Конвертерне виробництво сталі

Размещено на http://www.allbest.ru/

ВСТУП

Чорна металургія є найбільшою базовою галуззю індустріального виробництва України, яка поряд з іншими визначила загальносоюзну спеціалізацію господарства. Чорна металургія - складна галузь. Металургійний комплекс включає: видобуток, збагачення й агломерування залізних, марганцевих і хромітових руд, виробництво чавуну, сталі й прокату, феросплавів, повторне використання металевої сировини, коксування вугілля, виробництво вогнетривів та допоміжних матеріалі для них (флюгових вапняків тощо).

Головна проблема чорної металургії України - її висока енергоємність, тобто витрата енергії на 1 т готової продукції. Енергоємність металопродукції в Україні в 2-10 разів перевищує аналогічний показник в інших країнах. Обумовлене таке положення справ дуже низьким технологічним рівнем ЧМ України, тобто використання застарілих технологій і агрегатів. Відомо, що перехід від мартенівського способу виробництва сталі до киснево-конвертерного дозволяє заощяджувати значну кількість енергоресурсів і різо знизити навантаження на навколешнє середовище.

За прогнозами в Україні частка мартенівського способу знизиться до 17%, а основний обсяг виплаки сталі (72%) буде приходитися на киснево-конвертерний спосіб.

В даному курсовому проекті розглядається технологія виплавки сталі в конвертері та виконується розрахунок матеріального і теплового балансів киснево-конвертерної плавки.



1 КОНВЕРТЕРНЕ ВИРОБНИЦТВО СТАЛІ

плавка конвертерний сталь

1.1 Шихтові матеріали конвертерної плавки

1.1.1 Рідкий чавун

Відповідно до ДСТУ 805 - 80 переробний чавун у СНД підрозділяють на дві марки П1 і П2, що різняться вмістом кремнію: 0,5 - 0,9 і <0,5% відповідно. Кожну марку підрозділяють на три групи по вмісту марганцю (<0,5; 0,5 - 1; 1-1,5% відповідно в групах I, II, III); на три класи по вмісту фосфору (не більше 0,1; 0,2 і 0,3 % відповідно в класах А, Б, В) і на п'ять категорій по вмісту сірки (не більше 0,01, 0,02, 0,03, 0,04, і 0,05 відповідно в категоріях I, II, III, IV, V).

У кисневих конвертерах переробляють чавуни, склад яких змінюється в широких межах: 3,7 - 4,7% С; 0,15 - 0,7% Mn; 0,3 - 1,0 %Si; <0,07 %S; до 0,3 %P. Однак досвід показав, що для одержання високих техніко-економічних показників процесу склад чавуну доцільно обмежувати в оптимальних межах.

Кремній. При збільшенні вмісту кремнію зростає кількість тепла від його окислювання й, відповідно, витрата сталевого брухту, що знижує собівартість сталі. Разом з тим при зростанні вмісту кремнію необхідно збільшувати витрату вапна на ошлакування діоксиду кремнію (SiО2), що утвориться. При цьому зростає кількість шлаку й відповідно теплові втрати, а також втрати заліза зі шлаком, що зливається. Крім того, збільшення кількості шлаку й вмісту в ньому SiО2 викликає зниження стійкості футерівки. При занадто низькому вмісті кремнію в чавуні повільно відбувається шлакоутворення у зв'язку з повільним розчиненням вапна (при малому вмісті SiО2 у первинних шлаках). З урахуванням викладеного, оптимальним варто вважати вміст кремнію в чавунах 0,6 -0,9%.

Марганець. Протягом багатьох років вважалось, що чавун для переробки в кисневих конвертерах повинен містити 0,3 - 0,7% Mn. Пояснюється це тим, що при високому вмісті марганцю істотно полегшується шлакоутворення, тобто швидко відбувається формування основного шлаку, оскільки продукт окислювання марганцю, оксид марганцю МnО, помітно прискорює розчинення вапна.

Фосфор. При збільшенні вмісту фосфору в чавуні для його видалення в шлак в процесі плавки необхідно збільшувати кількість і основність шлаку і його окисленість, що веде до збільшення втрат тепла, зношування футерівки, втрат заліза зі шлаком й ряду інших несприятливих наслідків. У зв'язку із цим при звичайній технології конвертерної плавки (робота з одним шлаком) вміст фосфору в чавуні повинен бути <0,3 %.

Сірка. Умови для видалення сірки з металу несприятливі внаслідок високої окисленості конвертерного шлаку. У зв'язку з необхідністю виплавки в кисневих конвертерах високоякісних сталей з низьким вмістом сірки, типовою технологічною інструкцією 1986 р. передбачений припустимий вміст сірки в чавуні для кисневих конвертерів <0,035%.

Вуглець. Вміст вуглецю в чавуні ДСТУ або технічними умовами не регламентується, оскільки він визначається вмістом інших складових. Приблизно вміст у чавуні вуглецю визначається по формулі:

С = 4,8 + 0,03[%Мn] - 0,27[%Si] - 0,32[%Р] - 0,032[%S] (1.1)

Температура чавуну повинна бути не нижче 1320 °С у цехах зі стаціонарними міксерами й не нижче 1350 °С при використанні ковшів міксерного типу. При більш низькій температурі чавуну вповільнюється розчинення вапна й процес шлакоутворення.

1.1.2 Сталевий брухт

Сталевий брухт (скрап) є охолоджувачем конвертерної плавки; збільшення його витрати (заміна брухтом частини чавуну) забезпечує зниження собівартості сталі. Витрата брухту, обумовлена умовами теплового балансу плавки, без вживання спеціальних заходів по збільшенню його витрати, як правило не перевищує 27 % від маси металевої шихти.

Відповідно до ГОСТ 2787 - 75 сталевий брухт підрозділяють на дві категорії: вуглецевий (позначуваний буквою А) і легований (позначуваний буквою Б). По якості категорії А і Б розділяють на 28 видів (брухт кусковий, дрібний кусковий, пакети, брикети зі стружки, негабаритний брухт і т.д.); крім того, категорію Б розділяють на 67 груп по вмісту легуючих елементів.

Брухт, що використовується повинен відповідати ГОСТ 2787 - 75 і ТУ 14-10-38 - 83. Не допускається вміст у брухті домішок кольорових металів (Zn, As, Pb, Sn і ін.), що погіршують якість сталі. Брухт не повинен містити вибухових речовин, а також пально-мастильних матеріалів, снігу, льоду, закритих посудин, оскільки при заливанні чавуну на брухт, що містить ці домішки, можливі вибухи. Вміст міді й нікелю в сталевому брухті не повинен перевищувати їхній припустимий вміст у виплавленій сталі (як правило, <0,2 %), оскільки ці домішки не видаляються з металу при конвертерній плавці (нікель і мідь не окисляються в присутності рідкого заліза, оскільки мають хімічну спорідненість до кисню більш низьку, ніж залізо). Небажаний також високий вміст у брухті іржі, оскільки вона вносить у метал водень (іржа - це гідрати оксидів заліза).

Обмежують максимальний розмір кусків брухту, оскільки занадто великі куски можуть не встигнути розчинитися за короткий час продувки. Розміри пакетів брухту не повинні перевищувати 20001050750 мм. Довжина кускового брухту повинна бути не більше 800 мм. Рекомендована товщина кусків, що забезпечує його розплавлення при різній інтенсивності продувки, наступна:

Інтенсивність продувки м3/(т·хв)…….………..1 3 4 5

Припустима товщина кусків брухту, мм ........ 350 300 280 260



1.1.3 Вапно

Вапно одержують випалом вапняку СаСО3 при 1000 - 1100 °С у трубчастих обертових печах, печах киплячого шару, вагранках і спеціальних шахтних печах. Вапно повинне задовольняти вимогам ГОСТ 14-16-165-85. У вапні повинне міститися 92 % (CaО + MgО), <2% SiО2. Розмір кусків повинен бути в межах 10-50 мм, великі куски вапна повільно розчиняються в шлаку, дрібні - виносяться з конвертера газами, що відходять.

Вапно повинне містити <0,06% S, а після випалу в шахтних печах <0,08% S. Вміст сірки у вапні залежить головним чином від виду застосованого для випалу палива; мінімальна кількість сірки втримується при використанні природного газу, максимальне - при використанні коксу, антрациту й неочищеного від сірки коксувального газу. При вмісті у вапні 0,1 % S можливий перехід сірки в процесі плавки зі шлаку у метал.

1.1.4 Інші неметалеві матеріали

Плавіковий шпат відповідно до ГОСТ 7618 - 83 називається плавікошпатовим концентратом. Його використовують для зменшення в'язкості шлаку і прискорення розчинення в шлаку вапна (прискорення шлакоутворення).

Його одержують збагаченням флюоритових руд; основною домішкою є SiО2 .

Для конвертерного виробництва відповідно до ГОСТ 7618-83 передбачений плавікошпатовий (флюоритовий) концентрат марок ФК (кусковий) і ФГ (гравітаційний). У марках ФК розмір кусків від 300 до 5 мм (доля часток з розміром <5 мм не повинна перевищувати 10%); розмір кусків у марках ФГ - переважно 5-50 мм (частка більш дрібних або великих часток не повинна перевищувати 10 % кожної; у марці ФКМ-65 доля часток розміром <5 мм не регламентується).

До недоліків плавікового шпату належать дефіцитність і висока вартість; крім того, при температурах конвертерного процесу він швидко зникає зі шлаку. Фториди, які при цьому надходять до атмосфери, шкідливі для здоров'я й негативно впливають на стійкість устаткування.

Боксит іноді застосовують замість плавікового шпату для прискорення розчинення вапна на початку продувки, але його вплив у багато разів слабкіший, ніж плавікового шпату. Боксит - гірська порода: він містить >28 % Аl2O3; 5 - 23 % Fe2O3; 5 - 20 % SiО2 і 10 - 23% гідратної вологи у вигляді Аl2O3nН2О і Fе(ОН)3.

Відповідно до ГОСТ 972 - 82 у сталеплавильному виробництві передбачене застосування бокситу марки МБ, що містить >28% Аl2O3, <0,2% S і <0,6%Р2О5. Для запобігання бахкання і викидів боксит перед завантаженням у конвертер необхідно прожарювати для видалення гідратної вологи. Недоліком бокситу є високий вміст SiО2, для ошлакування якої необхідно збільшити витрату вапна, що викликає збільшення кількості шлаку.

Сипучі охолоджувачі. Як охолоджувачі для коригування температури по ходу продувки й іноді після її закінчення використовують залізну руду 21 класу (ТУ 14-9-52-73), агломерат (ТУ 14-105-381-77), залізорудні окотиші (ТУ 14-9-84-75), вапняк (ОСТ 14-64-80), доломіт, окалину й іноді інші матеріали. При дачі в конвертер на початку продувки всі вони, крім вапняку, забезпечують прискорення розчинення вапна в шлаку, тобто прискорюють шлакоутворення у зв'язку із вмістом у них оксидів заліза.

Залізні руди містять залізо у вигляді Fе2О3 або Fе3О4, порожню породу (5 - 17 % SiО2; 0,2 - 13 % Аl2O3; 0,2 - 8,5 СаО й 1,5 - 4,0 іноді до 10% MgО) і звичайно 0,1 % S і Р (кожного). У конвертерному виробництві застосовують багату по залізу руду, що містить <8 % SiО2 у кусках розміром 10 - 80 мм.

Агломерат різних заводів містить 47 - 57 % Fe, 7 - 11 % SiО2; 6 - 23 % СаО і, як правило, 0,1% S, P (кожного). Окотиші містять 51 - 64 % Fe; 4 - 8 % SiО2; від 0,2-1,0 до 5% СаО і 0,1 % S і Р (кожного).

Окалина утворюється в результаті окислювання поверхні злитків і сталевих заготівок при їхньому нагріванні перед прокаткою. Складається майже цілком з Fе3O4.

Вапняк - природна сировина, майже цілком складається із СаСО3. Вапняки різних родовищ містять <2 % SiО2; 1 % MgО; 1% ( Аl2O3 + Fe2O3); 0,2 % S; вміст СаО у вапняках - 52 - 54 %. Доломітизований вапняк містить 4 - 17 % MgО (у вигляді МgСО3).

Марганцева руда іноді застосовується для прискорення розчинення вапна на початку продувки. Містить 20 - 50 % Мn у вигляді оксидів і карбонатів і порожню породу з SiО2 і в меншій кількості Аl2O3.

Інші неметалеві матеріали. До числа матеріалів, використовуваних при конвертерній плавці, для прискорення шлакоутворення належать комплексні флюси й відходи інших виробництв, характеристика яких дана при описі відповідних різновидів технології плавки.

Газоподібний кисень одержують зрідженням повітря шляхом його охолодження й наступного розділення на кисень і азот. Технічний кисень повинен містити 99,5 % O2 і 0,1 % N2, тому що при більшій кількості азоту збільшується його вміст у сталі.

Аргон і азот. Застосовувані при комбінованій продувці для подачі в конвертер знизу аргон і азот повинні мати чистоту, обумовлену відповідно ГОСТ 10157-79 і ГОСТ 9293-74; тиск перед донними фурмами повинен бути в межах 1,2 - 2,0 МПа.

Додаткове паливо. Для економії чавуну й збільшення частки брухту в шихті в конвертер по ходу продувки або до її початку присаджують вуглецевмісні матеріали (кокс, кам'яне вугілля і його різновид - антрацит і ін.). Основні складові кам'яних вугіль - горюча (органічна) маса, волога (4 - 14 %), зола (8 - 12 %); вугілля містить 0,5 - 4 % S (шкідливої домішки). Склад горючої маси: 75 - 97 % С; 1,5 - 5,7 % Н2; 2 - 15 % О2; 0,5 - 4 % S, <1,5 % N2. Основні складові золи: Al2O3, SiО2, Fe2O3, СаО. Вугілля розрізняють також по вмісту летючих - Н2, СН4 і небагато СО, СmНn і N2, що виділяються з горючої маси при нагріванні без доступу повітря (від 9 до 45 % горючої маси). Антрацит характеризується меншим вмістом вологи (4 - 6 %), летючих (<9 %) і більшим вмістом вуглецю в горючій масі (93 - 97%). Кокс містить 75 - 88% С; 0,6 - 1,7% летючих; 8 - 12% золи; 2 - 9% вологи; 0,5 - 2,0 % S.

1.2 Технологія виплавки сталі в конвертері з верхньою продувкою

1.2.1 Шихтовка плавки

Необхідна на плавку витрата шихтових матеріалів у сучасних конвертерних цехах розраховує АСУ ТП на підставі даних, що вводять у неї, про склад шихтових матеріалів, температури чавуну, параметрах виплавляємої сталі й деяких інших. Витрату брухту, зокрема, розраховують такою, щоб забезпечувалася задана температура металу наприкінці продувки, витрата вапна - щоб забезпечувалася необхідна основність шлаку (від 2,8 до 3,5).

Поряд із цим у цехах при постійній загальній масі чавуну й брухту на плавку встановлюється кілька стандартів на співвідношення мас чавуну й брухту; перехід з одного стандарту на іншій визначається тепловими умовами плавки. Так, якщо задану температуру металу одержують при витраті сипучих охолоджувачів >2 кг/т сталі (а на плавках із введенням вуглецемістних матеріалів при витраті <5 кг/т), то обов'язковий перехід на стандарт із більш високою часткою брухту в шихті. Застосовують також різні номограми для визначення витрати вапна; витрата флюсів, що містять MgО, повинна забезпечити вміст у кінцевому шлаку 6 - 9 % MgО.

1.2.2 Хід плавки

Плавка в кисневому конвертері включає наступні періоди:

- завантаження брухту. Сталевий брухт завантажують у нахилений конвертер совками. Їхній обсяг, для уникнення збільшення тривалості завалки, розраховують таким чином, щоб завантаження забезпечувалося одним-двома совками. Щоб уникнути пошкодження футерівки брухт у совки укладають так, щоб при завантаженні в конвертер першим попадав легковагий брухт. Після завантаження брухту в конвертер для прискорення шлакоутворення найчастіше завантажують вапно (до 60% від загальної витрати на плавку).

- заливання чавуну. Рідкий чавун з температурою 1350 - 1450 °С заливають у нахилений конвертер одним ковшем.

- продувка. Після заливання чавуну, конвертер повертають у вертикальне положення, уводять кисневу фурму й, включаючи подачу кисню, починають продувку. Фурма протягом продувки перебуває на висоті 4,8 - 0,8 м від рівня ванни в спокійному стані, причому для прискорення шлакоутворення продувку починають при підвищеному положенні фурми, а через 2-4 хв. її опускають до оптимального положення (в один або кілька прийомів).

Протягом першої третини тривалості продувки в конвертер декількома порціями (частіше двома-трьома) завантажують решту вапна; першу порцію вапна завантажують після «запалювання» плавки; разом з першою порцією вапна вводять плавиковий шпат і іноді інші флюсуючи добавки. Продувка до заданого вмісту вуглецю в металі триває 12 - 18 хв. залежно від прийнятої в цеху інтенсивності продувки, що перебуває в межах 2,5 - 5 м3/(тхв).

По ходу продувки протікають наступні основні металургійні процеси:

1) окислювання складових рідкого металу киснем, що вдувається: окислюється надлишковий вуглець, а також кремній, марганець і невелика кількість заліза; газоподібні продукти окислювання вуглецю (СО і небагато СО2) видаляються з конвертера через горловину, інші переходять у шлак;

2) шлакоутворення: основний шлак починає формуватися з перших секунд продувки з продуктів окислювання складових металу (SiО2, MnО, FeО, Fе2О3, P2O5), із вапна, що завантажується в конвертер (СаО), а також оксидів, внесених міксерним шлаком, іржею сталевого брухту й футерівкою, що розчиняється; основність шлаку по ходу продувки зростає в міру розчинення вапна, досягаючи 2,8 - 3,5;

3) дефосфорація й десульфурація: в основний шлак, що утворюється, видаляється частина шкідливих домішок, що містилися в шихті, - фосфору й сірки;

4) нагрівання металу до необхідної перед випуском температури (1600 - 1650 °С) за рахунок тепла екзотермічних реакцій окислювання складових рідкого металу;

5) розплавлення сталевого брухту, що як правило, закінчується протягом перших 2/3 тривалості продувки;

6) видалення шкідливих газів: разом з пузирями СО, що виділяються з ванни, видаляється частина розчинених у рідкому металі шкідливих газів - водню й азоту;

7) винос газами, що відходять із конвертера, дисперсних часток заліза і його оксидів, що випаровуються у високотемпературній підфурменій зоні; при контакті з киснем навколишнього повітря ці частки миттєво окислюються до Fе2О3, що має буре забарвлення, у зв'язку із чим це явище часто називають виділенням бурого диму.

- відбір проб, вимір температури, очікування аналізу, коригування. Продувка повинна бути закінчена при такому вмісті вуглецю в металі, щоб після присадки розкислювачів і легуючих, що вносять вуглець, була отримана необхідна у виплавлюваній марці сталі кількість вуглецю . Момент закінчення продувки визначають за показниками АСУ, кількості витраченого кисню, тривалості продувки. Після закінчення продувки конвертер нахиляють, відбирають пробу, відправляючи її на аналіз, і заміряють температуру металу термопарою занурення. Якщо за результатами аналізу й заміру температури параметри металу відповідають заданим, плавку випускають; у випадку невідповідності проводять коригувальні операції (додувку для окислювання надлишкового вуглецю; додувку при підвищеному положенні фурми іноді з попереднім завантаженням у конвертер феромарганцю або силікомарганцю для підвищення температури металу; додувку при підвищеному положенні фурми з попереднім завантаженням вапна для додаткового видалення фосфору й сірки; охолодження присадкою в конвертер сталевого брухту або вапна або вапняку).

- випуск із розкисленням. Метал з конвертера випускають через льотку, одночасно присаджуючи розкислювачі в сталерозливний ківш на струмінь металу. На багатьох заводах при випуску загущують шлак, який попадає в ківш, присадками вапна або доломіту або здійснюють відсічення конвертерного шлаку, додаючи при цьому на поверхню металу в ківш шлакові суміші для теплоізоляції металу й ізоляції його від контакту з атмосферою.

- злив шлаку. Шлак зливають через горловину, нахиляючи конвертер у протилежну від льотки сторону. Такий злив виключає розмивання шлаками каналу льотки.

- огляд футерівки конвертера. Після випуску чергової плавки візуально контролюють стан футерівки й льотки конвертера, визначаючи можливість проведення чергової плавки.

- доведення металу в ковші. В існуючих конвертерних цехах застосовують два варіанти закінчення технологічного процесу виробництва сталі: у ряді цехів, де передбачене розливання в виливниці, при випуску металу в ківш у нього присаджують всі необхідні розкислювачі й легуючі, кількість яких було визначено попереднім розрахунком; після закінчення випуску ківш транспортують на розливання; кінцевий склад металу при цьому визначають по пробам, відібраним по ходу розливання. У нових цехах з безперервним розливанням сталі під час випуску металу в ківш присаджують феросплави, що містять марганець, кремній, хром і рідше інші елементи з розрахунку на нижню межу їхнього вмісту в сталі; після закінчення випуску ківш транспортують на установку позапічної обробки (установку продувки аргоном у ковші, або установку доведення сталі в ковші - УДСК, або агрегат комплексної обробки сталі - АКОС) і рідше на установку для вакуумування.

1.2.3 Режим дуття

Взаємодія струменя з ванною і її перемішування. Вихідні із сопел фурми кисневі струмені проникають у ванну й викликають у її нижній частині направлену циркуляцію, а верхні шари металу й шлаку спінюються пузирями СО, що виділяються при окислюванні вуглецю. Характер взаємодії кисневих струменів з ванною й виникаючої при цьому циркуляції металу показаний на рис. 1. Під соплами фурми розташовані спрямовані вниз високошвидкісні потоки кисню із краплями металу, що захоплюються ними; це первинні реакційні зони або зони продувки, де весь кисень витрачається на окислювання заліза. По межах первинної зони внаслідок високої концентрації кисню окисляється багато вуглецю з утворенням СО і формується потужний потік спливаючих пузирів СО, що захоплюють за собою метал, тому циркуляційні потоки спрямовані вгору. Оскільки контур циркуляції повинен бути замкнутим, біля стінок конвертера метал рухається вниз.

1 - зона продувки (прямого окислювання); 2 - зона циркуляції металу; 3 - пузирі СО, 4 - великі газові порожнини, 5 - метал, 6 - шлак

Рисунок 1. - Структура ванни при продувці киснем зверху

Циркуляція, тобто перемішування ванни, інтенсифікує масо- і теплообмін, прискорюючи процеси окислювання, рафінування й нагрівання металу й розплавлювання сталевого брухту. На початку й кінці продувки, коли швидкість окислювання вуглецю й виділення пузирів СО невелика, циркуляційні потоки ослаблені й інтенсивність перемішування ванни недостатня.

Під первинними реакційними зонами, де спливання пузирів СО ускладнене, періодично формуються великі газові порожнини. Їхній обсяг при русі нагору зростає в результаті поглинання пузирів СО і при виході великих газових об'ємів з ванни утворяться сплески металу й шлаку. При цьому можуть виникати викиди через горловину конвертера.

1.2.3.1 Параметри дуття й положення фурми

Тиск кисню. Кисень уводять у конвертер через фурму з вихідними соплами Лаваля, що перетворюють енергію тиску газу в кінетичну, і забезпечують швидкість струменів на виході із сопла 500-550 м/с при статичному тиску, близькому до атмосферного. Така швидкість необхідна для проникнення струменів у ванну й повного засвоєння кисню. Розміри сопел, що забезпечують такий режим, визначають розрахунком.

Зміна тиску кисню перед соплом у порівнянні з розрахунковим веде до порушення розрахункового режиму роботи сопла. При підвищенні тиску зростають швидкість і тиск на виході із сопла (недорозширення струменя), що викликає пульсацію струменя, що передається ванні; при зниженні тиску виникає розрідження на виході із сопла (перерозширення струменя), що викликає підсмоктування крапель металу та шлаку і швидке зношення сопел. Як видно з даних рис. 2, при тиску кисню перед соплом менше 1,0 - 1,2 МПа, невеликі його зміни викликають істотну зміну швидкості кисневого струменя, тобто розрахункового режиму роботи сопла. При більших тисках ці коливання незначні, тому тиск кисню перед соплом повинен бути >1,2 МПа. Оскільки втрати напору (тиску) у киснепідводному шлангу й фурмі, як правило, становлять 0,4 - 0,7 МПа, тиск у киснепроводі повинен бути >1,6 МПа (частіше становить 1,6 - 2,0 МПа).

Рисунок 2. - Залежність швидкості витікання кисню сопла від тиску дуття перед соплом Рд

Питома витрата кисню, тобто витрата на 1 т виплавленої сталі (м3/т), визначається кількістю складових чавуну, що окислюються за час продувки, і сталевого брухту. Він змінюється в межах 47 - 60 м3/т сталі, зростаючи при збільшенні вмісту домішок, що окислюються і знижується при збільшенні частки сталевого брухту в шихті, оскільки брухт містить менше елементів, що окислюються, ніж чавун.

Витрата кисню в одиницю часу (м3/хв.) звичайно тим вище, чим більше місткість конвертера й для великовантажних конвертерів досягає 1500 - 2000 м3/хв. Збільшення витрати кисню досягають шляхом збільшення у фурмі числа й діаметра сопел Лаваля.

Інтенсивність продувки J [м3/ (тхв)] не залежить від місткості конвертера й, як правило, є постійною в умовах того або іншого конвертерного цеху. Вона перебуває в межах від 2,5 до 5 - 6 м3 /(тхв).

Величина визначає тривалість продувки (, хв), що так само, як і інтенсивність продувки, не залежить від місткості конвертера. Зв'язок між величинами і J приблизно наступний: = Q / J, де Q-питома витрата кисню, рівна, як зазначалося, 47 - 60 м3/т. Для зменшення тривалості плавки інтенсивність продувки прагнуть збільшити. Однак досвід показав, що після перевищення деякого припустимого рівня інтенсивності продувки починаються викиди металу й шлаку з конвертера. Пояснюється це тим, що при збільшенні витрати кисню зростає швидкість окислювання вуглецю й, отже, кількість пузирів СО, що спінюють ванну. При підйомі ванни, яка спінилася, до рівня горловини можуть з'явитися викиди.

Припустимий рівень інтенсивності продувки тим вище, чим більше питомий обсяг конвертера, відношення H/D (висоти робочого обсягу до діаметра), число сопел у фурмі n залежить також від особливостей технології процесу. При існуючій у цеху технології й розмірах конвертера збільшення інтенсивності продувки без виникнення при цьому викидів можна досягти, збільшуючи число сопел у кисневій фурмі. Щоб при збільшенні інтенсивності продувки (наприклад від J1 до J2) рівень спінювання ванни, а отже, імовірність виникнення викидів, залишалися на попередньому рівні, між величинами J і числом сопел у фурмі n повинне дотримуватися наступне співвідношення:

J1/J2=(n1/n2)b , (1.2)

де b = 0,7 - 1,0

Число кисневих струменів (число сопел у фурмі) прагнуть збільшити, тому що це дозволяє збільшити витрату кисню (інтенсивність продувки) без появи викидів і забезпечує більш м'яку продувку з більш швидким збагаченням шлаку оксидами заліза, що прискорює шлакоутворення. Разом з тим при збільшенні числа сопел, щоб уникнути злиття кисневих струменів, доводиться збільшувати кут нахилу струменів (осі сопел) до вертикалі. При такім збільшенні кисневі струмені наближаються до футерівки стін і в конвертерах малої місткості (з малим діаметром робочого обсягу) це викликає підвищене зношення футерівки. У зв'язку із цим у невеликих конвертерах число сопел фурми менше ніж у великовантажних й воно, як правило, зростає в міру збільшення місткості конвертерів (чотирисоплові фурми для 100 т конвертерів і шестисоплові для 350 т конвертерів).

Висота розташування фурми має оптимальні межі. При надмірно високому положенні фурми кисневі струмені не проникають в метал («поверхневий обдув») і ступінь засвоєння кисню низка; при надмірно низькому положенні («тверда продувка») підсилюється винос крапель металу газами, що відходять, і абразивне зношування головки фурми краплями металу, істотно вповільнюється шлакоутворення й ін. З урахуванням цього в конвертерах різної місткості фурму встановлюють на висоті, що відповідає відстані до рівня ванни в спокійному стані від 0,8 до 4,8 м. У цих межах висота, як правило, зростає при збільшенні місткості конвертера.

Дійсна відстань від фурми до ванни по ходу продувки змінюється внаслідок спінювання металу й шлаку. На початку й наприкінці продувки, коли швидкість окислювання вуглецю невелика і метал спінюється незначно, фурма перебуває над ванною. У середині продувки, коли інтенсивність окислювання вуглецю сильно зростає, велика кількість пузирів монооксида вуглецю спінює верхню частину ванни й фурма виявляється зануреної в утворену газошлакометалічну емульсію (продувка в режимі заглибленого струменя); при цьому рівень ванни може досягати горловини конвертера.

Зміну висоти положення фурми під час продувки використовують для регулювання окисленості шлаку і прискорення його формування. При цьому враховують, що в підфурменій зоні кисень, який вдувається, витрачається переважно на пряме окислювання заліза, а оксиди, що утворяться, можуть розчинятися як у металі, так і в шлаку. При великому заглибленні кисневих струменів у металеву ванну весь кисень засвоюється металом. Зменшення заглиблення струменів наближає зону прямого окислювання до шлаку і в шлак переходить більше оксидів заліза, що утворюються в цій зоні. Збагачення шлаку оксидами заліза, як відомо, істотно прискорює розчинення вапна, тобто шлакоутворення (при цьому трохи зменшується надходження кисню в метал і, отже, швидкість окислювання вуглецю).

Підвищення висоти фурми на початку продувки. Як правило, для прискорення шлакоутворення продувку починають при підвищеному положенні фурми (4,8 - 2,5 м від рівня ванни в спокійному стані), а потім через 2 - 4 хв. цю відстань знижують в один або кілька прийомів до оптимального (0,8 - 2,1 м для конвертерів різної місткості).

Короткочасний підйом фурми використовують у ряді цехів для запобігання згортання шлаку. У період можливого згортання (затвердіння) шлаку фурму піднімають на 0,2 - 0,3 м, що приводить до збагачення шлаку оксидами заліза й розрідженню шлаку.

Опускання фурми на 0,2 - 0,5 м в останні хвилини продувки застосовують при виплавці низьковуглецевої сталі для того, щоб зменшити окисленість шлаку, тобто втрати заліза зі шлаком. При цьому зростає ймовірність прогару головки фурми.

Зменшення тиску й витрати кисню так само, як і підйом фурми викликає зменшення заглиблення кисневих струменів у ванну й у результаті цього шлак збагачується оксидами заліза. Подібний прийом регулювання окисленості шлаку також іноді застосовують у деяких цехах.

Циклічна зміна витрати кисню. На ряді заводів освоєний режим продувки, при якому через певні проміжки часу по черзі збільшують і зменшують витрату кисню в межах 10 - 20% від його максимальної витрати; періодичність циклічних змін становить від 20 с до 1 хв. На рис. 1.4 показаний один із застосовуваних на НЛМК режимів циклічної продувки, при якому на початку продувки витрату кисню змінюють із періодом 20 с, поступово збільшуючи його до кінця продувки до 90 с. Циклічну зміну витрати кисню припиняють при вмісті в металі 0,1 - 0,2% С, тому що після зниження швидкості окислювання вуглецю при циклічній продувці відбувається збільшення вмісту азоту в металі (у результаті розчинення потрапляючого в конвертер азоту).

Рисунок 3. - Графік зміни витрати кисню при циклічній продувці ( - тривалість продувки)

Циклічна продувка стабілізує процес окислювання вуглецю, крім коливань швидкості окислювання й у зв'язку із цим зменшує ймовірність

викидів, веде до зниження окисленості металу й шлаку, трохи підвищує вихід рідкої сталі й викликає підвищення стійкості футерівки конвертера.

1.2.4 Конвертерні шлаки та шлакоутворення

Параметри шлакового режиму - склад, в'язкість, кількість шлаку і швидкість його формування в значній мірі впливають на якість сталі, вихід придатного металу, стійкість футерівки й ряд інших показників конвертерної плавки.

Джерела шлакоутворення і роль шлаку

До основних джерел утворення шлаку можна віднести вапно (СаО), що завантажується в конвертер, і продукти окислювання складових чавуну (SiО2, MnО, FeО, Fe2O3, P2O5). Крім того, у шлак надходять оксиди футерівки, що розчиняється (СаО, MgО); деяка кількість міксерних шлаків (SiО2, СаО, MnО, MgО, FeО, Al2O3, MnS); оксиди заліза з іржі сталевого брухту та складові флюсів. Для розрідження шлаку застосовують плавиковий шпат, що вносить CaF2 і небагато SiО2; іноді застосовують боксит, залізорудні окотиші, флюоритові й марганцеві руди, агломерат, спеціальні комплексні флюси, різні відходи (шлак від виробництва силікомарганцю, відпрацьований шлак безперервного розливання й ін.).

Шлаковий режим повинен забезпечити досить повне видалення фосфору й, по можливості, сірки з металу під час продувки. Із цією метою основність шлаку повинна бути досить високою (від 2,8 до 3,5), а в'язкість невелика, тому що в густих шлаках уповільнюються процеси дифузії компонентів, що беруть участь у реакціях дефосфорації й десульфурації. При надмірно великій основності (>3,6) шлак починає переходити в гетерогенний стан; при недостатній основності, тобто підвищеному вмісті в шлаку SiО2, крім погіршення видалення фосфору й сірки підсилюється роз'їдання шлаком футерівки. Зношування футерівки істотно підсилюється при надмірній рідкоплинності шлаку і підвищеному вмісті в ньому оксидів заліза й зростає при збільшенні кількості шлаку. Збільшення маси шлаку і його надмірна окисленість сприяють появі викидів і ведуть до росту втрат заліза із шлаком, що зливається, у вигляді оксидів. Підвищення окисленості шлаку викликає також збільшення вигару розкислювачів. При занадто густому шлаку й підвищеній його кількості зростають втрати заліза зі шлаком у вигляді корольків. Збільшення кількості шлаку викликає додаткову витрату тепла, яка втрачається зі шлаком, що зливається.

Формування основного шлаку

У зв'язку з короткочасністю продувки надзвичайно важливо забезпечити дуже раннє формування шлаку, інакше внаслідок недостатньої тривалості контакту металу зі шлаком не встигнуть завершитися дефосфорація та десульфурація. Крім того, при продувці без шлаку спостерігається підвищений винос крапель металу з газами, що відходять, і прискорений знос фурми.

Формування основного шлаку зводиться до розчинення кускового вапна, що завантажується в конвертер, в шлаковій фазі (продуктах окислення складових чавуну (SiО2, MnО, FeО, Fе2O3), яка утворюється з перших секунд продувки. Вапно тугоплавке (температура плавлення СаО становить 2570°С), тому для її розчинення необхідно, щоб СаО вступала у взаємодію зі складової навколишньої шлакової фази і при цьому утворювалися б легкоплавкі хімічні сполуки, які розплавлялися б при температурах конвертерної ванни.

Практика показала, що без вживання спеціальних заходів розчинення вапна відбувається повільно. Це пояснюється тим, що в шлаковій фазі, яка утворюється в перші секунди продувки, міститься велика кількість SiО2 і, взаємодіючи із цим оксидом, шматки вапна покриваються тугоплавкою оболонкою із двохкальцієвого силікату 2СаО SiО2 (температура плавлення 2130°С), що перешкоджає подальшому розчиненню. У зв'язку із цим необхідно додавати компоненти, що знижують температуру плавлення цього силікату й вапна. З компонентів, які широко застосовуються, у чорній металургії, найбільше ефективно для зниження температури є введення CaF2, оксидів заліза, у трохи меншому ступені MnО; ефективним може бути також введення в шлак Na2O, K2O, різних фторидів і частково А12O3. З урахуванням цього на початку продувки забезпечують високий вміст у шлаку FeО (продувкою при підвищеному положенні фурми) і в конвертер уводять плавіковий шпат і іноді інші флюси.

Шлаковий режим

Для збагачення шлаку, що формується, оксидами заліза з метою прискорення розчинення вапна продувку починають при підвищеному положенні фурми. Найчастіше, щоб прискорити розчинення вапна першу його порцію (40 - 60% від загальної витрати) завантажують у конвертер на сталевий брухт перед заливанням чавуну, а при зношеній футерівці - до завантаження брухту.

Кількість вапна, що залишилася, або все вапно, якщо його не завантажували до заливання чавуну, уводять у конвертер двома або декількома порціями протягом першої третини тривалості продувки. Допускається присадка невеликої кількості вапна (до 20 % від її загальної витрати) на початку останньої третини продувки. Розосередження подачі вапна на кілька порцій обов'язково; якщо завантажувати всі шлакоутворюючі відразу, то це викличе охолодження ванни, злипання кусків вапна й повільне шлакоутворення.

Першу по ходу продувки порцію вапна завантажують після «запалювання» плавки; разом з нею завантажують плавиковий шпат або його замінники. Якщо застосовують сипучі охолоджувачі, їх рекомендується вводити із другою й третьою присадкою вапна й у другій половині продувки. Присадка охолоджувачів повинна бути закінчена не пізніше, ніж за 2 - 3 хв. до закінчення продувки.

Загальна витрата вапна становить 6 - 8 % від маси плавки; ії визначають розрахунком так, щоб забезпечувалася необхідна основність шлаку (СаО/SiО2 = 2,8 - 3,5). Витрата плавикового шпату становить 0,15 - 0,3% і іноді більше.

Первинний шлак складається в основному із продуктів окислювання складових рідкого чавуну - оксидів SiО2, FeО, MnО. По ходу продувки в результаті розчинення вапна вміст СаО в шлаку зростає, а вміст SiО2, MnО і FeО знижується. Помітно зменшується вміст FeО у період найбільш інтенсивного окислювання вуглецю (середина продувки), коли сильний розвиток одержує реакція окислювання вуглецю киснем оксидів заліза шлаку. Наприкінці продувки при малому вмісті вуглецю в металі починає окислятися залізо й вміст його оксидів у шлаку швидко зростає.

У період найбільш низької окисленості шлаку, внаслідок малого вмісту оксидів заліза, температура затвердіння шлаку зростає й найчастіше починається його часткове затвердіння («згортання»). При цьому починаються виноси крапель металу з конвертера, прискорений знос фурми, припиняється видалення в шлак сірки й фосфору. Щоб уникнути «згортання» у цей період рекомендується присадка плавикового шпату й короткочасний підйом фурми, що викликає збагачення шлаку оксидами заліза.

Склад кінцевого шлаку наступний, %:

СаО (43-52); SiО2 (14-22); FeО (8-25); Fe2O3 (2-6);

MnО (3-12); Al2О3 (3-7); MgO (1,5-4); Р2О5 (0,5-4);

CaF2 <3; CаS<l.

Співвідношення вмістів СаО й SiО2 визначається основністю шлаку, якій задаються при розрахунку шихти й регулюють, змінюючи витрату вапна. Вміст MnО у шлаку зростає при збільшенні вмісту марганцю в чавуні й окисленості шлаку. Кількість MgО тим вище, чим сильніше зношується футерівка, складові якої переходять у шлак. Вміст оксидів заліза тим вище, чим нижче вміст вуглецю в металі в момент закінчення продувки; при цьому вміст Fe2O3 у три-чотири разів нижче вмісту FeО. Типовою технологічною інструкцією рекомендується одержання кінцевих шлаків з наступним вмістом у ньому FeО: 14 - 25% при вмісті на випуску < 0,08% С; 12 - 18% при 0,08 - 0,12% С; 8 - 14% при >0,12% С.

Кількість шлаку, що утвориться, дорівнює 10 - 17% від маси сталі.

1.2.5 Випуск, розкислення і навуглецювання

Випуск сталі відповідно до типової технологічної інструкції повинен тривати для конвертерів місткістю до 60 т - 3 - 5 хв, 100 - 200 т - 3 - 8 хв, 200 - 350 т - 3 - 10 хв. В існуючих цехах швидкість випуску в 130-160-т конвертерах перебуває в межах 25,5 - 32,3 т/хв; в 250 - 350 т - 37 - 60 т/хв. Встановлено, що при збільшенні тривалості випуску (тривалості контакту струменя металу з повітрям) підвищується вміст азоту в сталі. По досвіду НЛМК для одержання сталі із твердим обмеженням по вмісту азоту тривалість випуску не повинна перевищувати 4 хв. Сталевіз із ковшем при випуску повинен пересуватися так, щоб струмінь металу не потрапляв на стінки ковша.

Загущєння й відсічення шлаку. При потраплянні конвертерного шлаку у сталерозливний ківш можливі рефосфорація (перехід фосфору зі шлаку у метал); підвищений вигар розкислювачів і легуючих у результаті взаємодії з оксидами заліза шлаку; перехід FeО зі шлаку у метал, що викликає збільшення забруднення сталі оксидними неметалічними включеннями. Особливо сильно це буде проявлятися в процесі позапічної обробки.

У зв'язку з викладеним рекомендується обмежувати кількість шлаку, що потрапляє в ківш, шляхом своєчасного підйому конвертера при початку виходу шлаку з льотки; товщина шару шлаку повинна становити 150 - 200 мм. Рекомендується загущєння шлаку шляхом присадки вапна й обпаленого доломіту в ківш до закінчення випуску після присадки феросплавів. Найбільш ефективним способом є відсічення шлаку у процесі випуску з наступним засипанням поверхні металу в ковші теплоізоляційними сумішами.

Запропоновано різні варіанти методів та пристроїв для відсічення шлаку. Добре зарекомендував себе спосіб відсічення за допомогою кулі-стопора, розроблений на НЛМК. Сталеву кулю-стопор діаметром 160 - 190 мм покривають шаром вогнетривкої обмазки з порошку MgО з добавкою шлаку ферохромового виробництва (8 - 10%) і рідкого скла (35% понад 100% вогнетривких складових); поверхня кулі має нерівності (приварені шипи) для поліпшення втримання маси. Густина такої кулі менше, ніж у розплавленого металу, але більше, ніж шлаку. За 0,5 - 1 хв. до закінчення випуску за допомогою машини для ремонту льотки кулю-стопор скидають у район льотки й вона плаває на межі шлак-метал. З останніми порціями металу вона попадає до льотки, перекриваючи отвір і забезпечуючи відсічення шлаку.

Розкислення конвертерної сталі роблять шляхом уведення розкислювачів у ківш, що дозволяє уникнути їхнього великого вигару. В якості розкислювачів, як правило, використовують марганець, кремній, алюміній і в деяких випадках інші елементи (кальцій, РЗМ і ін.).

1 - вогнетривка обмазка; 2 - куля-стопор; 3 - підвіски; 4 - машина для ремонту льотки й введення кулі; 5 - робоча площадка.

Рисунок 4. - Схема відсічення шлаку за допомогою кулі-стопора

При введенні в ківш вигар марганцю становить 10 - 20%, вигар кремнію-15 - 25%; при розкисленні киплячої сталі вигар марганцю дорівнює 15 - 30%. Вигар алюмінію становить 60 - 90%, його вводять у кількості 0,15 - 1,2 кг/т сталі, звичайно тим більше, чим нижче вміст вуглецю в сталі. Феросплави необхідно вводити в ківш у кусках розміром у поперечнику 5 - 50 мм (феротитан-5-25 мм). Присадку феросплавів починають при наповненні ковша металом на 1/5 висоти й закінчують при наповненні на 2/3 висоти. Алюміній уводять у ківш у вигляді чушок масою 13 - 15 кг, кусками масою >4 кг. Алюміній також уводять після закінчення випуску у вигляді блоків масою 350 - 400 кг (по ТУ 48-26-54-84) за допомогою штанги, що занурюється в метал, після чого роблять усереднення складу продувкою аргоном. Практикують також введення алюмінію у вигляді катанки за допомогою трайб-апарата (на пристроях позапічної обробки).

Навуглецювання роблять присадкою в ківш під струмінь металу меленого коксу, термоантрациту, електродного порошку. Їхнє введення починають із початком випуску й закінчують при наповненні ковша на 1/2 висоти; при навуглецюванні на початку випуску в ківш також уводять 10 - 50% алюмінію, що витрачається на плавку.

1.2.6 Легування сталі

Більшу частину легуючих елементів при виплавці легованих сталей у кисневих конвертерах уводять у ківш, оскільки присадка їх у конвертер призвела б до великого їхнього вигару (окислення). У зв'язку з можливістю надмірного охолодження рідкої сталі кількість феросплавів, що вводять у ківш, обмежена, тому в кисневих конвертерах виплавляють переважно низьколеговані сталі.

Легування твердими феросплавами у ковші є найбільш простим і широко застосовуваним способом. Його здійснюють присадкою феросплавів у ківш у процесі випуску, а також у процесі продувки металу в ковші аргоном. Нижче описана технологія легування в процесі випуску.

Нікель і мідь, хімічна спорідненість яких до кисню нижче, ніж заліза, у присутності рідкого заліза не окисляються, тому їх уводять під час завалки у вигляді відходів (брухту), сплавів або чистого металу.

Марганець уводять у ківш у вигляді силікомарганцю або феромарганцю. При вмісті в сталі >1,2% Мn рекомендується використання рідких або екзотермічних феросплавів.

Кремній для легування вводять у ківш у вигляді силікомарганцю й 65 %- і 75 %-вого феросиліція.

Хром рекомендується вводити в ківш у вигляді рідкого або екзотермічного ферохрому й твердого силікохрому. Допускається введення в ківш ферохрома, але з обов'язковим наступним усередненням металу продувкою в ковші аргоном.

Ванадій. Феросплави, що містять ванадій, варто вводити в ківш при виплавці спокійних сталей після присадки марганцю, кремнію й алюмінію; при виплавці киплячої сталі після присадки марганцю й при виплавці напівспокійної - після присадки марганцю й кремнію.

Алюміній уводять у ківш у вигляді чушок після присадки марганцю й кремнію. Дозволяється введення алюмінію у вигляді чушок і блоків, за допомогою штанги під час і після випуску з обов'язковою наступною продувкою металу в ковші аргоном.

Титан. Прожарений феротитан присаджують у ківш після введення алюмінію. Допускається введення в ківш відходів титана й титанової губки.

Ніобій. Фероніобій для легування спокійної сталі вводять у ківш після присадки алюмінію; для легування напівспокійної сталі - після присадки феросиліцію або силікомарганцю.

Фосфор. Для легування фосфором у ківш після присадки марганцю й кремнію вводять ферофосфор, фосфористий феромарганець або феромарганфосфор.

Сірка. Сірку для легування рекомендується вводити в ківш у пакетах одночасно з іншими феросплавами.

Азот. Для .легування азотом використовують азотовані марганець, ферохром або ферованадій, які вводять у ківш після присадки всіх розкислювачів і легуючих.

Силікокальцій варто вводити в ківш у порошкоподібному вигляді вдуванням у струмені нейтрального газу. Дозволяється введення силікокальція в ківш кусками розміром 10 - 50 мм після дачі всіх інших розкислювачів.

Рідкоземельні метали (РЗМ) рекомендується вводити у вигляді силіцидів РЗМ шматками в ківш після присадки всіх розкислювачів і легуючих, або присадкою в ківш при продувці металу аргоном, або в порошкоподібному виді в струмені нейтрального газу в ківш.

Легування рідкими феросплавами. Спосіб полягає в тому, що при випуску сталі з конвертера в ківш заливають легуючі добавки, попередньо розплавлені в індукційній або дуговій електропечі. Метод дозволяє вводити в сталь велику кількість легуючих без охолодження металу, але має істотний недолік - потрібно мати в цеху додатковий плавильний агрегат, що ускладнює організацію роботи в цеху.

Легування екзотермічними феросплавами. Феросплави у вигляді брикетів уводять у ківш перед випуском у нього сталі. До складу брикетів уводять здрібнені легуючі (ферохром, феромарганець і ін.), окислювач (наприклад, натрієва селітра), відновлювач (наприклад, алюмінієвий порошок) і сполучні (кам'яновугільний пек і т.п.). При розчиненні брикетів у сталі алюміній окислюється киснем, що міститься в натрієвій селітрі; тепло, яке виділяється, витрачається на розплавлення легуючих. Подібним методом можна вводити в сталь до 4 % легуючих елементів. Однак спосіб не знайшов широкого застосування внаслідок труднощів організації виробництва брикетів.

1.2.7 Тепловий режим плавки

Чавун, що заливають в конвертер, має температуру 1350 - 1450°С, а метал наприкінці продувки 1600 - 1650°С. Джерелом тепла для нагріву сталі, а також для компенсації втрат тепла (зі шлаком, що зливається, газами та ін.) є тепло, що виділяється при окисленні складових рідкого металу.

Розрахунки теплових балансів і практика показують, що при будь-якому складі чавуну кількість тепла, що виділяється при реакціях окислення, значно перевищує потребу в ньому для нагріву сталі до температури випуску й компенсації втрат тепла. При продувці киснем рідкого чавуну без добавки охолоджувачів температура металу наприкінці продувки складє 1850 - 1900°С, що неприпустимо, тому при киснево-конвертерній плавці в конвертер завжди вводять охолоджувачі (як правило, сталевий брухт). Витрату брухту або інших охолоджувачів визначають на підставі розрахунку теплового балансу плавки. Ця витрата повинна бути такою, щоб поглиналося все надлишкове тепло й при цьому забезпечувалася б необхідна температура металу наприкінці продувки.

У табл.1 наведені дані теплового балансу конвертерної плавки при продувці зверху при використанні як охолоджувача, сталевого брухту. До основних приходних статей теплового балансу відносяться тепло рідкого чавуну й екзотермічних реакцій окислення; деяка кількість (3,5 - 5%) тепла вносять екзотермічні реакції шлакоутворення (взаємодія СаО з SiО2 і СаО з Р2О5). Близько 50% тепла вносить рідкий чавун, а тому температура чавуну має істотне значення, її підвищення на 100 °С дозволяє збільшити частку брухту в шихті на 6 - 7%. З екзотермічних реакцій окислення перше місце по кількості внесеного тепла займають реакції окислення вуглецю. Як правило, до СО окислюється ~90 % вуглецю, що міститься в металі, а до CO2 ~ 10 %; з урахуванням цього окислювання до СО дає приблизно в 2,9 рази більше тепла, ніж окислення до CO2. Друге місце по кількості внесеного тепла займає реакція окислювання кремнію, трохи менше тепла виділяється при окисленні заліза.

Тепловий ефект реакції окислення кремнію великий, тому зміна його вмісту в чавуні істотно впливає на прихід тепла й температурні умови плавки.

Основні статті витрат теплового балансу, це тепло що витрачається зі сталлю та шлаком при виливанні їх із конвертера (69 - 72%). З цієї кількості тепла 15 - 21% витрачається на нагрів і розплавлення сталевого брухту.

До основних видів втрат тепла ставляться втрати в навколишнє середовище через корпус конвертера; втрати з водою якою охолоджується фурма; втрати на нагрівання футерівки, які можна підрахувати як суму втрат випромінюванням через горловину й у результаті вільної конвекції повітря в порожнині конвертера.

Таблиця 1. - Тепловий баланс конвертерної плавки

Стаття	Прихід тепла, %	Стаття	Витрата тепла, %
Фізичне тепло чавуну	49 - 53	Фізичне тепло сталі	69 - 72
Тепло реакцій окислювання	45 - 49	У тому числі на нагрівання й розплавлення брухту	15 - 21
У тому числі: вуглецю до СО	17 - 22	Фізичне тепло шлаку	12 - 17
		Фізичне тепло газів	6,5 - 9,5
вуглецю до СО2	6 - 7,5	Тепло, яке виноситься, плавильним пилом	1,5 - 2,0
кремнію	6,5 - 10,5	Втрати тепла	1,8 - 3,0
марганцю	0,6 - 2,5	У тому числі: через корпус	0,3 - 0,7
заліза	5 - 8
фосфору	0,5 - 1,5	с водою фурми	0,4 - 0,7
Тепло реакцій шлакоутворення	2,5 - 5	через горловину випромінюванням і конвекцією	1,1 - 2,0
Усього	100,0	Усього	100,0

При підрахунку втрат тепла через корпус конвертера його температуру можна прийняти відповідно до даних рис. 5.

Охолоджувачі конвертерної плавки. Як охолоджувачі можна використовувати сталевий брухт, залізну руду, вапняк, окалину, залізорудні окотиші, агломерат, доломіт та ін. Зазвичай, як охолоджувач використовують сталевий брухт; це пояснюється тим, що він заміняє значну частину дорогого чавуну, завдяки чому знижується собівартість сталі й відпадає потреба в збільшенні виплавки чавуну. Виходячі з умови теплового балансу частка брухту в шихті (без вживання спеціальних заходів по збільшенню його витрати) не перевищує 25 - 27% від маси металевої шихти. Для коректування температури металу застосовують залізну руду, окалину, вапняк, окотиші, іноді вапно й інші добавки; їх уводять у конвертер по ходу продувки (деякі після її закінчення).

Рисунок 5. - Температура корпусу конвертера

Охолоджувальний ефект (кількість тепла, що поглинається) при використанні брухту обумовлений витратою тепла на його розплавлення й нагрівання до температури конвертерної ванни; при введенні руди та окалини - на нагрівання складових і розкладання Fе2О3 і Fе3О4; вапняка - на нагрівання складових і розкладання СаСО3. Охолоджувальний вплив 1 кг брухту при 1620 °С дорівнює 1410 кДж; максимальна охолодна дія руди (при повному розкладанні Fе2О3 або Fе3О4) при 1500 - 1600 °С може скласти 5500 - 5900 кДж/кг; охолодна дія вапняку ~ 3600 кДж/кг.

Температурний режим плавки. Характер зміни температури металу по ходу продувки показаний на рис. 3.5. Найбільше сильно температура підвищується протягом перших 60 % тривалості продувки, коли окисляються кремній, марганець і більша частина вуглецю. Особливістю температурного режиму є те, що в перші 2 - 3 хв. продувки температура рідкої ванни знижується. Це викликано витратами тепла на нагрівання й розплавлення брухту. Легковагий брухт розплавляється швидко, тому первісне зниження температури ванни тим сильніше, чим більше в конвертер завантажено легковагого брухту. За даними, наведеними у типовій технологічній інструкції по виплавці сталі в кисневих конвертерах, зміна технологічних факторів і введення охолоджуючих добавок викликають наступну зміну температури металу наприкінці продувки (tk):