автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Разработка и внедрение технологии комплексного передела фосфористого чугуна в большегрузных кислородных конвертерах

Г, ОД

НАЦИОНАЛЬНЫЙ ЦЕНТР 1Ю КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКЕ МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН

На правах рукопиои

АКБИЕВ МАХМУД АКБИЕШЧ

Разработка и внедрение технологии комплексного передела фосфористого чугуна к большегрузных кислородных конвертерах

Специальность 05.16.02 "Металлургия черных металлов"

ДИССЕРТАЦИИ

в виде научного доклада на соискание ученой степени доктора технических наук

Алматы - 1996г.

Работа выполнена в Карагандинской металлургической комбинате. Ведущая организация - Карагандинский металлургический институт.

Официальные оппоненты: Д.т,н.,про$.,член-корр.1Ш1 РК Омаров А.К. Д.т.н.,про<£. Кашин В.И. Д.т.н. Акбердин А.А.

Защита соотоитоя " 30 " итя_ 1996г.

на заоеданаи регионального специализированного Совета ДР 12.00.01 при Национальном Центре по комплексной переработке минерального сырья Республики Казахотан.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Института металлургии а обогащения Щ К1ШС по адреоу: г.Алшты, у л.Шевч знко,29/33

Автореферат разослан " 30 " мая 1996г.

Ученый секретарь

специализированного

Совета

Варламов В.Г.

Общая характеристика работа.

Актуальность проблемы.

Возможность производства металлопродукции из фосфористых, бедных железом руд,ранее не разрабатываемых месторождений значительно расширило рудную базу черной металлургии не только Республики Казахстан,но и прилегающих к ней металлургических предприятий России - Ккного Урала и Западной Сибири.Значение этого фактора будет возрастать в связи с тэм;что железорудные месторождения Магнитогорского »Бакальского,Орско-Халиловского районов исчерпаны.Уральоким и Сибирским металлургическим заводам будет олишком накладно возить по 10-15 млн.тонн ежегодно руды из КМА и Карелии за 3-4 тыс.км.Следовательно вывоз железной руды в Россию будет возрастать.Увеличится экспортный потенциал Республики Казахстан,тем более что разведанные запасы фосфористых калезных руд типа лисаковоких около 20 млрд.тонн.

Главной особенностью лисаковоких железных руд является высокое содержание в них фосфора.поэтому при разработке сквозной технологии передела этого сырья особое внимание исследователей было сосредоточено на сталеплавильном производстве - конвертерном цехе со 250-300т конвертерами с системой отвода газов без дожигания.В этой связи разработка теоретических основ изучение фи-зико-хишчвских,термодинамических процессов,происходящих при взаимодействии технического кислорода,шлакометаллической эмульсии,материалов огнеупорной футеровки,шяакообразующих присадок и других корректирующих добавок в температурных условиях конвертерной ванны с использованием прямых измерений,полученных по ходу продувки позволяющей разработать сквозную технологию получения качественной стали является актуальной.

Цель работы.Исследовать физико-химические,термодинамические процессы происходящие при взаимодействии технологического кислорода »шлакометаллаческой эмульсии,материалов огнеупорной футеровки, шлакообразующих присадок и других корректирующих добавок в высокотемпературных условиях продувки ванны с использованием прямых и коовенных инструментальных данных полученных по ходу плавки.

Разработать шлаковый,температурный,дутьевой рекимы,изыскать оптимальные их параметры,которые должны обеспечить :

- высокопроизводительную работу конвертеров о получением отали требуемых марок,соответствующие по качеатву регламентам ГОСТов и технических условий,а такяе фосфа шлаков пригодных в в качества удобрения в сельакоы хозяйстве;

- взрывобезопасную работу оборудований газоотводящего тракта,через который транопортируетоя горючий газ о содержанием окиои углерода до 60$,с пооледущей очиоткой и доаиганием на свече з условиях технологической необходимости прерывания процесса продувки ванны в течение плавки;

- безаварийную работу собственно конвертера,кислородной фурш, комплекса машин и механизмов по уборке продуктов плавки.

Исследовать работу технологического,теплотехнического, энергетического оборудования,оборудования КИИиА,АСУП и АСУТД конвертерного комплекса,системы отвода газов без дожигания окиои углерода в овязи о особенностями продувки фосфористого чугуна.Исследовать слуябу огнеупорной футеровки по температурным, фи зико-хишческш условиям ее работы.

Поиск огнеупорных компонентов,овязующих материалов,рациональной схемы кладки; технологий сушки и разогрева футеровки, обеспечивающие высокую ее стойкость.Внедрение (факельного торкретирования.

Обобщение уникального опыта организации производства,изыскания, разработки и оовоения сквозной технологии металлургического поредела фосфористой железной руды Лисаковского месторождения и его распространение на другие металлургические предприятия бывшего СССР.

Научная новизна.С применением современных методик (аотиво-матры,щуыомеры,зонды для замера температуры,состава и давления отходящих газов без повалки конвертера и без прекращения продувки) наследованы и сформулированы основные закономерности сложных высокотемпературных процессов физико-химического взаимодействия многочисленных факторов в оиотеме ыеталл-шлак-газовая ореда--огнеупорная футеровка в сталеплавильной ванне большегрузных конвертеров при переработке фоофориотого чугуна о содержанием фосфора до 1,2% с применением кусковой,порошкообразной извести в различных пропорциях и других шлакообразующих материалов в качестве эксперимента.

Иэнаканы апособы воздействия на термодинамику и кинетику реакции химичеоких элементов,происходящих в шлакометалличеакой эмульсии через ах концентрации и температурные условия в направлении для создания уоловий необратимого удаления из металла примесей,прежде всего вредных (фосфор и сера),достижения требуемой кондиции стали и шлака скорректированной во времени и температуре.

Разработан новый оптимальный технологический режим выплавки высококачественных сталей из фосфористого чугуна в большегрузных конвертерах а отводом газов баз дожигания,о оставлением конечного шлака,о использованием двух шлаков в зависимости от содержания фоафора в чугуне,Разработаны новые технические и технологические решения по конструкции кислородной фурмы и дутьевому режиму.

Предложены опособы раокисления переокисленного металла в условиях высокоокислительных конечных шлаков,а также методы улучшения фосфатшлаков с целью повышения содержания в них окоида фосфора.

Практическая ценность и реализация результатов.

1. Впервые в мире ооздана и внедрена сквозная технология металлургического передела мелкозернистых оолитовых бурых железняков с использованием металлургических агрегатов большой единичной мощности,обаспечиваш^я производство из высоко-фосфориотого оырья эффективных видов проката ответственного назначеаня.При одновременном вводе в эксплуатацию и оовоеншо нового вида производства отала на Карыеткомбинате- кослородно--конвертерного объемом 250 м^ впервые в СИГ.

2. Расширена минерально-сырьевая база черной металлургии Республики Казахстан.В народное хозяйство вовлечены крупные перспективные месторождения фосфориотых бурых железняков,учтенные запасы которых составляют 70$ от общего количества разведанных и прогнозных запасов железных руд.

3. Опыт строительства,пуска в эксплуатацию,разработки и оовоения технологии производства стали в 250-300т конвертерах из фосфористых чугунов с принципиально новой оистеыой отвода газов без доаигания окиси углерода широко используется при создании новых металлургических мощностей в СНГ.

Публидацрр.Результаты работы излояены в 53 научных грудах,46 авторских свидетельствах на изобретения»86 рационализаторских предло28ниях,в автореферате кандидатакой диссертации автора,а такае в работах,удоотоенных Государственных премий ССВР и Казахской ССР. Апробация. .

Результаты исследований, экспериментов обоувдалиоь на технических .советах комбината »объединения "Союзметалдургпром", совещаниях научно-псоледовательоких институтов,научио-прак-тичесшх конференциях,широко оовещалиоь на страницах специализированных научных и технических дурналов.

Структуру юбрты.Диосертация представляет собой обобщенное изложение (научный доклад), результатов ранее выполненных и опубликованных исследований автороких свидетельств на изобретения, направленных на решение главной проблеш-производотво качественной металлопродукции из фосфористых бурых железняков, месторождения которых в Реопублике Казахстан обладают огромными разведанными запасами.

Научный доклад включает _ страниц машинописного текста,

список литературных источников включает _наименований,

в том числе _авторских свидетельств.

На защиту рыносятоя: Результаты исследования физико-хи-мическах,термодинамических явлений происходящих в высокотемпературном шлако-ыеталличаском расплаве,в условиях постепенного повышения расхода дутьевого технического киолорода с 400 м3/ипн до 1000 м3/мш,роста концентрации фосфора в чугуне о 0,3$ до 1,2$ и при переходе от рродувша плавки о дожиганием окиси углерода в отходящих газах на оистему без дожигания отходящих газов 250-300т конвертера.

Исходя из этого изыскание оптимальных параметров технологии передела фосфористого чугуна в большегрузном конверторе с системой отвода газов без дожигания^обеспечивающих повышение производительности сталеплавильного агрегата и производство качественной стали.

Исследование особенностей шлакообразования в кислородном конвертере,позволившее разработать технологию выплавки стали о применением двухшлакового процесса,о оставлением чаоти конечного шлака;

Пути повышения химической»отруктурной однородности и, как. следствие физико-механических свойств конвертерной стали из фосфористого' чугуна}

Получение фоофатшлаков,пригодных как удобрение в сельском хозяйстве.

Введение,

Усилиями ученых,специалистов научно-исследовательских институтов,металлургического комбината при непосредственном участии ооиокателя и под его руководством и координации был проведен большой объем исследовательских работ,результатом его явились разработка»внедрение и освоение сквозной технологии переработки фосфористых бурых железняков Лисаковского месторождения с получением стали,а затем листового проката самых различных профилей вплоть до консервной дести,отвечающего воем требованиям ГОСТов и технических условий,Решена проблема уникальная,не знапцая аналогов в мировой практике.

Неоценимый вклад в решение крупных научно-технических проблем освоения оквознон технологии металлургических переделов в сочетании о вводом в эксплуатацию агрегатов головных образцов большой единичной мощности внесли специалисты и ученые отраслевых лабораторий ведущих научно-исследовательских институтов,пуско-наладочных организаций: ЩШИЧерцет (проф., д.т.н. П.И.Югов) »УралНИИЧормет (проф. ,д,т.н. Л,А,Смирнов), ШСиС (проФ..д.т.н, В.И.Яво;йд)ЗДй).институт металлургии и обогащения АН FK (академик АН СССР А.М.Кунаев).Институт металлургии им.А.А,Байкова РАН (академик РАН Н,Д.Лякииев),Хишко--металлургичеакий институт АН Каз.ССР (член.-корр. АН РК Абишев Ж. Завод-Втуз при Карметкомбинате (проф.,д.т.н, Даволбеков Н.Х.), (проф.,д.т.н. Тлеугабылов С.М.).

Организация,внедрение и освоение новой технологии прово-дшшоь ИГР и главными специалистами комбината,при активном, инициативном,творческом участии в решении многочисленных научных,технических вопросов главные специалисты и начальники производств В, А, Мирко,С,А.Донокой,В.В, Ецу шпицев, э. И, Гаыа лей, В,Н,Бургов.Э,ЭЛ4иникес,А,И.Багрий,В.А.Бондарвнко и многие другие.

I.Теоретические предпосылки выплавки стали в большегрузных конвертерах нз фоофориотого чугуна;*

1.1. Особенности выплавки стали из фосфористого чугуна.1

Лисаковские месторождения бурых фоофористых железняков и другие им подобные в Казахстане оставались неадюнутыыи до тех пор, пока правительственные органы не определили их как основная рудная база Карагандинского металлургического комбината.

Проблема состоит в том, что эти руды не только бедны по содержанию нелеза (35-40$), но и трудно обогатимы, плохо ком-куются при агломерации, сложны восстановительные процессы цри доменной плавке.

Вместе о тем главной особенностью этих руд является высокое содержание фосфора в них, являющийся вредной примесью в стали и удаление которого возможно только при кислородно-конвертерном переделе чугуна.

Получение качественной стали возможно только при определении основных параметров и режимов ведения цроцесса плавкий

Шлаковый рездед является определяющим з удалении вредных прмесей Р,.^ , контролирует содерканза[СГ[ и[^Ъл ^ в металле.' Основными факторами его являются количество и порядок присадки шлакообразующих материалов: извести, плавикового шпата (боксита) , рудных добавок в виде окатышей или ыалофссфористого агломерата, однотлаковый, двухшлаковые цроцессы о оставлением конечного шлака частично иди полностью.-

Дутьевой резд^ образуют следующие факторы. Конструкция головки кислородных фурм, положение ее относительно уровня опокой-ной ванны по ходу продувки.' Расход кислорода о учетом работы автоматики системы отвода газов без докигания и тепловой нагрузки котла-охладителя 0КТ-250 ДЦ.

Томпордтурнвд ра-кщ. Основу его составляет соотношение жидкий чугун - металлолом. Регулируется по ходу процесса режимов дутья и количеством и порядком присадки шлакообразующих материалов. В результате многочисленных экспериментальных работ, опытных плаЕок скорректированных эксплуатационными данными приняты следующие основные положения технологии выплавки стали.'

Шла^овы^ режщ. Известь смешанная из шахтных, вращающихся печей и лечи КС-ЮОО.

Состав: СаО -75-90$,п.п.п 5-10$.

Порядок присадки: на лом 14-18т и по 2~3т по ходу продувки на 2,4,6,8м.Воего 20-22т.

Плавиковый шпат 0,5-0,8т на плавку при необходимости. При содераании Р в чугуне до 0,6$- процесс одношлаковый.При содержании более 0,6$- двухшлаковый працеса, с оставлением конечного шлака частично или полностью. ■ 1-период определяется по расходу кислорода-9000-10000м3. Содернание углерода в ванео 0,5-0,8$, Р -0,1—0,2%.

Температура металла 1520-1530°С. Скачивается промежуточный шлак. 10-30т основноотыо 2,0-2,5^0 - 7-12$. Коэффициент рзпттпяттятаия Р

Дутьерой редим.Киолородная фурма диаметром 325ш.Конструкция головки: 4-5 сопловая,диаметр критический 52,угол наклона к вертикали 13 и 17°.

Расход киолорода 700-1000 ы3/ыин,давление 14-16 мм. Положение фурмы по ходу продувки:

- в точение 3-х мии-2,5м над уровнем спокойной ванны;

- в остальвае время 1,7-1,Зм.

Плавка перед выпуском.Содераание углерода 0,04-0,10$, Р=0,010-0,015$.Тешература 1580-1615°С.Шлак конечный.Оонов-ность 3,0-3,5.Содераание Тг0^25$.

Конечный шлак оставляется частично или полностью при содержании Р в чугуне выше 0,6$.

В связи о переводом конвертерного цеха на фосфористый чугун о оодернанием Р4 1,2$ прогнозировались основные технико-экономические показатели конвертерной плавки,для чего была разработана математическая модель плавки- о одношлаковым процессом применительно к ЭШ-М220 с использованием уравнений теплового и материального баланоов.В качестве охладителя применяется металлолом, у

I. Принимая.что при окиолении углерода металла выдедяетоя 90$ СО и 10$ СОо .количество лома -^л .определяется из уравнения:

А .

- «.с. со, \ ^ - I г- ^ ,05)+^,ос) -

- [ООО№ IV Ьа) + >-Л<3:ь\'-

- вес металлической садки (принят равнш 310т).

А

осд - вес вддкоы стали,т,

- содержание

в чугуне (ч) и отали (от) перед выпуском $ (принято постоянным содеркание в стали 0,06$ , . 000$ ,6,06$ Мп, 0,015$ Р и для чугуна 0,3$ Мл) í

~ температура чугуна и стали,°С принято на выпуске -16Ю°С.

- вес конечного шлака,т.

'З'е.О ~ содеркание указанных компонентов в конечном шлаке,

&С, ¿ГМп ~ Р33**0011" оодержания элементов в чугуне а в ломе ч/ К1|<Ь безвозвратные потери металла в $ от веса металлической ^ садки (приняты постоянными,равными 2$).

(1 потери тепла при простое и продувка,М кал (приняты ' постоянными 7000 и 4000 М кал).

Подобным ш образом произведены расчеты количества зддкой стали б конце продувки,количества образующегося шлака,потребной

извести,расхода кислорода на плавку,выхода годной отали, продолжительности цикла или плавки,Разработанный алгоритм проверили путем сравнения расчетных и фактических показателей по балансовой плавке,проведенной в 250-т конвертера со взвешиванием слитков,скрапа разливки,шлака и с использованием чистого лома и чугуна без шксерного шлака.

Технологические показатели работы конвертеров,расчитанные с помощью разработанной модели.свидетельствуют о том,что существует различие выборочных средних величин этих показателей, для различных интервалов содержания фосфора в чу1уне. £££ ]_

Для корреляционного анализа использовали облаоть значений показателей

гда У - выборочная средняя величина;

- оредняя квадратичная ошибка выборочной средней;

- оредняя генеральной совокупности.

На ЭВМ "Наири-2" были найдены парные корреляционные зависимости от содердання фосфора в чугуне для одношлакового и двухшлакового процессов.

Показатель Уравнение ^ ■

"фгун.кг/х Уд;= 839,4 + 4,Ох 0,36 ¿-0,2

Лом,кг/т У2= 288,9 + 45х 0,94 ± 0,2

Извеоть,кг/т У3= 88,4 + 46,6 0,36 ± 0,2

Кислород,м3/т У4= 58,9 + 4,3х 0,76 ± 0,6

Выход годного У5= 88,7 - 4,3х 0,91 ± 0,03

Цикл плавки У6= 54,1 + 1,7х 0,40 ± ОД

о

гд<э х- содержание фосфора в чугуне.Таким образом,изменение удельных расходов чугуна,извести,кис,'города,выхода годной отали и длительности плавкл з oohoehom определяется содержанием фосфора б чугуне.

Известно,что при раскислении стали ферромарганцем часть марганца.окиоляяоь переходит в шлак,а часть растворяется в металле, это соотношение широко колеблется и завиоит от окислен-ности металла.Особенно это важно при переделе фосфористого чугуна,когда для достижения низких концентраций фосфора занна пе-редуваетая.Поэтоыу для экономии раскиолителей.оообенно Мп -

-аодеоааэдх,необходима информация о концентрации кислорбда з металла для принятия мер по ее снижению перед вводом ферромарганца, которую моано получать путем непрерывного измерения активности кислорода методом э.д.о.

Ваднейлим условием достижения низкоио оодераания кислорода в металле к его выпуску является соблюдение синхронности медду окоростями нагрева металла ( ) и окиоленш ,

а также удаления вредных примесей: фосфора и серы.^Ц^

Для отали определенной марки обаспечение синхронности иожно представить равенством

где й.1 а необходимое повышение температуры и требуемое снижение содержания углерода.

Величина скорооти нагрева ванны ( ) определяется непосредственно из хода непрерывной записи температуры металла,а скорость процессов обезуглероживания ( VI ) по активности кислорода ( С10 ).Така как СЬ0 и [С^теоно взаимосвязаны,для опредолная содержания углерода в ванне применимо эмпирическое уравнение: _ /

С = ^ К-Еи-ьм/Т

° / >

где А - постоянная,определяемая экспериментальным путем;

К - коэффициент .учитывающий долю ионной проводимооти материала электролита ячейки элемента;

Т - абсолютная температура металла.

Для определения СЬсз металла по данным совмостного непрерывного измерения (Е изм. и ^ С) используют номограмму ^отроенную б соответствии с уравнением Нэрнета для электрохимической ячейки.

Т Р ао

Е изм. = -7— >

^ (>Сч

где Ку - константа,

ао "" активность кислорода в электролите сравнения.

Процент усвоенного металлом марганца о достаточной для практики точностью можно определить лишь по содержанию кис-

лорода в атали перед раскислением.эта овязь установлена в результате статистидеокой обработки экспериментальных данных в виде уравнения:

гда К ып - доля марганца,усвоенного металлолом при раскислении,$ [/о0]- оодержание киолорода в отали перед раскислением,

Следовательно,для обеспечения минимальных отклонений содержания марганца в готовой отали необходимо экспреооный контроль окиоленнооти металла после продувки,в чаотнооти методом электродвижущих сил.

Определение содержания углерода в металле во время продувки по количеству и составу отходящих конвертерных газов дает удовлетворительные результаты яри работе в два периода- и при содержании углерода в металлэ-дарад. прекращением продувки более 0,5% (I период продувки).[й}]

Для этой цели попользовали данные текущего контроля по содержанию СО,С02 и выходу конвертерных газов \А/од.• По этим значениям определяли скорость обезуглероживания по уравнению :

\ГС= - с[Сс11 -0,00536 ^(СО^СОг' ') %<*■ ^

где СО и С02 - содержание этих компонентов в отходящих газах,% (объемы) ;

выход отходящих газов,ы3/мин. - поправочный коэффициент,включающий приведение объема отходящих газов к нормальным уоловияы.

После графического интегрирования уравнения (I) получили:

, . ___ ^сгС-сл

где ^ ^ масса чугуна,лома жидкой отали для одной плавки,т; ' Л с 1 СхелСоТ - содержание углерода в чугуне,ломе и жидкой стали,%. г время окончания продувки.

Содержание углерода в металле в любой момент продувки [рЗ находили по разности между общим количеством углерода в походной металлической шихте и количеством углерода,удаленного из

конвертера в виде СО и С02. 01 ог .

-)/о )

т

где ^ - текущее время продувки,мин.

При выводе данного уравнения иоходнт из того,что выход жидкого металла,равный 0,9 от мааоы металличеокой оадки,уменьшаетоя пропорционально времени продувки:

Повышение удельной интенсивности дутья позволит значительно сократить время продувки и снизить затраты времени на цикл идеальной плавки до 36-37 мин,средней, до 56-57 мин. (при интенсивности дутья 4,5-5,0 м/мин.т.).

Следует преаде всего установить влияние-повышения интенсивности продувки на скороать окисления углерода.Средняя за плавку скорость окисления углерода может быть определена аз уравнения:

VI-

£

[с1ЛСЬ / И А +ЫЛ

Тпр \ Чг-Чл

)

?

где: - средняя за плавку скорооть окисления углерода,/? мин;

г _ МЛЧС1Л

" НаЧаЛЬН0Э

держание углерода в ванне,%;

концентрация углерода в чугуне,лоне и отали

соответственно,^

JU д

•-Ч i к " ве0 чугуна и лома на плавку соответственно,!; Тпр"* ВР6^ продувки,мин.

Обозначив через jS выход жидкого металла (отношение веоа жидкой отали к суммарному весу чугуна и лома) и выполнив преобразования уравнения (I) получим:

с Tnp^xi-^) Т„р. (.г).

Умножив а разделив эту дробь на суммарный раоход киолс-рода Y Уол ,м3,и обозначив через Ц/ ,м3/ыин. удельную интенсивность дутья,после несложных преобразований получим.

\r wS

(■V с

где А ет. - правая чаоть уравнения.

(г).

Отношение количества кислорода дутья,затрачиваемого на окиоление углерода до СО к оумшрному расходу кислорода на продувку- это коэффициент использования кислорода на окисление углерода. ^

(к _ ^ \000 _ ^

In ^с IVC

0г

где ^ - коэффициент использования кислорода на окисление углерода до окиси углерода;

- 1000 - коэффициент для пересчета веса окиолившегооя углерода в тоннах в килограммы;

- - суммарное количество кислорода,затрачиваемого на реакцию окисления углерода до окнои,м3;

- \Г*л - объем одного кыоля га за, равный 22,4 м3;

- /\ ~ вес кмоля углерода,равный 12 кг.

Исходя из этих уравнений в диапозоне Ч/ОТ 15 м3/мин.т до 10 м3/мин.т и 41,% от 0,10 до 1,0 [с] 7шн. г

влиянае удельной интеноивнооти на ху не обнаружено,а ^^ линейно увеличивается о ростом Ои и выражено в виде уравнения.

у:-орчг-ц,-0,00051

Что подтверждено результатами опытных плавок,-проведенных с интенсивностью до 13 м3/мин.т.

Интенсивность продувки может быть ограничена из-за выбросов шлакометаллической эмульоии или пропускной способностью газоот-водщегс тракта.Допустимая интенсивность в период максимального обезуглероживания продувки определяется уравнением

где \Г, \ГМ объемы конверт ера, металла и шлака, м3.

Исходя из этого рекомендованы значения наибольшей у0 в период максимального обезуглероживания при работе без оставления и о оставлением в конвертере конечного шлака в количестве 1030т.

т 0 10 20 30 \Гму 910 890 880 860

/М/И .

Следовательно.

Основные технологические параметры и режимы ведения процесса плавки в 250300т конвертерах Карметкомбината из фосфористого чугуна,установленные путем экспериментов и теоретических расчетов,скорректированных результатами большого количества эксплуатационного материала,являются наиболее оптимальными.

1,2. Особенности шлакообразования в большегрузных конвертерах.

В производстве стали шлакообразование является одним из важнейших процеооов.Кинетика его в значительной мере определяет качественные и количественные результаты плавки.

Интенсификация шлакообразования в киодородных конвертерах имеет оаобое значение в овязи о быстротечностью процеоса. Асоимиляция извести жидкой фазой шлака является звеном,лимитирующим повышение расхода кислорода в единицу времени,и,следовательно, производительности конвертера.Закономерности растворения извести изучали при ее присадках в 250т конвертеры,оборудованные системой отвода газов без их дожигания.(I). Шлакообразувдие материалы! омееь извести,полученной в шахтных, вращающихся печах в количестве 21-25т и 0,7-0,8т плавикового пшата на плавку.

Извеоть в количестве 16т присаживали на лом перед заливкой чу^на,остальную часть задавали б конвертер двумя порциями в течензе первых 7 мйн. продувки.Плавиковый шпат присаживали в гачение первых 4 ыан.Уокорениэ наводки шлака обеспечивали за счет того,что в течение первых 3 мин. положение фурмы поддерживали на расстоянии около 2,5м над уровнем ванны в спокойном состоянии,з остальное время продувки это оасстояние составляло

1,7-1,8м. [гф-Д

Состояние шлакового расплава нсоледовалось по ходу плавки путем отбора пробы шлака при повалках конвертера методом намораживания на отальной стержень.Шлифы изготавливали с помощью шлифовальных и полировочных суспензий,разведенных на керосине.Исследования вели под микроскопом в проходящем и отраженном свете,а ташке в иммерсионных препаратах.Количественное содержание свободной извести и других фазовых составляющих определяли пересчетом данных химического анализа на минеральный состав о учетом фактических данных при микроскопическом исследовании.

Результаты проведенных опытов по переделу фосфористого чугуна в 250т конвертерах с использованием оооредоточенной присадки извести о доведением ее количества в завалку до 20т и рассредоточенной ее присадки (8т в завалку,остальную известь присаживали по ходу продувки) но выявили влияния на процеос де-фосфации.Особенно целесообразно присадка большей части извеоти до начала продувки ванны конвертеров с отводом газов без их дожигания при большом содержании недодала в извести.[З!)]

Принятый на большинстве опытных плавок расход извести (20-22т) на плавку был достаточным для обеспечения оптимальной

основнооти жидкой фазы шлака (3,2-3,5).Увеличение же пооледней выше 3,2-3,5 и оувдарного расхода извеоти на длавцу выше 22т приводит к резкому увеличению доли нераатворенной извести.' -

Как известно в мировой практике существует два принципиально различных опособа присадки оыпучвх материалов в ванну конвертера во время продувки:

1. Подача на поверхность ванны в кусках определенной фракции по специальному тракту через горловину конвертера;

2. Вдувание в виде порошков через фурыу в зону реакции. Схема подачи кусковой извести является сравнительно простой только внешне.Комплексное рассмотрение вопроса показывает ряд недостатков и трудностей.Для 300-т конвертеров с длительностью продувки 8-10 мин. необходима специальная мягкообояенная известь о высокой реакционной способностью,которая имеет на несколько порядков большую поверхность ооприкооновения с металлом и шлаком, чем кусковая.Важнейшим преимуществом додачи пылевидных материалов является большая гибкооть регулирования соотава шлака при автоматизации кислородно-конверторного процесса.Следовательно мов-но не сомневаться в перспективности вдувания порошкообразных штериалов в ванну большегрузных конвертеров,особенно в случае форсированных режимов продувки кислородом и при переделе фосфористого чугуна.

Совершенствование шлакообразования в кислородных конвертерах производится в различных направлениях.

Оптимизация режима подачи в конвертер извести,плавикового шпата и дутьевого ражили [55^. .Изучение динамики изменения химического и минералогического оостава шлака по ходу продувки путем подбора наиболее благоприятного дутьевого,температурного режима,а также времени,количества приоаживаеыых шлакообразущих кошонентоз.1_Ьб]У)Ч^ .Особый интерес првдотавляет изменение содержания в шлака окислов железа,уовоенной и неуовоенной извести и основности шлака.Однако в первые 45$ времени продувки химический анализ проб шлака не оовоеы точно отражает ооотав жидкой фазы шлака в конверторной ванне,так как в шлаке в это время имеется большое количество относительно крупных куоков извести, которые искажают истинную картину.

• Содержание кремнезема и закиси марганца к 3-й минуте

продувки в оредаем.по опытным плавкам составляет 33$ и 9$ соответственно уменьшаясь к концу плавки по мере увеличения количества шлака.

Содержание растворенной окиаи кальция в шлаках начального периода достигает 31-33$,что свидетельствует о довольно высокой скорооти растворения извеоти в самом начала продувки,несмотря на относительно низкую температуру ванны.В дальнейшем количество усвоенной извести непрерывно увеличивается,резко возрастая в пооледнюю четверть времени продувки.

Высокая степень усвоения шлаком извеоти (94-98$) подтверждается и анализом более 140 конечных шлаков текущего производства.

Основнооть жидкой фазы шлака равномерно увеличивается по ходу продувки,достигая к концу плавки значений не менее 3,0, однако даже конечные шлаки известью не насыщены.Окиоленность шлака в течение почти всего времени продувки отабильна.Вплоть до 75$ времени плавки содержание ^ЫЗ и^е^в шлаке составляет 10-13$ а 6-8$ соответственно и лишь в конце продувки окиоленность шлака заметно возрастает.

11а рентгеновском аппарате УРС-70 фотоыетодом были отсняты рентгенограммы образцов затвердевшего шлака. В шлаках отобранных на 3-й и 6-й минутах продувки-состоящие в основном из стекла,обнаружены фазы Сс^СЦ (ларнит), Сс^^О^ (алит) .Наряду о двухкальцевым ферритом Со^^е-гО^ в этих шлаках обнаружено заметное количество ферритов кальция СоЯ>е.СЬ и С'а^еОц »которые отсутствуют в последующих пробах шлака, а также свободные окислы ^е^Ск, и МлО .

Шлаки середины продувки (10,13 мин) кристаллизуются хорошо, на рентгенограммах появляются четкие линии монокальциевого феррита Ссл/З^г^Ч »а также манганатов кальция вида Со^Лп^Оц , Ссъг^пОч и глаукохронита. Сс^Ип^СЦ

На рентгенограммах проб шлака конца продувки линии манганатов кальция и глаукохронита отсутствуют,зато усиливаются линии моно-и двухкальциевых ферритов и оиликатов кальция.В этих шлаках обнаруживаются также свободные окислы.

Из полученных данных оледует.что для достижения наиболее низких концентраций серы и фосфора в металле предпочтительны конечные шлам оо структурой трехкальциевого оиликата.Однако для их получения оледует не столько увеличивать раоход извеоти,

сколько улучшать условия ее ассимиляции по ходу продувки за очет своевременных присадок плавикового шпата,использования комплексных шлакообразующих материалов и поддержания оптимального дутьэвого режима. г

Ооновной целью работы было установление оптимального

соотношения факторов режима присадок сыпучих материалов и дутьевого режима,влияющих на шлакообразование и десульфурацшо металла в конвертерной ванне.

К чиолу основных показателей,по которым оценивались результаты процессов шлакообразования и деоульфурации расплава, были отнеоены следующие величины: ,г-

1. Скорооть повышения СаО в жидкой фазе шлака 'с^О ,тДшн.;

2. степень усвоения СаО шлакообразующих материалов жидкой фазой шлака И,

3. основность жидкой фазы шлака О^с.; г

4. скорооть повышения основности жцдкой фазы шлака

о. вес жидкой фазы шлака Уш ,т;

6. фактический коэффициент распределения серы ыезду шлаком и металлом : ^

7. Показатель распределения оеры между шлаком и металлом

л (У)

где чзДц и Ум - соответственно вес жидкой фазы шлака и вес металла; ш

8. количество железа в шлаке ,т.

Из перечисленных параметров оптимизации главным была выбрана скорость повышения СаО в жидкой фазе шлака Х/с^О

Полученные в работе математические модели были попользованы для оптилизации процесоа шлакообразования о учетом воех факторов,определяющего как продолжительновть плавки так и качество выплавляемой стали.

Разработка и внедрение процессов контроля и управления шлакообразованием (оообенно о использованием системы УК-1) позволяет оператору вести продувку в оптимальном режиме,предотвращая выбросы шлакометаллической эмульоии из конвертера,что опо-

собстврет повышению производительности агрегатов и их устойчивой и безаварийной работы.

Как отмечалось выше,уокорению ассимиляции извеоти в шлаке при скоротечном конвертерном процессе опоаоботвует применение пылевидной извеоти,

1.3, Применение пылевидной извеоти для наводки шлака.

С целью ускорения формирования активного шлака в конвертерном цехе построена и эксплуатируется установка,в составе помольного отделения.пневмотранапорта,приемных бункеров и оборудования фирмы "Арбед" по вдуванию пылевидной извеоти в ванну конвертера.

Разработана и освоена технология передела фосфориотого чу17на о получением качественной стали о применением пылевидной извести

Фосфориотый чугун,содержащий 0,5-0,8$Мп,0,5-1,0 $ , 0,8-1,2 Р и 0,025-0,050 перерабатывают в 300-т конверширах, металл продувают через пятясопловую фурму (диаметр сопел 52 ш, угол их наклона 16 град.) кислородом при расходе до 1000 м^/мин. Сталь 08 кп (ГОСТ 1050-74) содержит

0,09$С 0,025$Р и 0,020$

Металл раскисляют в ковше доменным ферромарганцем.Сталь разливают на слитки массой 16т о механическим закупориванием,которое проводят после кипения металла в изложнице в течение 10-15 мин. и образования "ранта" затвердевшего металла шириной 70-Ю0мм.

Технология передела фоафористого чугуна предусматривает его продувку в конвертерах двухшлаковьщ процессом о применением куоковой и пылевидной извести,промежуточное окачивание скачивание фосфористого шлака и оставление чаоти конечного шлака в конвертере.

Конечный шлак частично оставленный в конвертере загущается куаковой известью в количестве около 10$ от общего расхода.С началом продувки,после устойчивого зажигания плавки,подается в ванну куоковая известь по 2т в течение первых 2-6 минут. Затем,по достижении содержания окиси углерода в отходящих газах 40$ и выше присаживается пылевидная известь в количестве 1-2т в минуту о учетом хода процесса по температуре.После повадки

конвертора,взятия проб и окачивания промежуточного шлака,во втором периоде,когда температура ванны довольно высокая и нет затруднений с реакцией окиоления углерода вдувание пылевидной извести в количестве 1-2 т/мин не представляет трудностей.

Как показали эксперименты увеличение доли пылевидной извести благоприятно влияет на ход физико-химических процессов в рао-плаве: увеличивается выход годного,уменьшаются расходные коэффициенты (<54 материалов: чугуна,металлошихты в целом,извести,улучшается качество металла по химическому составу и структуре.

IIa плавках о применением пылевидной извести расход чугуна снижен на 2,5 кг/т,металлошихты - на 17,7 кг/т.Температура металла на вылуоке на 6-28°С выше,чем на плавках с кусковой известью, то есть имеется дополнительный резерв онижения раохода чугуна.

При практически одинаковом содержании фосфора в чугуне применение пылевидной извести в первом и втором периодах позволило получить более низкую концентрацию фосфора и серы в металле.

Повышение выхода жидкой стали на плавках о использованием пылевидной извести в значительной степени обусловлено онижанием испарения железа в реакционной зоне,о чем свидетельствует уменьшение в два раза маосы взвешенных частиц в воде оборотного цикла газоочистки,состоящих более чем на Э0% из окислов железа.

Как показывают результаты анализа большого количество опытных плавок в начальный период поиока оптимальной технологии передела фосфористого чугуна в 250-300т конвертерах шлакообразование с участием порошкообразной извести значительно улучшает качество атали,а следовательно и металлопродукции комбината,хотя не решает все рроблемы по достижению требуемых ГОСТами механических и физичеоких свойств металла.

1.4. Разработка технологии двухшлакового процеооа выплавки металла.

Это предопределило необходимость проведения широкого комплекса исследований для разработки в уоловиях нарастающего содержания фосфора эффективной технологии передела чугуна,

обеопечиваювдй выплавку высококачественной стали широкого сортамента«

В связи о э-йы била разработана технология переработки фоофористого чугуна в конвертере,предуоматривающэя его продувку при двухшлаковом процессе а применением кусковой извести, промежуточным скачиванием фосфориотого шлака и использованием конечного шлака предыдущей плавки.Отличительными элементами технологии были введение в конвертер металлолома в первом периоде плавки до заливки чугуна»применение динамических методов контроля (в частности звукометрического) за ходом шлакообразования,отсечка конечного шлака при выпуске металла и подача в кош шлакообраэующих материалов* Разработанные режимы продувки позволили осуществить технологи/-чеакий процеса плавки практически без использования плавикового шпата,что знанительно улучшило качеотво фоофатшлака.

Оптимальные уоловия удаления фосфора со окачиваемым шлаком были созданы разработанными дутьевым и шлаковым режимами, обеспечивающими регламентированные параметры металла и шлака перед повалкой. [2,5]

Повторное использование жидкого конечного шлака онизило расход извести на 40-50 кг-т,способствуя увеличению выхода стали,снижению раахода кислорода и уменьшению продолжительности плавка.Для шлакообразования применяли омешанную извеоть из шахтных и вращающихся печей,которая содержала около 85$ СаО

и до 10$ п.п.п.

Известь присаживали сосредоточенными порциями 14-18т на лом и по 2-6т по ходу продувки.При выплавке низколегированных и спокойных марок стали восстановление фосфора уменьшали при выпуске и разливке присадкой в кош 700-800 кг извести.

В конечном шлаке поддерживали основность (В) по отношению Са0/( ¿¡0^+9^05 ) в пределах 2,8-3,5 а содержание закиси железа но более 25$,Плавку вылуакали при содержании углерода в металле 0,04-0,10$ и его температуре 1590-1615°С в зависимости от выплавляемой стали.эти параметры были и для одно-илакового и для двухшлакового процессов.

Промежуточный шлак после первого периода плавки о ооновноотью В= 2,0-2,6 скачивали в количестве не менее 20т.

Для улучшения условий шлакообразования на части плавок использовали окатыши и малофосфориотый агломерат.

Твердые окислители присаживали ко ходу продувки через тракт сыпучих материалов в количестве 0,5-2,От на плавку,

В течение 2х меояцев отрабатывали технологи» двухшлакового процесса.По результатам уточняли технологическую инструкцию по выплавке стали в 250т конвертере из чуууна о содержанием 0,5-0,8 Р. [2.6]

Переход на передел фосфористого чугуна двухшлаковшл процессом сопровождался ухудшением технико-экономических показателей главным образом из-за удлинения цикла плавки на 5-8 мин,Тем не менее увеличение веса оадки и интенсивности продувки позволило непрерывно наращивать производство конвертерной отали.

Полученные результаты до промышленным исследованиям позволили сделать выбор технологии в пользу двухшлакового процесса при использовании чугуна с содержанием фосфора более 0,6$.Этот процесс при существующих условиях обеспечивал более низкое содержание фосфора в металле после продувки и уменьшение додувок для корректировка состава металла.Присадки по ходу продувки окатышей,агломерата в указанных количествах не дали никаких преимуществ.

При соблвдении рекомендованных режимов на опытно-промышленных плазкзх получали в готовой холоднокатаной стали содержание фосфора ыенее 0,023$.Сталь выплавленная из фосфориотого чугуна, не уотупала по качеству обычной стали.

Передел фосфористого чугуна в кислородных конвертерах характеризуется как процеоо регулируемого ценообразования. При этом дефосфорация идет главным образом на границе ыеаду капельками металла и жидким известково-иелезистым шлаком в шлако газо-мз^аллической эмульаии.

Для улучшения условий дефосфорации наводила основной шлак с переводом его во вспененное состояние ступенчатым изгленением положения фурмы,регулированием расхода кислорода.Однако без использования динамических методон контроля за состоянаегд аашш, например акустического,ведение плавки на грана "'забросов", приводило на часта плавок к ошибкам. >

Так,з отдельные периоды плавки наблодаллсь аначзтедъкцо выбросы шлакометаллачеокой эасулъсгл 23 конвертера ми сух#я продувка в режиме незаглубленной атруи.Ери оухом ходе продувки

условия дефосфорации ухудшались, и содержание фосфора в металле в конце второго периода было более высоким,чем на плавках о небольшими выплеокаыи шлакометалличеокой эмульоии»это приводило к увеличению чиола додувок на фосфор*

В дальнейшем положение фурмы,расход киолорода и присадки шлакообразующих материалов были согласованы о контролем за процессом шлакообразования с помощью шуыомерэ.

При переделе низкофосфористого чугуна требования к дутьевому режиму и режиму присадок шлакообразуищих материалов оводятся к тому,чтобы к концу процесоа получить заданные значения температуры и содержание углерода в металле,поокольку получение достаточно низких концентраций фосфора и оеры в металле не представляет трудностей.

При выплавке отали из фосфористого чугуна требования к технологии угжсточавгйя.так как в этом случае ка первый план отавится получение стабильно низкой концентрации фоафора. Продолжительность плавки в основном определяется--длительностью периода окисления углерода и поэтому необходимо обеопечнть глубокую дефоофацию до завершения обезуглероживания металла*

Для первого периода продувки из установленной зависимости показателя распределения фосфора \_р = ^О^д/С?) 01 0 следует,что для 1,0 С показатель раопределения фосфора равен 50, а для 0,5$С - около 100,при этом основнооть шлака должна составлять 1,6 и 2,2.Зависимость температура металла на повалко для скачивания .шлака (I период длавки) от содержания углерода в расплаве составляет 1,0$ и 0,5$ С соответственно 1615 в. 1530°С.В дальнейшем пределы по содержанию углерода уменьшили до 0,3-0,8.Температура металла 5 чонце пзрного периода при этой должна быть в пределах 1520°-1580°С,а показатели ^^/(Р) и Зд- следуз? несколько скорректировать.

Яри днухгалакоЕол: процессе,яогда требуется окачятаппо шлака при определенной. опт ж а льнсг/ содержания ;,'Глзродз 250т лонзертера это соцорт-ание находится н пределам 0,5-0,8?) балки ое значение даеет .чрсстс?* истод спрэгелекия текущего содержания углерода в металле.Антоыатизкроганнке слстэкы,предказ.ч&чаггяыэ для. определяй соцерЕял'ия углерода и когалле г.с ъгжи.ч проя^нта гтланки по :;мичестну и составу отходяших конЕвртерных гэзое с использонаниеы баланса

углерода,как изЕестно.дают большую погрешность.Этот метод может давать удовлетворительные результаты только при работе е дез периода и при содержании углерода е металле перед прекращение« продувки более 0,5;».

Для правильного Еедения Еторого периода продуЕКИ целесообразно характеризовать тепловое состояние Еанны в его начале по перегреву металла над температурой ликвидус,как это делается е мартеновском процессе для определения момента присадки железной руды е период полировки. [2,0^

Применительно к условиях конвертерного цеха КарМК определили оптимальный перегрев металла е конце первого периода,равный 40 град.При его превышении требуется дополнительное охлаждение ванны во втором периода известняком., сирым доломитом или изЕестыо.При недостаточном нагреве металла (около температуры ликвидус) приходится "передувать" плэеку до низкого содержания углерода в металле,получая е конечном шлаке концентрацию закиси железа более 25$.Учет перегреЕа металла е конце первого периода предусматривает корректировку шихтовки плавок с такш расчетом,чтобы температура металла и содержание в нем углерода соответствовали оптимальной линии перегреЕа для пределов по углероду 0,3-0,8/1.

Существенное влияние на процесс тофосфораши е первом и етором периодах продувки оказывало содеркание окислов нелаза е шлаке.При содержании фосфора в металле е конце первого периода 0,09-0,16;? концентрация окислов железа в алаке по условиям раЕНОЕесия |Яб] должна составлять соответственно 13-10$ обш. или 12-7$ 3(2.0 .Со втором периоде содержание окислое железа в :плаке ограничивается пределами концентрации фосфора е металле и,ОП-0,020,3,что соответствует 18-29$ Тг^ обш или 16-25$ ТеО . При этом показатель распределим фосфора (^^П^^п с0стаЕ~ ляет 340-425 и осноеность конечного шлака (В)пполучается рэеной 2,9-3,3.По результатам экспресс-анализа кэталла парного периода,определив отношение (С)| и (Р)р?,'ожно прогнозировать ожидаемое содержание фосфора е металле е конце второго периода продуЕки.

По экспериментальным данным в координатах устано-

вили области I—1У,е которых обеспечивается требуемое содержание

фосфора в металле н конце второго периода е занисшооти от отношения Среднее значение Рц е областях 1-17 и

предел его разброса (н скобках) должны быть следующими: Область I П Ш Г/

С-^ 10 6-10 4-6 2-4

(Р)П,Ю~3 1 3)9-15) . 14)9-20). 19(13-44),22(15-33)

С увеличением концентрации кремния в чугуне возрастало содержание фосфора е металле и повышалось количество додуеон на фосфор.х такш же последствиям приводило увеличение содержания фосфора е чугуне,но в это« случае увеличивалась концентрация пятиокиси фосфора в шлаке.Отрицательное влияние марганца в чугуне на дефосфорацию было показано ранее .для одношлаконого процесса,Для днухшланового процесса оно было аналогичным: повышение концентрации марганца в чугуне,например с 0,50 до 1,0$ способствует увеличению содержания фосфора е металла в конце второго периода примерно на 0,004$,

1.5. Оставление конечного шлака.

Для улучшения технико-экономических показателей конвертерной плавки разработали технологию плавки с оставлением е -(онЕертере части или всего конечного шлака.

ПзрЕонаачльно провели 30 опытных плэеок с оставлением в конвертере разного количества шлаков (от 7-12т до 20-30т). Оставленный шлак переводили в неактивное состояние,присаживая известняк и пзЕесть.Е конечном шлаке содержалось 14-24$ закиси железа,е том числе на плавках с полным оставлением шлака 14-19$.Затем отработку технологии продолжили в более широко« масштабе для уточнения технико-экономических показателей, в частности по стойкости футероЕки.

Па двух полных чомпаниях по футеровке,кроме присадок известняка и извести для приведения шлака в неактивное состояние, испытали варианты с использованием сырого доломита и кокаина.

При загушении оставленного е конвертера шлака по всем испытанным вариантам последующие операции по завалке лома и заливке е конвертер чугуна,на вызывали выбросов шлака и металла.Газовыцеление ео время этих операций было практически таким не,как и при обычной работе.

На обеих опытных компаниях стойкость футеровки тоже

оставались на прением уровней составляла 295 и 299 планок вместо 290 планок н течение предшествующего месяиз.В зависимости от количества оставленного шлака позначно снижение расхода изнести до 90-100 кг/т.

При любом из вариантов технологии ведения процесса планки получен® еысокоосноеного н1щк0п0дешн0г0,рвакш10нн0сп0-

собного шлака является главный условием получения качественной стали.Неда рои среди металлургов из поколения в поколение идет притча "свари хороший! злак-хороший металл получится,сам собой",

2. Получение фосфатшлаксв в качестве удобрения при переработке фосфористых чугунон

Беод е народнохозяйственный оборот Лисаковского месторождения, обладавшего огромными запасами значительно расширил сырьевую базу черной металлургии не только :<азахстанарно и металлургических предприятий Урала и Сибири.

Вместо с тем переработка фосфористых железных руд сопровождается ухудшение« технико-экономических показателей металлургических переделов и в иелом есэго предприятия.Причина-низкое содержание железа е концентрате (49$).высокое-фосфора (Р205 1,3-2,5$).

В частности при выплавке стали из фосфористого чугуна увеличивается расход последнего в связи с охлаждаюшяы влиянием повышенного количества извести,необходимого для удаления из металла повышенного количества фосфора; длительность плэеки возрастает из-за дополнительной операции для скачивания промежуточного шлака,еыход годного снижается из-за потерь металла с удаляемым шлаком; расходы кислорода и лома возрастают в сеязи с уменьшение« выхода годной стали.

В перспективе предлагаются ряд технических мер по повышению рентабельности переработки фосфористых руд.ГлаЕНое из них увеличение содержания железа н концентрате путем внедрения обжигаагнитного обогащения..

Хроме того снижение издержек качества лисаковского кон -центрата возможно за счет использования попутных продуктов сквозного передела фосфористых руд,одним из важных компонентов

которых является фосфатшлаки.как удобрение .для сельского хозяйства.

При выплавка стали с использонанивы кусковой и пылевидной изевсти промежуточный шлак содержит 10-15$ Р20д и отвечает требованиям действующих технических условий по химическому составу как удобрение для сельского хозяйства

Возможно повышение качества фосфорсодержащих шлаков за счет:

- оптимизации химического состава чугуна ;

- совершенствование технологии его передела- освоение деух-шлакового процесса.исключение или ограничение применения пла-

еиноеого шпата для наводки актиЕногс.реакционноспособного шлака 5

- обогащение шлака полезными компонентами путем его расслоения в жидком состоянии или е процессе кристаллизации.

Ценность фосфатшлака как удобрения возрастает с увеличением содержания е нем P2O5.4er.iy способствует повышение концентрации фосфора до 1,2-1,4$ и ограничение содержания кремния и марганца е чугуне.

Исследования показали,что при ограничении кремния до 0,4-0£ $ а марганца до 0,3-0,5$ концентрация р20д е шлаке может быть увеличена до 15-13$,

В связи с чем представляет интерес выявление еозможности получения фосфористых шлакое,пригодных для удобрения почвы. Исходя из баланса фосфора е перЕом периоде конвертерной плавки, проЕели расчеты по определению Р20д в промежуточных шлаках.

эр, ^йрЦоо-^О^А)

где &Р и т.д.- разность между концентрацией элемента е чугуне и в металла после промежуточного скачиЕания шлака,$ {

СаО/Сэ.О^ РА)

Рзс^ОД плавикового шпатапереход огнеупоров футеровки конвертера в шлак,т/т чугуна;"^ - доля усвоенной изеэсти. При выводе уравнения принимали что в извести содержится 90$ и нет ни^'\0 .ниРД-и что в плавиковом шпате содержится 5$ летучих.

Для рзсчетоЕ приникали постоянные значения:'^? = 0,67; Мп= 0,6$;^= 0,0023 т/т}^= 0,002Эг/т чугуна.

Применительно к услоеиян комбината (В=1,6~2,4 ; 1^0+7^=10-25$; со1 = 0,7$) '■содержания ?2% Е илаае зависит от концентрации фосфора е чугуне е соответствием с уравнением

,$\Р1 0,8 1,1 1,4

8,5-13,0 11,0-14,5 12,0-16,5

Повышение концентрации Р^ е отдельных объемах шлаках достигается также в ходе его затвердевания.

Петрографический анализ показывает: кристаллизация шлакового расплава протекает последовательно с выделением в перЕую очередь в твердую фазу трех- и двухкалиевых силикатов,содержащих основное количество фосфора,4т коне, алаке КарМК охлаждали медленно е течение 2-х суток.в процессе кристаллизации происходило перераспределение компонентов между отдельными микрообъемами шлака.Отношение максимального содержания компонентов к минимальному было следующим :

'Я Общ. 9*0 5 ^ МпО

3,24 3,69 5,83 8,07 2,64 [ЗД

Наибольшее содержание СаО и наблюдается е перире-рийиых участках шлака закристаллизовавшегося е начале процесса. 2 последующем происходило выделение'НО - и алюмоферритных фаз, содэрнаиих повышенное количество железа и марганца,что обуслоЕ-лено разностью температур плавления шлака в зависимости от его химического состава. ,

Температура начала ^н и конца плаЕления ък »участков обогащенных Р205 и СаО выше =1320-1330°с£< =1345-1380°С), чем участков насыщенных окислами типа^О • ("Ьи =1250-1300°С,; •Ц =1270-1320°С).

Зависимость температуры плавления шлака от его состава ; Еыракена следующим уравнением регрессии,полученного обработкой результатов эксперимента.

С" ^ М'V) -V о,^ \ (АО) -1 *(А -

Шлак с повышенным содержанием Р2О5 используется как удобрение в сельском хозяйстве,а остальное количество,обогащенное окислами Мп и - е доменной шихте.

Одним из основных показателей качества фосфатшлаков является растворимость Р2О5 е 2$ растворе лимонной кислоты. При ?20д л.р. -97-99$ фосфор усваивается растениями хорошо. Количество окислов магния (3,40-7,19$) и окислое кальция (48,72-51,66$) положительно влияют на урожайность сельскохозяйственных культур. Полезны

компоненты и микроэлвр/внты Е шлакеПО МЗССв!

ЖО СиО 1аО

0.0011-0,0028 0,57-1,15 0,0035-0,0038 0,0010-0,0022

КаО

>,96-7,90

0,17-0,19

0,065-0,067 0,040-0,042

Концентрация потенциально Ервдных компонентов невелика. Заслуживает внимания фтор е фосфатшлаке«Материал,способствующий эффективному шлакообразованию,снижает растворимость в лимонной кислоте,а слелоЕательно удобрительные свойства из-за образования труднорастворимых соединений-фтороапатита.трех-калиьцивЕ0Г0 фосфата,тетрафосфата кальция.Пробы шлака,отобранные на планках без использования (А) и с использованием плавикового шпатасвидетельствуют ой этом.

С<хО НпО ^е.0 ЭД РА

1 51,6 13,9 3,5 4,2 7,3 5,8 8,70 8,70

2 47,4 16,9 2,8 4,9 9,0 5,4 8,69 1,15

Применение фторосодаржаших материалов допустимо при концентрации фтора на более 0,4а.

Бвсфтористые шлаки обладают высоким коэффициентом растворимости.

Обширная концентрационная область,е которой шлаки имеют низкую еязкооть и температуру начала кристаллизации,создает

предпосылки для дефосфорации металла и получения шлаков с высокин содержание« Р2О5 при необходимой организации шлакового, дутьевого и температурного режимов плаЕки без применения платкового шпата «Наибольшее Елияние на уменьшение еязкости оказывает снижение концентрации в шлаке А-^0 при увеличении концентрации!^ и

Расчеты показали,что фактическая концентрация фосфора в металле н 2-10 раз превышает раЕноЕеаную со шлзкоь!. Следовательно дефосфорируюший потенциал шлака используется не полностью.

Таким образам - фосфатшлаки КарМК по содержанию и форме присутствия фосфора,наличию кальция,магния,ряда Еажных микроэлементов и низкому содержанию потенциально вредных компонентов могут служить пенным удобрением для сельского хозяйства.

При испытании на опытней станши установлено,что фосфористый шлан,Енесенный в полуторной дозе,лает такую же прибавку урожая.что и деойной суперфосфат,внесенный 5 одинарной дозе. С осуществлением реализации фосфористых шлакоЕ снижается себестоимость конвертерной стали (примерно на 0,5 руб./т).технология металлургического передела становится безотходной.

3. Разработка технологии производства специальных сталей из фосфористого чугуна.

3.1. Производство стали для получения жэстк.

Типовая технологическая инструкция разработанная в результате ряда исследовательских работ,а тзнже производственного опыта обеспечивает Еыплавку стали кипящей,полуспокойной, низколегированной марок по требованию портфеля заказов,соответствующих условиям действующих технических условий,а также ГОСТов.

При производстве особо ответственных сталей особенно .для нести,а также атмосферостойкой стали ЮХ.ПД и некоторых других марок были разработаны дополнительные технические условия с учетом освоения конвертерного процесса,а также выводое специальных экспериментов.

Было изучено влияние химического состава чугуна,его темпе-

ратуры.качестЕо окрапа,дутьевого и шлакового режимов на технологические показатели плавки [ЦЧ~\

Сталь выплавляли деухщлэкоеым процессом с оставлением конечного шлака е конвертере и нейтрализацией его известью или доломитом и коксом.Применяемый на опытных плэекэх чугун имел следующий химический состав: 0,6-1,05^1; 0,5--1,07$Мп; 0,6-1,3$Р ;0,021-0,050$5 .

Основными элементами технологии при производстЕе стали для нести являются завалка лома в конвертер в первый период плэеки до заливки чугуна,применение звукометрического контроля хода шлакообразования,отсечка конвертерного шлака при выпуске металла и присадка в сталеразлиЕочннй ковш шлакообразую-ших смесей.

При отработке технологии стали для жести установили,что применение леикоЕвсного лома приводит к ухудшению технико-экономических показателей процесса и повышению содержания серы в металле.

В результате проведенных исследований рекомендовано проводить подачу пылевидной пзЕести по истечении 5-7 мин. продуеки при интенсивном окислении углерода.Поэтому подачу извести необходимо начинать при минимальном расходе,около 0,5-1,0 т/мин.В этом случае процесс идет устойчиво,продувка проходит баз Еыбросов.

Продувку осуществляли через пятисопловую (Ьурыу с расхо-

о *

дом кислорода до 1000 ы' /мин. с переменным положением ее над уровнем спокойной ванны.

Первый период продувки заканчивали при содержании углерода 0,1-1,4 % и температура металла 1450-1580°П,При этом содержание фосфора в металле составляло 0,090-0,190$,а перед Еыпуском ег'. из конЕертера находилось в пределах 0,014-0,020$ [55^ .

Выплавляемую сталь раскисляли ферромарганцем (расход 5,3-7,2 кг/т) содержанием 70,4-71,0,9-5,4 ;6,0-7,0$С : 0,37-0,40$Р ¡0,012-0,0155 .

После Еыпуска металл продували азотом или аргоном через полную огнеупорную фурму.погружаемую сверху е сталеразливоч-ный ковш на высоту 0,5м от дниша коешэ.е течение 3-10 мин. с расходом газа 0,5-1,0 м^/мин.Сталь разливали сверху в из-

лонпиш на слитки массой 17г.

КачестЕО выплавляемого металла оценивали по коэффициенту расхода и расслоению металла при прокатке на слябинге,а так же по числу обрывов полос ка шестиклетеЕОЫ стане.

Были установлены оптимальные дутьевой,шлановый и температурный режимы плавки,регламентируюшие режим подачи кислорода и положение фурмы е ходе основной продувки.При этом число до-дуеок для получения необходимых содержания то ас о и и температуры металла по сравнению с обычной технологией снизилось соответственно на 55,5 и 51,9/5,

С целью снижения степени рефосфорации металла для загущения шлака в конвертер перед выпуском плавки пшсаживали охладитель (известь,доломит) и кокс.В результате загушения уменьшилось количество шлака.попадающего е коеш при сливе металла.

С целью снижения окисланности шлака в конвертер после второго периода продуЕКИ,отбора ппоб металла и шлака,замера температуры на шлак присаживали 2,Л-б,0т извести или обояен-ного доломита и 1,0-1,5т кокса.После выпуска металла шлак полностью оставляли е конвертере.Сравнительный анализ проб металла до и после нейтрализации и загушения шлака показал, что присадка реагентоЕ е коннэртер приЕОДит к снижению содержания шосфора е среднем на 0,003$,серы на 0,002%,кислорода на 0,013$.При этом степень рейоаЬапии металла р. процессе выпуска с отсечкой шлака шарами снижается на 19,7&,а угар марганца при раскислении уменьшается на 5,.?$,

Разработан следующий режим, раскисления металла: (ферромарганец с содержанием кремния не более 2,0$ ееодят е коеш из расчета получения е стали 0,30$-0,.'36$,

При содержании е металле на выпуске 0,04$С,а также на плавках с додуекой для стабилизации окисленности металла до неодэ ффером.арганца присаживают в коеш коксик (до 50кг на планку). Повышение содержания кремния е ферромарганце с 1,5 до 2,5$ пшеоцят к увеличен™ коэффициента расхода металла на слябинге с 1.264 до 1,431.

¡'ля предотвращения рефосфорации в процессе Еыпуска и раскисления металла проводили опытные плэеки с присадкой е коеш

шлакообразуюших смесей,содержащих плэеикоеый шпат.изЕесть и агломерат,Опытные планки проводили по нескольнш вариантам.

Эффективность использования смесей оценивали по степени рефосфорашш и лесульфурации.а также по температурным условиям разливки.

В результате обработки металла в ковше аргоном или азотом температурная неоднородность снизилась с 70 до 5°С,уменьшилось количество нарушений при разливке на 5,4$,

При прокатне полосы для жести значительная доля простоев шестиклетеЕОГо стана происходит из-за обшвоЕ.которые происходят из-за наличия в раскате поверхностных и внутренних дефектов.В частности,к сталеплавильным дефектам.влияющим на появление скеозных разрывов,относят плену (слиточную) и неметаллические включения.С целью выявления причин образования данного деффекта проведен анализ технологических параметров 76 плэеок, прокатанных на полосу толщиной до 0,25 мм,при этом на 45 плаЕках отмечено 0,061 шт/т стали сквозных разрывов и 31 плавка без обрывов.

При сравнительном анализе технологических параметров деух групп плзеок установлено.что при отсутствии обрывов температура металла в ковше перед продувкой инертным газом и разливкой ниже соответственно на 4 и 3 °С.Анализ плавок со скеозными разрывами показал,что пои снижении содержания углерода перед еыпуском от 0,06 до 0,08/1 число случаеЕ скеозных разры-еое увеличивается в 1,8 раза,а при снижении содержания углерода в готовой стали с 0,09 до 0,06$ в 2,1 раза. При отношении марганца к сере е пшделах от 018,0 до ?4,4 отмечено наименьшее число обрывоЕ.

тгля анализа влияния технологии разливки и нагреиа металла Ё нагревательных колодцах слябинга на число обрывов полосы в листопрокатном цеха И я (цех жести) плавки были разбиты на 3 группы: I группа- без обрывоЕ ;

- П группа - с обрывами; ¡<! группа - больше пяти обрывоЕ на плавку.

Установлено,что по П группе плэеок било е 1,5-?,О раза больше плавок с температурой металла на разливке перед обработкой инертными газами более 1560°С,на 7 и 8,3$ соответственно е группах П и Ш больше плавок с усадкой металла более 250 мм.

В III группе плавок (на эту группу шиходится 143 обрыва из общего количества 235) в 2 раза больше слитков,"пересидевших" в нагревательных колодпах слябинга более 45 мин.,что увеличивает вероятность окисления сотового пузыря и ослабления наружной корочки.

В результате внедрения разработанной технологии коэффициент расхода металла на слябинге снизился с 1,316 до 1,161, а число обрывов полосы,прокатываемой на шестиклетевом стане, уменьшилось с 0,047 до 0,0030-0,0035 шт./т.

Таким образом -разработана технология выплавки конвертерной стали для производства жести из фосфористого чугуна,предусматривавшая оптимальный дутьевой,шлаковый и температурный режимы,загущение конвертерного шлака,обработку металла е ковше инертным газом,раскисление феротаарганцем,содержащим не более 2,0$. .

3.2. Производство атмосферостойкой стали 10ХДП с использованием природнолэгированного фосфором чугуна.

Разработка мероприятий с целью снизить потери от коррозии является одним из важнейших направлений в повышении стойкости и долговечности изделий из черных металлов

Сталь ЮХНДП холоднокатаная и горячекатаная пиодолнитель-ное время применяется для покрытия зданий.Наблюдения за состоянием кровельных конструкций из этой стали е промышленной атмосфере е течение трех лет подтвердило,что эта марка стали может быть применена без зашиты от короозии для конструкции на открыт® воздухе и в слабо агрессивных средах.Ц^З

В дальнейшем была поставлена задача изучить возможность и определить целесообразность применения в тех же условиях экономнолегироЕанной марки Юх'ТП.

Натурные коррозионный испытания стали ЮхНПП и МхДП.н которой содержание никеля близко к нулю,а содержание фосфора и меди - к нижним пределам по марочному составу были проведены в течение 2-4 лет.

Испытания проведенные е различных климатических зонах е городской (А) и промышленной (Б) атмосфере и сульфатном отделении сернокислотного цеха (В) показали :

I. Сталь МхДП,как и сталь ЮхНДП,можно применять без

защиты от коррозии на открытом воздухе в слабоагрессивных средах,переход к среднеагрессивной среде (сульфатные отделения ) не обеспечивает условий для Нормирования защитных слоев продуктов коррозии и для существенного ее замедления ;

2. испытания в климатической зоне с меньшей продолжительностью выпадения осадков ускоряют ^орлированив защитных продуктов коррозии и при невысокой загазованностивоздуха снижают потери от коррозии ;

3. в незагазованной атмосфере сталь типа ЮХДП не уступает по коррозионной стойкости стали 10ХЩП,в загазованной атмосфере коррозионная стойкость стали ЮХДП несколько ниже.

По рекомендации ЦНИИпроектстальконструкции из стали ЮХДП были запроектированы листы панельных покрытий некоторых промышленных зданий в различных районах страны.

достаточно высокая коррозионная стойкость стали ЮХДП и повышенные по сравнению с углеродистой сталью прочностные свойства позволили снизить толщину .листов для покрытий с 4 ш при применении углеродистой стали до 2,5 мм.

Исследовали коррозийную стойкость сварных соединений ат-мосферостойкой стали,а такгге защитную способность образующихся продуктов коррозии.Для сварки конструкций из стали ЮХДП рекомендовали те же материалы,что и для стали ЮХНДП.

Сталь ЮХДП для покрытий первоначально выплавляли на природнолегировакном ^сс^ором чугуне в мартеновских печах,а в последующем была освоена технология выплавки этих марок стали в большегрузных конвертерах.

При организации производства на переделе сталь-прокат обращалось особое внимание на то,чтобы не допускалось перемешивание обрези,чтобы не загрязнять медью другие марки стали,

Разработанная технология выплавки стали в мартеновских печах,а затем в 250-ЗСЮт конвертерах из -тюссосристого чугуна позволила отказаться от добавок г"вррог"ос^ора и комплексно использовать элементы железорудного сырья.

Вывод- освоено производство горячекатаного листа уменьшенной толщины из коррозионностойкой стали,природнолегирован-ной {осТором,Использование такого листа для крыш нехов некоторых металлургических предприятий,позволяет снизить массу конструкций, съэкономить металл,а также снизить трудовые затраты

при исключении операций нанесения лакокрасочных покрытий.

4* Пути повышения химической,структурной однородности, а также механпчаских-'Ряэпчэсклх сзойств конвертерной стали из Фосфористого чугуна.

. Увеличение содержания *ос*ора в чугуне не привело к росту его концентрации в готовой стали сверх допустимых норл.В кипящей и спокойно*'} стал? содержалось соответственно П,018-0,020 и 0,019-0,022$,При выплавке низколегированной стали содержание *ос*ора увелкчкталоеь до 0,027-0,030$.Все это удовлетворяло требования?.! стандартов и заводских технических условий.Оовооно производство лонпйсонной стали для КэмАЗА.\&]

Брак 1-го передела конверторного металла изменялся следующим образом,< от общего производства (в 1975г.- без учета ноша об рези слябов):

1Э75г. 1976г. 1977г. 1373г. 1379г.

0,58 0,13 0,19 0,27 0,27

В качестве критерия опенки механических свойств .тестовой продукции принимали относительное число окончательных провалов по холодному загибу,удярно^ вязкости и по прочностным характеристикам.По этил дачным отклонений от требований технических условий практически не наблюдалось.

Согласно отзывам заводов-потребителей о итямпуемости и выгода годного при обработке металла,сталь полученная из фосфористого чугуна,при производстве различных изделий не уступает обычно'4, выплавленной из м ъч о о с рл о т о го чугуна.

8СК стали выплавляемой г? большегрузных конвертерах является кипящими и полус по ко йк ым и марками поэтому качество слитков в огромной степени зависит от степени окисленностк,температуры едкого металла на выпуске,способа предварительного раскисления в ковпе,способа закупоривания,массы слитков и конфигурации изложниц, Го.'агпое количество исследовятельс ;их работ были посвящены репоняю этих проблем,

Результаты исследования^^ загрязненности прокатной заготовит ряда опытных плавок включениями показали,что при удовлетворительном закупоривание стали алшияием общее содержание неметаллических включений и количество устойчивых оксидных включений оказываются минимальными пс сравнению со всеми другими

вариантами закупоривания,

исследовано зляяняо кядкого аЕнмиаия на поввденяе химической я структурно.'*! однородности слитков хкпяшей стали 08Ю для холоднокатаного листа,выплавляемо" з 300-т конвертерах Предварительное раскисление металла проводили э ковае чушко-зым алшлние",расход которого колебался от 400 до ЗСО г/т.

3 процессе разливки зпдтетЗ алншшй в количестве 8ВД-1000г/т вводили под струю металла в уетракные книзу изложница на 300мм пипо уровня нализз,а в упаренные кверху- на 100мм ниже осно-зааия прибыльных падставок.Скорасть разливки стати в уширен-нш книзу изложницы была постоянной,в уширенные кверху- несколько уменьшилась при подходе металла к прибыльно'" надставке ■ В процессе исследования изучали качество металла трехЦ^ типичных плавок,из которых две была разлиты в уширенные книзу :13ло:ш'лцн (с волнистыми гранями) н? слитки массой 1'3 и 25,5 и одна з излоянитш,уширенные кверху с прибыльны1.«! подставками,на слитки массой 22,5т с гладкостенными гранями.

Подробное исследование макроструктуры,распределения химических элементов,неметаллических включений,содержания газоз, механических свойств опытных слитков, раската после слябинга, горячекатаного л холоднокатаного листа показало,что предварительное раскисление малоуглеродистого кипящего металла в ковше чушковым алюминием в количестве 500-300 г/т в сочетании с присадков алшиния под струю металла в изложялиу на 300 мм ниже уровня нормального налива в количестве 300-1000 г/т позволила получить сравнительно однородный металл по сбдоргганию химических элементов,гагов и неметаллических включений,в том числе и в с-¿мои крупном слитке (25,5т).Это з сочетании с достигнутой чис-тото'1 металла по вредный примесям и попутным элементам обеспечило однородные и высокие пластические свойства холоднокатанного листа 'л 'Эго "орступ штампуемость нп автомобильных заводах.

^рсдлоЕоняь": способам ?ло ™от б уть использован вместо механического я химпчео -ого закупорквяяяя г лозной части слитков кипящвЧ стали, при котором -значительно сильное развивается химическая и ■гизичаскач неоднородность, а тепловой центр в слитках смещен в глубь от 20 до 50^,считая от г ловной части.Он лол'хэн обеспечивать повышение однородности слитков и тэм самым

улучшение качества металла.

С целью увеличения производительности все участков металлургического передела комбината были проведены опыты по отливке п прокатке слитков химически закупоренной кослородно

технология кипящую сталь разливали на слитки весом 18т.Опытные слитки отливали в спроектированную на комбинате тонкостенную уширенную книзу изложницу с кшпельным поддоном.Сталь разливали 'через стакан диаметров.! 60 мм.Химическое закупоривание производили япдким алкгшнием.Длительность разливки плавки на 25т слитки сократилась на 25$,а продолжительность раздевания слитков и посадка их в нагревательные колодцы - на 20.

Опытные слитки прокатывали на стане 1150 за 17 проходов на слябц сечением 200x1530 мм.При этом производительность стана увеличилась на 10$.

При раскрое раскатов на ножницах слябинга головная обрезь опытного слитка равнялась 4-5$,а донная - 2-Зй.Расходный коэффициент был равен 1,107,для обычных слитков - 1,132,т.е. расход металла при раскрое уменьшился на 15-20 кг/т.

Была изучена .макроструктура распределения элементов,неметалла1чес"-7.х включений,механических свойств металла на промежуточных а конечных переделах.В результате работы установлено,что лист из 25-т слитков закупоренной стали марки СТЗ удовлетворяет требования?;! ГОСТ 380-71.Увеличение веса слитков с 18 до 25т. позволяет сократить .длительность разливки плавки на 25$,продолжительность обработки плавки на нагревательных колодцах (раздевание и посадка слитков) на 20$,увеличить продолжительность обжимного стана на 10$,уменьшить расход металла в обжимном цехе на 15-20 кг/т.

.Последовали влияние способа закупоривания низкоуглеродистой кяптцей стали марок 10 кп на развитие ликватшонных процессов и химическую неоднородность,количество,природу и рас-пределенпз неметачличес их включений в прокатной заготовке о] Пспнтывались несколько видов раскислителей: жидкий,твердый,алюминиевый, 75е5! -Ъерросилиний,сплав АМС,силикокальций,а также закупорка слитков тяжелыми чугунными крышками

Слитки опытных плавок прокатывали на слябы.Из раската

конвертерной стали весом

принятой на комбинате

слитков отбирали поперечные темплоты для исследования ка-чпства металла: на уровие 2,5,3,12,20,30,40 и 50®? длины раската.С каждого тамплета снимали серные отпечатки,отбирали пробы для химического анализа и исследования неметаллических включений .

Сравнительный анализ полученных данных показывает,что как индекс загрязненности,выраняшии суммарное содержание оксидных я сульфидных включен^,так и количество устойчивых оксидных включений наименьшее у стали,закупоренной жидким или твердым алюминием.

При закупоривании стали\_Alj кремнийсодерташими рао-кясллтелями загрязненность стали возрастает,что ухудшает ее *пзико-механлческив свойства э конечной продукции,Эти же выводы подтверждены и в работе ,где разработана и опробована технология раскисления жидким алюминием э пзлоэдиие нестареющей стали марки 08Ю с ттелью повышения качества макроструктуры крупных слитков и улучшения механических свойств получаемого из них -голоднокатанного виста.

Слитки раскисляли алюминием по шести вариантам.

По принятой методике исследованы природа и распределение неметаллических включений,ликватшя химических элементов и газов. Разработан способ раскисления нестарещей стали путем ввода гладкого алззлиния в изложницу при ее наполнении на 400 мм ни.~е уровня налива без остановки разливки и без применения интенсштика-торов кипения.При этом обеспечивается низкое соттеряанив неметаллических включений в стали,равномерное распределение алюминия в металле,высокая его пластичность и поверхность хорошего качества.

Как было отмечено выше,качество готового металлопроката во глногом определяется окисленностьв и температурой стали на выпуске из сталеплавильного агрегата.Если по ряду причин организационного и технологического характера металл в ванне перегрет или поpeoкислен,что ведет к образованию ряда металлургических дефектов,то принимаются меры к их исправлению в ковше или изложницах по ходу разливки,что связано с определенными сложностями и дополнительными расходами труда и материалов и но всегда достигается устранение последствий перегрева или переокисления ван Поэтому в условиях быстрого протекания сталеплавильного пронесся

с применением кислорода важно получение и использование надежной непрерывной информации о составе и температуре жидкого металла.В связи с этим все шире применяется непрерывные измерения активности кислорода методом Э.Д.С. в ванне различных сталеправильных агрегатов,Наибольшие трудности возникают при его промышленном освоении в кислородных конвертерах,На 600т мартеновских печах Карметкомбината внедрена сводовая измерительная установка , позволяющая на основе данных непрерывного измерения температуры металла и активности кислорода в нем методом Э.Д.С. кон-^ тролировать важнейшие параметры технологического режима плавки[А1^ . Основным элементом установки является охлаждаемый водоизмерительный зонд,опускаемы1:! вертикально через главный свод печи в ванну на достаточном удалении от ближайшей кислородной фурмы.

Конструкция измерительного зонда расчитана на применение одно и двухячеечной головки,в которую могут быть установлены соответственно комбинированный датчик или раздельно датчики Э.Д.С. и температуры.В связи с трудностями изготовления окисно-керачических чехлов использовали конструкцию датчика Э.Д.С. с двумя электродами сравнения.

Текущую активность кислорода в металле определяли по данным

непрерывно измеряемой величины Э.Д.С. возникающей в кагэдой из

ячеек по выражениям : л .. , 1

' /лС

' О

--'о

. , ь ю = к tn С1ъ / Си

где Г\~1\ \ ~ термодинамическая постоянная для твердого

электролита' данного типа; 1<ц - доля его инной проводимости; ^ я Олг активности кислорода в стандартных электродах сравнения каждой ячейки; СЬ - текущая активность кислорода в сталеплавильной ванне.

Совместное решение обоих уравнений относительно дает : г\ О ^ ск Ь 1л>

иь - с 7Т

Р А с и>

где разность показаний Э.Д.С. двух ячеек при данной кон-

центрации углевода .и темпе ратуш металла; \ЬД - постоянные ве-

1) Г* \ Г" * Г" и -1 1

личины (ЪаО/^ ^ ОП (X£ ~ ИЗМ0Реннце

Э.Д.С. снятые с обеих диаграмм.

Опробованы различные варианты конструкций датчиков для совместного непрерывного измерения температуры металла и активности кислорода в нем методом Э.Д.С,Опыт организации совместного ([1\5][5'0][51] ) непрерывного измерения окисленности и температуры металла использован для контроля параметров дутьевого и технологического режимов кислородно-конвертерной плавки.

Таким образом в результате широкого круга изыскательских работ,проведенных силами ЦЗЛ комбината с привлечением научно--исследовательс.<их институтов были разработаны оптимальные технологии по раскислению в ковше и закупориванию в изложницах жидкого металла.

5. Совершенствование состава технологического оборудования с целью поведения веса плавки.

Конвертеры КярЖ по проекту расчитаны на садку по годны?.? слиткам 250т с удельным объемом 1,0 mj/t. В процессе освоения садку непрерывно увеличивали с доведением до 320т по годным слиткам.Идо этом емкость сталеразливочных ковшей довели до ЗбСт по .шдкой стади.

При разливке металла из ковшей с шиберными затворами на слитки массой до 22т проводится ратинирование и стабилизация температуры металла в ковше путем продувки инертными газами, применяют также интенсификаторы кипения.Это позволило в условиях постоянного увеличения содержания totopa в чугуне с 0,3 до l,2f, и садки конвертера с 275 до 320т непрерывно повышать производительность цеха и превысить проектную мошность конвертерного чеха более чем на ICK. при улучшении основных тет-нико-экономических показателей.

Несмотря на высокое исходное содержание Босфора в чугуне, обеспечивается производство высококачественно"! стали сложного сортамента для глубокой и весьма глубокой вытякки.з также для изготовления тончайшей белой жести.

С целью повышения стойкости футеровки конвертеров увеличили ее толщину на 460мм по сравнению с проектной,в связи с чем удельный объем конвертеров уменьшился до п,ья m'Vt.

Увеличение садки и уменьшение удельного объема конвертеров

затрудняют интенсификацию продувки поскольку выбросы шлако-металлзчестай эмульсии становятся более частыми.При нормальной продувке без выбросов интенсивность продувки ограничивается выводом газов из конвертера,количество которых оценивается его свободным объемом.Зависимость между допустимой интенсивностью в период максимального обезуглероживания продувки ( Уф^004 у^мик ) и свободным объемом конвертера,по имеющимся данньы определяется уравнением

УоГ-ОДС^-^-УО,

где \АК объемы конвертера,металла и шлака,ы^.

В соответствии с этой зависимостью рекомендованы значения наибольшей интенсивности.

Опыты проведенные на промышленных и полупромышленных агрегатах,показали практическую возможность повышения удельной интенсивности подачи кислорода на продувку до II ы^ (т.мин)[2ЯГ} В данной работе проведен анализ затрат времени на отдельные операции цикла плавки в большегрузных конвертерах.Исследовано влияние удельной интенсивности продувки на среднюю за плавку скорость окисления углерода и коэффициент использования кислорода на реакцию окисления углерода.

В исследованиях^^,^£\изучалась возможность повышения интенсивности продувки кислородной ванны кислородом в условиях передача 'тос-ористого чугуна на 300-т конвертерах КарЫК,работающих по системе отвода газов без их дожигания.

На опытных плавках продувку металла производили через новую восьмисопловую кислородную йурму с центральным подводом охладителя в торец медной цельноточенной головки диаметром корпуса 325мм. Каэдое сопло в головке расположено под утлом 15 град, к вертикали.Восемь сопел фурмы имкли диаметр 40 мм в критическом сечении и при давлении (1,5-1,6). 10й вМ" обеспечивали максимальную интенсивность продувки ванны до 1050м^/мин. На большинстве опытных плавок удельная интенсивность продувки

О

была доведена до 3,2 м (т.мин).При этом значительно ускорилось шлакообразование.удаление серы и фосфора,отмечается существенное улучшение таких показателей как выход годного на 2,4%,уменьшение цикла продувки на 4,7 мин.,а также ускорение процессов нагрева и обезуглероживания металла.

lío в условиях массового производства возникают сложности по интенсификации кислородной продувки,связанные с другими такторами.что в практических условиях работы пеха наиболее наглядно видно из результатов последующих изысканий.

Учет разгара футеровки в зависимости от номера плавки от начала компания позволяет увеличить интенсивность продувки в период максимального обезуглероетгвания.Например,моггшо расходовать 1100 м''/ мин кислорода после 120-й плавки от начала компании по футеровке при работе без оставления шлака и после 150-й плавки при оставлении до 30т, конечного злака предыдущей плавки.

Соблюдение указанной зависимости eioe не гарантирует отсутствия выбросов,которые зсзмо.тлы при неоптимальном распределении дутьевого кислорода между его расходом на реакцию обезуглероготвания и окисление шлака.До внедрения динамического контроля по составу л количеству отходящих газов в сочетании с показаниями шумомера з конвертерном пехе регламентировали время наводки шлака и положения ^урмы по ходу продувки з зависимости от расхода кислорода и типа фурмы.

Для реализации преимуществ от увеличения интенсивности продувки в условиях увеличения салки перешли сначала на 4-х сопловую фурму с увеличением диаметра сопел в критических сечениях до 56 мм,а затем на пятясопловуэ.Увеличенный расход кислорода при оптимальном его распределении на окисление примесей и шлака обеспечивает более низкое содержание закиси железа в шлаке,чем на плавках,проведенных при пониженном расходе кисло рода.Опытами, .установлено, что пш увеличении расхода

о

дутьевого кислорода на 100 м /мин и оптимальном положении ^урглы по ходу продувки продолкительность продувки уменьшается на 2,8 мин,а содержание закиси хелеза в конечном атаке в среднем на 1,0$.

Несмотря на непрерывное повышение содержания Босфора в чугуне,разработанная технология выплавки стали з условиях увеличенной садки и интенсивности продувки обеспечивала постоянный рост производства стали без усиественного снижения основных технико-экономических показателей.

Для улучшения показателей продувки в последующем была

реконструирована система шлакоуборки год конверверами,организовано вдувание порошковой извести в струе кислорода и внедрены другие мероприятия уо учетом особенностей передела Фосфористого чугуна.

Все перечисленные мероприятия,направленные на увеличение производительности конвертерного цеха позволяют при необходимости поднять уровень выплавки стали выше проектной,

о. Разработка и освоение технологии передела Фосфористого чугуна в 250-ЗШт конвертерах Карлеткомбината с системой отвода газов без дожигания.

5.1. Ввод в эксплуатацию и начальный период освоения конвертерного цеха.

3 апреле 1970г. на Карагандинском металлургическом комбинате введен в эксплуатацию первый в бывшем Советском Союзе кислородно-конвертерный цех с конвертерами емкостью 250-т с проектной производительностью на малоФосфо ряс том

2а короткий срок в цехе была освоена технология выплавки стали широкого сортамента из малофос^ористых чугунов,отработаны дутьевой и шлаковый рекимы плавки как с до;этганием,так и без дояигания конвертерных газов,внедрена разливка стали в крупные слитки.

Расширение комбината,вовлечение в металлургическое производство ФосФ.ористых Лис г ко неких руд обусловили переход конвертерного меха на переработку чугуна,с содержанием фосфора до 1,0?,Проблема заключалась в том,чтобы в условиях действующего производства разработать и освоить новую для отечественной металлургии технологию переработки ^осФористого чугуна в 250-тонных конвертерах.

Принцяпмальнна технологические параметры получения стали из Фосфористого чугуна предварительно изучали с использованием лабораторных конвертеров.Однако реализация технологии в промышленном масштабе осложнялась тем,что мировая практика но располагала опытом передела чугунов с повышенным до Г£ содернанием ■'■осФора в современных большегрузных конвертерах, работающих с отводом отходящих газов без докигания.

¡■селезорудном сырье 4 млн.т стали

Цех состоит из следующих основных пролетов: конвертерного, загрузочного,энергетического,ремонта ковшей я разливочного. ■Лкксерное отделение с 2_мя миксерами емкостью 2500т каждый размещено в отдельном здании и соединено с загрузочным пролетом эстакадой.Из доменного тдеха чугун подают в ковшах емкостью 140т.Чугун из миксеров сливают в 300т ковши,устанавливаемые перед наполнением на 500т- железнодорожные весы.

Первоначально проектная производительность одного конвертера при среднем весе плавки 250т составляет 2 млн.т стали в год; рабочий объем конвертера 250 м3 при удельном объеме I м3/т стали.Корпуса конвертеров- сварные,цилиндрической формы с глухим днищем.Металл из конвертера выпускают через летки диаметром 150-200 мм в сталеразливочя»$ ковш емкостью 280т, установлении1"! на самоходной тележке.П1лак сливают в шлаковню объемом 16 м .

Над конвертерами сооружен газоотводящий тракт с передвижными кессонами,а также размещены система транспортеров и бункеров для подачи сыпучих материалов и механизмы управления движением кислородных фурм.

3 районе расположения конвертера в рабочей площадке предусмотрен вырез для передачи на ремонт чугуновозных ковше!! и транспортировки кислородных ,1йурм.Посты управления размещены сбоку от конвертеров примррно на 8м выше уровня рабочей площадки.Конвертерный пролет оборудован 80-т краном для транспортировки ■Туры, передвижных кессонов и другого оборудования,

Загрузочный пролет примыкает непосредственно к конвертерному .Чугун в конвертер заливают краном грузоподъемностью 400/100/16 т.Лом подают двумя полупортальными кранами грузоподъемностью 90т.Завалку лома в конвертер производят двумя совками емкостью 30 м3 каждый.Совки нагружают ломом в отделении магнитных материалов и доставляют в загрузочный пролет па платформах.В торпе "ехл совки с ломом взвешивают и переставляют краном на специальные? поворотный круг для захвата их загрузочной машиной. Сыпучие материалы (известь,плавиковый шпат,железнорудные окатыши) подают в конвертер системой ленточных транспортеров.Каждый конвертер имеет восемь бункеров,из которых сыпучие материалы подают к весам-дозаторам системой вибропитателей.После взвешивания

сыпучие материалы поступают в промежуточные бункера,из которых через течки,снабженные затворами,с двух сторон материалы попадают в конвертер.

Ферросплавы складируют в стационарных бункерах в торце цеха рядом о поворотными кругами для совков с ломом.Из бункеров Ферросплавы перегружают в контейнеры емкостью 1м3 и заливочным краном доставляют к расходным бункерам,находящимся рядом с конверторами .Затем Ферросплавы взвешивают и через специальную течку подают в сталеразливочный ковш.

К конвертерному пролету со стороны,противоположной загрузочному, примыкает энергетический пролет,в котором расположено оборудование для очистки конвертерных газов.

При работе конвертеров с отводом газов без дожигания окиси углерода во избежание подсоса воздуха в газоотводящий тракт через зазор между горловиной конвертера и подвижной частью кессона ("юбкой") на этом участке тракта поддерживают положительное давление (примерно 0,6 мм вод,ст.).При изменении объема выходящих из конвертера газов автоматически изменяется производительность дымососа таким образом,что давление под "юбкой" остается постоянным.

В цехе тлеется два разливочных пролета с четырьмя разливочными площадками,каждая из которых рассчитана на установку двух составов под разливку.Разливочный пролет оборудован кранами грузоподъемностью 400/100/16т.Известь в кислородно-конвертерный цех доставляют из известково-обжигательного цеха, оборудованного шахтными,вращающимися печали,а также печью обжига известняка в кипящем слое КС-1000.

При пуске цеха отвод газов из конвертеров осуществляли с полным дожиганием окиси углерода в газоотводящем тракте,что было обусловлено необходимостью опробования в работе технологического и энергетического оборудования.При такой системе отвода газов максимальный расход кислорода,определенный из условий допустимой тепловой нагрузки на котел-утилизатор и максимальной производительностью дымососа составлял 400 м^/мин. Изменение химического состава отходящих газов в ходе продувки (изменение содержаний С0,С02 и Og) подтвердило правильность выбора расхода кислорода в этих условиях.

В течение больней части времени продувки происходит прак-

тически полное дожигание СО до С02.Кратковременное повышение содержания СО в отходящих газах отмечается лишь в момент максимального обезуглероживания ванны,что свидетельствует о недостаточной производительности дымососа и,следовательно, о недостаточном подсосе воздуха для полного дояигания СО я С09.

о ^

При интенсивности подачи кислорода в конвертер 400 м Лшн. были отработаны основные параметры дутьевого,шлакового и температурного режимов плавки в 250т конвертерах с учетом особенностей их работы с отводом конвертерных газов без дожигания. Вследствие большой длительности продувки было необходимо подобрать дутьевой и шлаковый реапмы плавки,которые обеспечивали бы минимальную окисленность шлака по ходу продувки при .достаточно высокой скорости шлакообразования и полном отсутствии выбросов металла и шгака.

Для нормальной работы конвертера,оборудованного четырех-сопловой фурмой,при расходе кислорода 400 м3/мин диаметр критического сечения кандого сопла должен быть в пределах 33-33 ш в зависимости от давления кислорода.Во избежание пе-рсокисления шлака в ходе продувки и лучшего перемешивания металла и шлака был выбран минимальны:: диаметр сопла (33?,и) при давлении кислорода 14-16 атм.

Технологические показатели приведенных плавок подтвердили правильность выбора сечения сопел.Так,содержание закиси яе-леза на большинстве плавок не превышало 17$,число плавок с содержанием в шлаке более 17$ составляло всего 16$.

В процессе отработки технологии были опробованы фурмы с различным углом наклона сопел.К вертикали (8 и I2°3.Лучшее шлакообразование тлело место при использовании фурм с углом наклона сопел 12°.При отработке :олакового и температурного ре-отлов плавки для ускорения процесса шлакообразования,улучшения условий удаления серы и тос<£ора из металла была проведена серия опытных плавок,на которых опробовали несколько вариантов присадки плакообразуших в конвертер.

По варианту I в завалку присаживали от 2 до 4-х т извести (до заливки чугуна){остальную известь задавали равными порциями до 12-й минуты продувки;шгавиковы:! шпат (до 0,ЗЯ от веса чугуна) загру.'кали с первыми порциями извести.

По варианту П расход извести в завалку увеличили до 8т; остальную известь присаживали рассредоточение до 12-й минуты продувки,По варианту Ш расход извести в завалку составлял до 12т,остальную известь присаливали в один прием на 7-Я минутах продувки.

При присадке шлакообразунцих по варианту Г расстояние головки фурмы от поверхности ванны в течение первых двух минут продувки составляет 2,5м,в течение всего остального времени продувки - 1,5м,При этом варианте технологии не было удовлетворительного шлакообразования^ конце продувки в шлаках содержалось большое количество иерастворившейся извести вследствие недостаточного содержания окислов железа в шлаке.

3 дальнейшем на опытных плавках,проведенных с присадкой олакообразущих по варианту П и Ш дутьевой режим был изменен: продувку зели при расстоянии головки фурмы от поверхности ванны 2,5 м в течение первых 6-7 мин; затем это расстояние уменьшили до 1,7м,Это способствовало повышению окисленности конечных алаков и обеспечило удовлетворительное шлакообразование.

Данные о содержании закиси яелеза в конечном шлаке при присадке илакообразузздих по вариантам I и П приведены нике: Содержание частота случаев {%)

з конечном шлаке,? по технологическим вариантам

<7 I П

7 16 2,5

3-10 36 16

II - 13 26 27,5

14 - 15 II 19

16 - 17 4 10

>17 7 25

При присадке шлакообразувдкх в конвертер по вариантам П и Ш одновременно с повышением окисленности шлака увеличилась его основность.Так число плавок с основностью шлака в конце продувки менее 3 уменьшилось с 23 (вариант I) до (вариант П). Принятый дутьевой режим плавки обеспечил устойчивый ход процесса с плавны:,! изменением скорости окисления углерода без значительных выбросов газа в газоотводящий тракт.

Резкое увеличение газоввделения происходило лишь в моменты присадки извести.На протяжении большого периода продувки (с 10-Я по 35-ю минуту при общей длительности продувки 37-40 мин) скорость окисления углерода была практически постоянной.Зто свидетельствует о правильности выбора дутьевого режима плавки.Сосредоточенная присадка шлакообразуюодах при переработке чугуна,содержащего 0,6-1,0 ; 0,4.-0,9 0 Мп» 0,020--0,04С$ и до 0,2# обеспечила получение металла с яеобходи-mi.ii содержанием серы и фосфора.Данные о содержании этих элементов в готовом металле,полученном в мае-июне 197Сг, приведены ниже,

<

Содержание серы в стали:

\ 0,020

0,020-0,025 0,026-0,030 0,031-0,035

Частота случаев

май 33,2 50,2 16,0 0,6

июнь 34,0 46,5 14,9 4,6

Содержание Фосфора в стали: <0,010 0,010-0,015 0,016-0,020 0,021-0,025 >0,025

Т6.7 60,0 15,5 6,0 1,8

10,3 64,3 13,3 5,3 1,8

Качество применяемых сырых материалов,особенно извести,в значительной степени влияло не только на технологические показатели плавки,но и на работу газоотводящего тракта при закрытой системе газоочистки,Применявшаяся известь содержала 75-903 СаО; 0,07-0,202 { 5-20^ п.п.п.

При присадке 5т извести с п.п.п. 5;10;15 или 20л выход газов из конвертера увеличивался соответственно на 5;10;1Е5 и 20 тыс. м' /час при расчетном времени разложения недопала извести около 1,5 глин.Из этого следует,что мгновенное увеличение выхода газов (А следовательно п подсоса воздуха,так как дымосос реагирует на изменение расхода газа с запаздыванием) может составлять 20-25*1 от общего количества отходящих газов.Это может привести к хлопкам и взрывам в системе газоочистки.Во избежание таких резких колебаний выхода газов при переводе конвертеров на работу с зак-

рытой газоочисткой была принята технология с сосредоточенной присадкой основного колтества шлакообразующих до момента опускания "юбки" и включения автомгзтического регулятора производительности дымососа.

Таким образом период наладки,освое!Шя головных образ-нов технологического,механического,энервотяческого оборудования, обучение коллектива к их эксплуатации в организационных и технологических условиях привычных для конвертерных цехов России и Украины со 100т конвертерами,а именно:зыплавка стали из мало'Тюсфо рис того чугуна, работа с дожиганием конвертерных газов,при небольшом расходе кислорода на продувку- пройден удовлетворительно.

За это время конвертерный цех Кашеткомбинатэ наращивал производство стали,успешно выполнял плановое задание.Начи-нается переход на технологический режим в условиях включения з работу системы отвода конвертерных газов без дожигания. Впервые в истории черной металлургии СССР. ,

6.2. Разработка и освоение технологии производства стали в конвертерах со включением системы отвода газов без дожигания.

Впервые плавки с отводом газов без дожигания были проведены на комбината в июле 1970г. Согласно разработанной технологии расход кислорода ограничивался пропускной способностью кислородной фурмы и не превышал на тот период '350-670 м3Дмн.

В конвертер заливали 2.10т чугуна,загружали 70т стального лома. Присадку шлакообразундих проводили следующим образом: Ят извести загружали в завалку,остальную известь присаживали порциями по 4т на 1-й,3-й и 5-й минуте продувки.Последнюю порцию извести (2т) загружали на 7-й минуте продувки.С первой и последними порциями извести в ходе продувки в ванну присаживали 400-700 кг плавикового шпата.В период отработки технологии плавок с отводом газом без дожигания во избежания пополнительного газовыделения рудные окатыши в конвертер че присаживали.Для продувки использовали четырехсогоювую ^урму с соплами диаметром 18мм.Расстояние головки Фурмы над

поверхностью ванны при продувке сохранили таким же как и нк плавках о дожиганием газов; первые 4 мин. продувки это расстояние равнялось 2,5 м в течение всего остального времени продувки 1,7 «.Давление клолорода при подводе в фурму составляло 14-16 атм.Опытные плавки проходили нормально без выбросов а выновов.Продолжительность продувки составляла 23-27 мин.

Первоначально при работе конвертеров с отводом газов без дожигания было предусмотрено опускание "юбки" о дальнейшим автоматическим регулированием давления газов под ней через 2 «зин. после "зажигания" плавки.Если плавка в течение I мин. не "загоралась",фурму поднимали,прекращали подачу киолорода, покачивали конвертер и вновь начинали продувку. Окончание продувки проводили по следующему режиму: за 0,5-1,0 мин. до конца продувки начинали подъем "юбки",к этому моменту,содержание СО в отходящих газах снижалось до нуля; фурму поднимали после израсходования необходимого количества кислорода. В случае аварийной остановки продувки (не ранее,чем через 6-7 мин.) плавку додували о расходом кислорода 400 ы^/ит. при поднятой "юбке",при этом расстояние от головки фурмы до уровня спокойной ванны составляло 1м.

При работе конвертеров о отводом газов без дожигания необходимо увязывать технологический процесо ведения плавки (дутьевой режим и присадку шлакообразушцих) с работой газоотво-дшдего тракта с целью обеспечения его безопаоной эксплуатации, т.о. с работой дымосооа,характеристикой параметров которого является создаваемое им динамичеокое давление.В начальный период плавки (о I по 3-ю минуту продувки).когда еще "юбка" не опущена .дымосос работает о максимальной производительностью,при этом обеспечивается полное дожигание СО до С02«

После опускания "юбки" производительность дымососа снижается до минимальной,в этот период включают оиотему автоматического регулирования давления.Однако,в период с 3-й по 5-ю минуту продувки фактически не происходит регулирования производительности дымососа из-за недостаточного количества выходящих из конвертера газов.Минимальный раоход га'зов,обеспечивающий воз-модность регулирования,составляет 40 тыс.м^/ч. Максимальное количество газов выделяется на 10-12-й минуте

продувки.Скорость окисления углерода в этот период достигает 0,3$ С/ыш.К 5-й минуте продувки окорооть обезуглероживания составляет 0,15/5-0,20$ С/мин.Необходимый для регулирования расход газов достигается только после 5-й минуты продувки. Таким образом,при интенсивности подачи кислорода 625-650 ы^/мпн. "юбку" необходимо опуокать не ранее 5-й минуты продувки.Поэтому для обеспечения безопасности работы газоотводящего тракта при раоходе кислорода 650 ы3/ынн момент опускания "юбки" изменили,перенося его со 2-й на 4-5 минуту продувки после "зажигания" плавки.

Изменили и порядок приоадки шлакообразующах, загружая их основное количество до включения системы автоматического регулирования .Так,расход извести в завалку был увеличен до 12-14т .остальную известь тремя порциями (по 3-5т каадая) присаживали из двух течек на 2; 4 и 7 минуте продувки,причем на 7-й минуте давали не более 3-х т извести.Установленный режим присадки шлакообразующах обеопечил нормальное шлакообразование а уотойчивую работу газоотводящего тракта.

В принятый режим шлакообразования также были введены ограничения, . касающиеся окисления и основности шлака.Было установлено,что увеличение ооновнооти шлака более 3,5-3,7 не способствует по-вышанию коэффициента распределения серы и снижению в металле содержания фосфора.В свою очередь повышение основности шлака связано а необходимостью дополнительного окисления железа,что ведет к снижению выхода годного.Как показало исследование,для получения шлака ооновноотью 3,5-3,7 содержание в нем закиси железа должно составлять 17-19$.

После отработки технологии было освоено массовое производство кислородно-конвертерных кипящих,опокойных и полуспокойных сталей 08КП,ст1кп,от8кп,10кп,15кп,СТ 8сп,10сп,08пс, 12ГС и других.Качеатво металла отвечало воем требованиям ГОСТ и ТУ.Содержание азота в металле колебалось в пределах 0,008--0,008$.0хсоло 80$ металла воех плавок имело содержание азота, не превышающее 0,006$.

В период оовоения цеха производство стали непрерывно . увеличивалось и достигло в 1971г, 77$ проектной мощности (при переработке малофоофористого чугуна).Брак металла в самом конврртераом цехе и на I переделе онизилоя а 0,66$ до 0,58$.

Длительность плавки составляла 68-76 мин при проектной длительности 65 мин.Средняя продолжительность продувки при расходе кислорода 400 м3/мин в отдельные месяцы равнялась 35-38 мин, а при расходе кислорода 600-650 м3/шн 23-28 мин.Средний вес плавки по годным слиткам увеличился о 216 (250т по металлопшхте) до 269 (300т по металлопшхте).

Расход металлолома в начале освоения технологии составлял 25$ веаа чугуна (19,8$ по шихте) и увеличивался после 5 мес. работы до 31,8$ (24$ по шихте).Увеличение количества лома,переплавляемого в конвертере,было достигнуто в результате сокра-щвная длительности продувки,(плавки вели о отводом газов без дожигания) отработки технологии и увеличения чаототы плавок. Раоход извеотп составлял 85-100 кг/т стали в зависимости от ее качества и содержания кремния в чугуне.Расход плавикового шпата 200-600 кг/плавки.

Серьезной проблемой в освоении технологии производства стали в крупнотоннажных конвертерах КарМК явилось достижение безотказной и безаварийной работы газоотводящего тракта,поиск оптимальных тедлотехннчешшх, гидравлических а аэродинамических параметров,обеспечиващих высокую степень отбора тепла и очистки отходящих газов.

С целью определения оптимального ранима работы отдельных узлов и всей системы проведены исследования работы системы очистки отходящих газов кислородных конвертеров емкостью 250300 т работающей о отводом газов без дожигания С0.[\\"\[)5Х

Система отвода и очистки конвертерных газов конструкции Ирсид-Кафл состоит из подвижного манжета,охладителя 0КГ-250 б/д, газоочистной установки типа Гранивор-Соливор с каплеуловителем типа ^льтициклогалакс,нагнетателя типа 7500-11-2,свечи с двумя очистными устройствами типа Циклогалакс и дожигающего устройства.

Исследования работы оиотемы очисткь газов проводилиоь при отводе газов без дожигания СО (интенсивность продувки изменялась от 650 до 1000 шз3/мин) и для оравнения при отводе газов о дожиганием (интенсивность продувки ванны кислородом 400ны3/ыин Исследования показали,что при отводе газов с дожиганием СО даже при оптимальном режиме работы снотемы и общей эффективности пылеулавливания 99,00-39,1$,конечная концентрация пыли достигает

О

0,40-0,50 г/м ,в то время как при отвода газов без дожигания конечная концентрация шла ооотавляет 0,14 г/и3. Эффективность пылеулавливания при этом изменяется от 99,40 до 99,86$$, достигая з отдельных случаях 99,93$,

Основные параметры работы отдельных узлов системы определены при отводе газов без дожигания СО.

В результате обработки экспериментальных данных на аВМ "Минск-22" получено уравнение.

- .

з

где М,сон - конечная концентрация пыли мг/м ;

ГГ\ гр. - удельное орошение Гранивора,кг/нм3 сухого газа.

Определение оптимального режима работы системы очистки газов дало возможность сократить расход вода на 1,4-1,5 тыс.ы3/Ч. Расход энергии на очиотку газов в системе Гранивор-Соливор сопоставим с расходом энергии при очиотке газов в трубе Вен-тури о регулируемым сечением горловины.

В результате исследований работы сиатеш очистки газов конвертеров емкоатью 250-300т установлено,что при отводе газов без дожигания 00 эффективность пылеулавливания выше,чеы при отводе газов о дониганиеы СО и (Х>2 а составляет 99,40-99,98$. Особой проблемой является взрывобезопаснооть и токсичность газоотводящего тракта: котел-охладитель 0КГ-БД-250,газооч1ЮТные устройства Гранивор-Соливор,дьшоооо,ыультициклогалакои,овеча. В начальный период эксплуатации происходили взрывы разной разрушительной силы и в различных точках.Проведен большой объем работ по их устранению - совершенствованию конструкции аппаратов а дополнении в работу автоматики .технологию продувки

И так,первый год работы конвертерного цеха о 250т конвертерами о системой отвода газов без дожигания после ввода его в эксплуатацию был годом опробования,устранения выявленных недостатков налаживания организации производства в самом цехе,а также координация и увязка со смежными переделами по потоку.А главное освоена технология выплавки в 250т кислородных конвертерах широкого сортамента кипящих,опокойных и полуопокойных ста-

лей,при работе без дожигания конвертерных газов и раоходе кислорода 650 м^/мин.

Предатояло поднимать производительность конвертеров до проектного уровня,а главное впервые в практике черной металлургии отраны начать выплавку отали из фосфористого чугуна.

6.3. Перевод конвертерного цеха на передел фосфористого чугуна.

В связи с подготовкой конвертерного цеха к выплавке стали из фосфористого чугуна проводилось прогнозирование технологических показателей работы 250-т конвертеров при повышенном содержании фосфора в чугуне (до .

Разработали математическую модель конвертерной плавки,для которой ставилась задача определения значения основных параметров процесса и себестоимости конвертерной стали. Программу расчетов технико-экономических показателей конвертерной плавки для статической модели составили применительно к ЭВМ М-220 и БэСМ-6 с учетом выдача выходных параметров в цифровом выражении.При составлении алгоритма использовали аиатему уравнений теплового и материального балансов для условий КарМК при работе конвертеров однопшаквым процессом с применением лош в качестве охладителя и без получения фосфатшлака.В систему уравнений включены зависимости отражающие связи входных и выходных параметров конвертерной плавки.

Технологические показатели работы конвертеров,рассчитанные с помощью разработанной модели,свидетельствуют о том,что с повышением содержания фосфора и кремния в чугуне увеличивались цикл плавки,количество шлага,расход извести и кислорода,снижался выход отали.

Полученные результаты были использованы для качественного прогнозирования относительного изменения параметров конвертерной плавки в зависимости от содержания фосфора и кремния в перерабатываемом чугуне.

С целью поиска оптимальных гараыетров переработки фосфористого чугуна в конвертерном цехе проводились исследовательские работы на синтетических чугунах,путем повышения в нем со-

держания фосфора присадкой 17$ феррофосфата в отрую металла при его выпуске из доменной печи.

В одной оерии опытных плавок содержание фосфора в чугуне доводили до 0,7$ в другом олучае путем присадокХЗ-,17-или 27$-ного феррофосфора фосфор в чугуне повышался до 1$ Для наводки шлака использовали смесь извести из шахтной и вра-вдвдихся печей.

Продувку осуществляли через многосопловую фурму а диаметром критического сечения оопла 52 ш.Плавки проводили,как правило, без дожигания отходящих газов о расходом кислорода 650-850 и /тп. Как сравнительные проводили плавки о дожиганием отходящих газов при расходе киолорода 400-420 м3/ыин.С целью улучшения условия шлакообразования продувку вели при ступенчатом изменении положения фурмы.

Из фосфористого чу1уна выплавляли сталь марок Ст2кп,СтЗкп, 10 сп.Количество присаживаемой извести определялось необходимостью получения высокоосновного жидкоподвижного шлака о повышенным содержанием окиои железа

Для предотвращения рефоофорации в ковш при наполнении его металлом на 3/4 объема присаживали 0,8-1,2т извести и плавикового шцата в соотношении 4 : I.

По ходу разливки содержания фосфора,как правило увеличивалось только в последних порциях металла,особенно когда они находились непосредственно под шлаком.В результате проведенных исследований установлено,что в 250-т конвертерах о отводом газов без дожигания можно получить отвечающую требованиям ЮСТа малоуглеродистую сталь спокойных и кипящих марок из чугуна с содежанием фосфора 0.4-1,07$.

В связи о вводом в отрой на комбинате в 1975г. новых мощностей по производству агломерата фабрики J£2,годовой производительностью 6,0 мин. о ориентацией ее на спекание лисаковского концентрата,одна доменная печь была переведена на выплавку фоофориотого чугуна,оостава. Р 0,45-0,89$ Ъ\ 0,5 -1,5 $ V\n 0,5-1,0$ £> 0,02-0,05$

С июля 1975г. по июль 1976г* фоафористый чугун смешивали з миксере о передельным.При содержании 0,31-0,38$ в чугуне кшвертерный цех работал более производительным одаошлаковыл] процессом.

Для обоснованного выбора споооба передела фосфорвдтого чугуна - однотлаковшл или двухшлаковыы.в 1976г. провели расширенные промышленные исследования.В этот период ооотав чугуна все еще характеризовался значительными кожбанияыи : р а 0,25 - 1,00$ = 0,60 - 1,10$ Мп 0,60 - 0,90 ■о = 0,02 - 0,10

В качестве охладителя применяли только железоотальной лом.Продувку вели через четырехсопловую (сурыу с диаметром критического севения аопел 52 мм и угле их наклона к вертикали 20°.Поддерживали более высокое положение фурш для обеспечения "мягкой" продувка без выбросов, .Рааход кислорода составлял - 700-850 ы3/мин. при отводе конвертерных газов без до-кигания.

Ранее для передела чугуна с содержанием фосфора до 0,8$ в 250-т конвертере был рекомендован одношлаковый процесс в связи с меньшей продолжительностью цикла и более высокой стойкостью футеровки.При этом предполагалось,что содержание кремния в чу гуне будет снижено до 0,4-0,6$,присадка шлакообразующих смесей в сталеразливочннй ковш будет механизированна,будет применена высококачественная известь о высокой реакционной способностью и отсечка шлака при выпуске металла из конвертера.

Однако в реальных условиях при содержании в чу^не более 0,6$ вое показатели конвертерной плавки были онижены.[2.у

В связи с этим была разработана технология переработки фосфористого чугуна предусматривающая его продувку при двух-шлаковом процессе.

6.4. Служба огнеупорной футеровки конвертеров в условиях продувки фосфористого чугуна.

В первые месяцы пускового периода конвертеры футеровали перикладошпинелидныи кирпичом.Стойкость такой футеровки конвертера на I компании ооотавляло 176 плавок; на П и Ш компаниях

стойкооть футеровки повысилась до 215 и 226 плавок соответственно при раоходе перинлазошпинелидного кирпича 9,2 кг/т.После пяти компаний рабочий олой футеровки начали выкладывать из оыоло-доломитого кирпича,изготовляемыми в огнеупорном цехе комбината. В Качестве сырья для их производства используются доломит Алек-сеевского меотороадения и камэноугольная амола собственного производства bol .

Рабочий олой кладки конвертеров выполняется из смодомаг-незигового или смолодоломитомагнезитового кирпича о кажущейся плотноотыо 2,78-2,95 г/ом^ и пррочноотью при сжатии 50-60 МНа.

.Толщина рабочего алоя составляет в цилиндрической части 920 мм,в днище 1045 и в горловине 460мм.По сравнению о проектом рабочий объем конвертера уменьшен с 250 до 220 м°.

В связи о переходом на передел фоофориотого чугуна стойкость футеровки снизалась с 450-460 до 360-370 плавок.

В условиях ежегодного увеличения садки конвертеров и интенсивности продувки наблвдались резкие колебания стойкости футеровки. На и более олабым местом оказалась горловина,

В процессе увеличения садки конвертеров до 320т при ограничении содержания закиси железа в конечном шлаке до 25$ снижения стойкости футеровки не наблвдалооь.

Оптимизация технологии выплавки отали применение обожен-ного доломита,внедрение факельного торкретирования футеровки позволили стабилизовать отойкооть конвертеров во втором полугодии 1979г. на уровне 390-400 плавок.

7. Об экономической целесообразности освоения месторождения фосфориотых железных руд.

Если подойти к этому о точки зрения оценки экономичности работы конвертерного цеха Карметкомбината,выплавляющего сталь из чугуна о содержанием фоофора от 0,5-0,6 до 1,0-1,1 % по сравнению о технико-экономическими показателями конвертерных цехов,перерабатывающими низкофоофориотые чугуны (Роооийокие и Украинские металлургические комбинаты).оебестоимостьстали при переделе фосфористого чугуна выше чем при работе на передельном чугуне и составляет 94,56 руб./т против 80-92 руб/т.,но вместе а тем переход в 1975г. Кдрметкомбината на железорудную базу Ли-

оаковского месторождения бурых железняков,хотя это сопровождалось известными ухудшениями показателей работы цеха и комбината в целом,в народнохозяйственном масштабе с учетом огромных запаоов в месторождениях,переработка фоофориотых железных руд выгодна и перспективна хотя бы потому,что запасы ыало-фосфориотых и богатых по железу руд в Казахстане намного меньше,они сокращаются и усиленно перерабатываются.

А также ;

1. Установлены возможности использования фоофора,содержащегося в исходном оырье.Фосфористые шлаки конвертерного передела после соответствующей переработки были испытаны в вегетационных условиях на кислых и нейтральных почвах о вовлечением в исследование зерновых и овощных культур.В обоих случаях был получен существенный прирост урожайнооти.

Фосфористый конвертерный шлак внесенный в полуторной дозе,давал такую же прибавку урожая что и двойной суперфосфат, внесенный в ординарной дозе.Реализация фосфориотых шлаков позволит снизить себестоимость конвертерной стали примерно на 0,5 руб./т (на 1980 год).

Таким образом,получаемые конвертерные шлаки,в особенности первого периода плавки,могут быть использованы для удобрения почвы в ряде районов Казахстана.

2. Увеличение содержания глинозема в доменном шлаке до 15-17$ повысило его ценность как исходного сырья для производства строительных материалов,в чаотности цемента более высоких марок.При этом по сравнению о использованием первичных

сырьевых материалов приведенные затраты в производстве цемента уменьшились на 15-20$.Повышенное содержание глинозема в доменном шлаке приводит к росту активности цемента,что увеличивает прочность строительных конструкций и онижает их массу.

3. На Ермаковском завода ферросплавов с учаотием химико-металлургического института Академии наук Казахстана разработана технология получения из доменного шлака йрЖ сплава ферроалшооиликокальция (ФАСК).Применение этого оплава в качестве раскиолителя стали позволяет снизить ее себестоимость, повыоить качество и экономить другие ферросплавы.

4. эффективность производства стали на комбинате значительно

повысится,если разработать и освоить марки стали с содержанием Босфора до 0,2%,

5. Применение передельного гТо ста? рис то го чугуна в литейном производстве для износостойких и тонкостенных чугунных отливок с повышенным содержанием Босфора обеспечивает экономию ФерроФосФора. [.&1

Общий экономический эФ^ект цаботч по созданию технологии металлургического передела фосфористого железорудного сырья составлял 30 млн.руб. в год ( по сравнению на 1985 год).

Заключение и выводы.

1. Разработана,внедрена и освоена сквозная технология переработки Фосфористых бурых железняков Лисаковского месторождения с получением стали,а затем листового проката самых различных профилей вплоть до консервной жести,отвечающего

всем требованиям ГОСТов и технических условий.Рейена уникальная проблема не знавдая аналогов в мировой практике.

Возможность производства металлопродукции из Фосфористых бедных железом руд,ранее не разрабатываемых месторождений значительно расширило рудную базу черной металлургии не только Республики Казахстан,но и прилегающих к ней металлургических предприятий России - Южного Урала и Западной Сибири.

2. Разработана и освоена технология комплексного передела в большегрузных конвертерах с системой отвода газов без дожигания Фосфористого чугуна (до 1,2Й Р) с получением качественной низколегированной и низкоуглеродистой стали,в том числе для жести и кондиционных ^ос^атилаков,пригодных для использования в качестве удобрения в сельском хозяйстве.

3. Разработана и внедрена технология конвертерной плавки с применением :

- кусковой извести;

- одно-двух шлаковым процессом;

- с оставлением конечного шлака предыдущей плавки;

- с вдуванием пылевидной извести.

4. Испытана в условиях действующего производства,а затем

и освоена принципиально новая система контроля процесса шлако-

образования.и предотвращения выбросов шлакометаллаческой эмульсии по ходу продувки плавки,что значительно сократило аварийность.

5. Установлено,что '^осфатшлаки конвертерного передела по содержанию и Форме присутствия ФосФора, наличию кальпия, ыагния и ряда важнейших микроэлементов и низкому содержанию потенциально вредных компонентов служат ценным удобрением для сельского хозяйства.

6. С учетом спепифики переработки фосфористого чугуна внедрен комплекс ресурсосберегающей технологии,что позволило снизить расход чугуна,извести на 1т выплавляемой стали,повысить стойкость огнеупорной футеровки конвертеров,увеличить выход годного,поднять производительность цеха по сравнению с первоначальными относительно низким уровнем технико-экономических показателей,связанных со спецификой передела Фосфористого чугуна.

7. Опыт строительства,ввод в эксплуатацию и последующее освоение технологии,принципиально новой системы отвода и очистки конвертерных газов,организации пооизводства комплекса 250 -

- 300т крупнотоннажных конвертеров с системой отвода газов без дожигания первого в бывшем СССР был широко использован пси создании новых металлургичес их мощностей в других регионах бывшего СССР.

Список основных публикаций по теме диссертации,

1. Акбиев М.А.,Югов Д.И, и другие.Комплексный передел фоафориатого чугуна о получением качественной стали и кондиционного фосфатшлака.Сталь.1985.J& 8.0.22.

2. A.c. й 487157 СССР.ЧУГУН.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень, 1976,» 37.

3. A.c. ü 973618 СССР.Устройство для разделения оплавов. Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1982.й 42.

4. А.о. $ 88III9 СССР.Главный желоб доменной печи.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1981.$ 42.

5. А.о. & 988869 СССР.Снижение потерь чух^на со шлаком и предотвращение попадания шлака в чугуновозный ковш.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1983.й 2.

6. A.c. № 998524 СССР.Главный желоб доменной печи.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1983«.>ö 7.

7. A.c. й I0I490I СССР.Способ разделения чугуна и шлака. Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1983.Й 16.

8. Шумов Ы.М.,двитко Ы.Д.,Добачев B.C.,Акбиев М.А. и другие. Опыт работы 250-т кислородных конвертеров.Бюллетень НТИ черная металдургия.1971.№ 23.с.3.

9. A.c. Я 916549 СССР.Споооб выплавки атали.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1982.$ 12.

10. Лобачев В.С.,Селянко В.Т.,Акбиев М.А. Служба футеровки 250-т конвертеров.МеталдургЛ973,.'£ I.0.2I.

11. A.c. Jk 488865 СССР.Споооб отвода конвертерных газов. Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1976.й 39.

12. А.о. й 349718 СССР.Устройство для дожигания отходящих из конвертера газов.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1973.15 26.

13. A.c. № 51579.1 СССР.ГАЗОХОД.Акбиев М.А. и другие. Бюллетень, 1976 .J6 20,

14, A.c. № 386012 СССР.Способ отеодэ конвертерных газов. Акбиоз М.А..Берешксклй А.И,

15. A.c. В 616291 СССР.Устройство для дожигания конвертерных газов,Акбиев М.А, в другие.Бюллетень.1970.27.

16. А,о, й 992535 СССР.Газоотводящий тракт кислородного конвертера.Акбиев М.А. и другие,Бюллетень.1983.В 4,

17. A.c. й 09965Э СССР,Способ отвода газа из кислородного конзертзра,Акбиев .У,А. и другие.Бюллетень.1982.й 3.

18. Клейн А.Л. .Другалева З.С,»Ротанова С.С.,Акбиев ¡I.A.. Изменение технологических показателей выплавки стали в 250-т конвертерах в зависисмости от содержания фосфора в чугуне.Известия. ВУЗов.1976,й 6.с.53.

19. Смирнов Л.А.»Лобачев В.С.,Клейн А.Л,,Акбиев М.А. "Продувка

чугуна с повышенным содержанием фосфора в 250-т конвертерах. Бюллетень, 197223.0.31.

20. Клейн А.Л.»Смирнов Л.А..Губонко С.М.,Акбиев М.А, Передал чугуна о содержанием фосфора 0,4-1/2 в 250-т конвертерах,Бюллетень ЩШШ и ТЭ 4M. 1974.Ш.о.34.

21. A.c. № I26IS6I СССР.Способ выплавки стали в конвертере из фосфористого чугуна.Акбиев М.А. и другие,Бюллетень.1985.;» 2.

22. A.c. й 487130 СССР.Способ получения стали,Акбиев и другие. Бюллетень.I975..SS 37.

23. А.о, $ 50I07I СССР.Способ определения момента прекращения продувки металла в конвертере.Акбиев Ы.А. и другие.Бюллетень. 1976 Л 4.

24. Кунаев A.M.»Смирнов Л.А.»Акбиев М.А. Технология металлургической переработки фосфористого железорудного сырья.Сталь. 1985.й 6.с.4.

25. А.о. II25259 СССР. Шлакоо бра зующая оыеоь для рафинирования фосфористого чугуна.Акбиев М.А. и другие. Бюллетень. 1983.JS 3.

26. Смирнов JI.А..Глазов А.Н.,Клейн АД., Акбиев М.А. Разработка и освоение технологии передела чугуна с содержанием фоофора до 1% в большегрузных кислородных конвертерах о применением куоковой извеоти.Сталь.1980.й 6.0.469.

27. Акбиев М.А.Применение комплексных раскислителей AMC и ФАСК при производстве отали.Металлург.1985.16 10.с.23.

28. Мериер Э.Э.,Акбиев М.А. Исследование процессов конвертерной плавки при многоструйной продувке ванны.Извеотия ВУЗов.1980.& 7.0.27.

29. А.о. £ 357229.Способ выплавки стали в киолородном конвертере.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1972.Й 33.

30. Клейн A.JI.»Куликова Л.П..Акбиев М.А. Особенности аооимиляции извеоти при ее сосредоточенной присадке в начале продувки 250-т конвертеров.Сб.Производство отали в кислородно-конвертерных и мартеновских цехах.1976.й 5.М.Металлургия.с.56.

31. A.c. Л 857270 СССР,Акбиев М.А. и другие.Бюллетень. 1981.» 31.

32. А.о. И 1006499 СССР.Устройство для контроля уровня ванны в конвертерах.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1983.й II.

33. Дунец A.M.»Торговец А.К..Ишмухамедов Н.К..Быков U.M., Акбиев М.А. Совершенствование технологии выплавки стали в 250-тонном конвертере.Металлургия и кокоохимия.Республиканский межведомстввнный научно-технический оборник.1977. вып.52.стр.21-24.

34. A.c. ß 487946 СССР.Флюс для разжижения шлака.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1975.В 38.

35. Дунец A.M.»Быков И.М,»Ишмухамедов Н.К..Акбиев М.А. Оптимизация шлакообразования в большегрузном конвертере методом активного эксперимента.Сб.Металлургия черных металлов. 1975.вып.Уя 2.

36. Ланавокий Э.Б..Нечкин Ю,М..Явойский В.И..Акбиев М.А. Некоторые вопросы шлакообразования в большегрузных конвер-терах.Изввотия ВУЗов.I975rJS 7.0.41

37. Клейн А.Л.,Куликова Л.П..Акбнев М.А. Изменение микроструктуры шлаков при выплавке низкоуглеродиотой стали в 250-т конвертерах.Известия ВУЗов. 1977.6.с.39.

38. 38. Дунец A.M.»Торговец А.К..Быков И.М.,Белоусов В.И., Акбиев М.А. Исследование процесоа шлакообразования в 250-т конвертере.Металлургия и коксохимия,Металлургия стали.1973. & 35.с,54.

39. А.о. iS I27I888 СССР.Способ производства отали в кислородном конвертера.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1984.Й 25.

40. Акбиев H.A..Коновалов Р.П..Шевченко А.Д..Капустин И.В., Бондаренко В.А. Влияние споооба закупортвания на строение 12-т листовых слитков кипящей отали.Сборник трудов Московского института отали и оплавов.Современные проблемы качества стали. I970.J5 61.а.300.

41. Собкин С.И..Глазов А.Н..Акбиев М.А. Влияние расхода алшпния на повышение структурой и химической однородности слитков кипящей стали массой 18.5-25,5т.Сталь.1984.№ 4.0.23.

42. Собкин С.И..Глазов А.Н.,Югов П.И,.Акбиев М.А. Влияние расхода и присадки алюминия на качество крупных слитков отали 08Ю и ее свойства.Сталь.1979.Й 8.с.592.

43. A.c. й 426746 СССР.Способ защиты от окисления.Акбиев U.A. а другие.Бюллетень.1974.й 17.

44. Коновалов Р.П..Акбиев М.А. Об оптимальном способе химического закупоривания низкоуглеродиотой кипящей стали. Сборник.Разливка отали и качество слитка.ИЧН АН УССР.1971.0.91.

45. Меркер Э.Э..Степанов А.Т.,Акбиев М.А. Организация непрерывного измерения окисленнооти и температуры металла в сталелитейной ванне.Сталь.1976.Аз 8.о.704.

46. А.о. й 818733 СССР. Интенсификатор кипения отали. Акбиев М.А. и другае.Бюллетень.1981.№ 13.

47. А.о. Je I057I7Q СССР.Интенсификатор кипения стали. Акбиев М.А. и другие.Бюллетень,I983J& 44.

48. А.о, 1Ь 872010,СССР.Экзотермическая шлакообразующая омесь для разливки отали.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.1983. J& 44.

4.9. Собквк С.И..Акбиев М.А.. Раскисление жидким алюминием в изложнице нестареющей стали 08Ю,Бюллетень НТИ.Черная металлургия.1979.№ II.о.33-35.

50. Меркер Э.Э..Акбиев М.А. Применение активометра для контроля окисленности металла и положения фурм на 600-т мартеновских печах Карагандинского металлургического комбината.Бюллетень НТИ.Черная металлургия.1977*й 7.0.37.

51. Меркер Э.Э..К^личенко В.А.,Акбиев М.А. Непрерывное измерение температуры металла и активнооти кислорода в мартеновской ванне.Металлург.1974..$ 6.с.26.

52. А.о. й 3775953 СССР.Сталь для производства жести. Акбиев М.А. а другие.Бюллетень.I984JS 3,

53. А.о. й 954486 СССР.Электротехническая сталь.Акбиев М.А. и другие.Воллетень.1982.гё 15.

54. Акбиев М.А.,Югов Л.И. и другие. Технология выплавки конвертерной стали для производства жести из фосфористого чугуна.Бюллетень НТИ.Черная металлургия.1986.& I.e.48.

55. Акбиев М.А.»Анохин А.М. и другие. Производство атмосферостойкой отали 10 ХДП о использованием природнолеги-рованного фосфором чугуна.Сталь.1984Ja 7.0.16.

56. A.c. Га 1268525 СССР.Споооб переработки шлака.Акбиев М.А. и другие.Бюллетень.198641.

57. А.о. Я I30I802 СССР.Споооб переработки фосфорного шлака. Акбиев М.А. и другие.Бюллетень. 1987.гё 13.

58. Бородин Д.И.,Вишкарев А.Ф.,Тимофеев А.Д.,Акбиев М.А. Улучшение свойств фосфорсодержащих шлаков,иопользуемых как удобрение в оельоком хозяйотве.Сталь,I984.J& 8.о.20.

59. А.о. ¡Ь 484205 СССР.Споооб обжига футеровки конвертера. Акбаев М.А. а другие.Бюллетень.I980.J& 31.

50, Коминов С.В.,0коров Б.Н.,Явйсхий В.И..Кремянокий Д.В., Акбнев М.А.,Бурдонов Б.А. Об эффективности увеличения интенсивности продувки в кио дородно-конвертерном про две с е. Известия ВУЗов.1976.J6 Э.с.46.

61. Меркер 3.3.«Акйиев М.А. Продувка 250-т конвертерной ванны через вооьмисопловую кислородную фуриу.Известия ВУЗов. I977.Ä З.с.ЗЭ.

62. Акбяов М.А.,Кауц В.А. Влияние содержания фосфора в чугуне на технико-эконошческие показатели конзорторного передела. Сталь.I980.Ä 6.

63. Акбиев М.А.»Зпглин Ю.й.,1^бенко С.id.,Смирнов Л.А.,Клзйн А.Д. Снижение расхода аздкого чугуна при выддэзке стали в кспаер-терах.Металлург.ГЛЗ. В II.с.23,

64. Акбизв М.А, .Дозгопол В.И.,Кокушквн Д.Я. О производстве атмосферокоррозионностойких сталей на базе фосфориотых руд Ли-саковского iUKa и местных руд Урала.Комплексное использование минерального сырья. 1982. Je 6.о.80,

65. Создание и внедрение в металлургическую промышленность технологии переработки фосфористого железорудного сырья,обеспечивающей производство высокоэффективных видов лиотового проката

и возможность вовлечения в эксплуатацию ранее не разрабатываемых месторождений этого аырья - работа,удоотоенная Государственной премии СССР за 1984 год.

66. Освоение производства полосовой стада повышенной прочности для рам большегрузных азтоыобилей КамАЗ - работа удостоенная Государственной премии Казахокой ССР за 1980 год.

67. Клейн А.Л.,Смирнов Л,А.,Кадцына А«Я,,Акбиев М.А. Определение содержания углерода в металле по количеству и соотаву отходящих газов при выплавке стали в 250-т конвертерах. Сб. Автоматизация металлургического производства. 1977.$ 5.о.57-60.

Оглавление.

Общая характеристика работы I

Введение 5

1. Теоретические предпосылки выплавки стали

в большегрузных конвертерах из фосфористого чугуна. 6

1.1.Особенности выплавки стали из фосфориотого

чугуна 6

1.2. Особенности шлакообразования в большегрузных конвертерах 14

1.3. Пошленение пылевидной извести для наводки шлака 19

1.4. Разработка технологии двухшлакового процесса выплавки металла. 20

1.5. Оставление конечного шлака 25

2. Получение фосфатшлаков в качестве удобрения

при переработке Фосфористых чугунов. 26

3. Разработка технологии производства специальных сталей из Фосфористого чугуна. 30

3.1. Производство стали для получения жести 30

3.2. Производство атмосферостойкой стали ЮхДП

с использованием природнолегированного фосфором чугуна. 34

4. Пути повышения химической,структурной однородности, а также механо-тизических свойств конвертерной стали из "осФористого чугуна 36

5. Совершенствование состава технологического оборудования с пелъю повышения веса плавки 41

6. Разработка и освоение технологии поредела Фосфо рис того чугуна в 250-300т конвертерах Карметкомбината с системой отвода газов без дожигания. 44

6.2.Разработка и освоение технологии производства стали в конвертерах со включением системы отвода газов без дожигания. 50

6.3.Перевод конвертерного цеха на передел 'Фосфористого чугуна. 55

6.4.Служба огнеупорной Футеровки конвертеров в условиях продувки Фосфористого чугуна 57

7. Об экономической целесообразности освоения месторождения .Фосфористых железных руд. 58

Заключения п выводы.

60

АК£ИЕВ МАХМУД АНБИ¥ЛЫ

Улкен лукт1 кислсродты конзертердердег: фосфорлы шойынды ендеутан, ттмдх технологпясын жасау лене энд1рюке ендару

•Зоефорлы агойкн мен фосфор ертнд^схнхк, 1,;?'--мен (Лисакоз тем1р рудасында баскышкылды фосфорлы) коскндысынан т*р-атын к^рыш-ты енд1руд!д Т1ПМД1 технологияскн жасау мен ендхру багытында тэж1рибел!к зерттеу дтмыстары орындадды.

Лисакоз кен байыту орнкнын фосфорлы кодыр тетр рудасын к^рыс алу максатында, ссндай-ак, ГОСТ пен техникалык иарт талаптарынщ барлыгына кэуап береохн конеерзик какылтырдан табак, те:,ир прска-•гыныц эр тгр1яе дей!н бцдеудщ етпел! технологиясы яасалды, енд!р1лд1 жене игерхлдх. 5лемд1к ю-тедхрибеде тендесх как, бхре-г е й мв с е ле ге л 1 лд 1.

3*рын енделмеген кен орнынан теулрх ;»:егклл1кс1а фосфорлы ру-далардан металл енхмдерхн алу енд-рхехкщ мтмк1ндгп тек Хаэакстан геспублпкаоынкн, рана екес сгая нектес жат:-<;ан Ресей ме-таллургиялык кэсшорындарыныц (Онттсик Орал мен Батые Схбхр) кара металлургиялык; рудалыь; баеасын анаг^рлым кецейтт!.

КснзертерЛ1К ецдеудхн фосфот н;алдыктары к^рамында фосфордкн,, кэльыийдхд. магнийд!« баска да мацыэды микроэлемгитт&рдгд болуына жене зиянды компоненттердхн, аг бодуына байданыеты ауыл шаруапы-дь:гы тп1н багалы тыцайть;ьпп ретхнде келдэнылатындыгы белпл! болып отыр.

MAHMUD AKBIEVICH AKEIEV

Working1 and intrusion of optimal re-division technology of phosphor cast iron in large weight oxygen converters

Researches, experiences and experiments are carried out for working and intrusion of optimal steel production technology from the phosphor cast iron with a concentration of the phosphorus to 1.2% /on content five oxides of the phosphor in Lisakovsk iron-ore/.

Transparent technology on re-casting of phosphor iron-stones of Lisakovsk deposit in order to receive the steel and the sheet iron rolling of different profiles right up to the tin, meeting all the requirements of technical specifications and standards are introduced. This unique problem in the world practice has been decided by scientists.

Possibility of metal production from the phosphor iron-ore extended the ore base of metallurgy not only in Republic of Kazakhstan, but and in the Southern Urals and the Western Siberia of Russia. This iron-ore did not work up early.

We established that phosphate slags of converter re-division on content arid form of presence phosphor, calcium, magnesium and other important microelements and low content of potentially unhealthy components are value fertilizations for the agriculture.