Сталеплавильное производство

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

Спеціальні флюси для шлакоутворення

Численні промислові досліди показали, що істотне прискорення шлакоутворення забезпечує вживання комплексних флюсів, які завантажують в конвертер разом з вапном або замість нього. Ці флюси містять оксид кальцію і компоненти, утворюючі з ним легкоплавкі з'єднання, тобто що полегшують розчинення СаО в шлаку (це оксиди заліза, MgO, MnO та інколи інші). Окрім забезпечення раннього формування шлаку і поліпшення, пов'язаних з цим показників конвертерної плавки, флюси забезпечують зниження витрат вапна і дозволяють зменшити або витрати плавикового шпату, який дефіцитний і дорогий і перегони якого шкідливі для довкілля. Для здобуття флюсів можуть бути використані різні відходи виробництва, у тому числі конвертерні шлаки, шлами газоочистки та ін.

Випробувано різні комплексні флюси: рудо-вапняні окатиші і брикети, сплавлені і спечені флюси різного складу, флюси типу «вапно в оболонці». Недоліком рудо-вапняних флюсів є їх висока здатність, що охолоджує. Ефективне вживання сплавлених флюсів, що містять компоненти первинного шлаку у вигляді легкоплавких з'єднань (з температурою плавлення 1200 – 1300⁰С). Їх використання істотно змінює характер формування первинних основних шлаків – процес розчинення кусків тугоплавкого вапна, зазвичай лімітуючого шлакоутворення, замінюється простим розплавленням тугоплавких фаз. Проте виробництво таких флюсів складне і дороге. Їх заміною можуть служити спечені флюси, в яких є ділянки легкоплавкої фази. Останніми роками перспективним визнано вживання порівняльно простих у виготовленні комплексних флюсів у вигляді кусків вапна, покритих оболонкою.

Флюси «вапно в оболонці» отримують  шляхом введення у вапновипалювальні  печі, що обертаються, на завершальній стадії випалення пилоподібних матеріалів, що містять оксиди заліза а інколи марганцю (вводять залізорудні і марганцеві концентрати, окалину, конвертерний шлам, колошниковий пил та ін.). Добавки, що вводяться, нагріваються, потрапляють на поверхню кусків вапна і дифундують углиб з утворенням хімічних сполук. Виходить флюс у вигляді вапна, покритий оболонкою завтовшки до 10мм із з'єднань СаО з оксидами заліза а інколи іншими (одна з назв такого флюсу – озалізнене вапно).

    Вживання  флюсу прискорює шлакоутворення, оскільки виключається утворення на поверхні кусків вапна на початку продувки тугоплавкого з'єднання 2СаО • SiO₂, що перешкоджає розчиненню вапна (утворюються легкоплавкі з'єднання з СаО, SiO₂, FеO, Fe₂O₃ у зв'язку з вмістом оксидів заліза в оболонці флюсу). Розчинення серцевини флюсу, що є чистим вапном, відбувається пізніше, коли оксид SiO₂ вже не робить шкідливого впливу, оскільки пов'язаний в основному шлаку, що сформувався. Перевагою флюсу в порівнянні з вапном є полегшення транспортування і зберігання, оскільки завдяки наявності оболонки у нього значно нижче стираність (у два рази) і схильність до пилеутворення і гідратації.

3.6 Випуск сталі, розкислення і навуглецювання

Випуск  сталі відповідно до типової технологічної інструкції повинен продовжуватися для даного 300 – тонного конвертера – 3-10хв. У існуючих цехах швидкість випуску в 300 – тонному конвертері знаходиться в межах 37 – 60т/хв. Встановлено, що при збільшенні тривалості випуску (тривалість контакту струменя металу з повітрям) підвищується вміст азоту в сталі. Сталевіз із ковшем при випуску повинен пересуватися так, щоб струмінь металу не потрапляв на стінки ковша.

Загущення і відсічення шлаку

При попаданні  конвертерного шлаку в сталерозливний ківш можливі рефосфація (перехід фосфору з шлаку в метал); підвищений вигар розкислювачів і що легують в результаті взаємодії з оксидами заліза шлаку; перехід FеO з шлаку в метал, що викликає збільшення забрудненості сталі оксидними неметалічними включеннями. Особливо сильно це виявлятиметься 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 складати 150 – 200мм. Рекомендується загущення шлаку шляхом присадки вапна і обпаленого доломіту в ківш до закінчення випуску після присадки феросплавів. Найбільш ефективним способом є відсічення шлаку в процесі випуску з подальшою засипкою поверхні металу в ковші теплоізоляційними сумішами.

Запропоновані різні варіанти способу і пристрою для відсічення шлаку. Добре зарекомендував себе спосіб відсічення за допомогою кулі-стопора (рис. 3.6.), розроблений на НЛМК. Сталеву кулю-стопор діаметром 160 – 190мм покривають шаром вогнетривкої обмазки з порошку MgO з добавкою шлаку ферохромового виробництва (8 – 10%) і рідкого скла (35% понад 100% вогнетривких складових); поверхня кулі має нерівності (приварені шипи) для поліпшення утримання маси.

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

Рис . 3.4 – Схема відсічення шлаку за допомогою  кулі-стопора

Щільність такої кулі менша, ніж в розплавленого  металу, але більше, ніж шлаку. За 0,5 – 1хв. до закінчення випуску за допомогою машини для ремонту льотки куля-стопор скидають в район льотки, і він плаває на кордоні шлак-метал. З останніми порціями металу він потрапляє до льотки, перекриваючи отвір і забезпечуючи відсічення шлаку.

Розкислення конвертерної сталі , виробляють шляхом введення розкислювачів в ківш, що дозволяє уникнути їх великого вигару. Для розкислювання цієї марки сталі зазвичай використовують марганець і кремній.

При розкисленні сталі, ставлять завдання зниження вмісту в металі розчиненого кисню до такого рівня, який забезпечує необхідну інтенсивність кипіння металу у виливниці, а також одночасно вирішують задачу здобуття в сталі заданого вмісту марганцю і кремнію.

    Сталь розкислюють феросиліцієм і феромарганцем. Кремній вводиться в сталь у вигляді відносно дешевого і доступного сплаву – феросиліцію. В даному випадку застосовують 45% феросиліцій. Марганець вводять у вигляді марганцевмісного сплаву – феромарганця (85 – 91% Mn). Їх витрата повинна забезпечувати тривалість іскріння (кипіння) металу у виливниці протягом 10 – 40с. Необхідну кількість феросплавів G_Ф (т) розраховують по формулі:

G_Ф = (С_ст – С_м) • G_ст • 100 / [С_Ф • (100 – В)],

де С_ст, С_м, С_Ф – відповідно вміст елементу (розкислювача) в готовій сталі, в металі в кінці продування і у феросплаві %;

G_ст – маса рідкої сталі, т;

В –  вигар елемента %.

    При введенні в ківш вигар марганцю складає 20%, вигар кремнію 20%. Феросплави необхідно вводити в ківш у кусках розміром у поперечнику 5 – 50мм. Присадку феросплавів починають при наповненні ковша металів на 1/5 висот і закінчують при наповненні на 2/3 висоти.

Навуглецювання  роблять присадкою в ківш під струмінь металу меленого коксу, термоантрациту, електродного порошку. Їх введення починають з початком випуску і закінчують при наповненні ковша на ½ висоти; при навуглецюванні на початку випуску в ківш також вводять 10 – 50% алюмінію, що витрачається на плавку.

    3.7 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 застосованим способом . Його здійснюють присадкою  феросплавів у ківш у процесі  випуску , а також у процесі  продувки металу в ковші аргоном .

    Хром рекомендують 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 . 
 

4.ТЕХНІКО - ЕКОНОМІЧНІ ПОКАЗНИКИ КОНВЕРТЕРНОГО

ВИРОБНИЦТВА СТАЛІ

    Продуктивність  конвертера. Роботу конвертера характеризують річною і годинною продуктивністю. Річну продуктивність в злитках (П, т/рік) можна підрахувати по формулі:

П_г = Т • 1440 аn/(100 • t), де

Т –  місткість конвертера по масі рідкої сталі, т;

1440 –  число хвилин у добі;

t –  тривалість плавки, хв;

n –  число робочої доби в році;

а –  вихід придатних злитків по відношенню до маси рідкої сталі % (при розливанні у виливниці рівний 97,5 – 99,5%; при безперервному розливанні 95 – 97%). Інколи під Т мають на увазі масу металевої шихти; в цьому випадку а – це вихід придатних злитків по відношенню до маси металевої шихти.

П_г = 300 • 1440 • 98 • 365/(100 • 49) = 3153600 т/рік (використовуючи величину а – вихід придатних злитків при розливанні у виливниці);

П_г = 300 • 1440 • 96 • 365/(100 • 49)= 3089241 т/рік (використовуючи величину а – вихід придатних злитків при безперервному розливанні).

Годинну продуктивність можна визначити  із співвідношення, т/г:

П_год = Т • 60/t = 300• 60/49 = 367 т/г

Вихід рідкої сталі по відношенню до маси металевої шихти визначається величиною втрат металу при продувці і зазвичай складає 89 – 91%.

Число робочої доби в році залежить від  організації роботи в конвертерному  цеху. При установці в цеху двох-трьох конвертерів, один з яких постійно знаходиться в резерві або ремонті, а один-два в роботі, число робочої доби кожного з працюючих конвертерів по існуючих нормативах приймається рівним 365.

Витрата матеріалів. Витрата металевої шихти у вітчизняних конвертерних цехах складає 1120 – 1165 кг/т злитків; витрата вогнетривів на ремонт конвертерів 2 –5 кг/т; загальна витрата вогнетривів по цеху 10 – 21 кг/т. Витрата вапна складає 6 – 8 %; плавикового шпату 0,15 – 1,0 %. Витрата кисню на продувку рівна 47 – 60 м³/т, загальна витрата кисню по цеху досягає 105 м³/т рідкої сталі.

Витрата електроенергії по конвертерному цеху без ВНРС близька до 23 кВт·год/т; витрата води 13 м³/т, витрата стисненого повітря 19 м³/т рідкої сталі. Виплавка сталі на одного працюючого вагається в межах – від 1800 до 4340 т/рік. У цехах безперервним розливанням виплавка сталі на 1м² площі будівель конвертерного відділення і ВНРС складає 40 – 66 т/м² в рік.

Таблиця 4.1 – Структура собівартості виробництва 1 т. сталі

 

До сировини і основних матеріалів відносять чавун, сталевий брухт, феросплави, до додаткових – вапно, шпат та ін. Відходи, що враховуються при складанні калькуляції собівартості, - це відходи МБЛЗ і одержуваний скрап; шлак, якщо його використовують. До енергетичних відносять витрати на електроенергію, пару, воду, кисень, стисле повітря та ін. (на технологічні потреби). У статті «Знос інструменту і пристосувань цільового призначення» враховують витрати на знос змінного устаткування (виливниці, шлакові чаші та ін.), інструментів. Вартість поточного ремонту і вмісту основних засобів включає витрати на матеріали і запасні частини для ремонту і вартість ремонту основних засобів, витрати на конвертерні вогнетриви. У статті «амортизація основних засобів» вказують суму амортизаційних відрахувань на повне відновлення і капітальний ремонт основних засобів  (норми амортизаційних відрахувань визначають, виходячи з планового терміну служби устаткування). Додаткова заробітна плата – це оплата відпусток, перерв в роботі матерів, що годують дітей та ін. У статтю «витрати по підготовці і освоєнню виробництва» включають витрати на освоєння виробництва сталі нових марок і нових технологічних процесів.