Совершенствование технологии десульфурации металла в сталеразливочном ковше при выплавке стали

Конструкция двухванной сталеплавильной печи, выплавка стали широкого сортамента. Современные двухванные печи на техническом кислороде без вентиляторного воздуха. Необходимые устройства для отсоса дымовых газов, выбивающихся из рабочего пространства печи.

Рубрика Производство и технологии
Вид контрольная работа
Язык русский
Дата добавления 30.05.2012
Размер файла 707,6 K

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

В последнее время четко определилось новое направление в области производства стали, в котором традиционным металлургическим агрегатам для выплавки стали отводится только роль агрегата для расплавления твердой составляющей шихты и окисления углерода, марганца, кремния и фосфора жидкого чугуна.

Все остальные рафинировочные операции проводятся в ковше. В ковше можно проводить следующие рафинировочные операции:

дегазация;

десульфурация;

раскисление;

легирование с корректировкой химического состава;

модифицирования;

гомогенизацию;

оптимизацию для получения высококачественной стали при разливке.

Получение стали с низким содержанием серы в двухванном сталеплавильном агрегате является сложной проблемой из-за повышенной окисленности металла.

В то время, как задача получения стали с содержанием серы менее 0,020% для мартеновского цеха ОАО «Уральская сталь» является актуальной, значительная доля такой стали составляет около 70% всего объема производства. Высокое качество стали обеспечивает конкурентоспособность на рынке. Высокому содержанию серы в стали способствует низкое качество сырья: относительно высокое содержание серы в чугуне и металлоскрапе НЦПМШ.

Двухванные печи

В двухванных печах выплавляют стали широкого сортамента, в том числе низколегированные, не уступающие в основном по качеству сталям, выплавляемым в мартеновских печах.

Распространение двухванных печей определилось их преимуществами в сравнении с мартеновскими печами: малым удельным расходом огнеупоров (4-5 кг в сравнении с 12-15 кг на мартеновских печах), меньшим объемом ремонтов, значительным облегчением условий труда ремонтных рабочих, в 3-5 раз меньшим расходом топлива, более высокой стойкостью, достигающей 800-1000 плавок.

Производительность двухванных печей в 3-4 раза выше, чем мартеновских; их устанавливают на месте существующих мартеновских печей без реконструкции здания и изменения грузопотоков в цехе.

Конструкция двухванной сталеплавильной печи

При интенсивной продувке мартеновской ванны выделяется значительное количество СО, которую трудно полностью дожечь в самом рабочем пространстве. Часть несгоревшего СО и большое количество пыли выносятся дымовыми газами из рабочего пространства печи.

Рис. 1. Двух ванная печь 2x300 т:

1 - ванны печи; 2 - фурмы; 3 - шлаковики; 4 - водоохлаждаемая заслонка; 5 - амбразура для отбора воздуха из вертикального канала; 6 - футерованный воздухопровод; 7 - амбразура в своде печи; 8 - эжектор использования СО и частичного улавливания пыли в самом рабочем пространстве создана двух ванная сталеплавильная печь (рис. 1).

Рабочее пространство такой печи разделено переводом на две ванны. Обе ванны имеют общий .свод, так что продукты сгорания, образующиеся в одной ванне, проходят вторую часть рабочего пространства.

Устройство и принцип работы двухванной печи

Печь работает следующим образом: в одной ванне (горячей) происходит плавление и доводка с интенсивной продувкой металла кислородом, а во второй ванне (холодной) в то же время идет завалка и прогрев твердой шихты. Газы из горячей части печи направляются в холодную и состоят до 35% из оксида углерода. В холодной части печи СО догорает до СО2 и за счет выделяющегося тепла происходит нагрев твердой шихты. Недостающее для процесса нагрева тепло восполняется подачей природного газа через горелки, установленные в своде печи. Сгорание природного газа и догорание СО совершаются за счет дополнительного кислорода.

Когда готовую сталь из первой ванны выпускают, во вторую ванну заливают жидкий чугун. После заливки чугуна тут же начинают продувку ванны кислородом. Заканчивается продувка за 5-7 мин до выпуска. С выпуском металла из первой ванны цикл плавки заканчивается и начинается новый. В то же время с помощью перекидных шиберов изменяется направление движения газов. Теперь бывшая холодная ванна становится горячей. Первую ванну заправляют и производят завалку шихты, и цикл повторяется.

Двух ванная печь должна работать таким образом, чтобы было равенство холодного и горячего периодов, протекающих одновременно в разных ваннах. В холодный период входит выпуск, заправка, завалка, прогрев, заливка чугуна; в горячий период - плавление и доводка. Например, для печи с садкой каждой ванны 250 т общая продолжительность плавки составляет 4 ч, каждый период длится по 2 ч. Металл выпускается также через каждые 2 ч. Раскисление стали, производят в ковше.

Металл продувают кислородом в каждой ванне через две-три кислородные фурмы с интенсивностью 20-25м3/ч" на 1 т металла. Каждая часть печи оборудована сводовыми кислородными фурмами и газокислородными горелками. Горелки необходимы для сушки и разогрева печи после ремонтов, а также для подачи дополнительного топлива.

Современные двухванные печи работают на техническом кислороде без вентиляторного воздуха, поэтому регенераторы отсутствуют. Холодная ванна печи частично выполняет роль регенераторов, аккумулируя тепло газов, покидающих горячую часть печи с температурой ~1700°С, и частично улавливает плавильную пыль, тем самым выполняет роль шлаковиков. Тем не менее, количество пыли в продуктах сгорания, покидающих печь, составляет большую величину (20-40 т/м). Пыль состоит на 85-90 % из окислов железа.

Дымовые газы, покидающие рабочее пространство печи с температурой около 1500°С, поступают по вертикальному каналу в шлаковик, в котором охлаждаются водой до температуры 900-1000 °С, а затем направляются в боров. В борове за счет подсоса холодного воздуха и впрыскивания холодной воды, происходит дальнейшее понижение их температуры до 700 °С.

Недостатки двухванных печей

К недостаткам существующих конструкций двухванных печей следует, отнести меньший выход годной стали, повышенный расход жидкого чугуна и выбивание большого количества технологических газов через завалочные окна в цех, большая глубина ванны (1,5-1,7м в сравнении с мартеновской, у которой 1,2-1,3м).

Выбивание газов из рабочего пространства происходит через завалочные окна при поднятых заслонках и по периметру закрытых заслонок, а также через стационарные желоба для заливки чугуна. Как показала практика, оптимальное с точки зрения тепловой работы существующих двухванных печей давление под сводом печи составляет 3- 4 Па. При этом нулевая линия давления располагается на уровне порога печи или несколько выше его. При этих условиях, как показывают расчеты, через одно открытое окно выбивается 6-8 тыс. м3 газа в час (запыленность 20- 40 г/м3). В отдельные периоды плавки расчетное количество выбивающихся газов превышает 20 % всего количества газов, поступающих в дымоотводящий тракт.

На некоторых печах вследствие недостаточной пропускной способности дымоотводящего тракта давление под сводом при интенсивной продувке повышается до 5-6 Па, что приводит к еще большему увеличению количества газов, поступающих в цех.

Выбивание газов ухудшает условия труда, затрудняет обслуживание печи, загрязняет воздушный бассейн. Часть пыли не удаляется через фонарь здания, а циркулирует над рабочей площадкой печного пролета и попадает в разливочный пролет. Выбивание приводит также к ухудшению тепловой работы печи, так как часть оксида углерода и физического тепла дыма не используется для нагрева лома.

Радикальный способ устранении выбивания из печи - снижение давления под сводом с 30-40 до 20 Па. В этом случае нулевая линия давлении располагается выше проема завалочного окна, и оно будет находиться в зоне разрежения. Выбивание дыма при этом полностью исключается. Вместе с тем, в печь подсасывается большое количество холодного воздуха. Источниками этого воздуха являются подсосы через вертикальный канал, через который не удаляются дымовые газы и на который действует тяга, создаваемая дымовой трубой. Кроме того, отрицательно сказывается эжектирующее действие, воздушных завес, установленных на амбразурах для продувочных фурм и в задней стенке для термопары, а также подсосы через завалочные окна печи. Вследствие большого количества подсасываемого воздуха в продувочной камере дожигается с. большим избытком воздуха практически весь выделяющийся из ванны оксид углерода.

Расчеты показывают, что подсос воздуха создает такую ситуацию, когда тепла сжигания оксида углерода недостаточно даже для нагрева дымовых газов до температуры, при которой они удаляются из продувочной камеры. Следовательно, возникает дефицит тепла на компенсацию потерь через кладку и охлаждаемые элементы печи, а также на догрев дымовых газов, который покрывается за счет тепла, выделяющегося внутри жидкого металла.

Для 250-т двухванной печи, начиная с расхода подсосанного воздуха в количестве 20 000 , потребность для компенсации дефицита количества тепла возрастает с увеличением количества подсасываемого воздуха. При этом все меньшая часть тепла дожигания оксида углерода используется полезно для нагрева ванны и все большее количество тепла, выделяющегося внутри жидкой ванны, затрачивается на покрытие потерь тепла. Для решения вопроса о необходимом степени дожигания окиси углерода и продуваемой камере и оптимальном распределении тепла оксида углерода между двумя камерами были выполнены совместные расчеты уравнений газового, материального и теплового балансов продувочной камеры и камеры нагрева, которые показали, что:

На двухванных сталеплавильных печах при существующихсуммарных тепловых потерях на обе ванны и наличии более 28 %лома в шихте в продувочной камере существует дефицит тепла,эквивалентный 20--100 % теплового эффекта сжигания оксидауглерода; количество воздуха, фактически поступающее в продувочные камеры существующих печей, существенно превышаетнеобходимое для сжигания расчетной доли оксида углерода, чтоеще больше усугубляет дефицит тепла;

3) при ограничении подсоса и рациональном нагреве скрапа в двухванной печи удельный расход чугуна может быть уменьшен, с 780-750 до 680-700 кг/т годной стали (содержание лома в шихте 38-40 %).

Как уже указывалось, большим недостатком двухванных печей является выбивание газов через окна печи. Для устранения этого недостатки необходимо выполнение ряда мероприятий, из которых наиболее важны следующие: обеспечение на печи резерва по тяге и работа через газоочистку в течение всей кампании печи; создание конструкции дымоотводящего тракта обеспечивающего неорганизованные минимальные подсосы; выполнение вертикальных каналов печи с охлаждаемыми поверхностями.

Для ограничения подсоса воздуха через вертикальный канал может быть предусмотрена установка водоохлаждаемых заслонок (см. рис. 38-5, 4), перекрывающих в закрытом положении более 90 % площади сечения вертикального канала. Гидравлические расчеты дымового тракта показали, что установка заслонок позволяет сократить количество воздуха, поступающего через вертикальный канал в продувочную камеру, примерно вдвое.

Подсос воздуха в продувочную камеру уменьшаемся также благодаря эжекции части воздуха (~ 10 000 м3/ч) из вертикального канала с подачей его в камеру нагрева шихты мимо продувочной камеры. Воздух, имеющий температуру 700-500С, отсасывают через охлаждаемую амбразуру 5 в стенки вертикального канала, соединенную с амбразурой 7 в своде печи между камерами футерованным воздухопроводом. Эжектируемый воздух подлетел в камеру нагрева шихты со скоростью 100 м/с и используется для сжигания топлива или дожигания оксида углерода, поступающего из камеры продувки.

Для уменьшения эжектирующего действия струй воздуха в конструкции отдува предусмотрены сопла, подающие воздух, направленный против движения потока подсасываемого воздуха. Струи из этих отверстий создают завесу на входе в амбразуру, тем самым сокращая присос воздуха уменьшения эффективности отдува.

При уменьшении количества подсасываемого в продувочную камеру воздуха уменьшается общее количество дыма, поступающего d камеру нагрева. Это позволяет оборудовать печь пережимом между ваннами с установкой с каждой стороны эжекторов. При этом возможно обеспечение независимого регулирования давления под сводом печи в каждой камере, что имеет большое значение для улучшения тепловой работы печи и обеспечивает хорошие условии для полного дожигания горючих составляющих дыма, поступающих в камеру нагрева.

Рис. 2. Устройство для отсоса дымовых газов, выбивающихся из рабочего пространства печи: 1-коллектор; 2-зонт; 3-коллектор сжатого воздуха; 4-воздушная струя.

Большие трудности вызывает уплотнение проема завалочных окон при открытой; заслонке. Если окно находится под разряжением, то через него засасывается 30000-40000воздуха в час. Для обеспечения возможности работы печи при повышенном давлении под сводом предусмотрены устройства, отсасывающие выбивающийся дым (рис. З8-6) со сбросом eго в борова или в резервную газоочистку. Наличие резервной газоочистки приводит к удорожанию строительства печи.

Влияние серы на свойства стали

выплавка сталь двухванная печь

Сера (S) является вредной примесью. Попадает в сталь из чугуна и топлива.

Содержание серы:

S - 0,035 - 0,06% (0,018% S - качественная сталь). Сера образует с железом соединение FeS. Это соединение образуют с железом легкоплавкую эвтектику с температурой плавления - Тпл = 988?С.

Наличие эвтектики вызывает красноломкость, т.е. хрупкость при высоких температурах. При нагреве до 1000-1200?С эвтектика, располагающая по границам зёрен, расплавляется и при деформации (ОМД) в стали возникают надрывы и трещины.

Вывозят серу из стали с помощью марганца. Марганец обладает большим сродством к сере, чем железо, и образует соединение MnS с высокой температурой плавления Тпл = 1620?С:

FeS + Mn > MnS + Fe.

Сера и её соединения при комнатных и пониженных температурах способствует снижению ударной вязкости стали, т. к. разрушение металла идёт по сульфидным включениям (поэтому ударная вязкость металла (KCU) снижается) (рис.3).

Рисунок 3. Влияние серы на вязкие свойства стали

Также сера снижает пластичность - д, ш%.

Сернистые включения ухудшают свариваемость и коррозионную стойкость. Сера облегчает обрабатываемость резанием.

Раствор серы в железе. При растворении серы в металле выделяется тепло:

l/2S2(r) >[S],

ДGє= -72 000-10,25 T,

что является показателем определенных связей между серой и железом в растворе. Несмотря на относительно низкую температуру испарения (445 °С), сера в элементарном виде в газовую фазу практически не переходит, что также свидетельствует о сильных связях серы с железом. Об этом же свидетельствует значительное отрицательное отклонение раствора серы в чистом железе от закона Генри. На диаграмме состояния сплавов Fe-S при 50ат.% S наблюдается максимум, характерный для образования химического соединения (в данном случае FeS), поэтому предполагается наличие сильной ионной связи между ионами Fe2+ и S2-. Косвенным свидетельством образования достаточно прочных группировок Fe-S является также наблюдаемое значительное повышение вязкости железа при увеличении в нем содержания серы. Серу, растворенную в жидком металле, обычно обозначают [S]. Принято считать, что процесс перехода серы из металла в шлак происходит на границе со шлаком:

[Fe2+] + [S2-] - (Fe2+) + (S2-) или

Fеж+[S]- (Fе2+) + (82-).

Можно также представить процесс как взаимодействие на поверхности контакта металл--шлак с образованием ионов серы в шлаке и атомов кислорода в металле: [S] + (О2-) = (S2-) +

+ [О]. Иногда это выражение суммируют с уравнением распределения кислорода между металлом и шлаком:

(Ре2+) + (02~) = Fеж+[0],

Реж + [S] = (Fe2+) + (S2-)

[S] + (О2-) = (S2-) + [О].

Для упрощения процесс перехода серы из металла в шлак часто условно обозначают

[S] -»(S).

Влияние серы на качество стали. Сера обладает неограниченной растворимостью в жидком железе и ограниченной в твердом. Предельная растворимость серы в -Fе при 1365 єС составляет 0,05 %, а при 1000 °С -- 0,013%. В -Fе растворимость серы снижается до 0,002-0,003 % при комнатной температуре. При кристаллизации стали по границам зерен выделяются застывающие в последнюю очередь сульфиды железа. Железо и сульфид железа образуют низкоплавкую эвтектику (температура плавления 988 °С), которая в присутствии кислорода из-за образования оксисульфидов плавится при еще более низких температурах.

Межзеренные прослойки (обычно на микрошлифе они имеют вид нитей) фазы, богатой серой, при нагревании металла перед прокаткой или ковкой размягчаются, и сталь теряет свои свойства, происходит разрушение металла (красноломкость)1. Красноломкость особенно сильно проявляется в литой стали (в виде рванин и трещин), так как сульфиды и оксисульфиды в этом случае скапливаются по границам первичных зерен. Если сталь хотя бы однократно подвергалась горячей деформации, то вследствие измельчения зерна и образования при деформации новых зерен красноломкость проявляется в гораздо меньшей степени. Однако и в этом случае стремятся получить в стали минимальное содержание серы, так как вредное влияние серы на механические свойства (в частности, на ударную вязкость) заметно, особенно в направлении, поперечном оси прокатки или ковки.

Углеродистая сталь приобретает ярко-красный цвет при температуре 900--1000 єС (цвет каления). Причиной красноломкости может быть также повышенное (более 0,4-- 0,5 %) содержание меди; при высоких температурах могут образовываться местные скопления структурно-свободной меди, в результате чего при деформации металла могут возникнуть поверхностные надрывы и трещины.

В катаных или кованых изделиях сульфидные включения обычно вытянуты в виде строчек в направлении горячей пластической деформации, что нарушает сплошность структуры проката или поковки, поэтому в тех случаях, когда нагрузка направлена поперек оси деформации, т. е. перпендикулярно строчкам, стальная матрица разрывается по границам раздела с сульфидами; соответственно снижается пластичность стали в поперечных образцах. Это особенно важно учитывать при изготовлении изделий, подвергающихся знакопеременным нагрузкам или нагрузкам в поперечном (относительно оси прокатки) направлении (трубы для газопроводов высокого давления, резервуары, конструкции для платформ морского бурения и пр.). Степень анизотропии свойств уменьшается по мере снижения содержания серы (рис. 4); при снижении содержания серы < 0,003 % степень анизотропии приближается к 1.

Рис. 4. Влияние концентрации серы в стальных бесшовных трубах на относительную ударную вязкость КСОТН, т. е. отношение ударной вязкости на поперечных образцах к ударной вязкости на продольных (Г) и ударной вязкости на вертикальных образцах к ударной вязкости на продольных образцах (2)

Сульфиды отрицательно влияют на результаты испытаний поперечных образцов при пониженных температурах, заметно повышая порог хладноломкости, что, например, особенно важно при разработке технологии производства труб большого диаметра для газопроводов Крайнего Севера. Помимо максимального снижения содержания серы для получения стали с особыми вязкими свойствами принимают специальные меры с целью получить сульфиды в глобулярной форме (а не в виде строчек). Для этого сталь обрабатывают ЩЗМ (кальцием, барием) и РЗМ (лантаном, церием, иттрием и др.).

Для ряда конструкционных сталей основные нагрузки приходятся на продольное, а не на поперечное направление. Для этих сталей такого низкого (< 0,003 %) содержания серы не требуется. Для ряда марок стали, в частности в автомобилестроении, машиностроении, особые требования предъявляют к обрабатываемости стали на станках-автоматах. Для обеспечения высокой обрабатываемости содержание серы регламентировано до 0,02-0,08 %.

Источники серы. К основным источникам относится шихта, и прежде всего чугун. В зависимости от содержания серы обычные передельные чугуны делят на три категории: 1-<0,030%8, II-<0,050 %S, III-< 0,07 % S. Некоторое количество серы может содержаться в стальном ломе и особенно в замасленной стальной стружке. Какое-то количество серы переходит в металл из топлива (при отоплении печи сернистым мазутом или коксовым газом, полученным при коксовании сернистых углей).

Активность серы в жидкой стали зависит от состава расплава. Такие примеси, как углерод, кремний, повышают активность серы в жидком расплаве (рис. 4). В связи с этим десульфурация чугуна, содержащего большое количество углерода и кремния, при прочих равных условиях происходит легче, чем десульфурация обычной стали.

Сера является поверхностно-активным элементом, в результате чего на поверхности раздела фаз концент рации серы выше, чем в объеме раствора, поэтому наибольший эффект дают такие методы ведения плавки, которые обеспечивают увеличение поверхности контакта металла с десуль-фурирующей фазой (искусственное перемешивание металла со шлаком, вдувание в металл тонкоизмельченных порошкообразных реагентов и т.д.). Приходится, однако, учитывать, что некоторые другие примеси металла также поверхностно-активны. Если в металле присутствует несколько поверхностно-активных примесей, то между ними происходит как бы «борьба за поверхность». В металле, например, всегда содержится какое-то количество кислорода. Кислород также поверхностно-активен, поэтому в тех случаях, когда в металле много кислорода (металл окислен), на поверхности контакта металла с десульфури-рующей фазой присутствует много кислорода и реакция десульфурации идет с трудом. Если содержание кислорода в металле снизить до определенного уровня (< 0,01 %), то адсорбция серы становится большей, чем адсорбция кислорода, и скорость, и степень удаления серы из металла резко возрастают (рис. 5).

Рис. 5. Влияние компонентов расплава на активность серы в жидкой стали

Обеспечение производства стали с низким содержанием серы

Для обеспечения производства стали с низким содержанием серы необходима внепечная десульфурация в ковше при помощи шлакообразующих смесей. Десульфурацию в ковше можно проводить двумя способами:

твердыми шлакообразующими смесями;

жидкими синтетическими шлаками.

Химическая сущность этих способов одна, различие заключается в температуре и расходе материалов Для выплавки синтетических шлаков требуется наличие электродуговой печи, а также наличие в цехе площади для нее и дополнительные расходы на электроэнергию и другие. В тоже время синтетический шлак имеет свои преимущества:

кратковременность операции десульфурации во время выпуска стали из печи;

стабильность и эффективность получаемых результатов.

Преимущество твердых шлакообразующих смесей (ТШС): простота и доступность.

Недостатки:

нестабильность результатов;

снижение температуры металла.

На выбор способа десульфурации влияют организационные и технические возможности в зоне выпуска и в сталеразливочном пролете, где осуществляется десульфурация стали.

В условиях мартеновского цеха ОАО «Уральская сталь» на ДСПА считают целесообразным использование ТШС в процессе выпуска, подаваемых с участка подготовки ТШС, который выгодно расположить непосредственно в мартеновском цехе . В комплексе с донной продувкой это позволит достичь наиболее быстрого расплавления и перемешивания образующегося шлака в стали, соответственно и наибольшей степени десульфурации.

Для определения оптимального метода использования ТШС обработку металла предлагается провести по следующим вариантам:

присадка всей смеси ТШС при наполнении металлом 1/3 высоты ковша вместе с ферросплавами;

присадка половины количества ТШС в ковш при наполнении металлом 1/3 высоты ковша и второй половины после раскисления и легирования;

присадка всей массы ТШС во время выпуска металла в ковш после раскисления и легирования.

Существенное влияние на степень десульфурации оказывает эффективность отсечки печного шлака на сталевыпускных желобах. При отсечке шлака на выпуске металла из печи при помощи специальных выпускных желобов, степень десульфурации( по литературным данным) в 1, 75 раза превышает стапень десульфурации металла , выпускаемого из печи в сталеразливочный ковш без отсечки.

Для ускорения и улучшения протекания процесса десульфурации в ходе обработки металла необходимо производить продувку металла инертным газом через продувочную пробку с направленной пористостью. Интенсивное перемешивание металла при продувке его инертным газом не только улучшает процесс десульфурации, но и ускоряет процессы всплывания неметаллических включений и ассимиляции их покровным шлаком.

Для снижения потерь температуры металла в сталеразливочном ковше , при обработке ТШС , рекомендуется иметь фракцию не более 30-50 мм. По литературным данным температура металла плавок с внепечной десульфурацией должна быть на 15-200 С выше, чем на обычных плавках. Однако, в случае использования высокотемпературных разогревов футеровки стальковшей, необходимость дополнительного перегрева металла отсутствует.

При расчетах степени десульфурации металла в сталеразливочных ковшах была оценена зависимость степени десульфурации от таких параметров как:

футеровка стальковша ( основная или шамотная );

вида ТШС ;

содержания алюминия в пробе металла на УДМ.

Процесс десульфурации металла в сталеразливочном ковше можно представить уравнением реакции:

[S] + (CaO) = (CaS) + [O]

Константа равновесия реакции равна:

Кр = аСаS * aO / аСаS *aS

где а - активность реагентов.

В результате можно записать:

[S] = аСаS * aO / аСаS * Kp * fS

При экспериментальном изучении распределения серы между жидким металлом и шлаками системы CaO - MgO - Al2O3 - SiO2 для коэффициента распределения серы LS получили эмпирическое уравнение, имеющее ту же архитектуру, что и уравнение 6.

lgLS = -2,78+0,86*(CaO%)+0,05(MgO%)/(SiO2%)+0,06(Al2O3%)-lgaO

Эффективность процесса десульфурации обычно оценивают степенью десульфурации nS (в долях)

nS = [S]н - [S]к / [S]н

где [S]н и [S]к - начальное и конечное содержание серы в металле, %.

Выведем соотношение между LS и nS . Для этого запишем два уравнения:

LS = (S%)/[S%]

mме * [S]н = mме * [S]к + mшл * (S)н

где mме и mшл - масса металла и шлака при обработке стали в ковше.

Из уравнения получаем:

mме * ([S]н - [S]к) = mшл * (S)к = mшл * LS * [S]к

Поделив выражение в уравнении на [S]н получим:

mме * ([S]н - [S]к / [S]н) = mшл * LS * [S]к/[S]н

Введем в уравнение величину кратность шлака a = mшл/mме (в долях), тогда получаем из уравнения:

nS = a * LS * [S]к/[S]н , [S]к/[S]н = nS / a * LS

Принимаем nS = 1 - [S]к/[S]н, имеем [S]к/[S]н = 1 - nS , тогда:

nS = a * LS * (1 - nS) или nS = a * LS / 1+a*LS

Таким образом соотношение между nS и LS имеет вид:

nS = a * LS / 1+a*LS

Из анализа уравнения следует:

lgLS = -2,78+0,86*(CaO%)+0,05(MgO%)/(SiO2%)+0,6(Al2O3)-lgaO

Следует, что величина LS - коэффициента распределения серы между рафинированным шлаком и металлом определяется в основном двумя факторами:

а) основлость шлака

В = (CaO%)+0,05(MgO%)/(SiO2%)+0,6(Al2O3%)

б) активность кислорода в металле в процессе рафинирования шлаком в ковше.

Существенное влияние на величину LS должна оказывать величина активности кислорода аО. Можно рассчитать равновесную с алюминием активность кислорода - аО по величине КAl = [Al%]^2*[aO]^3. Однако, при этом необходимо иметь ввиду, что используемое для расчета аО значение КAl ,будет различным при обработке в ковшах с различной огнеупорной футеровкой; что было установлено экспериментально с использованием кислородных зондов для измерения активности кислорода.

Таблица 1

Значение КAl

Кислая, шамотная футеровка

Высокоглиноземистая, основная футеровка

Величина КAl

10^(-12)

10^(-13)

В процессе внепечной десульфурации металла в ковше происходит процесс разбавления состава рафинировочного шлака за счет попадания в него продуктов реакции раскисления стали, разрушения футеровки ковша и попадания печного шлака при выпуске металла. Этот факт необходимо учитывать в расчетах.

Для расчетов была выбрана трубная марка стали 17Г1СУ с массовой долей серы в готовом металле не более 0,020 %

Расчет степени десульфурации металла проводился для сравнения : в ковше с основной футеровкой: MgO = 91%; CaO = 2%; SiO2 = 1%; Al2O3 = 5,8% c расходом 1,474 кг/т; в ковше с шамотной футеровкой: SiO2 =52,68%; Al2O3 = 40,6% с расходом 10,881 кг/т; с использованием ТШС: CaO = 75%; CaF2 = 25% с использованием ТШС: CaO = 75%; CaF2 =17%; CaC2 = 8%. При выпуске металла из печи в сталеразливочный ковш попадает примерно 1 т печного шлака: CaO = 36,69%; SiO2 = 20,28%; Al2O3 = 1,77%; S = 0,022%; MnO = 3,35%; MnO = 6,96%; P2O5 =1,05%; FeO = 29,66%.

Карбид кальция реагирует с кислородом шлака дает экзотермическую реакцию:

CaC2 + 3(O) = (CaO) + 2COг + О

Газ СО образуется в шлаке с выделением энергии, он вспенивается, улучшается плавление шлакообразующих и заметно слабее шлак воздействует на огнеупоры ковша в зоне шлакового пояса.

Степень десульфурации металла в сталеразливочных ковшах с основной футеровкой значительно выше степени десульфурации в сталеразливочных ковшах с шамотной футеровкой при одинаковых химических составах ТШС и массовой доли алюминия в металле на УДМ. Степень десульфурации металла в сталеразливочных ковшах с основной футеровкой , в зависимости от расхода ТШС , на 20-43% выше степени десульфурации в сталеразливочных ковшах с шамотной футеровкой .

При обработке стали ТШС без СаС2 массовую долю серы в готовом металле менее 0,015% при выполнении всех мероприятий вне мартеновского цеха в стальковшах с основной футеровкой получим при расходе ТШС 3 кг/т, с шамотной футеровкой -8 кг/т. При обработке стали ТШС с СаС2 эти показатели немного лучше. При невыполнении всего комплекса мер описанных ранее при массовой доле серы на выпуске металла из печи 0,025 - 0,030% , массовую долю серы в готовом металле менее 0,015%, по расчетам, получим в стальковшах с основной футеровкой при расходе ТШС 6кг/т, в стальковшах с шамотной футеровкой -13-14кг/т.

Учитывая, что температура металла в ковше и предварительный температурный разогрев основной футеровки обеспечивают возможность введения большого количества ТШС , предлагаю для гарантированного получения массовой доли серы в готовом металле менее 0,015% установить расход ТШС в количестве 8-10кг/т. В этом случае расчетная массовая доля серы в готовом металле в зависимости от массовой доли серы перед выпуском плавки составит:

Таблица 2

Массовая доля серы в готовом металле, % (расход ТШС=9кг/т, А1=0,009%)

Вид футеровки

ТШС

Степень десульфурации,%

Массовая доля S в металле перед выпуском, %

0,020

0,025

0,030

Основная

Без СаС2

75,24

0,0050

0,0062

0,0074

С СаС2

77,41

0,0045

0,0056

0,0068

Шамотная

Без СаС2

32,39

0,0135

0,0169

0,0203

С СаС2

33,69

0,0133

0,0166

0,0199

Графики устанавливают зависимость степени десульфурации от расхода двух видов ТШС для стальковшей с основной и шамотной футеровкой.

Таким образом, появляется возможность получения массовой доли серы в готовом металле менее 0,010%.

Степень десульфурации стали в ковшах и с основной и шамотной футеровкой при обработке ТШС<СаСi незначительно выше, чем при обработке без СаС2 на 1-2%, аналогичный эффект может быть получен при использовании SiCa или SiC4 вместо СаС2. Кроме того , реакция СаС2 с кислородом дает дополнительное выделение энергии, что улучшает плавление ТШС.

Зависимость степени десульфурации металла в ковше от массовой доли алюминия в пробе прямая. Для основной и шамотной футеровки степень десульфурации, при одинаковом расходе ТШС, с увеличением массовой доли алюминия в металле на УДМ возрастает. То есть, чем сильнее раскислен металл, тем процесс десульфурации идет лучше.

Таким образом, для более глубокой десульфурации оптимальная массовая доля алюминия в металле на УДМ должна находиться в пределах 0,013-0,015%, так как дальнейшее ее увеличение к значительному росту степени десульфурации не приведет.

Кроме ТШС

Основной путь, по которому необходимо, по мнению авторов, идти - это перенесение микролегирования и модифицирования стали из сталеразливочного ковша на разливку. Как показывает опыт комбината "Азовсталь" целесообразно проводить эту завершающую операцию в промежуточном ковше или кристаллизаторе, а при разливке металла на слитки, как показывает опыт авторов, на струю стали, поступающую из ковша в центровую. При получении крупных слитков эффективна "сверхпоздняя" обработка металла модификаторами после окончания разливки.

При этом повышается усвоение легкоокисляющихся элементов , увеличивается их доля в неокисленном состоянии в жидком расплаве, усиливается микролегирующее действие "полезных" примесей в твердом металле. Кроме того, введение РЗМ (или комплексных лигатур, содержащих РЗМ) в ходе разливки металла исключает затягивание сталевыпускных каналов разливочных ковшей.

Рис. 5. Схема ввода порошковой проволоки в приемную воронку промежуточного ковша: 1 -трехсекционный промежуточный ковш; 2 - разливочные секции; 3 - защитная труба; 4 - приемная секция; 5 - область нисходящих потоков; 6 - сталеразливочный ковш; 7 - порошковая проволока; 8 - покровный шпак; 9 - металл.

В настоящее время имеются все возможности для внедрения этих процессов.

Во-первых, создана аппаратура, позволяющая вводить в металл точно дозируемые количества реагентов. При организации работы по методу "Модинар" могут быть использованы недорогие и компактные механические аппараты-дозаторы, которые просты в изготовлении и эксплуатации. Аппарат-дозатор навешивается на ковш или устанавливается на сталевозную тележку. Подающая труба, закрепленная на устройстве, подводится к месту выхода струи металла, вытекающей из ковша. Для обслуживания процесса модифицирования не требуется подвод коммуникаций (электроэнергии или сжатого воздуха), а сама операция не вызывает затруднений у обслуживающего персонала. Расход комплексных модификаторов, содержащих в разных соотношениях магний, кальций, барий, РЗМ, алюминий, титан и другие элементы, составляет 0,5...1,5 кг на 1 т получаемой стали. Экономический эффект может быть получен за счет снижения брака, улучшения качества металла, а также исключения из схемы производства операции вакуумирования и снижения затрат при обработке металла на установке ковш-печь.

Во-вторых, накоплен практический опыт модифицирования стали широкого сортамента, разливаемой на слитки. Наивысшая эффективность проведения процесса микролегирования и модифицирования металла, а вместе с тем и всего процесса обработки металла вне печи (в ковше и на разливке), по мнению авторов, возможна при условии применения не одинарных, а многокомпонентных - комплексных и комбинированных микролигатур. Обработка металла многокомпонентными реагентами позволяет достигать более высокой степени рафинирования металла от окисных НВ, способствует более равномерному распределению в затвердевшем металле не удаленных на предыдущих стадиях процесса или вновь образовавшихся включений в слитке. Этот эффект связан с тем, что возникновение комплексных зародышей окисной фазы в расплавах железа, вследствие их более низкого межфазного натяжения, может происходить при более низких пересыщениях, а формирование крупных и в дальнейшем полнее удаляемых из расплава первичных продуктов раскисления идет более активно.

В-третьих, в Челябинске, в НПП "Технология" созданы производственные мощности, позволяющие обеспечить заводы порошковой проволокой или фракционированными комплексными модификаторами любого состава, при этом полученными принципиально новым способом - методом мгновенной закалки исходного расплава . Получение модификаторов таким способом исключает ликвацию элементов в лига­туре, обеспечивает физико-химическую изотропность продукта и стабильность получаемых результатов.

Таким образом, рациональное проведение операции модифицирования позволяет в ряде случаев отказаться от глубокой десульфурации металла или обязательного проведения его вакуумирования. Только максимальное приближение момента присадки легкоокисляющихся примесей к температурам металла, близким к солидусу, т.е. на разливку, в условиях исключения их контакта с футеровкой ковша и ограничения развития процессов вторичного окисления, позволяет в максимальной степени получить более эффективные и устойчивые результаты по улучшению качества металла.

Список литературы:

1. Лахтин Ю.М., Леонтьева В.П. Материаловедение. М., 1972, 1980.

2. Гуляев А.П. Металловедение. М., 1986.

3. Антикайн П.А. Металловедение. М., 1972.

4. Металлургическая теплотехника в 2-х томах 1. Теоретические основы: Учебник для вузов В. А. Кривандин, В. А. Арутюнов, Б. С.Мастрюков и др. М.: Металлургия, 1986. 424. с.

5. Металлургические печи: Атлас учебное пособие для вузов В. И. Миткалинный, В. А. Кривандин, В. А. Морозов и др. М.: Металлургия 1987.

Размещено на Allbest.ru


Подобные документы

  • Конструкция и принцип работы двухванной сталеплавильной печи. Недостатки двухванных печей. Примерный расчет двухванной сталеплавильной печи. Физическое тепло стали. Топливный расчет. Материальный балланс. Расчет теплот сгорания, теплообменники.

    курсовая работа [358,9 K], добавлен 29.10.2008

  • Механическое оборудование печи. Форма и размеры плавильного пространства электродуговой печи. Футеровка основной электродуговой печи. Электрооборудование печи. Выплавка стали методом полного окисления. Жаропрочные стали и сплавы. Системы газоотвода.

    реферат [1,4 M], добавлен 28.01.2009

  • Технологические требования при выплавке электротехнической стали в электрических печах. Механизмы дуговой сталеплавильной печи. Расчет короткой сети, индуктивного и активного сопротивления. Проверка теплового баланса и мощности печного трансформатора.

    курсовая работа [1,6 M], добавлен 17.05.2014

  • Конструкция, электрические и рабочие характеристики дуговой сталеплавильной печи. Технология производства стали в ДСП. Расчет параметров плавильного пространства. Энергетический баланс установки. Выбор проводников для участков вторичного токоподвода.

    курсовая работа [794,1 K], добавлен 26.12.2013

  • Описание электропечи и установки внепечной обработки. Определение производительности участка. Изучение технологии выплавки и разливки шарикоподшипниковой стали. Подготовка печи к плавке. Расчет металлошихты, расхода ферросплавов для легирования стали.

    курсовая работа [760,3 K], добавлен 21.03.2013

  • Общая характеристика стали 38Х2МЮА. Технологический процесс выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи. Химический состав шихтовых материалов, Расчёт металлошихты на 1 т металла. Материальный баланс периодов плавления и окисления (на всю плавку).

    курсовая работа [48,0 K], добавлен 16.03.2014

  • Механические свойства стали при повышенных температурах. Технология плавки стали в дуговой печи. Очистка металла от примесей. Интенсификация окислительных процессов. Подготовка печи к плавке, загрузка шихты, разливка стали. Расчет составляющих завалки.

    курсовая работа [123,5 K], добавлен 06.04.2015

  • Конструкция и общая характеристика индукционной печи. Футеровка и достоинства тигельных плавильных печей. Определение размеров рабочего пространства печи. Тепловой и электрический расчет печи. Расчет конденсаторной батареи и охлаждения индуктора.

    курсовая работа [980,1 K], добавлен 17.01.2013

  • Применение камерной печи с выдвижным подом для отжига, отпуска и закалки тяжелых деталей. Расчет горения топлива, рабочего пространства и теплового баланс печи, тепла, необходимого на нагрев режущего инструмента. Выбор материала для конструкции печи.

    контрольная работа [450,3 K], добавлен 20.11.2013

  • Проектирование методической трехзонной толкательной печи с наклонным подом для нагрева заготовок из малоуглеродистой стали с заданными размерами. Расчет горения топлива. Определение размеров рабочего пространства печи. Составление теплового баланса.

    курсовая работа [261,5 K], добавлен 17.09.2011

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.