыванием краев отдельных кратеров при периодическом выделении из них макрообъемов монооксида углерода при обезуглероживании ванны. Установлено, что в результате разного давления отдельных кислородных струй на ванну происходит неодинаковый выход макрообъемов монооксида углерода, вытеснение различных объемов металла из зон непосредственного взаимодействия из с расплавом и переход металла из одной реакционной зоны в другую. При этом развивающиеся центробежные силы вызывают дополнительное вращательное поверхностное движение ванны в направлении уменьшающегося давления струи, что ведет к снижению интенсивности направленного выноса металлических брызг из реакционной зоны на ствол фурмы и горловину конвертера.

4.1.3 Продувка при подаче кусковых и порошкообразных материалов

К числу важнейших проблем разработки ресурсо- и энергосберегающей технологии конвертерной плавки с жидкофазным восстановлением оксидов металла относится организация продувки с дожиганием отходящих газов в рабочем пространстве агрегата при вводе кусковых и порошкообразных углеродсодержащих материалов с целью увеличения приходной части теплового баланса. В условиях дефицита жидкого чугуна или металлолома при изменяющихся параметрах металлозавалки такая технология позволяет перерабатывать в конвертерах способом жидкофазного восстановления повышенное количество железо- и марганецрудного сырья с применением в качестве дополнительного теплоносителя и восстановителя энергетических марок угля. В этой связи большой практический интерес представляют результаты изучения особенностей поведения реакционной зоны и конвертерной ванны при указанных вариантах продувки металла с применением в качестве теплоносителя и восстановителя кускового и порошкообразного угля.

Таблица 4.1 Параметры подобия при изучении структуры реакционной зоны в ходе продувки чугуна кислородными и газопорошковыми струями

Опытами установлено, что отрицательные стороны одноразовой, значительной по массе относительно параметров металлозавалки, присадки кускового угля в полной мере ликвидируются в случае равномерного ввода теплоносителя в несколько приемов на протяжении 25-35% времени операции. В этом случае создаются наиболее благоприятные условия для непосредственного сжигания кусков угля в пределах формирующихся реакционных зон, растворения его в расплаве, а также обеспечивается раскисление перегретого шлака и предотвращение интенсивного его вспенивания с образованием выбросов (вторая и третья порции угля по завершении соответственно 10-15и 25-30% времени продувки). Более эффективному сжиганию присаженного угля способствовала рассредоточение дутья путем увеличения либо числа сопел в головке фурмы, либо расхода перемешивающего газа через днище. В целом для повышения степени использования угля целесообразно реализовать более «жесткий» режим дутья с распространением реакционной зон практически на всю глубину расплава.

В отработанном варианте до окончания 35% времени продувки наиболее спокойный ход плавки отмечался при рассредоточенной присадке кускового угля (до 10 кг/т), при этом первая порция вводится на залитый чугун, последующие присадки двух других порций производят соответственно на протяжении 10-15 и 25-30% времени от начала операции. Как установлено, известь целесообразно присаживать совместно с разжижителями шлака перед вводом второй и третьей порций угля. После присадки последующих его порций целесообразно на 20-40 с увеличивать высоту Н продувочной фурмы до первоначальной 35-40 калибров с последующим опусканием в рабочее положение до Н= 20-25 калибров.

Приведенный режим дутья и присадки сыпучих материалов позволяет более эффективно сжигать каждую порцию присаженного угля, так как в этом случае обеспечиваются равномерное выделение и дожигание летучих угля в период наводки шлака и большая площадь контакта высокотемпературных зон с углем. Предложенный режим целесообразно также использовать и для предварительного подогрева лома до начала «жидкого» периода в случае совместного порционного ввода углеродсодержащих материалов и металлолома. Подтверждено, что в результате осаживания вспененного шлака присадками извести и (или) разжижителями шлака, а также за счет раскисляющего действия на шлак угля увеличивается свободный объем конвертера, что обеспечивает дополнительные условия для дожигания отходящих газов до СО и НО.

В том случае, когда в период интенсивного обезуглероживания перегретой ванны (интервал 30-65% времени продувки) наряду с подачей через фурму кислорода на окисление углерода дополнительно расходуется кислород оксидов железа в шлаке, рассредоточенные присадки кускового угля могут привести к полному «сворачиванию» шлака и продувке «чистого» зеркала металла с интенсивным выносом мелких капель последнего, быстрому заметалливанию фурмы и горловины конвертера. В этот период продувки, как показали эксперименты, наиболее целесообразно присадку угля совмещать с вводом железа и марганецсодержащих рудных материалов, чтобы наиболее эффективно реализовать процесс жидкофазного восстановления железа и марганца из оксидов. Характерно то, что присадка определенной порции угля на завершающей стадии продувки при содержании углерода в ванне 0,10-0,15% способствует снижению содержания оксидов железа и марганца в конечном шлаке в условиях глубокого «передува» конвертерной ванны до содержания углерода 0,02-0,06%. Вместе с тем по окончании продувки шлак зачастую чрезмерно вспенен, что приводит к трудностям его удаления из агрегата, удлинению периода скачивания шлака, отбора проб, замера температуры ванны по завершении операции. В данных условиях увеличение до 0,1-0,15 м/(т*мин) расхода перемешивающего газа через днище приводит к резкому осаживанию вспененного шлака и устранения возникших трудностей.

Особый интерес для реализации предлагаемых процессов вызывает изучение вопросов использования во время продувки порошкообразного углеродсодержащего топлива, применение которого позволяет в широких пределах оказывать влияние на ход конвертирования металла, в том числе с элементами жидкофазного восстановления.

В зависимости от поставленных задач подача сверху в конвертерную ванну через специальную фурму кислорода и углеродсодержащего порошкообразного материала в потоке несущего газа может преследовать следующие цели:

Предварительного подогрева лома и загружению шлакообразующих материалов за счет воздействия на них высокотемпературного факела, образующегося при сжигании порошкообразного угля;

Продувки жидкого металла и шлака с условием глубокого внедрения частиц угля в ванну, последующего их растворения и окисления углерода металла газообразным кислородом с дожиганием выделяющихся конвертерных газов в рабочем пространстве агрегата;

Подогрева в ходе продувки образующейся газошлакометаллической эмульсии с замешанными в ней кусками угля и железомарганецрудных материалов проведении плавки с элементами жидкофазного восстановления;

Понижения окисленности металлической и шлаковой фаз в результате раскисляющего воздействием внедряющихся в ванну углеродсодержащих частиц в потоке нейтрального газа.

С целью достижения максимальной эффективности использования углерода топлива важно обеспечить внедрение в расплав частиц порошка на глубину, сопоставимую с длиной реакционных зон, образованных кислородными струями. В противном случае имеет место интенсивный вынос порошкообразного угля в отходящем потоке газа и снижение эффективности его использования. Естественно, в случае дожигания выходящих из реакционной зоны газов встречно направленными струями дополнительного кислорода эффективность использования порошкообразного угля существенно возрастает[2], [13].

4.1.4 Взаимодействие струи, металла и шлака

Взаимодействие кислородной струи с железоуглеродистым расплавом может осуществляться в различных режимах:

Режим стабильного открытого кратера с кольцеобразными волнами вокруг него и отсутствием пульсаций по глубине и ширине кратера; ось кратера все время совпадает с осью струи.

Режим подвижного открытого кратера, ось которого смещена относительно оси струи, с более турбулизованной поверхностью; на краях кратера появляются отдельные крупные всплески металла, которые отбрасываются в сторону, разрушаясь на мелкие капли; пульсация реакционной зоны еще незначительна.

Режим «дожигания», характеризующийся интенсивным развитием пыле- и брызгообразования, эпизодическим попаданием брызг и крупных всплесков металла в зону кислородной струи, раздроблением их и сжиганием в потоке кислорода с последующим вовлечением продуктов реакции в ванну и выходом газов из открытой реакционной зоны сплошным потоком, меняющим свое положение на поверхности ванны относительно оси струи без определенной закономерности. Пульсация реакционной зоны по ширине и глубине достигает 10-15% их максимальных значений.

Режим глубокого проникновения кислородной струи в расплав, характеризующийся интенсивным вовлечением объемов металла в кислородную струю, развитой пульсацией реакционной зоны до 20-25%, схлопыванием краев кратера и периодическим выделением из него объемов оксида углерода в разных местах. При наличии шлака возможен как режим продувки заглубленной струей с расположением газошлакометаллической эмульсии выше среза фурмы и периодическими прорывами газа, при которых уровень эмульсии снижается, так и режим «жесткой» продувки.

Режим «жесткой» продувки, развивающийся при дальнейшем опускании фурмы, характеризуется сворачиванием шлака, оттеснением последнего выходящим из реакционной зоны потоком оксида углерода к футеровке конвертера и последующей продувкой чистого зеркала металла с интенсивным выносом брызг металла навстречу кислородному потоку, заметалливанием фурмы, горловины конвертера и поверхностей охладителя конвертерных газов (ОКГ) [2], [22].

4.1.5 Влияние положения фурм на шлакообразование

Наиболее гибко и оперативно управлять процессом шлакообразования в ходе продувки позволяет изменение высоты фурмы над ванной и регулирование минутного расхода кислорода. На рис.3 показано влияние этих параметров на количество кислорода VОFe, затраченного на окисление железа в шлак на опытном 10-т конвертере. Приведенные на рисунке кривые описываются аналитическими уравнениями:

lg VОFe = аh+ b;

lg VОFe = a/Q + b,

где h - расстояние между фурмой и уровнем спокойной ванны, мм; Q - расход кислорода, м/мин. 14

Из рассмотренных уравнений и рис.3 следует, что количество кислорода, затрачиваемое на окисление железа, переходящего из металлической ванны в шлак, является функцией содержания углерода в металле, расхода кислорода и положения фурмы над уровнем ванны. Уравнение, учитывающее действие всех трех независимых переменных, имеет следующий вид:

lg VОFe = аh+ a/Q + аlg |С|.

Численные значения коэффициентов уравнения могут быть найдены для любого конкретного конвертера.

Hа практике продувку начинают при высоком положении фурмы, увеличивая тем самым не только содержание оксидов железа в шлаке, но и приход тепла в ванну вследствие его окисления, поскольку реакция |Fe| + = (FeО) сопровождается выделением 4800 кДж на 1кг железа, что также способствует ускорению шлакообразования. Анализ практики работы конвертеров показывает, что с увеличением диаметра ванны конвертера D начальная высота фурмы Н должна возрастать примерно по следующей зависимости:

Н = 0,56 D - 0,06.

При увеличении диаметра ванны возрастает площадь ее поверхности и для того, чтобы струи кислорода охватывали большую поверхность, требуется более высокое положение фурмы.

Длительность периода наводки шлака составляет обычно 3-4 мин, после чего фурму опускают в рабочее положение. При увеличении длительности этого периода возникают выбросы, связанные с резким нарастанием скорости обезуглероживания. В процессе продувки для поддержания шлака в гомогенном состоянии и предупреждения выбросов либо увеличивают высоту фурмы, либо снижают расход кислорода.

При комбинированной продувке появляются дополнительные возможности управления шлакообразованием. Увеличение расхода донного дутья в 1,5-2 раза позволяет довольно быстро снизить окисленность шлака и уровень вспенивания ванны (поскольку в этом случае интенсифицируется процесс перемешивания) и тем самым предупредить выбросы. Уменьшение же расхода донного дутья снижает интенсивность перемешивания, возрастает доля кислорода, идущая на окисление железа в шлак. Поэтому в конвертере с комбинированным дутьем продувку можно сделать более «мягкой» либо путем увеличения высоты верхней фурмы при постоянном расходе донного дутья, либо путем снижения интенсивности подачи газа через днище при постоянном положении кислородной фурмы.

В процессе с донной кислородной продувкой возможность регулирования шлакообразования весьма ограничена, поскольку регулирование возможно только путем изменения расхода кислорода через днище. Для формирования реакционноспособного шлака в этом случае применяют, как правило, порошкообразную известь.

Шлакообразование ускоряется с сокращением времени продувки через высокоподнятую фурму, если перемещение ее из верхней точки в нижнюю осуществляется в зоне, где опускание сопла вызывает увеличение мощности отраженной струи (рис.4). [21], [23].

4.2 Шлакообразование и способы его улучшения

Шлакообразование является важнейшей составляющей технологии конвертерной плавки. Оно определяет ход дефосфорации, обессеривания металла, существенно влияет на стойкость футеровки. Раннее образование активного основного шлака сопровождается обычно значительным уменьшением выносо и выбросов металла.

В обычных условиях практики шлакообразование зачастую протекает с недостаточной скоростью, что приводит к неполному усвоению извести шлаком (60-90%) и затягиванию процессов удаления вредных примесей.

Актуальность вопроса улучшения шлакообразования в последние годы возросла, так как увеличилась доля лома в металлошихте конвертеров, что несколько ухудшает условия формирования шлака вследствие снижения температуры ванны на большей части плавки. Скорость шлакообразования существенно зависит от качества применяемого лома (размера кусков, плотности, насыпной массы), а также от соотношения различных видов лома и их взаимного расположения в конвертерной ванне.

С уменьшением содержания марганца в чугуне, освоением передела чугуна с повышенным содержанием фосфора, дефицитом в стране плавикового шпата и наблюдаемой повсеместно интенсификацией продувки, при которой повышение скорости массопереноса и шлакообразования (без принятия специальных мер) в некоторой степени отстает от роста скорости окисления примесей, условия шлакообразования в последнее время усложнились. Содержание марганца в чугуне колеблется в пределах от 1,20 до 1,80%. С первых минут продувки в конвертере происходит интенсивное окисление марганца. Как видно из рис.5, максимальная степень окисления марганца достигается в середине продувки и составляет 60-80% от первоначального его содержания. 90

4.2.1 Меры по ускорению шлакообразования

Как известно, для ранней организации основного шлака необходимы наличие в области шлакообразования с первых минут продувки растворителей извести - окислов железа - и достаточно интенсивное перемешивание верхних слоев ванны. Создание оптимальной комбинации этих требований в первые минуты плавки является едва ли не основным условием быстрой наводки шлака.

Источников питания кислородно-конвертерной ванны окислами железа два: руда и реакционная зона. Руда вносит в конвертер твердые холодные окислы, вступающие во взаимодействие с известью только после подогрева и расплавления. Работоспособные жидкие горячие окислы поставляются реакционной зоной.

Возбудителей движения жидких фаз плавки тоже два: механическое воздействие на расплав дутьевой струи и всплывание продукта окисления углерода - пузырей СО. В формировании шлака в ранней стадии процесса важную роль играет перемешивание ванны дутьем. Затрата же активных окислов железа на развитие обезуглероживания металла, уменьшая количество растворителя извести в системе плавки, может быть даже вредной.

Циркуляционные токи в жидкости при продувке ее газом сверху вызывает главным образом отраженная дутьевая струя. В обстановке кислородного конвертера мощность отраженной струи зависит от скорости газового потока в месте встречи его с поверхностью расплава (контактное сечение) и степени усвоения дутья, которая диктуется мерой вовлечения в истекающий из сопла кислород внешней среды. Оба эти параметра определяются высотой расположения фурмы над зеркалом металла. Пользуясь положениями теории свободной струи, можно показать, что максимальной мощности отраженный поток достигает при удалении сопла от поверхности ванны на 12-18 калибров. Приведенные соображения и были положены в основу изыскания приемов ранней наводки шлака.

Факторами, определяющими процесс шлакообразования при кислородно-конвертерном переделе, являются в первую очередь состав чугуна и режим присадок.

Так, увеличение содержания кремния в чугуне (от 0,45 до 0,85%), не сказываясь на количестве конечного шлака, снижает его основность за счет повышения в нем содержания кремнезема (17,7% вариации), что свидетельствует о значительном замедлении в этом случае процесса шлакообразования.

Марганец чугуна играет двоякую роль в процессе шлакообразования: с одной стороны, способствует усвоению извести за счет растворяющего действия закиси марганца и повышает истинную и определяемую основности (15% вариации); с другой стороны, повышение содержания марганца в чугуне способствует увеличению количества закиси марганца в конечном шлаке, которая выступает в роли разбавителя шлака (4-5% вариации), снижая его истинную и определяемую основности.

Снижение основности шлака при повышении содержания углерода в чугуне объясняется, по-видимому, увеличением растворимости чугуном углерода с возрастанием температуры чугуна. Подтверждается это и одновременным повышение содержания кремния в чугуне при этом.

Весьма существенно на шлакообразовании сказывается распределение сыпучих в присадках (руды, извести) (рис.6). Перераспределение сыпучих в сторону второй присадки приводит к улучшению шлакообразования: снижается в конечном шлаке содержание кремнезема, повышается его основность, увеличивается количество шлакового расплава. Это можно объяснить уменьшением переохлаждения зоны шлакообразования в начальный период продувки и интенсификацией тем самым процесса усвоения извести.

С ростом продолжительности продувки шлакообразование проходит более полно. При снижении содержания углерода в стали к моменту окончания продувки увеличивается количества шлакового расплава (на 4,4%), что связано с ростом окисленности шлака. Изменение положения фурмы в пределах 0,8-1,1м оказывает на процесс шлакообразования незначительное влияние. Влияние дутьевого режима на процесс шлакообразования не обнаружено, и в первую очередь, из-за недостаточной точности снимаемых параметров.

Из приведенного следует, что посредством оптимизации ряда технологических факторов (состава чугуна, режима присадок сыпучих, продолжительности продувки и др.) можно существенным влиять на процесс шлакообразования [8], [21].

4.2.2 Использование низкокремнистого чугуна с повышенным содержанием фосфора

Известно, что снижение содержания кремния в чугуне на 1% позволяет увеличить производительность доменных печей на 4-12% и снизить расход кокса на 5-15%. Поэтому разработка технологии выплавки стали из низкокремнистого чугуна в кислородном конвертере в настоящее время приобретает принципиально важное значение.

Снижение содержания кремния в передельном чугуне приводит к уменьшению прихода химического тепла с чугуном в конвертерный процесс. Классический конвертерный процесс предусматривает добавки охладителей в конвертер в количестве, необходимом для получения температуры металла на выпуске, обеспечивающей нормальную разливку стали. В связи с тем, что в настоящее время в стране стоимость металлолома, используемого в конвертерных цехах в качестве охладителя, ниже стоимости чугуна более чем в два раза, возникла необходимость разработки технологии выплавки стали из низкокремнистого чугуна с повышенной долей лома в металлозавалке.

При переделе чугуна с низким содержанием кремния уменьшается «химическое тепло», вносимое с чугуном по сравнению с плавками, на которых используется обычный чугун, а следовательно, снижается расход охладителей, в частности лома.

Для выяснения влияния концентрации кремния на температуру и химический состав чугуна провели статистическое исследование. В результате чего получили следующие уравнения парной регрессии:

t = 25.882|Si| + 1386.2(R = 0.022; n = 90)

|S| = 0.03 - 0.0243|Si| (R = 0.3152; n = 221)

|P| = 0.095 + 0.1365|Si| (R = 0.4444; n = 335)

|Mn| = 0.3879 + 0.3579|Si| (R = 0.4274; n = 337).

Анализ полученных уравнений показывает, что снижение содержания кремния в чугуне приводит к небольшому снижению концентраций фосфора и марганца. Содержание серы имеет тенденцию к увеличению. Влияние концентрации кремния на температуру чугуна слабо выражено. Поэтому при разработке технологии выплавки стали из низкокремнистого чугуна с повышенным содержанием фосфора следует учитывать возможность небольшого увеличения концентрации серы. В связи с этим были разработаны специальные дутьевой и шлаковый режимы продувки. Снижение содержания марганца в чугуне можно нивелировать также специальными дутьевым и шлаковым режимами с вводом марганцевого агломерата в процессе плавки [17].

4.2.3 Использование ожелезненной извести

Высокое содержание СаО и FeO в ожелезненной извести способствует улучшению шлакообразования. В то же время она является твердообоженным материалом с низкой реакционной способностью и большой долей мелкой фракции. Для снижения доли мелочи при производстве извести в 1995г. в шлам в качестве связующего компонента ввели глину. Однако это привело к увеличению содержания SiО, снижающего флюсующую способность извести.

Были проведены опытно-промышленные плавки, где расход ожелезненной извести составил в среднем 12,7т. Плавки отличались горячим ходом и высоким расходом шлакообразующих материалов; отмечено положительное влияние присадки ожелезненной извести на шлакообразование. Выносов и выбросов металла и шлака из конвертера по ходу продувки не наблюдали. Характеристика плавок с использованием ожелезненной извести приведена в таблице 4.2.

Анализ результатов опытных плавок показывает, что применение ожелезненной извести в количестве до 50% ускоряет процесс шлакообразования, так как исключается появление на поверхности кусков извести в начале продувки тугоплавкого соединения 2СаО х SiО, препятствующего растворению извести. Поэтому применение ожелезненной извести целесообразно именно в период шлакообразования.

Десульфурация и дефосфорация на опытных плавках прошли удовлетворительно.

Таблица 4.2 Характеристика плавок с использованием ожелезненной извести в количестве 40% (I) и 70% (II) и обычных (III)

При повышенном расходе ожелезненной извести (60-80% общего расхода шлакообразующих материалов) происходит некоторое ухудшение технико-экономических показателей плавки, обусловленных изменением теплового баланса: температура ванны в конце продувки ниже, а содержание углерода практически то же, что на сравнительных плавках: несколько уменьшается степень десульфурации металла.

Ухудшение теплового баланса плавки, очевидно, связано с тем, что для получения шлака требуемой основности необходимо повышать расход ожелезненной извести на 15-20%, так как в ней содержится около 5% SiО, на нейтрализацию которого требуется 15% СаО, т.е. около 20% ожелезненной извести не участвуют в процессе рафинирования стали.

Использование ожелезненной извести в количестве до 50% общего расхода при выплавке стали улучшает шлакообразование, особенно в начальный период плавки. При этом десульфурация и дефосфорация металла не вызывают затруднений.

С повышением расхода ожелезненной извести (50%) осложняется шлаковый режим, увеличиваются количество шлака и вероятность выбросов металла и шлака из конвертера, что приводит к росту доли плавок с вынужденным скачиванием шлака, также ухудшается тепловой баланс плавки.

Ожелезненную известь рекомендуется присаживать в завалку в количестве до 10т и при необходимости использования по ходу плавки закончить присадки до начала интенсивного обезуглероживания. Порция присадки по ходу плавки не должна превышать 2т. Допускается присадка ожелезненной извести при появлении признаков «сворачивания» шлака в количестве 2-4т.

При расходе ожелезненной извести 70-80% снижения расхода чугуна не наблюдается.

Использование ожелезненной извести в количестве 40-50% общего расхода шлакообразующих материалов позволяет снизить расход чугуна на 10,9 кг/т стали [9].

4.2.4 Применение магнийсодержащих флюсов

Принимая во внимание повышение содержания фосфора в чугуне до 0,33-0,4% вследствие изменения сырьевой базы и строгие требования к готовой стали по содержанию примесей (S и Р) отработали режимы шлакообразования, а также провели работу по получению и опробованию новых магнийсодержащих флюсов, применение которых позволило бы избежать дефицита обожженного доломита при условии стабильного получения содержания MgО в шлаке на уровне 7-8%. Применяли обожженный, ожелезненный и активный доломит (с повышенной степенью обжига), а также доломитизированную известь с разным содержанием оксида магния.

В результате работы установили, что при переработке чугуна с 0,28-0,38% Р для получения в шлаке 8% MgО доля обожженного доломита в суммарном расходе шлакообразующих должна составлять не менее 50%. Тот же уровень содержания MgО достигается на плавках с 0,10-0,15% Р в чугуне при доле обожженного доломита 35% (рис.7). Это связано с увеличением массы шлака при увеличении концентрации фосфора в чугуне. Повышенный расход обожженного доломита не дает возможности наведения на ранних стадиях продувки высокоосновного шлака и снижает его жидкоподвижность в конце плавки. Высокое содержание MgО в шлаке приводит к ухудшению его рафинировочных свойств: так, средние концентрации серы и фосфора в металле увеличились на 0,002 и 0,005% соответственно.

Большую эффективность в качестве шлакообразующего магнийсодержащего материала показал ожелезненный доломит, удельный расход которого на каждый 1% прироста MgО в шлаке меньше на 1,23 кг/т. При этом благодаря улучшению условий шлакообразования увеличилась рафинировочная способность шлака: по сравнению с плавками на которых применялся мягкообожженный доломит, степень дефосфорации выше на 0,5%, степень десульфурации на 2,5%. Присутствие в ожелезненном доломите легкорастворимых ферритов кальция приводит к ускоренному формированию высокоосновного шлака и, как следствие, к некоторому улучшению его рафинировочных свойств. В связи с трудностями производства такого доломита (повышенное пылевыделение, настылеобразование и т.п.) и необходимостью проведения реконструкции вращающейся печи материал не нашел промышленного применение.

Опробование в конвертерном цехе активного доломита, полученного во вращающейся печи с повышенной степенью обжига и отличающегося от мягкообожженного большим содержанием MgО (35-36%) и повышенной реакционной способностью (10-30 с), дало удовлетворительные результаты. Полученный шлак содержит высокие концентрации MgО и удовлетворяет требованиям к рафинировочным свойствам. Из рис.8 видно, что при одних и тех же расходах шлакообразующих материалов использование активного доломита по сравнению с мягкообожженным приводило к большей концентрации оксида магния в шлаке. При этом средние массовые доли серы и фосфора с увеличением концентрации MgО до 8% возрастают на 0,001%. Однако ограниченные мощности по производству обожженного доломита и, как следствие, его дефицит в конвертерном цехе не позволяли обеспечивать высокое содержание MgО в шлаке в течение всей кампании на каждой плавке. В связи с этим возникла необходимость в переходе на выпуск (во вращающихся печах) части извести с 10-12% MgО.

Режимы шлакообразования строились с учетом использования обычной, доломитизированной извести и активного доломита в разных соотношениях. При использовании извести увеличение доли доломитизированной от 50 до 100% наблюдается возрастание содержания MgО на 1% (рис.9), а в случае комбинированного применения доломитизированной извести и активного доломита - до 8%, при этом значительного влияния на удаление вредных примесей из металла не наблюдается. Концентрации серы и фосфора повысились на 0,001%, что свидетельствует об удовлетворительных условиях шлакообразования по ходу плавки.

Опыт использования разных магнийсодержащих материалов показал, что наиболее приемлемым способом наведения шлака с 8% MgО, обеспечивающим достаточную степень удаления серы и фосфора из металла, признано использование активного доломита с компенсацией его дефицита доломитизированной известью [10].

5. Экономика и организация производства

5.1 Технико-экономическое обоснование темы дипломного проекта

Главной целью дипломного проекта является реконструкция кислородно-конвертерного цеха. При реконструкции цеха намечается внедрение мероприятий по увеличению стойкости футеровки с 1205 до 1700 плавок. Данное мероприятие не требует крупных капитальных вложений, но позволяет значительно увеличить объем выплавки стали за год, повысить ее качество.

Развитие огнеупорной промышленности в соответствии с требованиями современной металлургической промышленности позволило создать современные виды огнеупорных изделий, применение которых позволяет увеличить стойкость футеровки конвертеров. В свою очередь, увеличение стойкости футеровки позволяет снизить себестоимость стали.

В дипломном проекте намечается использовать для футеровки конвертера огнеупорные изделия ПУКП - 8 (периклазоуглеродистый плавленый кирпич и массы Sitmagpatck - 33).

5.2 Расчет капитальных затрат на реконструкцию отделения

Футеровка конвертера является неотъемлемой частью основных производственных фондов. При эксплуатации конвертера она изнашивается в течении кампании. Затраты на перефутеровку конвертера являются частью затрат на обслуживание основных фондов.

При стойкости футеровки 1205 плавок кампания конвертера составляет:

1. 1205·38/1440=31,8 суток,

а при стойкости 1700 плавок:

2. 1700·38/1440=45 суток.

За время фактической работы конвертера за год (260 суток) в первом случае будет выполнено :

260/31,8=8,2 перефутеровок,

во втором случае:

260/45=5,8 перефутеровок

Таблица 5.1 Затраты на внедрение комбинированной схемы футеровки конвертера

За год затраты на футеровку конвертера по старой схеме составят:

З_б=8,2·2002,3=16418,9тыс.руб.

По новой схеме:

З_пр=5,8·3377=19586,6тыс.руб.

Таким образом, затраты на перефутеровку конвертера за год увеличатся на:

ДЗ=19586,6-16418,9=3167,7тыс.руб.

При увеличении стойкости футеровки до 1700 плавок кампания конвертера составляет 45 суток, т.е. увеличивается на 13,2 суток. За это время дополнительно будет произведено:

13,2·1440/38?500 плавок.

или дополнительно выплавлено:

500·154,5=77250т. стали.

Три конвертера за год дополнительно выплавят 231750тыс. т. стали.

С учетом сокращения цикла плавки (раздел 1) общий прирост производства составит 632,7тыс.т. метала.

5.3 Расчет штатов и годового фонда заработной платы

Пред расчетом штатов и годового фонда заработной платы на основе данных базового цеха устанавливаем:

1. баланс рабочего времени одного работника;

2. систему премирования работников;

3. тарифные ставки и квалификационные разряды работников.

Полученные данные сводятся в таблицы 5.2. Оплата труда руководителей, специалистов и служащих производится по месячным должностным окладам. Размер окладов принимается в проекте по данным базового цеха. Расчет штатов и фонда заработной платы для этих категорий работников приведен в таблице 5.3. Численность работников в проектируемом цехе по сравнению с базовым цехом не изменилась.

5.4 Расчет экономического эффекта от реконструкции цеха

Расчет себестоимости 1т. стали марки 16ГС

Расходы всех материалов на 1 т стали, при разработке калькуляции для проектируемого цеха, принимаются в соответствии с результатами расчета материального и теплового балансов плавки в технологической части проекта. Цены на все виды ресурсов принимаются в соответствии с отчетной калькуляцией базового цеха.

Расходы по переделу, являющиеся расходами цеха по переработке исходных материалов в готовую продукцию, рассчитываются по входящим в них статьям затрат.

Статьи «топливо технологическое» и «энергозатраты» включают в себя затраты на топливо и все виды энергоресурсов, расходуемые на технологические нужды. Расход энергоресурсов на одну тонну стали определяется исходя из данных отчетной калькуляции. Остальные статьи затрат в себестоимости стали принимаются равными затратам базового цеха.

При использовании новых огнеупоров увеличиваются затраты по статье «Содержание основных средств» на 3,36руб./т. Однако за счет увеличения объема производства и кампании футеровки с 31,8 суток до 45 суток данные затраты на 1т. стали снижаются.

Результаты расчета себестоимости 1т. стали 16ГС представлены в табл. 5.4.

Таблица 5.4 Калькуляция себестоимости 1 т стали марки 16ГС.

Из данных табл. 5.4 видно, что себестоимость 1т стали 16ГС составляет 4362,94руб. Себестоимость 1т стали 16ГС базового цеха составляет 5868,81руб. Снижение себестоимости составляет 1505,87руб.

Результаты расчета технико-экономических показателей проектируемого цеха представлены в табл. 5.5.

Таблица 5.5 Сводная таблица технико-экономических показателей

Таким образом, использование новых видов огнеупоров для футеровки конвертеров позволило увеличить годовой объем производства металла, снизить его себестоимость и повысить производительность труда рабочих на 569т/чел.

Экономический эффект проведенных реконструктивных мероприятий:

Э = (V_р - V_б)·( C_б -C_р), (5.1)