автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Разработка комплекса технологических основ и создание промышленной технологии производства в конвертерах высококачественных чистых сталей отечественного назначения

ТВ од

I 3 МАЯ 1093

КОМИТЕТ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ ПО МЕТАЛЛУРГИИ

ИНСТИТУТ НОВОЙ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ ТЕХНОЛОГИИ ЦНИИчермет им. И.П.БАРДИНА

На правах рукописи

Кандидат технических наук РЯБОВ ВЯЧЕСЛАВ ВАСИЛЬЕВИЧ

>АЗРАБОТКА КОМПЛЕКСА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ

ОСНОВ И СОЗДАНИЕ ПРОМЫШЛЕННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПРОИЗВОДСТВА В КОНВЕРТЕРАХ ВЫСОКОКАЧЕСТВЕННЫХ ЧИСТЫХ СТАЛЕЙ ОТВЕТСТВЕННОГО НАЗНАЧЕНИЯ

Специальность 05.16.02 -,Металлургия черных металлов"

Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук в форме научного доклада

Москва, 1993

Работа выполнена на ордена Ленина и ордена Октябрьскс революции Новолипецком металлургическом комбинате.

Официальные оппоненты:

Доктор технических наук, профессор П.П.Арсентьев заслуженный деятель науки и техники РСФСР

Доктор технических наук, профессор В.И.Кашин

Доктор технических наук, профессор Г.Н.Окороков

Ведущее предприятие:

Череповецкий металургический комбинат.

Защита диссертации состоится "18" мая 1993 г. в 10-30 часов к заседании специализированного ученого совета Д-141.04.01 ИНМ им. И.П.Бардина (107005, г.Москва, ул. 2-я Бауманская, д.9/23).

С диссертацией в форме научного доклада можно ознакомитьс в библиотеке института.

2Гч-ссеу»7^--)чJ € «-"»¿р оч-о o-t-Tb«*, р*}*, е-лв, чц

(С . ОУ. 9J?.

Ученый секретарь специализированного совета, доктор технических наук

W

С.Е.Лазуткин

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

В диссертации обобщены результаты теоретических и эксперимен-льных исследований по разработке и внедрению комплекса техноло-ческих основ и созданию промышленной технологии конвертерного юизводства высококачественных чистых сталей. Работа выполнялась 1чно автором или под его руководством в период с 1981 по 1991 г.

АКТУАЛЬНОСТЬ РАБОТЫ. Основным направлением в решении роблемы повышения качества стали и уменьшения металлоемкости онструкций является производство чистой углеродистой и легирован-ой стали с более эффективным использованием возможностей форми-эвания и управления структурой и свойствами металла за счет микро-егирования и модифицирования, внепечной обработки и проведения оследующей деформационной и термической обработки.

Известно, что освоение новых технологических процессов или омбинированнных сквозных технологий, направленных на снижение ежелательных примесей, т.е. получение "чистой стали", может сущест-енно улучшить ее качество и следовательно эксплуатационные свой-гва изделия.

Получение стали с низким содержанием примесей определяется в аждом конкретном случае разработкой оптимальных технологических кем с учетом имеющегося оборудования и материальных ресурсов.

Высокие требования по содержанию основных примесей в "чистой гали" предопределили потребность разработки комплексных техноло-лческих схем по получению такого металла. Создание таких промыш-енных технологий естественно должно сопровождаться повышением гхнико-экономической эффективности производства.

В связи с этим возникает необходимость в разработке технологи-еских основ и создании промышленной технологии производства в онвертерах чистых высококачественных сталей ответственного назна-ения, что и определяет актуальность и своевременность решелия этой рупной научно-технической проблемы.

НАУЧНАЯ НОВИЗНА. Разработаны теоретические основы и найде-ы технические решения, обеспечивающие высокую стабильность и ;хнико-экономическую эффективность конвертерного производства ысокочистой стали, которые включают следующие основные аспекты:

- проведена теоретическая оценка термодинамических и кинети-

ческих особенностей глубокого рафинирования металла, применител] к кислородным конвертерам различной емкости, в том числе с ком нированной продувкой;

- теоретически обоснована и практически реализована необхо, мость внепечной обработки конвертерного металла и определены оп1 мальные параметры, обеспечивающие усреднение химсостава и высок; степень раскисленности стали в ковше;

- установлена необходимость и эффективность поточного вак умирования в сочетании с непрерывной разливкой;

- разработаны и согласованы с потребителем требования и кри] рии оценки чистоты сталей ответственного назначения с заданным уро нем эксплуатационных свойств;

- исследовано качество металлопродукции из высокочистой ста: и определена роль степени чистоты в повышении эксплуатационш свойств металла, а также проведен сопоставительный технико-эконом ческий анализ основных показателей различных способов рафинирон ния стали.

ПРАКТИЧЕСКАЯ ЗНАЧИМОСТЬ. Разработаны и внедрены:

- технология производства в доменных печах чугуна оптимальи го химсостава (содержание марганца и кремния не менее 0,30 % кажд: го);

- технология выплавки в конвертере чистого полупродукта содержанием углерода 0,01 % и менее, азота - 0,002 %, водорода 0,0003 кислорода - 0,05 %\

- комплексная технология внепечной обработки чистых стал (десульфурация, микролегирование, модифицирование, вакуумн рафинирование);

- технология непрерывной разливки чистых сталей в комплекс« поточным вакуумированием металла;

- ресурсосберегающая аллотермическая технология конвертер» выплавки чистой стали;

- новая технология факельного торкретирования конвертер! доломитовой торкрет-массой.

ТЕХНИЧЕСКАЯ НОВИЗНА выполненных разработок защище авторскими свидетельствами на изобретения и проданными за рубе лицензиями.

Внедрение результатов разработок и продажа лицензий дали эк номический эффект в размере 29,8 млн.руб.

[Апробация работы. Основные материалы доложены и обсуждены на Ш всесоюзных конференциях „Теория и практика кислородно-кон-терных процессов" (г.Днепропетровск, 1977, 1981, 1987гг.), на 4 учно-технической конференции „Современные проблемы электроме-шургии стали" (г. Челябинск, 1981 г.), Всесоюзном совещании „Совер-нствование технологии производства высококачественного метал-для холодной высадки" (г.Череповец, 1983г.), Всесоюзной научно-(нической конференции „Теория и практика внепечной обработки ста" (г. Москва, 1985 г.), 4-ой национальной научно-технической конфе-нции с международным участием „Современные технологии для оизводства и разливки стали" (г. Варна, Болгария, 1989 г.), XX Все-юзной конференции по физико-химическим основам металлургичес-:х процессов (г. Москва, ИМет АН СССР им. Байкова, 1991 г.), Всесоюз-й научно-технической конференции с международным участием [овые технологические и конструкционные разработки по повыше-:ю технического уровня конвертерного производства" (г. Липецк, 91 г.).

Публикации. Основное содержание работ опубликовано автором 55 статьях, книге "Технология производства стали в современных энвертерных цехах" и защищено 30 авторскими свидетельствами на вобретения.

1. ОЦЕНКА ВЫБОРА ПЕРСПЕКТИВНЫХ ПУТЕЙ РАЗРАБОТКИ КОМПЛЕКСА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСНОВ И СОЗДАНИЯ ПРОМЫШЛЕННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПРОИЗВОДСТВА В КОНВЕРТЕРАХ

ЧИСТЫХ СТАЛЕЙ

Объектами исследования были чистые стали, используемые в судо-роительной, трубной и автомобильной промышленностях, существую-ие технологии получения и вновь разработанные процессы их произ-)дства.

Технологические схемы производства чистых сталей, нашедшие ирокое применение за рубежом, основываются на комплексной обра-)тке металла в оптимальных условиях в различных металлургических •регатах. К ним в первую очередь относится процесс OPR (Optimal ocess Refining) и NSB (New Secondary Refining), а также их разновиднос-

ти, отличающиеся условиями применения в конкретных производства Эти процессы обязательно включают в себя предварительную внепечн} обработку чугуна, плавку в сталеплавильном агрегате и последующу внепечную обработку стали. Первичным этапом в этих процессах явл: ется комплексная внепечная обработка чугуна с целью обескремнив; ния, дефосфорации и десульфурации. Такая комплексная обработк может быть технико-экономически эффективной только при наличи специального оборудования, требующего значительных капитальны затрат. При отсутствии специального оборудования альтернативны является получение низкокремнистого чугуна непосредственно доменной печи. Проведенные в этом направлении исследования пр участии автора позволили разработать технологию получения в доме1 ной печи низкокремнистого чугуна (содержание кремния не боле 0,3 %) без практического снижения температуры чугуна, а также техн< логию передела низкокремнистого чугуна в конвертерах, котора позволила не только повысить технико-экономическую эффективное! конвертерного производства, но и улучшить рафинирующую спосо( ность конвертерной плавки.

Оценка термодинамических и кинетических закономерносте глубокого рафинирования металла показала, что перспективным путе: улучшения показателей конвертерной плавки с целью получени чистого полупродукта является продувка металла инертным газом конце плавки по специальному режиму, который предусматривае сочетание продувки инертным газом и кислородом. При этом возможн: две схемы продувки: одна - смесью аргона и кислорода с парциальны! давлением кислорода в смеси на уровне 0,2 атм, другая - снизу чисты: аргоном и сверху кислородом с уменьшенным расходом в течени 60-120 сек. Новым элементом разработанной технологии является вво в конце плавки железорудных окатышей, увеличивающих интенеш ность кипения и, как следствие этого, скорость и глубину обезуглерож! вания при малых содержаниях углерода.

Перспективным является и режим комбинированной продувк! разработанный при участии автора для 300-тонных конвертеров, когд на части плавки в период интенсивного обезуглероживания через днищ вместо аргона подается азот.

Необъемлемым компонентом комплексной технологии производ ства чистых сталей в конвертерах должна являться внепечная обрабо: ка стали. Проведенные исследования позволили разработать перспе*

шые и высокоэффективные схемы внепечной обработки стали приме-гельно к цехам с различной оснащенностью оборудованием. Так, в ювиях НЛМК при участии автора внедрены схемы внепечной обра-гки с десульфурацией в ковше синтетическим шлаком, продувкой рошками на УДМ и циркуляционным вакуумированием (конвертер-[й цех № 1) и десульфурацией стали многокомпонентными порошкооб-зными реагентами на основе силикокальция и переплавленного 1ака эвтектического состава, а также поточного вакуумирования онвертерный цех № 2).

Увеличение объема производства хладостойкого металла повы-знной прочности для магистральных трубопроводов, при выплавке >торого широко используются дефицитные микролегирующие и моди-пдирующие добавки, предопределило разработку наиболее рациональ-■IX и эффективных схем микролегирования и модифицирования ;талла. Подобные схемы обеспечили высокую усваиваемость микро-:гирующих элементов и их равномерное распределение по объему :талла.

Учитывая, что одним из перспективных путей повышения эффек-вности процессов является их совмещение с дополнением одного из юцессов положительными свойствами другого, была разработана и 1едрена установка поточного вакуумирования стали, объединившая юцессы вакуумирования и непрерывной разливки. Результатом >илось заметное улучшение качества металлопродукции.

Проблема ресурсосбережения в конвертерном производстве и, в стности, экономия чугуна, • всегда были и остаются актуальными, деим из путей решения этой проблемы является использование в швертерной плавке дополнительных теплоносителей. Исследования тора показали в этом плане целесообразность при производстве чис-!х сталей использования в качестве теплоносителя шлака от производ-ва ферросилиция. В этом же направлении перспективным показала бя разработанная при участии автора технология рационального пользования в шихте конвертерной плавки оборотных отходов произ-|дства трансформаторной стали.

Одним из основных резервов повышения производительности (нвертеров является интенсификация конвертерной плавки, что тественно предъявляет повышенные требования к стойкости футеров-[, тем более это важно в условиях специфических технологий, таких 1К выплавка полупродукта для чистой стали.

Улучшение качества огнеупоров - один из путей повышения стой->сти футеровки, хотя и не самый оптимальный, но при этом следует

7

иметь в виду, что оно приводит к повышенным затратам. Более персп тивным направлением увеличения срока службы футеровки является своевременное и качественное торкретирование. При этом необходи выбирать наиболее эффективный способ, который и был разработан внедрен на комбинате в полном комплексе.

2. ТЕРМОДИНАМИЧЕСКИЕ И КИНЕТИЧЕСКИЕ ОСОБЕННОСТИ ПРОЦЕССА ГЛУБОКОГО РАФИНИРОВАНИЯ МЕТАЛЛА

Продувка металла в конвертерах нейтральным газом обеспечива получение низких содержаний углерода без переокисления шлака металла за счет снижения парциального давления оксида углерода отходящих газах (Peo)* ® этом случае важны априорные оценки расх дов и времени продувки нейтральным газом для получения заданнь содержаний углерода.

Наиболее рационально такие оценки проводить с привлечение аппарата термодинамических расчетов, т.е. рассмотреть систему, бли кую к равновесию.

Для расчетов, когда концентрации углерода и остальных примесс малы, возможно допущение, что активность каждого элемента равна ei процентному содержанию. Тогда температурную зависимость констант равновесия реакции обезуглероживания [С] + [О] = СО можно записать виде

lgK(2.1) = 1g-i^f = iY1+ !.643 (2.1)

Другая реакция, задающая содержание кислорода в металле - р акция растворения кислорода в жидком железе, температурная завис мость которой выражается:

lgK(2.2) = lg[0] = - + 2.734 (2.2)

Когда система находится в равновесии, величины [О] в уравнениях (2.1 и (2.2) одинаковы; сложив эти уравнения, получаем

lg(K(2.l) • К(2.2)) =lg^"=--^f1* 4,377 (2.3)

Обозначив (K(2.i)' К(2.2))= К(1,2)> из уравнения (2.3) получаем

PC0=K(i,2)X[C] (2.4)

В то же время при полном использовании газообразного кислорода i обезуглероживание 8

Рсо = 2Ко2/(1 + Ко2), (2.5)

г 1Чо2 ~ мольная доля кислорода в дутье. Скорость обезуглероживало) в этом случае будет контролироваться интенсивностью подвода Ьслорода в зону реакции:

' V, т.1140* ,9,Ч

Ус— йГ—Г"' (2-6)

[е qo2 - удельный расход Ог, м3/т мин., л - коэффициент использова-\я кислорода, Ь - коэффициент = 10X22,4/12X2 = 9,33 м3/т; этот коэф-ициент определяет количество кислорода, пошедшего на окисление зного процента углерода из тонны металла по реакции 2С+О2 = 2СО.

*ая фактическую скорость обезуглероживания, можно записать: 2Ь(-

?С0=1~Ш—' (2/7)

1е чн - удельный расход нейтрального газа, м3/т мин.

Для вычисления qн подставили выражение (2.3) в равенство (2.7) и злучили:

по = -2Ь хШ.+ 2ЪЩ (28)

Чн К(и)-[С] йт + 2Ь с!т ^

Для уменьшения угара железа надо изменить соотношение между тслородом и аргоном в соответствии с уменьшением содержания -лерода по выражению (2.8) с учетом (2.6):

ЧН =2^ (2.9)

Ч02 \К(1,2)Х[С]

го согласно (2.4) эквивалентно

Чн / 1 \

-=2 -—-1 (2.10)

Ч02 \РСО I

Минутный расход кислорода и нейтрального газа, необходимый 1я обезуглероживания без потерь железа найдем, используя следую-ее выражение:

<£ = ЧН + ЧС>2 (2.11)

ч'е = Чн + «Зсо = Чн + 2402

где Qs» Q'e ~ удельные расходы входящих и выходящих газов, м3/т ми

Решая совместно (2.10)-(2.12), получаем:

Ч'е = 2qj; (2 — Рсо) (2.13) 2(1- Рсо)

ЧН ° Q'z (1 ~ РСО) = 2_рс0 (2.14) | Qe ' Pro

q02=l/2q'S-PC0 = T^- (2.15)

В результате интегрирования уравнения (2.8) с учетом (2.14) можн рассчитать значение концентрации углерода в металле по ходу прс дувки:

[C] = [C0]Xexp|K(1'2)2bq's,T| . (2.16)

а также время продувки тк до заданного значения концентрации угле рода [Ск]:

Т*= П' •^•Ig-T^f (2.17)

Ч IK(1,2) LCkJ

Из этого выражения было установлено, что для эффективного сни жения содержания углерода без переокисления металла и шлака прс дувку надо осуществлять смесью нейтрального газа и кислорода в соот ветствующих пропорциях, а расход газовой смеси должен находиться н, уровне 0,2 м3/мин.т. Надо однако отметить, что продувка нейтральны» газом наряду со снижением содержания углерода может уменьшит] окйсленность металла и шлака. Поэтому в каждом конкретном случае надо выбирать способ продувки, который в одном случае экономит вре мя, а в другом снижает окйсленность металла и шлака.

Баланс серы при конвертерном переделе можно описать уравне нием вида:

mi[S]i + m2[S]2 + m3[S]3 + m4[S]4 = n (i^ + m2) + m5L[S]CT + 2, (2.18)

где mj и [S]j - масса чугуна и содержание в нем серы; ш2 и [S]2 - масс; лома и содержание в нем серы; т3 и [S]3 - масса поданной извести i содержание в ней серьг, равные соответственно 0,06 и 0,05; П14 и [S]4 -масса шлака, попавшего в конвертер после десульфурации чугуна i содержание в нем серы, которые примем равными нулю; Л - коэффици ент, учитывающий выход жидкой стали и равный 0,9; [S]CI - содержанш серы в стали; Ш5 - масса шлака в конвертере, равная 0,10; L - показа тель распределения серы между металлом и шлаком в конвертере, i среднем равный 5; 2 - неучтенные потери серы и, в первую очередь 10

>д серы в газовую фазу, составляющий при принятой в настоящее ¡мя технологии конвертерной плавки приблизительно 5 % от всего пичества серы. Размерность масс - в долях единиц на 1 т стали; вмерность концентраций - в процентах.

' Решение уравнения (2.18) относительно [5]С1 при различных значе-ях величин представлены в табл. 2.1.

Таблица 2.1

Содержание серы в стали, полученное из материального баланса, при различных исходных условиях

IiX103,% 5 10 15 15 15 15 10 15 0 0

|2Х103,% 31 30 30 20 10 30 30 30 30 30

5 5 5 5 5 10 10 10 5 10

|С1Х103, % 10,5 13 15 13 И 7,7 9,5 11 8 б

L - показатель распределения серы между шлаком и металлом в (нвертерной плавке.

Из таблицы следует, что эти параметры достаточно сильно влияют десульфурацию металла. В настоящее время состояние организации и хнологии конвертерного производства таково, что наиболее действен-| можно влиять на такие величины, как содержание серы в чугуне и сказатель распределения серы в конвертере. Из таблицы 2.1 также 1дно (последние 2 колонки), что как бы не десульфурировали чугун, лучить сталь на выпуске из конвертера с содержанием серы менее )05 % (при данном содержании серы в ломе) практически невозможно, (этому необходима внепечная обработка стали, расходы на которую )гут быть значительно уменьшены, если осуществлять и десульфура-но чугуна.

Технологически обоснованные возможности более эффективной :сульфурации в конвертере (без увеличения расхода извести и количе-ва шлака) связаны с подбором состава шлака, который обусловлен в новном содержанием кремния в чугуне и которое оптимально должно сходиться на уровне 0,25 %.

Это же положение относится и к процессу дефосфорации.

Такая ситуация с десульфурацией и дефосфорацией в конвертере юдопределяет необходимость обескремнивания чугуна и, в первую [ередь, исследование кинетики этого процесса.

С теоретической точки зрения особый интерес представляет оцен-i основных кинетических характеристик обескремнивания чугуна га-образным окислителем. В качестве газообразного окислителя исполь-вали кислород, барботируя и обдувая им жидкий чугун. Характерные менения состава металла во времени при обдуве и барботаже, полу-

11

ченные в опытах, можно описать зависимостью: |

lg||—к„ (2Л9;

где [Si]t, [Si] о - концентрации кремния в металле в момент времени т в начальный момент. Отношение констант скоростей при разных темп< ратурах позволяет приблизительно оценить энергию активации Е. Да! ные этой серии представлены в табл. 2.2.

Таблица 2.2

Режимы Т = 1300 "С Т = 1350 'С К, см/сек Е, Дж/моль

Т = 1400 вС

Барботаж 3,95Х10"3 4,83Х10-3 5.21Х10"3 60300

Обдув 2,08Х10"3 2,43ХЮ-3 2,84ХЮ-з 68100

Из таблицы 2.2 видно, что процесс в режиме барботажа протекае почти в 2 раза быстрее, чем в условиях поверхностного обдува. Поэтом расходные параметры определялись для этого режима. Расход кислорс да определялся из условий, что процесс десиликонизации должен прок кать приблизительно на 90% за технологически применяемое врем 5-7 мин. В табл. 2.3 приведены средние результаты по 26 опытам.

. Таблица 2.3

Результаты исследований десиликонизации чугуна кислородом

Период Содержание примесей в чугуне, % Температура чугуна, Расход Ог, м3/кг крем ния

кремний углерод марганец

До обработки После обработки 0,8 0,1 4,25 3,45 0,1-0,7 0,04-0,45 1350 1500 1,8-2,0

Полученные таким образом данные предопределили один из путе промышленного метода внепечной десиликонизации чугуна.

Снижение содержания кремния в чугуне приводит к снижени содержания кремнекислоты в конвертерном шлаке, которая являете конкурентным Р2О5 окислом при взаимодействии с окисью кальция, н позволяя Р2О5 стабилизироваться в шлаке.

Вместе с тем, изменение состава чугуна и шлака должно сказатьс на износе футеровки. Снижение содержания кремния в чугуне ниж 0,6 %, как показывает практика, приводит к повышению износа фук 12

йвки из-за увеличения вязкости шлака и ухудшения шлакообразования. Однако, добавка разжижающих компонентов должна уменьшить зное футеровки. Действие разжижителей проявляется двояким обра-рм. С одной стороны резко возрастает диффузионная проводимость !шака. Это должно было бы привести к существенному возрастанию короста растворения футеровки. Но одновременно с растворением фу-еровки происходит и растворение извести, находящейся в шлаке. 1оскольку растворение извести происходит со скоростью примерно на даа порядка превышающую скорость растворения футеровки, то повы-иение интенсивности растворения извести (например, присадками плата, уртита и т.п.) быстрее уменьшает стимул к растворению футеров-си и, следовательно, защищает ее от разрушения. Шлаки подобного юстава (содержание примерно до 60 % СаО и до 10 %БЮ2 с соединениями £тора, калия и натрия до 10 %) обладают дефосфорирующей способно-:тыо, которую можно характеризовать соотношением:

18 ЬР = — 16,0 - 2,5 (?№е) + 0,08-(%са0) + 0,3 (2.20)

При температуре 1620 'С Ьр под такими шлаками превышает значение 2100. Данная оценка еще раз отражает эффективность комплексной обработки металла и, в частности, эффективность десиликонизации чугуна.

Термодинамику растворения азота и водорода в конвертерном металле, особенно в конце продувки, когда количество примесей минимально и получаемый полупродукт можно принять за чистое железо, можно описать выражениями: -

для азота - = 1.1 (2.21)

для водорода - ^К' = - -Цр- - 1,68 (2.22)

При изучении поведения водорода в конвертерном процессе в основном исследовалось влияние времени добавки извести, додувок, протечек кессона и фурм. Вместе с тем не рассматривалось влияние атмосферной влаги, которая является важным поставщиком водорода особенно во время слива металла в ковш и разливки.

Автором было проведено экспериментальное определение термодинамики взаимодействия водяного пара с жидким металлом вида {Н20}-»[Н] в интервале температур 1600-1700 °С. Была получена степенная зависимость такого взаимодействия в виде:

, х, , 12780 ... 1

Тогда из (2.23) для температуры 1620 °С получаем

' [*Н] 1620 -с =0,00228 УРН2о (2.2

и при 25 °С окружающей среды и при 80 % относительной влажности условиях равновесия дополнительно в металле за счет указанно] взаимодействия может раствориться около 0,0003 % или 3,5 см3 в ЮС металла. Поэтому, для предотвращения наводораживания необходил защищать струю на сливе металла из конвертера и при разливке.

Азот в металл в конвертерном процессе поступает из разных и точников и важно оценить величину каждой доли. Содержание азота металле из дутья сказывается через соотношение (2.21). При среди £ температуре подфурменной зоны 2200 °С и при содержании в дутье азо: на уровне 0,2 % максимальная растворимость азота составит 0,00215 %. конце продувки, когда количество выделяющихся газов из конверте! минимально, кислородная струя эжектирует атмосферный воздух, те самым вводя азот в атмосферу печи. Растворимость азота при средне температуре ванны 1600 "С и составе атмосферы конвертера (Рдо2 = 0,' атмосфера воздуха) будет составлять 0,0353 %, т.е. более, чем на порядо выше, чем от дутья. С учетом того, что такой период во времени в д( сять раз короче основного периода продувки, а также из-за повышенно окисленности металла в конце продувки, что препятствует абсорбци азота жидким металлом, можно предположить, что доля растворенног азота за счет дутья и инжектированного воздуха по порядку величин: одинакова. Поэтому наряду с высокой чистотой кислорода, необходим в конце продувки снижать интенсивность дутья, тем самым снижа подсос воздуха.

Следует отметить, что эффекты снижения содержания азота и вс дорода в металле еще более возрастают с применением продувки инерт ным газом и, в частности, аргоном. Автором была проведена теоретиче екая оценка и экспериментальное определение эффекта деазотации : обезводороживания жидкого металла при продувке металла инертны! газом.

При прохождении через спой металла элементарного объема инера ного газа (с1У) рассматриваемый газ (возьмем для определенности азо! удаляется с продуваемым газом. При этом изменение содержания рас сматриваемого газа при постоянном внешнем давлении и температура составит:

с!п = -^г(Р1-Ро)с1У, (2.25

кх

где (1п — изменение числа молей азота в объеме инертного газа, моль 14

- газовая постоянная - 0,082 л.атм/моль.град; Р - внешнее давление, м.; Р1 - парциальное давление азота в отходящем газе, атм; Ро -арциальное давление азота в поступающем инертном газе, атм.; Т -мпература, К.

По материальному балансу Мг с!п + Ус1С = 0, (2.26) де Мг - молекулярный вес азота в газе, 28 г/моль; V - объем металла, м3; С - концентрация азота в металле, г/см3.

Выражая концентрацию в процентах и используя выражение (2.26) оотношение (2.25) можно переписать в виде:

НГс1 100 МГР о

де [С] - концентрация азота в металле, %;

_ (IV 3/

(2 = —— расход отходящего газа, см-ус;

О - вес металла, г.

, 0 То Р ¡ведем величину I = ——— , С Т Р0

де I - интенсивность продувки, см3/с.г, Т(г 273 К, Р° = 1 атм

Наибольшего удаления азота можно добиться, когда отходящий аз находится в равновесии с металлом. Обозначим через Л степень ис-

п Р1~Р°

юльзования инертного газа, Л = -— >

де Рр - равновесное парциальное давление и с учетом этого перепишем 'равнение (2.27) для азота в виде:

-^- = 0,13ПХ1(Рр-Ро) (2.28)

Концентрация газа, растворенного в металле связана с парциаль-1ым давлением в газовой фазе соотношением:

Рр = КрХапс, (2.29)

•де Кр — константа равновесия

I учетом (2.29) уравнение (2.28) можно записать в виде:

0,13 К X л X 1[ср - [Сор , (2.30)

■де К = Кр- Г (Г - коэффициент активности растворенного в металле газа;

15

для железа с относительно малым содержанием примесей, как это б! вает в конце продувки, близок к 1). Принимая, что Р0 = 0, т.е. азот в а гоне не содержится и интегрируя выражение 2.28 получаем, что умен шение концентрации азота в металле б [С] равно:

б[С] = 0,13[Со2]Х-^_Х1.т.л , (2.3

где Е0> ]- исходная концентрация азота в металле;

Л - коэффициент использования инертного газа;

[С^ ] - концентрация насыщения железа азотом.

Степень использования инертного газа зависит от конструкщ подводящих инертный газ устройств. Так, по исследованиям автор расположенные симметрично относительно днища конвертера 6-8 м сопла обеспечивают оптимальное удаление растворенных газов из м таллической ванны. Полученное теоретическое обоснование позволи; оформить рациональную конструкцию конвертера с комбинирование продувкой (см. раздел 4.4.).

Проведенный физико-химический анализ основных реакций, пр текающих при окислительных процессах позволяет наметить пути гл бского рафинирования металла от примесей, как непосредственно конвертере, так и при последующей внепечной обработке металла сталеразливочном ковше и поточном вакуумировании при разливке I МНЛЗ.

3. РАЗРАБОТКА ТРЕБОВАНИЙ И КРИТЕРИЕВ ЧИСТОТЫ СТАЛИ И ВЛИЯНИЕ ИХ НА СВОЙСТВА, ИССЛЕДОВАНИЕ КАЧЕСТВА

МЕТАЛЛОПРОДУКЦИИ ИЗ ЧИСТОЙ СТАЛИ И ПРОВЕДЕНИЕ

СОПОСТАВИТЕЛЬНОЙ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ОЦЕНКИ РАЗЛИЧНЫХ СПОСОБОВ РАФИНИРОВАНИЯ СТАЛИ

Известно, что физико-механические свойства и соответствен! технические характеристики стали в достаточной мере чувствительны ее чистоте. В этой связи были проведены исследования по выявлени влияния содержания серы (в интервале концентраций 0,003- 0,045 Я фосфора (интервал 0,008-0,045%) на широкий комплекс механичеоа свойств и их анизотропию. Установлена чувствительность различны эксплуатационных свойств к изменению содержания серы, проанализ) ровано влияние структурного состояния и уровня прочности на чувств] тельность технических характеристик стали, разработан подход, позв! ляющий определить эффективность модифицирования трубного метал* в условиях промышленного производства. Как уже указывалось, иссл дования проводились на холодно- и горячекатаных сталях для автом< 16

(лестроения (08Ю, 08ГСЮТ, 10Г1ФБТ и др.), горячекатаных низколеги-(ванных трубных (09Г2ФБ, 08ГБЮ, 10Г2БТЮ), судовой (типа Е32-Е-36) :троительных (Зсп, 10Г2С).

3.1. Холоднокатаные стали марки 08Ю и 08ПС

Был проведен множественный регрессионный анализ данных хими-:ского состава и механических свойств стали 08Ю и 08пс (термообра-яка стали 08Ю в AHO, 08пс в AHO и колпаковых печах); массив данных 1Я анализа - 80-200 плавок. Наиболее корректными представляются юдующие регрессионные уравнения, связывающие предел прочности, цлинение и показатель диформационного упрочнения с химическим )ставом:

Ов (Н/мм2) = (325±6) + (2±1) X [С] - (21,7±2,7), (3.1.1),

je [С] - содержание углерода в сотых долях. (Для этого уравнения = 0,78, F = 40).

б4 (%) = (48,3±1,7) + (1,5±1) X [t] - (0,б±0,3) X [С], (3.1.2) це [t] - толщина полосы, мм.

П1_5 = (0,22±0,2) - (0,04±0,15) X [t], (3.1.3.)

це ni_5 - показатель деформационного упрочнения на ранней стадии еформации (в диапазоне от 1 до 5 %). Полученное уравнение косвенно тражает решающую роль размера зерна феррита, существенное укруп-ение которого по мере увеличения толщины полосы связано преиму-;ественно с уменьшением степени обжатий.

Приведенные уравнения подчеркивают, в частности, влияние со-;ержания углерода на стандартные прочностные и пластические свойст-;а стали и те существенные резервы, которые могут быть связаны с по-[ижением его уровня в стали. Результаты, приведенные на рис. 3.1.1.

R

Рис. 3.1.1. Влияние содержания углерода в стали 08Ю на значения усредненного по трем направлениям показателя R (толщина 0,8 мм)

к >я s о с в о Л Ch

§S 1.9

fa 1.8

о«

SS 1.7

3 й 1.6

.2 я К r с

----

I ......i

-------- V -- ----

N ч

4 4 Ч «ч Ч, *

15 20 25 30 35 40 45 Содержание углерода, % х 100 0

свидетельствуют о том, что снижение содержания углерода становится важным

фактором повышения штампуемости стали 08Ю только при его концент рациях ниже 0,015-0,02 %.

3Л. Холоднокатаные стали повышенной прочности

Вредное влияние сульфидов на свойства холоднокатаной стали возрастает с ростом ее прочности - как в результате обычного усиления чувствительности к надрезам, так и вследствие увеличения размеров оксисульфидов марганца с ростом его содержания, присущего сталям повышенной прочности.

Проведенный статистический анализ связи параметров технологической пластичности сталей 08ГСЮТ и ОЗХГЮ и содержания в них серы (загрязненности их вытянутыми оксисульфидами марганца) дал следующие уравнения регрессии. Полученные уравнения регрессии свидетельствуют о том, что влияние серы на свойства стали зависит от конечной толщины холоднокатаной полосы, а также реально достигнутого уровня прочности стали.

Для стали марки 08ГСЮТ:

64 = (31,7±0,33)-(0,82±0,32) [Б] - (0,58±0,33) [о] (3.2.1)

Для стали марки ОЗХГЮ:

1Е = (10,4+0,12) + (2,3+0,3) М - (0,23+0,15) [Б] + (2,9+0,3) [о] -

- (1,46+0,3) М И + (1,39+0,15) [I] [о] - (4,85+0,4) [Б] [о], (3.2.2)

где [1] - толщина стального листа, мм; [Б] - содержание серы, % по массе; [о] - уровень прочности, Н/мм2.

Полученные результаты объясняются механизмом влияния сульфидов как очагов зарождения микропор, объединение которых в магистральную трещину определяет предел сосредоточенной деформации. В этой связи параметром чистоты служит не столько содержание серы в стали, сколько размер сульфидов, определяемый также величиной суммарного обжатия стали (по отношению к толлщне исходного сляба).

Механизмом участия сульфидов в разрушении стали объясняется и важная роль прочности стали. Чем меньше размер включения, тем выше уровень прочности матрицы и меньшая возможность создания критической концентрации напряжений, достаточной для зарождения поры; соответственно близко их взаимное расположение и короче продолжительность стадии сосредоточенной деформации. Этим и объясняется возрастание роли рафинирования от серы по мере повышения прочности стали.

На рис. 3.2.1. представлены результаты сравнительных усталостных испытаний стали 08ГСЮТ с различным содержанием серы при двух 18

Таблица 3.2.1

Характеристика образцов стали 08ГСЮТ, подвергнутых испытаниям на усталость

змер ртии Толщина, мм %С % Мп 0 0,2 ов Б4% 1Е мм

Н/мм2

1231 2.25 0.04 0.015 0 .85 285 415 32

1207 2.27 0.04 0.022 0 .83 290 405 31

1198 1.28 0.06 0.018 0 .85 325 455 31 11.3

3238 1.28 0.06 0.025 0 .78 330 455 32

Ю7

§ ю6

к

* с

§105 |Ю4

3"

103

с. 3.2.1. Соответствие числа циклов до разрушения уровню приложен-го напряжения в стали 08ГСЮТ различной прочности (обозначены цифрами) в зависимости от содержания серы

овнях прочности (см.табл. 3.2.1): о0 2 = 280-290 Н/мм2 и 32530 Н/мм2.

В целом, вышеприведенные результаты свидетельствуют о том, что работка и совершенствование технологии производства холодноката-[х сталей повышенной прочности на НЛМК в направлении ограничения держания в стали серы приведут к значительному повышению уровня ойств сталей (технологических - штампуемости и эксплуатационных усталости).

Фосфор, упрочняя твердый а-раствор и приводя к нежелательно-г повышению прочностных характеристик стали 08Ю, является нежела-пьной примесью в традиционных низкоуглеродистых сталях. Напро-в, в сталях повышенной прочности при концентрациях выше 0,03 % :обенно в диапазоне 0,05- 0,07 %) он приводит к опережающему повы-;нию показателя деформационного упрочнения п, что приводит одно-

временно к улучшению равномерного удлинения стали. Особенно £ гоприятно фосфор действует в направлении усиления текстуры стал соответственно - увеличения показателя 11 . Соответствующие резу таты положены в основу разработки фосфористых сталей, которые мо: производиться на разной основе (различаясь как по уровню концент] ции марганца, так и углерода в стали) и с различным уровнем прочн ти. Одна из разработанных марок - 08ЮП (ТУ 14-1-4485-89) нахох все более широкое применение на автозаводах.

Горячекатаные листовые штампуемые стали. Сталь 08ГСЮТ

Сера в значительной части ликвирует в осевую зону сляба и кон< ного листа, что при определенных условиях может способствовать р, слою стали за счет образования сульфидов. Этому дополнительно а собствует характерное обогащение осевых участков марганцем, что п повышенных его концентрациях в стали может вызвать изменение ; рактера осевой структурной составляющей и повышать ее прочность.

Подобное явление в полной мере проявилось при производи стали 08ГСЮТ (Ф) для дисков колес автомобилей ВАЗ. Производим ранее на ЧерМК первоначально без ограничений содержаний серы ( уровне 0,025 %, а затем менее 0,020 %) сталь обнаруживала (в сочетанш определенными режимами прокатки и содержанием марганца) повыше ную склонность к расслою.

После перевода производства горячекатаной стали 08ГСЮТ ? НЛМК с ограничениями по содержанию серы сначала менее 0,020 %, затем менее 0,015 % брак по расслою в существенной степени был устр нен. Что касается связи содержания серы с пределом выносливости ил долговечностью стали, показанной выше для холоднокатаных сталей, т эти параметры зависят также и от прочности стали, однако (как показ; но выше) при повышении прочности чувствительность усталостного п< ведения к содержанию серы возрастает. Совместное влияние серы и фо фора на свойства стали 08ГСЮТ нуждается в дополнительном исследов,

нии.

3.3. Трубные стали

На основании результатов регрессивного анализа данных испыт; ния 250 плавок промышленной стали 09Г2ФБ сделана статистическа оценка влияния серы (в интервале содержаний 0,001-0,006 %) и фосф( ра (в интервале 0,010-0,035%) на характеристики пластичности и уда] ной вязкости (КСи-15 и КС1Г60) партий стали с разным уровнем про' ности (оо,2 = 480-570 Н/мм2).

Обработка показала (рис.3.3.1, а, б), что уменьшение содержания а ры в стали от 0,006 до 0,001 %, не оказывая значимого (с вероятность: 20

КСу60

Дж/см^

КСу-60 Дж/см^

[с.3.3.1. Влияние серы на ударную вязкость КС11"60 стали 09Г2ФБ раз-[чного уровня прочности (а) и суммарное влияние серы и фосфора (б)

на этот показатель

0,95) влияния на характеристики прочности (ов > Оо 2)и пластичности I приводит к возрастанию ударной вязкости, причем чем ниже уров< прочности стали, тем больше наблюдаемый абсолютный эффект возр танияДКСи от снижения серы в указанных пределах (ДКСио)'оо1 = 3 +40 Дж/см2 при О02 = 480 Н/мм2 и только 20-25 Дж/см2 при Оо: = 570 Н/мм2).

Снижение содержания фосфора в стали усиливает эффект повых ния ударной вязкости металла в результате глубокой десульфуращ Так увеличение ударной вязкости при снижени содержания се ДКСи8;8о! = 40+45 Дж/см2 при [Р] = 0,012% и 20-25 Дж/см2 при [Р = 0,035 %. Следовательно, наибольший эффект повышения ударной в кости стали 09Г2ФБ может быть достигнут при совместной глубок десульфурации и дефосфорации металла.

Таким образом, понижение содержания серы в трубных сталях 0,006 % до 0,001 %, которое может быть обеспечено путем использован при их производстве чистых шихтовых материалов либо применен шлаковой смеси с повышенной асиммилирующей способностью к не» таллическим включениям, а также модифицирование стали путем об] ботки порошком силикокальция обеспечивает:

- уменьшение в 1,5-3,0 раза содержания сульфидных неметал; ческих включений при одновременном уменьшении их среднего разл ра и изменении морфологии включений (в результате усиления эффе та глобуризации);

- уменьшение суммарной длины сульфидов в 10 раз;

- существенное возрастание при неизменной прочности ста. характеристик пластичности и ударной вязкости при увеличении и: тропности этих свойств в плоскости листа, что в целом позволяет пс нять уровень прочности трубной стали технологическими средства! (снижением Ткп, дополнительного микролегирования, изменения ти структуры) при сохранении необходимой вязкости;

- повышение в 1,5-2,0 раза сопротивляемости водородно! охрупчиванию стали;

- повышение в два и более раз статической трещиностойкос

стали;

- существенное повышение усталостной долговечности.

3.4. Судостроительная сталь

В качестве объекта основного исследования в данном разде, выбрана сталь типа 17Г1С, соответствующая стали типа Е32 (ГОСТ 5521 -76), используемая в различных отраслях народного хозяйства, в тс числе как материал для магистральных трубопроводов. Рассмотре: попытка получения на базе стали 17Г1С в результате ее глубокой х сульфурации, микролегирования ниобием и оптимизации режима К01 22

(ируемой прокатки судостали, отвечающей требованиям к классу -Д40.

Исследование влияния чистоты исходной шихты на загрязненность юстали неметаллическими включениями показало, что использова-; чистых шихтовых материалов при выплавке стали типа 17Г1С при-щт к снижению содержания серы (от 0,020 до 0,006 %) и неметалличес-« включений в 1,5-2,2 раза в результате уменьшения количества шфидов и силикатов. Микролегирование чистой судостали ниобием приводит к значимому изменению содержания НВ.

Количественный металлографический анализ вытянутых сульфи-з показал, что объемная доля сульфидов составляет 0,0012-0,0020 %, ¡дняя их площадь практически не различается для разных плавок и :тавляет 5—12 мкм2. При этом параметры, характеризующие суммар-,о и единичную вытянутость сульфидов, изменяются в довольно роких пределах: от 20 до 38 мм/мм2 и Ь от 13 до 25 мкм. Наибо-лая суммарная длина сульфидов при равном содержании серы обнажена в стали, содержащей 0,03 % ниобия, что по-видимому обусловле-лучшей раскисленностью стали.

При содержании серы 0,017-0,020% внепечная обработка судо-1ли силикокальцием и плавиковым шпатом неэффективна.

По результатам регрессионного анализа, проведенного по данным 1ытаний более 200 плавок стали типа 17Г1С производства НЛМК, явлено влияние серы (при вариации в пределах 0,005-0,035 %) и фос-ра (при вариации 0,010-0,035%) на характеристики пластичности и арной вязкости (КСУ40) стали различного уровня прочности (оог = 20-510 Н/мм2).

Показано (рис.3.4.1), что снижение содержания серы от 0,035 до 105 % приводит к незначительному возрастанию прочности за счет еличения эффективного содержания марганца в твердом растворе ¡вобождение марганца, связанного в сульфиды). При этом характерис-ки вязкости возрастают немонотонно (на 5-10 Дж/см2 при снижении держания серы в интервале 0,035-0,015 % и существенно более замет- на 25-30 Дж/см2 при снижении содержания серы в интервале 0,0151,005 %). Увеличение прочности стали снижает эффект увеличения КСУ счет снижения % серы (АКСУ = 30+35 Дж/см2 при Оо,2 = 420 Н/мм2 и лько 20-30 Дж/см2 при 0о,2 = 510 МПа). Уменьшение содержания фос-|ра от 0,035 до 0,010 % в стали приводит к некоторому возрастанию блюдаемого эффекта увеличения ударной вязкости при снижении со-ржания серы.

В целом, наибольший эффект от снижения содержания серы в судо-алях обеспечивается при [8]^0,015 %. При этом обеспечивается:

- снижение в 1,5-2,2 раза по сравнению с [Б]>0,020 % количества

23

КСУ~40 Дж/см^

КСУ~40 Дж/см^

140 120

Рис.3.4.1. Влияние серы на ударную вязкость КСУ'^О стали 17Г1С раз личного уровня прочности (а) и суммарное влияние серы и фосфора (б

на этот показатель

(Металлических включений;

- повышение вязкости и трещиностойкости, что позволяет за счет якролегирования стали ниобием (до 0,03 %) и снижения температуры энца прокатки вплоть до 700-750 "С и проведения десульфурации и ¡фосфорации стали обеспечить уровень прочности 450-500 Н/мм2, при 80 Дж/см2 и Т50 <-30 °С, что соответствует требованиям к клас-r Е36-Е40 (ГОСТ 5521=76).

3.5. Строительные стали

По результатам регрессионного анализа, проведенного по данным :пытаний более 200 плавок стали типа Зсп производства HJIMK, выяв-;но влияние серы (при вариации в пределах 0,005-0,035 %) и фосфора :ри вариации 0,005-0,026 %) на характеристики пластичности и ударной ззкости (KCV-20) стали различного уровня прочности (о о 2 = 260— 350 Н/мм2).

Результаты, представленные на рис.3.5.1 показывают, что снижение ¡держания серы от 0,026 до 0,005 % приводит к незначительному воз-1станию прочности за счет увеличения эффективного содержания мар-щца в твердом растворе (освобождение марганца, связанного в суль-иды). При этом характеристики вязкости возрастают немонотонно (на -10 Дж/см2 при снижении содержания серы в интервале 0,026-0,018 % и /тцественно более заметно - на 50- 60 Дж/см2 при снижении содержа-ия серы в интервале 0,015-0,005 %). Увеличение прочности стали снижа-г эффект увеличения KCV за счет снижения % [S] (AKCV = 50-70 Дж/см2 ри ао,2 = 260 Н/мм2 и только 40-50 Дж/см2 при Оо,2 = 350 Н/мм2).

Уменьшение содержания, фосфора от 0,030 до 0,010 % в стали при-одит к некоторому возрастанию ударной вязкости при снижении со-ержания серы.

3.6. Сопоставительный технико-экономический анализ различных способов рафинирования стали

На основании проведенных расчетов ожидаемая экономическая ффективность производства чистых сталей и сопоставление технико-кономических показателей различных способов рафинирования пред-тавлена в таблицах 3.6.1 и 3.6.2.

КСУ-20

Дж/см2

КСУ-20 Дж/см2

Рис.3.5.1. Влияние серы на ударную вязкость КС'20 стали Зсп са личного уровня прочности (а) и суммарное влияние серы и фосфора ?

на этот показатель

Таблица 3.6.1

Экономическая оценка эффективности производства чистых сталей в ККЦ-1 и ККЦ-2 (цены 1991 г.)

Изменение себе- Цена по Приплаты Экономический

Марка стали стоимости: + экономия - перерасход прейскуранту 01 - 10 руб. % руб/т эффект, руб/т + экономия - перерасход

Зсп -9,43 240,0

17Г1С-У -2,30 240,0

09Г2ФБ +0,15 300,0

10Г2ФБ +6,80 300,0

08Ю -3,44 305,0

5 12,00 +2,57

2 4,80 +2,50

0 0,00 +0,15

0 0,00 +6,80

5 15,25 +11,81

ю

ы

00

Таблица 3.6.2.

Сопоставление технико-экономических показателей различных способов рафинирования стали

(цены 1991г.)

Изменение в техноло- Экономические по- Технические показа- Измене- Экономи-

Марка гии (состава стали) казатели изменения тели ние цены ческий

технологии эффект

17Г1С-У Замена части лома -80 % ККЦ-1 на металлизованные окатыши

Обработка синтетическим шлаком, модифицирование СКЗО, (микролегирование ниобием)

Повышение себестоимости на 3.01 руб/т за счет увеличения расхода чугуна, ме-таллизованных окатышей и феррониобия

Снижение содержания серы до 0,005 %, фосфора до 0,015 %

Повышение за счет микролегирования ниобием глубокой десульфурации и контролируемой прокатки при 750 °С прочности Ов до 450+500 Н/мм2 при фЭ=50 % KCV"4O5=80 Дж/см2 и ТбО^-ЗО^С

Повышение на

30.00 руб/т

26.87 руб/т

17ГС Обработка жидкого ме-

ККЦ-2 талла на выпуске из конвертера твердой шлако-образующей смесью следующего состава: 2 т извести; 0,5 т плавикового шпата; 0,7 т вторичного алюминия на плавку

Повышение себестоимости Снижение содержания сена 2.07 руб/т за счет увели- ры до 0,020 %.

чения расхода чугуна и применения ТШС

Повышение вязкости стали на 10+15 Дж/см2 (15-20 %)

Повышение 10.25 руб/т на

12.40 руб/т

Изменение в техноло- Экономические по- Технические показа- Измене- Экономи-

Марка гии (состава стали) казатели изменения тели ние цены ческий

технологии эффект

09Г2ФБ Раскисление и легирова-ККЦ-1 ние при выпуске, обработка синтшлаком. Обработка металла на УДПК порошком СКЗО в смеси криолита и плавикового шпата

Снижение себестоимости на 0,21 руб/т за счет снижения расхода СКЗО

Получение металла с со- Повышение держанием серы 0,004 %. на

Снижение содержания НВ 82.08 руб/т в 1,5^-1,7 раза, что обеспечило повышение вязкости на 10 %, КСУ"40 на 15-20%

82.30 руб/т

09Г2ФБ Использование чугуна с ККЦ-2 содержанием S<0,015% Специально отобранный лом или металлизованные окатыши с содержанием [S] 0,005 %.

Применение ТШС на выпуске металла из конвертера следующего состава: 2 т извести, 0,5 т плавикового шпата, 0,5 т кускового силикокальция марки СК15,1 т вторичного алюминия. Обработка на УДПК порошком силико-кокальция марки СК-30 -400 ч- 450 кг/т

Снижение себестоимости на 9.5 руб/т за счет уменьшения: на 2.0 руб/т затрат на шихту, на 4.82 руб/т затрат на ферросплавы, на 0.27 руб/т затрат на отходы, снижен брак у потребителя на 2.47 руб/т

Снижение содержания серы до 0,006 % и менее. Снижение содержания НВ в 1,1-=-1,3 раза, что обеспечило повышение вязкости кости на 5 %, КСУ40 на 10-15 %

Повышение на

55.70 руб/т

76.78 руб/т

(О

\D

ы о

Продолжение табл. 3.6.2.

Изменение в техноло- Экономические по- Технические показа- Измене- Экономи-

Марка гии (состава стали) казатели изменения тели ние цены ческий

технологии эффект

10Г2БТЮ ККЦ-1

Раскисление и легирование Снижение себестоимости при выпуске, обработка на 3.99 руб/т за счет сни-

синтшлаком и порошковым силикокальцием

скзо

жения расхода чугуна (3.07 руб/т), лома (0.85 руб/т), ферротитана (0.15 руб/т)

Снижение содержания се- Повышение 80.79 руб/т

ры до 0,004-0,006 %. на

Повышение вязкости стали 76^64 руб/т на 10+15 Дж/см2 (15+20 %)

08ГБЮ Использование чистых ККЦ-1 шихтовых материалов -металлизованных окатышей. Обработка синтшла-ком, порошковым силикокальцием.

09Г2ФБ Обработка жидкого ме-ККЦ-2 талла на выпуске из конвертера твердой шлакооб-разующей смесью следующего состава: 2 т извести; 0,5 т плавикового шпата, 0,1 т вторичного алюминия на плавку

Повышение себестоимости на 14.25 руб/т за счет: увеличения расхода чугуна и металлизованных окатышей

Повышение себестоимости на 5.26 руб/т за счет: использования ТШС и увеличения расхода чугуна

Снижение содержания серы до 0,004 %, фосфора до 0,018-0,019 %. Снижение содержания НВ в 1,1+1,3 раза

Снижение содержания серы до 0,020 % и менее. Снижение содержания НВ в 1,1-1,3 раза, что обеспечило повышение вязкости на 10 %, КСУ"40на 10-15 %

Повышение на

94.43 руб/т

79.61 руб/т

Повышение на

25.65 руб/т

20.18 руб/т

4. Разработка и внедрение комплекса технологий конвертерного производства чистых сталей

Следуя концепции оптимального рафинирования металла, в иной работе было признано целесообразным осуществлять производ-зо чистой стали, обрабатывая жидкий металл на всех стадиях его лучения. В этой связи возникла необходимость разработки нового оцесса получения низкокремнистого чугуна в доменной плавке.

Решение задачи выплавки в доменной печи низкокремнистого ;сокотемпературного чугуна с низким содержанием вредных примесей теоретическом плане требует уточнения наших представлений о отекании реакции восстановления кремния в условиях доменного оцесса.

4.1. Теоретические вопросы восстановления кремния в доменной печи

Восстановление кремния возможно из кремнезема и его соедине-й шихтовых материалов, из монооксида, из жидкого шлака. Мнение преимущественному развитию этих реакций в доменной печи неодно-ачно. В условиях современной доменной плавки развиваются реак-:и:

(БЮ2) + С граф = БЮ газ + СО газ; +17,5 (4.1.1)

510 газ + С граф = ф] + СО газ; ^ К = -^Р"+3,41 (4.1.2)

гммарную реакцию можно представить в виде

(БЮ2) + 2С = 2С0 + +20,9 (4.1.3)

Из выражения (4.1.3) вытекает, что в зоне высоких температур акция существенно сдвинута вправо. Зона высоких температур :лючает зону плавления шихтовых материалов. Следовательно, »лучение низкокремнистого хорошо прогретого чугуна с низким со-фжанием серы возможно при формировании в печи узкого горизонта твления с высокой теплоемкостью шлакообразующих. Получение данной конфигурации возможно при использовании технологических 1раметров доменной плавки: режимов загрузки заданного состава ихтовых материалов, параметров дутья, высокой организации выпус-I продуктов плавки. ;

4.2. Выплавка низкокремнистого чугуна

Выполнение перечисленных выше условий потребовало опред« лить и оптимизировать технологические параметры доменной плавки п составу шихты, системе загрузки, шлаковому режиму, интенсивно«] плавки, теоретической температуре горения, организации выпуск продуктов плавки, регулированию нагрева чугуна, а также по состав^ чугуна и шлака.

В ходе опытно-промышленных плавок были подтверждены технологические предпосылки получения низкокремнистого высоконагретого чугуна (не ниже 1450 "С) с содержанием серы не более 0,020 %, основными из которых являются:

- использование высокоэффективных режимов загрузки;

- высокой основности шлаков СаО/БЮ2 = 1,07+1,1 и суммарной основности СаО+МЕО/БЮ2 = (1,33-1,35);

- параметров дутья, обеспечивающих повышенную теоретическую температуру газов в фурменной зоне и повышенную скорость схода шихты по сравнению с обычным режимом.

Приведенный удельный расход кокса снизился в среднем на доменных печах на 1,5-2 % (5-8 кг/т чугуна), производительность повысилась на 1-1,5 % (180-200 т/сутки по трем печам).

Такая технология в достигнутом объеме была принята в доменном производстве НЛМК.

4.3.Передел низкокремнистого чугуна в конвертерах

Как уже отмечалось, снижение содержания кремния в чугуне нарушает тепловой баланс конвертерной плавки. Для того чтобы сохранить тепловой баланс,надо снизить расход охладителей на плавку. Для определения эквивалентности этих замен проведем оценку некоторых статей прихода и расхода тепла. Приход тепла в конвертерной плавке осуществляется за счет окисления железа и примесей чугуна по следующим реакциям:

[Ре] + 3/2 02 = (РегОз); ДН = - 1750 ккал/кг Ге

[Ре] + 1/2 Ог = №еО);ЛН = - 1020 ккал/кг Бе

[С] +1/2 02 = СО; АН = - 2200 ккал/кг С

[С] + Ог = СО2; АН = -7900 ккал/кг С

[Мп] + 1/2 02 = (МпО); АН = - 1700 ккал/кг Мп

2[Р] + 5/2 О2 - (Р2О5); АН » - 5820 ккал/кг Р

[Si] + 02 = Si02; AH = - 7300 ккал/кг Si

Учитывая, что чугун HJIMK содержит в среднем кремния 0,65 %, арганца 0,66 %, фосфора 0,066 %, углерода 4,50 %, а также, что среднее гношение СО к С02 в отходящих газах за плавку составляет 85/15, доля крапа - 26 % от веса металлошихты, содержание железа в шлаке 18 %, а !го количество 15 % от веса металла (отношение FeO и Fe203 приблизи-ельно 4:1), то доля кремния в приходе тепла составит приблизительно ¡2 %, т.е. уменьшение содержания кремния на 0,1 % будет сопровождать-я дефицитом тепла на 3-4 %, который необходимо компенсировать, юпример, увеличив расход чугуна на 7300:600 = 12 кг/т, где 600 ккал -■еплосодержание 1 кг чугуна при 1350 °С. Однако при снижении содержания кремния есть возможность снизить расход извести, теплосодер-кание которой при СаО в извести 90 % и при 1650 °С составляет '50 ккал/кг. Это приведет к уменьшению количества шлака, что при не-!зменной его окисленности еще увеличит дефицит тепла из-за недоокис-1енности железа. Учитывая, что общий дефицит тепла от снижения содержания кремния на 0,1 % составит 7900 ккал/т стали, то для сохране-шя теплового баланса без увеличения расхода чугуна необходимо сни-1ить расход извести на 7900:750 = 10,5 кг/т стали.

Исходя из этих предпосылок, а также из того, что передел низко-сремнистого чугуна требует специальной технологии, так как изменяет-:я процесс шлакообразования, а с последующим уменьшением количест-$а шлака изменяется эффективность процессов дефосфорации и десуль-[>урации металла в конвертере, была разработана и осуществлена в кон-зертерном цехе № 1 НЛМК технология плавки на чугуне с содержанием сремния до 0,5 %. Отработка технологии проводилась в сравнении с сонтролируемыми плавками по обычной технологии.

Химический состав чугуна на плавках был следующим:

Технология Содержание, %% Температу-

кремний марганец сера фосфор ра чугуна, вС

Опытная 230 плавок] 0,18-0,50 0,41 0,52-0,75 0,64 0,012-0,040 0,028 0,05-0,07 0,068 1320-1355 1337

Обычная 212 плавок] 0,51-1,12 0,65 0,55-0,83 0,66 0,010-0,031 0,024 0,06-0,07 0,066 1320-1360 1342

В числителе приведены пределы значений, в знаменателе - средне значения. Доля скрапа в среднем - 26 % от веса металлошихты.

Дутьевой и шлаковый режимы на опытных плавках осуществля в соответствии с разработанными рекомендациями, которые предусмг ривали уменьшение расхода извести на плавку, ее рассредоточений присадку в конвертер (до 6-8 мин от начала продувки), продувку период шлакообразования с повышенным (на 100-300 мм) положение фурмы. Опытные и контрольные сравнительные плавки при обработк данных были сгруппированы в отдельные массивы, которые приведен: в таблице 4.3.1.

Таблица 4.3.1

Технологические параметры плавок*

Марка стали Шихтовка, чугун Лом, т Температура чугуна, 'С Расход извести, т Температура после продувки, "С

2сп, Зсп, 137,6 39,5 1337,3 8,63 1640,4

Юсп 138,9 40,1 1342,7 9,43 1640,8

Электротех- 140,3 35,9 1446,6 9,05 1644,0

ническая 137,9 41,4 1342,7 9,78 1647,0

13ГСУ 139,7 40,6 1330,8 11,79 1643,1

137,7 33,9 1335,0 12,27 1645,5

* В числителе - опытные плавки, в знаменателе - сравнительные.

Разработанная технология, при которой известь присаживаете? рассредоточенно и расход ее снижается, привела к выравниванию тепло вой нагрузки по ходу продувки, что подтверждалось более спокойны}, ходом плавки, и к повышению гомогенности шлака.

0,8

Рис. 4.3.1. Изменение расхода из вести (А) в зависимости от содер жания кремния в чугуне а — разработанная технология б - обычная для а: А = 1,67 [8П + 8,56 для б: А = 1,41 [51] + 9,25

0,4 0,5 0,6 0,7 Содержание кремния в чугуне,

Расход извести на плавку в зависимости от содержания кремния в чугуне представлен на рис. 4.3.1. Основность шлака при работе по предложенной и обычной технологии представлены на рис. 4.3.2. Обработка этих данных опытных и сравнительных плавок дала следующие уравнения регрессии: 34

Рис. 4.3.2. Изменение основности шлака в зависимости от расхода извести на плавках разработанной (а) и обычной технологии (б) для а: В = 0,142ХА + 1,378 для б: В = 0,139хА + 1,322

9 10 И Расход извести, т/пл

Воп< = 0,142ХА + 1,378 Вср> = 0Д39ХА + 1,322 ,

где В = % СаО/ % БЮг» А - расход извести на плавку, т.

Обобщенные данные по разработанной и обычной технологии представлены на рис. 4.3.3.

В целом, разработанная комплексная технология выплавки чугуна с пониженным содержанием кремния менее 0,5 % в доменной печи и передела его в конвертере позволила снизить расход кокса и повысить производительность на 1-1,5% в доменном производстве, а также уменьшить расход извести на 4,6 кг/т стали, повысить выход годного на 0,6 % в конвертерной плавке, на ухудшая ее основных показателей, таких как основность шлака и степень десульфурации металла.

4.4. Разработка технологии выплавки в конвертерах чистого полупродукта с содержанием углерода 0,03 % и менее, азота - 0,002 %, водорода - 0,0003 %, кислорода - 0,05 %

Существовавшая до недавнего времени тенденция выноса целого ряда операций производства металла из конвертера в ковш с использованием специальных агрегатов при достигнутой эффективности этой технологии приводит к увеличению себестоимости металлопродукции и снижению производительности. Тем не менее внепечная обработка стали

35

Температура после продувки кислородом, °С

о «

Расход лома, извести, чугуна (х 10), т

— — — ю

_]_

о ¡Р» О» Ы

О о я о

и я

Е

Н П> X

я о а о

►I

Я л

л)

о

я я о

я о ?! р» и О И Л)

а я

я

а и и о ?!

о

г

'.Й ■с

ж

о о

□

X

я о а о м 63 а

ГП

и

X

м о а

68 и

Содержание в шлаке, %

3 5

Основность шлака

|в ковше обязательно должна присутствовать в технологическом процессе. Но она будет еще более эффективной, если максимально использовать рафинировочные способности самой конвертерной плавки.

Поэтому целесообразны дальнейшее совершенствование и разработка новых экономичных и эффективных технологий получения чистого полупродукта после продувки в конвертере. В настоящей работе были поставлены задачи разработки вариантов технологий конвертерной плавки с получением непосредственно в конвертере максимально низких содержаний примесей.

При анализе термодинамики и кинетики процессов глубокого рафинирования металла нами было отмечено, что весьма эффективным инструментом получения малых концентраций углерода является комбинированная продувка.

В этом направлении в конвертерных цехах НЛМК были проведены работы по разработке и внедрению комбинированной продувки с подачей нейтральных газов через днище конвертера. Особый эффект от внедрения этой технологии сказывается при производстве низкоуглеродистой стали для автолиста (08Ю), а также для производства холоднокатаной стали для теневых масок и магнитных экранов кинескопов и полиграфической промышленности. Такие стали в основном производятся в ККЦ-2 и доля их составляет около 30 %.

Разработка технологии включала в себя:

- создание оборудования и конструкций;

- определение схем подвода нейтрального газа и расположения донных фурм (соответствующие схемы приведены на рис. 4.4.1 и 4.4.2);

- отработку технологических режимов ведения конвертерной плавки.

В качестве донных дутьевых устройств использовали периклазо-углеродистые огнеупорные блоки с каналом диаметром 6 мм, не армированные стальными трубками. Стойкость таких блоков была низкой в результате сколов и растрескивания, возникающих из-за термических ударов и механического разрушения при завалке металлолома. В дальнейшем применяли огнеупорные блоки с каналами с внутренним диаметром 8 мм, армированные стальной трубкой. При эксплуатации таких дутьевых устройств вокруг отверстий блоков образуются настыли "грибовидной" формы, отмечается более организованное истечение газа в ванну и улучшаются условия ошлакования фурменных зон футеровки. Стойкость днища увеличилась в 2-2,5 раза и достигла 400 плавок.

В процессе исследования были отработаны режимы подачи нейтральных газов через днище применительно к различным группам марок стали. Для рядовых углеродистых и низколегированных сталей, где содержание углерода после продувки составляет 0,05-0,07 %, а азота в

37

Рис. 4.2.2. Схема подачи технологических газов в конвертер через донные фурмы: Р - давление на выходе; t - температура газа; Рвых - давление перед цапфой; Рв - контроль давления в каждом трубопроводе; 1-15 -трубопроводы к донным фурмам; I - предохранительный клапан; II - задвижка; III -электрозадвижка; IV, V, VI - регулирующий, отсечной, обратный клапаны соответственно;

VII - диафрагма

отовой стали на уровне 0,008 %, был установлен постоянный режим додачи азота с расходом 15-17 м3 /мин 0,045-0,050 м3 /(мин.т) от момента 1аливки чугуна и до конца продувки.

При выплавке низкоуглеродистых сталей типа 08Ю, в которых удержание углерода находится на уровне 0,02- 0,03 %, а азота в готовом металле не более 0,005 %, был установлен следующий режим подачи ■азов через днище: с начала продувки до 10-12 мин вдувают азот с засходм 15-18 м3 /мин, затем вплоть до выпуска плавки - аргон с расходом 20— 25 ьл5 /мин. С таким же расходом аргона осуществляли юслепродувочное перемешивание в течение 3- 6 мин. Во всех случаях цодувки плавок производят при подаче аргона.

Технология комбинированной продувки обеспечивает снижение удержания углерода в металле перед выпуском на 0,015-0,020% по ¡равнению с верхней продувкой. Содержание железа в шлаке при этом фактически сохраняется на прежнем уровне. Содержание марганца в металле при более низких концентрациях углерода не изменяется или «сколько (на 0,005-0,010 %) повышается.

В среднем разработанная технология позволила снизить содержание углерода в металле перед выпуском плавки из конвертера в среднем для данных марок стали до 0,022 % (по сравнению с 0,038 % без ионной продувки).

Отмечено некоторое улучшение процессов удаления серы и фосфора. При выплавке стали для автолиста при одинаковой (с верхней про-цувкой) основности шлака степень десульфурации увеличивается на 15-20 %, содержание фосфора в металле перед выпуском из конвертера находится на уровне 0,005-0,006 %.

В ходе освоения технологии была исследована эффективность послепродувочного перемешивания ванны нейтральным газом. При принятых режимах подачи дутья снизу роль этой операции в снижении содержания углерода (А [С]) оказалась незначительной (0,0024-0,003 %). В то же время при выплавке кинескопной стали с использованием ме-таллизованных окатышей Д[С] составило 0,011-0,016 %.

Установлена также зависимость величины Д[С] от количества израсходованного аргона {У у д.): при Ууд = 0,4м3/т Д[С] составляет 15 % (отн.) при Ууд. = 1,0 м3/т - 3,0 м3/т - 30 % (отн.).

Послепродувочное перемешивание положительно влияет на рафинирование металла. Степень десульфурации за это г период составляет 5,1-14 %, дефосфорации - 20-40 %, содержание оксидов железа практически не изменяется, несколько повышается содержание марганца в металле - на 4-5% (отн.). Температура стали снижается в среднем на 3,5 вС/мин.

Установлено, что содержание азота в металле связано с длитель-

39

ностью продувки ванны аргоном. При подаче аргона в течение все! плавки концентрация азота на повалке в среднем составляет 0,0021 % По мере увеличения длительности продувки азотом содержание его I стали возрастает. При = 65 % продолжительности продувки содер жание азота в повалочной пробе в среднем составляет 0,0037 %, что н; 0,0005-0,0008% больше, чем при верхней продувке. Проведенные ис следования позволили уточнить время перехода с азота на аргон: длз достижения содержания азота в металле не выше 0,0035 % - посл< 10 мин от начала продувки.

Содержание кислорода в металле перед выпуском в условиям новой технологии (в сопоставлении с верхней продувкой) примерно I 1,5 раза ниже (при равных содержаниях углерода). Это обеспечивав: снижение расхода ферросплавов в зависимости от марки стали ш 0,07-0,49 кг/т.

Расходы нейтральных газов при выплавке рядовой стали состави ли 1,93 м3/т азота, стали для автолиста - 0,99 м3/т азота и 1,2 м3/т аргона

Сравнительный анализ комплекса механических свойств металла выплавленного комбинированным способом и по обычной технологии показывает, что выход годного высших категорий вытяжки ОСВ и ВОСЕ в первом случае увеличивается на 7-10 %. Брак из-за дефектов сталеплавильного производства при холодной прокатке снижается на 0,5 %.

Характерные сравнительные показатели плавок стали для теневых масок и магнитных экранов представлены ниже, %:

Вид продувки верхняя комбинированная

Углерод 0,038 0,022

Кремний 0,019 0,020

Марганец 0,231 0,227

Сера 0,0136 0,0126

Фосфор 0,012 0,008

Алюминий 0,048 0,042

Азот 0,0040 0,0038

Fe06iu. 18,95 17,01

Приведенные результаты показывают преимущество процесса с комбинированной продувкой для получения более низких содержаний углерода, вредных примесей, а также содержания железа в шлаке.

Комбинированная продувка показала свою эффективность и при производстве сталей трубного сортамента повышенной категории прочности 60-65 кгс/мм2 (10Г2БТЮ) и 65-70 кгс/мм2 (07Г2БНДТ).

Обобщая, можно привести следующие основные элементы разработанной технологии выплавки в конвертерах чистого полупродукта: - комбинированная продувка с расходом аргона через днище до

,5 мз/мин (в отдельных случаях в первые 10-12 мин плавки возможна одача азота);

- в конце продувки одновременно с донным перемешиванием подеется кислород сверху с интенсивностью 2,5 м3/(т-мин) в течение >0-120 с;

- перемешивание только аргоном в конце продувки в течение $-6 мин;

- во время перемешивания аргоном присаживается известь (6-9 кг/т стали) и кокс (2,4-3,0 кг/т стали) для загущения шлака и предотвращения перехода из него кислорода в металл. При этом особо :ледует отметить, что присадка кокса не увеличивает содержание углерода в металле даже при низких содержаниях углерода (менее 3,02 %).

5. ИССЛЕДОВАНИЕ И ОСВОЕНИЕ КОМПЛЕКСА ТЕХНОЛОГИЙ ВНЕПЕЧНОЙ ОБРАБОТКИ СТАЛИ

Оценивая перспективные направления в производстве чистых сталей, было отмечено, что обязательным элементом получения чистого металла ответственного назначения является внепечная обработка стали.

Наличие в составе комплекса средств внепечной обработки металла способствует повышению производительности сталеплавильных агрегатов в результате вынесения ряда технологических операций в сталеразливочный ковш, снижению материале- и энергоемкости технологии производства стали, повышению качества стали в результате рафинирования и снижения содержания вредных примесей и неметаллических включений, модифицирования и перевода неметаллических включений в наиболее благоприятную форму, стабилизации химического состава, получения металла с содержанием основных элементов в суженных пределах. Учитывая все это, в работе были проведены исследования, разработаны и внедрены в практику ряд технологий внепечной обработки применительно к условиям двух конвертерных цехов НЛМК.

Одной из задач внепечной обработки металла является его десуль-фурация. Для условий ККЦ-1 наряду с совершенствованием десульфу-рации синтетическим шлаком (СШ) были внедрены процессы десульфу-рации твердыми шлакообразующими смесями, которые давали состав покровного шлака в ковше после продувки аргоном похожий на состав при применении жидкого синтетического шлака, что обеспечивало близкую степень десульфурации к таковой для синтетических" шлаков.

41

Ниже приведены данные о составе шлака в ковше после продувк! динамной стали аргоном, %:

Вариант десульфурации

СШ ТШС

СаО 48,9 52,3

а1203 40,1 37,5

бю2 3,0 7,1

ре0бщ. 0,75 0,68

МпО 0,2 0,57

ме0 2,2 2,1

р2о5 0,11 0,51

б 0,51 0,63

Степень десульфурации металла при использовании ТШС в среднем составляет 62 %, что несколько ниже, чем при использовании синтетического шлака.

В ККЦ-2 при выплавке стали 17Г1С отработали десульфурацию стали многокомпонентными шлаковыми смесями, содержащими в среднем 60% извести, 15% плавикового шпата и 25 % силикокальция СК-15. Средний расход такой смеси находится на уровне 12 кг/т. В ковшах с муллитовой футеровкой степень десульфурации доходит до 70%, с кремнеземистой - до 42 %.

Одним из важнейших элементов внепечной обработки стали является продувка ее аргоном. Продувка аргоном позволяет эффективно усреднять металл по химсоставу и температуре. Управлять этим процессом особо важно при наличии в стали легкоокисляющихся элементов, например, алюминия. Проведенными исследованиями удалось определить время (т), необходимое для усреднения химсостава металла при продувке его аргоном через погружаемую фурму в зависимости от интенсивности продувки (I). Это время определяется зависимостью:

где б - разность концентраций алюминия максимальной и текущей [А1]тах" [А1]т; 60 - разность концентраций в начале измерений.

Для расхода аргона 1 м3/мин т = 470 с, что отличается от других данных, но, как показала практика, обеспечивает высокое усреднение свойств и состава. Характерное изменение состава и температуры стали 08Ю при обработке аргоном представлено на рис. 5.1.

Ответственным моментом в процессе внепечной обработки являются процессы легирования (микролегирования) и модифицирования. Повышенные требования к качеству стали для глубокой вытяжки предопределили разработку технологии раскисления и легирования 42

г "У: ¿¿«¿е

Рис. 5.1. Изменение состава и температуры металла при продувке аргоном

" » » с^и/»

применительно к условиям непрерывной разливки стали с необходимостью получения содержания кис-лоторастворимого алюминия в узких пределах 0,02-0,07% в готовом металле. На основании проведенных исследований были разработаны и внедрены рекомендации по раскислению и легированию стали марки 08Ю алюминием в виде проволоки диаметром 9-11 мм. При этом учитываются следующие факторы: содержание углерода, температура металла, количество и состав шлака, скорость окисления алюминия при различной интенсивности продувки кислородом оздуха и увеличение массообмена между металлом и оксидами футс-овки ковша и шлака. На рис. 5.2 приведен рекомендуемый расход люминиевой катанки из расчета на 330 т жидкой стали. Металл во ремя выпуска раскисляли только первичным кусковым алюминием в оличестве 0,3 кг/т. Основное количество алюминия и весь марганец водили во время обработки металла на УДПК.

В результате внедрения технологии легирования и корректировки имического состава алюминием в виде катанки средний расход алюми-ия снижен с 3,8-4,0 кг/т до 2,5 кг/т; выход плавок в узких заданных ределах по содержанию алюминия составляет 90-92 %.

При производстве сложнолегированных сталей, в особенности рубного состава типа 09Г2ЮФ, 10Г2БТЮ, 07Г2БНДТ, в данной работе ыли проведены исследования технологий микролегирования алюмини-м, титаном и ниобием с последующим внедрением разработанных тех-ологий. Сложность таких технологий заключается в том, что наряду с гданным содержанием микролегирующих, необходимо обеспечить зкий предел их содержания с малым отклонением от заданного. Это идно хорошо на примере стали 10Г2БТЮ, состав которой по ТУ 14-14838-90 III категории поставки для листа 8-12 мм представлен в 1бл. 5.1.

&А1 =°А1 +&А1 5А1?Л1 670

а1

,кг/п

-26-13 0 +13 +26-,36 +52+65 »78 +91 »104

СЬ

003 0С4 005 006 007 % [с]перед выпуском

+350

+300

+250

С \ +200

^

.+150

+100

+ 50

0

- 50

1 до

ч \\\ ' ч. \\\' ад 80

V ч\\\ 70 60

ч \ \\\ V \\ 50 1 - 1 1

1 ; ч^ЧллЧ

1

X 40 50 60 70 80 90 ЮС ПО 120 130 Толаина слоя шлака, ш

30 40 50 60 70

20 16 12 8

4 О

Рис.5.2. Номограммы расхода алюминия (СА1 ) при вводе его в жидкую

сталь в виде катанки: + - увеличение расхода,--уменьшение расхода

Химический состав стали 10Г2БТЮ, %

С 51 Мп 5 р А1 Сг № Си Т1 № N Сэ

Заданный состав по ТУ 14-1-4838-90 III категории поставки для ленты 8-12 мм 0,09-0,12 0,15-0,35 1,55-1,75 н.б. 0,010 н.б. 0,020 0,02-0,05 н.б. 0,30 н.б. 0,30 н.б. 0,30 0,07-0,09 0,06-0,09 н.б. 0,01 0,37-0,43

Допустимые отклонения в слябах ±0,01 ±0,05 ±0,05 +0,001 +0,005 ±0,01 - - - ±0,01 +0,01 - -

Примечание: Углеродный эквивалент для стали 10Г2БТЮ определяется по формуле: Сэ = С + Мп/6 + (Т1 + 1ЧЬ)/5

где: С, Мп, Т1, М - массовые доли элементов в металле данной плавки, входящих в обозначение марки стали, %.

1/1

Для определения схемы ввода ниобия предварительно было рассмотрено уравнение, описывающее термодинамическую модель раскисления сложнолегированных сталей алюминием вида:

2(1^а1] +1 е^Х + 1 г]Х [$]*) + 3(1е [%0] +1 е^ [% ] +

¡=2 j=2

Л гЬ[%]]2) = 20,17 - 62780/Т (5.1)

1=2

Для решения трансцендентного уравнения (5.1) итерационным методом на ЭВМ ЕС-1022 относительно [%0] была составлена специальная подпрограмма, позволяющая рассчитывать активности компонентов по их концентрациям в системе: Ре-А1-В-С-Са-Со-Сг-Си-Н-Мп-Мо-М--МЬ-Г^-О-Р-РЬ-Б-З^п-Те-П-У-М-гг.

Для исследования влияния температуры на содержание кислорода равновесное с данной концентрацией алюминия для стали 09Г2ФБ при изменении содержания алюминия от 0,005 до 0,115% было решено уравнение (5.1), причем температуру расплава задавали в интервале 1600-1650 °С.

Результаты этих расчетов показали, что увеличение температуры существенно повышает содержание кислорода, равновесное с данным содержанием алюминия. Следовательно, ниобий желательно вводить при более низкой температуре, однако нужно учесть при этом, что поздний ввод ниобия может привести к неравномерности его содержания по объему сталеразливочного ковша.

Изображенные на рис. 5.3 кривые показывают, что при данном химическом составе стали и температуре существует строго определенная концентрация алюминия, обеспечивающая минимальное содержание кислорода.

По разработанной методике были рассчитаны минимальные концентрации кислорода и обеспечивающие их концентрации алюминия в стали.

Фактическое содержание алюминия перед вводом ниобия на исследованных плавках находилось в пределах 0,0190-0,0850, а рассчитанное по уравнению (5.1) [%А1]0ПТ. = 0,0796-0,0925%. Характерно, что на всех плавках фактическое содержание алюминия было меньше оптимального. Очевидно, чем больше разница между оптимальным и фактическим содержанием алюминия (ДА1%), тем усвоение ниобия {ц%) должно быть меньше (рис. 5.4). Для исследованных плавок зависимость между т) и А1 описывается уравнением:

и о

о

0,0024

0,0016

0,008 0

— ---

ч Т^С- 1650

_.Х] .1600

Рис. 5.3. Зависимость равновесного с алюминием содержания кислорода от содержания алюминия в стали при различных температурах

43,02 0,04 0,06 0,08 0,10 Содержание алюминия, %

Рис. 5.4. Зависимость усвоения ниобия от разницы между оптимальным и фактическим содержанием алюминия в стали

0,015 0,030 0,045 0,060Д1

П = 92,2 - 267 X [ДА1%]

(5.2)

Таким образом, проведенные предварительные исследования привели к необходимости применения вместо феррониобия ниобиевых сплавов.

Был опробован сплав следующего химического состава, %: N5 Р Б! А1 Т1 Ре Тпл б, г/см3 41 0,36 6 .13 2 ост. 1600 °С 6,04 Применение этого сплава при выплавке стали 09Г2ФБ позволило повысить усвоение ниобия до 85,9 % по сравнению с п = 81,2 % от присадки феррониобия, стабилизировать содержание ниобия в стали, обеспечить высокую скорость растворения ниобия в объеме металла.

Выплавка чистых сталей для хладостойких труб большого диаметра категорий прочности 60-65кгс/мм2 (10Г2БТЮ) и 65-70 кгс/мм2 (07Г2БНДТ) потребовала разработки элементов технологии, обеспечивающих стабильное усвоение титана в заданных пределах и на заданном уровне. Основные элементы разработанной технологии сводились к следующему (плавки проводились в 160-тонных конвертерах): - продувка металла в конвертере - комбинированная;

- внепечная обработка синтетическим жидким известково-глино-земистым шлаком (45 кг/т), содержащим ТЮг 1,9%, аргоном, порошкообразным силикокальцием марки СКЗО.

Легирование титаном производили в два приема:

- во время выпуска вводили 300 кг ферротитана на 0,065 % титана по расчету;

- после 5-6 мин обработки аргоном присаживали ферротитан в соответствии с рекомендациями из расчета получения титана в заданных пределах;

- феррониобий вводили в начале обработки металла аргоном и порошком силикокальция.

При этом учитывали угар легирующих в ковше во время усредни-тельной продувки аргоном и во время разливки. Усреднительную продувку аргоном проводили в течение 6 мин, дополнительной корректировки состава не требовалось. Десульфурация металла по всем стадиям металлургических операций проходила удовлетворительно.

Содержание серы по средним значениям составило: в чугуне -0,02 %, перед выпуском - 0,017 %, в ковшевых пробах - 0,0055 %.

Разработанная технология решила поставленную задачу, что подтверждает химический состав металла проведенных плавок (табл. 5.2), который полностью соответствовал ТУ (см.табл. 5.1).

Условием стабилизации усвоения титана является поддержание алюминия на одинаковом уровне, а этот уровень должен гарантировать получение его в слябах в пределах 0,02- 0,05 %, что соответствует содержанию алюминия после окончания доводки в пределах 0,065-0,075%.

Среднее содержание алюминия и степень усвоения титана попла-вочно приведены в табл. 5.3.

Производство чистых сталей безусловно требует комплекса технологий и разнообразия оборудования. Здесь не следует особо акцентировать ту или иную стадию рафинирования, например, отдавать предпочтение конвертерной плавке в получении низкого углерода перед вакуумированием или наоборот. Поэтому в комплексе технологий получения чистой стали в настоящей работе была разработана и внедрена технология циркуляционного вакуумирования углеродистых, низколегированных и электротехнических марок сталей. Вакуумирова-нию металл подвергается, как в раскисленном, так и в нераскисленном состоянии. Разработанная и внедренная технология позволила в первую очередь эффективно дегазировать металл. Характерные результаты по содержанию газов в металле с использованием разработанной вакуумной обработки и без нее представлены в табл. 5.4.

Таблица 5.2

Химический состав ковшевых проб стали 10Г2БТЮ для листа толщиной 8-12 мм_

№№ №№ Массовая доля элементов, %%

п/п плавок С Мп Р А1 Сг N1 Си И N1) Са N Сэ

1. 7012991 0,09 0,26

2. 0012995 0,11 0,35

3. 2012999 0,09 0,33

4. 0013001 0,09 0,29

5. 0013006 0,09 0,34

6. 5013009 0,09 0,29

7. 3013013 0,09 0,30

1,59 0,009 0,020 0,025

1,59 0,006 0,017 0,020

1,65 0,005 0,018 0,026

1,68 0,005 0,018 0,050

1,65 0,005 0,019 0,032

1,63 0,004 0,017 0,050

1,66 0,005 0,017 0,048

0,05 0,04 0,10 0,077

0,05 0,04 0,08 0,070

0,07 0,03 0,08 0,070

0,06 0,04 0,10 0,090

0,06 0,03 0,17 0,076

0,06 0,03 0,07 0,089

0,06 0,04 0,08 0,090

0,078 0,002 0,008 0,39

0,068 сл. 0,008 0,40

0,075 0,001 0,007 0,40

0,069 0,0031 0,009 0,39

0,073 0,0016 0,009 0,39

0,072 0,0027 0,009 0,38

0,073 0,0030 0,008 0,39

Таблица 5.3

Среднее содержание алюминия в ковшевых пробах и усвоения титана по группам плавок

стали 10Г2БТЮ

Группа плавок № плавок Среднее содержание А1 в ковшевых пробах, % Усвоение титана, %

1(3 пл.) 12991 12995 12999 0,025 41-48,6 45,5

2(4 пл.) 13001 13006 0,048 60,5-67,1

13009 65,4

13013

по 7 пл.

0,038

41-67,1 56,9

° Содержание кислорода, азота и водорода в стали сортамента ККЦ-1

Вариант выплавки Кислород, 10" 4,%* Азот, 10"4, %** Водород см3/100 г металла

до ва-кууми-рова-ния после ваку-умиро-вания УНРС дова-кууми-рова-ния после ваку-умиро-вания УНРС до ва-кууми-рова-ния после ваку-умиро-вания УНРС

Действующая технология 15-68 32 15-70 56 2,56-5,4 3,5

Обработка вауумом раскисленного металла 38-96 64 21-44 32 11-52 32 25-44 33 25-47 35 36-68 49 2,89-5,47 4,2 2,29-4,65 3,0 2,29-4,65 3,0

Обработка вакуумом нераскисленного металла 370-840 15-39 10-45 16-58 10-52 34-64 1,66

В числителе - пределы, в знаменателе - средние значения с учетом веса значений: * динамная сталь, общее содержание кислорода; ** трубная сталь.

Следует также отметить, что разработанная технология практичес-:и нейтрализовала влияние процессов вторичного окисления металла в :овше.

В данной работе автор особо не останавливается на вопросах (торичного окисления в ковше, как и при разливке, поскольку в пройденных исследованиях не было получено оригинальных результатов.

6. ТЕХНОЛОГИЯ НЕПРЕРЫВНОЙ РАЗЛИВКИ СТАЛИ В КОМПЛЕКСЕ С ПОТОЧНЫМ ВАКУУМИРОВАНИЕМ

Установки поточного вакуумирования позволяют объединить 1роцессы вакуумирования и непрерывной разливки, что дает следующие преимущества перед традиционными методами вакуумной обработки:

- простота конструкций;

- аналогичность скоростей вакуумной обработки и непрерывной разливки;

- отсутствие необходимости черезмерного перегрева металла;

- высокая эффективность обработки (приближение процессов вакуумного раскисления к термодинамическому равновесию);

- сохранение эффекта вакуумирования до литого слитка.

Все эти предпосылки дали основание для исследования и отработки такого комплекса в условиях конвертерного цеха НЛМК с большегрузными конвертерами емкостью 300 тонн.

В план объема исследования и отработки технологии вошло:

- определение оптимальной (минимальной) высоты камеры;

- разработка способов присадки легирующих материалов;

- разработка способов перехода с плавки на плавку без снятия вакуума;

- исследование технологической эффективности технологии (влияние на содержание газов, неметаллических включений; на механические свойства, на качество).

6.1. Определение минимально необходимой высоты струи металла при поточном вакуумировании

Эффект вакуумирования в достаточной мере может определяться степенью дегазации и обезуглероживания металла. Они и были выбраны в качестве основных критериев для определения минимально необходимой высоты струи металла в настоящем исследовании.

Для определения концентрации углерода [С] в стали при вакуумировании использовали уравнение:

[С] =

[Cío

(6.1)

1 + 687,4 т • Рк - 0,579 '

где Со - содержание углерода в начале струи при Ь = 0; т - время пад< ния струи; Рк - давление в вакууматоре.

Дифференцируя уравнение (6.1) по времени можно найти завис! мость скорости удаления углерода от времени падения струи. Результ; ты исследования, представленные на рис.6.1.1, позволяют сделать вывод что высота струи Ь = 1 м обеспечивает достаточно эффективное обезу] лероживание. Зная величину межфазной поверхности струи (рис. 6.1.2) коэффициенты массопереноса, можно рассчитать степень удалени кислорода, азота, водорода по высоте струи (рис. 6.1.3). Экспериментал! ная проверка расчета показала хорошее согласование расчетных и экс периментальных данных (таб. 6.1), что позволило оценить высоту стру; равной 1 м как обеспечивающую достаточную степень рафинировани: кипящей стали.

0,04 0,02

j^Cl/di, %/с рис_ 6.1.1. Изменение содержания угле

g рода и скорости его удаления из стал] ' по высоте струи

0,6 ==================================

0,4

0,2

0,5 1,0 1,5 h;m F/V,cm2/cm3

л.%

300 200 100

75 50 25

0,5 1,0 1,5 Ь,т

Рис. 6.1.2. Изменение отношения межфазной поверхности струи к ее объему по высоте струи

1,0

2,0 h,m

Рис. 6.1.3. Зависимость степени

удаления = х 100' % кис"

лорода, азота, водорода от высоты струи

Влияние поточного вакуумирования на содержание углерода Сфщд в кипящей стали

ь, м Рк, кПа [С]0, % [С]факт> % Юрасч> %

2,8 4,0 0,056 0,031 0,020

2,8 5,3 0,064 0,032 0,025

2,8 2,7 0,046 0,016 0,014

0,9 6,0 0,079 0,051 0,052

0,9 5,3 0,060 0,032 0,039

6.2. Исследование технологической эффективности разработки способов присадки легирующих материалов и способов перехода плавки на плавку без снятия вакуума

Технологическая эффективность, т.е. влияние поточного вакууми-зования на содержание газов, неметаллических включений, на механи-1еские свойства и качество, исследовались на всем марочном составе металла ККЦ-2 НЛМК. Особое внимание было уделено низкоуглероднегой стали марки 08Ю, так как она составляет основную долю вакуумиро-занного металла.

Исследованиями показано, что поточное вакуумирование спокой-той, полуспокойной и кипящей стали снижает содержание газои и неметаллических включений, положительный эффект вакуумирования :охраняется до литых слябов и готовой металлопродукции. При ваку-рмировании спокойной стали улучшение качества достигается в результате надежной защиты струи металла, поступающего из сталеразливоч-яого ковша в промежуточный, от контакта с воздухом, благоприятной цля всплывания неметаллических включений гидродинамики в промежуточном ковше и вакуумной дегазации. Степень рафинирования металла увеличивается с развитием вакуумного обезуглероживания. В процесе исследования было установлено, что при поточном вакуумиро-вании низкоуглеродистой и нестареющей стали 08Ю происходит снижение содержания неметаллических включений в 1,5-2,5 раза, водорода на 50-60 %, стабилизируется концентрация азота (рис. 6.2.1), улучшаются механические свойства холоднокатаного листа (рис. 6.2.2), повышается выход годного листа по высшим категориям вытяжки и группам отделки поверхности (табл. 6.2).

При разработке комплекса поточного вакуумирования возникла необходимость в изменении режима раскисления и легирования.

НВ, 10~4 % 160

120 80 40 О

Алюминаты Глинозем [Н], см3/100 г

6 -

Рис. 6.2.1. Влияние поточного вакуумирования на содержание неметаллических

включений водорода и азота в стали 08Ю: а-вакуумированный спокойный металл; б - вакуумированный кипящий металл с вводом алюминия в кристаллизатор; в - обычный металл; СК - сталеразливочный ковш; ПК - промежуточный ковш; СЛ - сляб

2

°0,2'мм2 200

180

160

140

120

Рис. 6.2.2. Влияние поточного вакуумирования на механические свойства холоднокатаного листа стали 08Ю (отжиг в АНО)

Таблица 6.2

Влияние поточного вакуумирования на качество холоднокатаного листа стали 08Ю (отжиг в AHO)

Сталь Категория вытяжки, % Группа поверхности, %

ВОСВ ОСВ СВ ВГ I II III

Вакуумирован-ная спокойная 48,3 41,0 7,6 3,1 51,9 38,6 9,5

Вакуумирован-ная кипящая 43,0 57,0 _ _ 48,0 52,0

Обычная 41,8 39,7 11,1 8,4 43,1 42,0 14,9

После вакуумирования содержание кислорода в стали соответствовало его концентрации в спокойном металле и структура слитка была плотной. Однако, учитывая ликвационные и вторичные процессы при кристаллизации слитка, а также необходимость обеспечения нестареющих свойств металлопродукции, после вакуумирования полуспокойной и кипящей стали присаживали алюминий. Установлено, что оптимальным местом ввода алюминия является кристаллизатор. Алюминиевую проволоку диаметром 3,15-3,50 мм подавали в кристаллизатор по обе стороны погружного устройства на определенном расстоянии от последнего.

По сравнению с обычной технологией раскисления и легирования стали 08Ю при обработке кипящей и полуспокойной стали после вакуумирования расход алюминия снизился на 60- 85 %, его усвоение составило 90-95 %, распределение в объеме слитка было на уровне обычного.

Таким образом, разработанная технология поточного вакуумирования в комплексе с непрерывной разливкой, обеспечила высокую эффективность производства сталей различного сортамента. Особо следует отметить, что внедрение в производство поточного вакуумирования спокойной стали позволило получить экономический эффект более 1,0 млн.рублей в результате улучшения качества готовой продукции.

7. РЕСУРСОСБЕРЕГАЮЩАЯ АЛЛОТЕРМИЧЕСКАЯ ТЕХНОЛОГИЯ КОНВЕРТЕРНОЙ ВЫПЛАВКИ ЧИСТОЙ СТАЛИ

Несмотря на специфичность той или иной технологии целесообразным и естественным представляется осуществление такой технологии с минимальными затратами. В настоящей работе автором были выполнены разработки, направленные на создание элементов технологии конвертерной выплавки чистой стали с уменьшенными расходами чу-

гуна. При этом основное внимание было уделено аллотермическим процессам, т.е. процессам с вводом внешних теплоносителей. При кажущейся нелогичности такой выбор с выполнением главного требования вполне обоснован. При выплавке в конвертере полупродукта для чистой стали это требование сводится к минимальному содержанию вредных примесей. Поэтому в качестве одного из таких теплоносителей использовался шлак от производства ферросилиция.

7.1. Разработка и освоение технологии конвертерной плавки с использованием шлака от производства ферросилиция

При разработке технологии в ККЦ-2 на конвертерах емкостью 300 т учитывалась необходимость максимального усвоения тепла от экзотермических реакций окисления кремния и шлакообразования (офлюсование образующегося кремнезема), а также из условий наибольшей степени использования извести, повышения выхода жидкой стали, снижения износа футеровки, уменьшения теплопотерь.

Для достижения указанного эффекта шлак вводили в конвертер на заключительной стадии продувки. При определении момента присадки шлака от производства ферросилиция учитывалась также необходимость полного окисления кремния шлака за оставшееся время продувки.

С учетом степени усвоения тепла использование шлака экономически целесообразно при содержании в нем кремния не менее 10%. В этом случае количество тепла от окисления кремния превышает затраты тепла на нагрев образующегося шлака.

На рис. 7 показаны абсолютные величины изменения расхода компонентов металлозавалки (снижения расхода чугуна и повышения расхода лома) от количества израсходованного шлака при разных содержаниях кремния в нем.

Шлак в конвертер присаживался за 1-5 мин до окончания продувки после снижения скорости обезуглероживания и, соответственно, количества тепла, поступающего в ванну за счет выгорания примесей. Присадка шлака на заключительной стадии продувки не потребовала дополнительного ввода извести для ошлакования кремнезема и поддержания высокой основности. Кроме того, кратковременность контакта конвертерного шлака с более высоким содержанием S1O2 должна была обеспечить минимальное разрушение футеровки конвертера.

Для оценки эффективности использования шлака от производства феросилиция были проанализированы сравнительные плавки текущего производства.

Технические показатели опытных и сравнительных плавок приведены в табл. 7.1. 56

Рис. 7. Изменение расхода компонентов металлозавалки от количества израсходованного шлака при различном

содержании в нем кремния: 1 - содержание кремния 11%; 2- содержание кремния 27 %; 3 - содержание кремния 40 %

Анализ полученных результатов показал, что использование шлака от производства ферросилиция позволило увеличить расход металлолома на 10,4 т на плавку при неизменной шихтовке плавки.

На опытных плавках отмечено снижение закиси железа в шлаке с 15,6 до 12,1 %, что объясняется раскисляющим действием кремния, вносимого в конвертерную ванну на заключительной стадии продувки. Одновременно ввод дополнительного количества кремния в ванну привел к повышению содержания 5Ю2 в шлаке, снижению его основности с 3,2 до 2,8.

Таблица 7.1

Технико-экономические показатели опытных плавок с использованием шлака от производства ферросилиция

Ошл., т Расход шлака, т

Показатель

Плавки

сравнительные (текущего произ-_водства)

опытные

Число плавок, шг 28 29

Усвоение извести, % 70 75

Шлаки от производства ферросилиция - 1,9

Химический состав чугуна, %:

углерод (по расчету) 4,67 4,65

кремний 0,66 0,73

марганец 0,64 0,67

сера 0,021 0,021

фосфор 0,088 0,086

Температура чугуна, °С 1386 1386

Продолжение табл. 7.1

Показатель

Плавки

сравнительные (текущего производства)_

опытные

Тепло, вносимое чугуном с учетом процессов шлакообразования, ккал/т Химический состав после продувки, %: углерод марганец сера фосфор кремний

Температура металла после продувки, "С Количество додувок на температуру, % Химический состав шлака, %: СаО 8102 РеО РегОз Г^О

Основность шлака, СаО/БЮг

568,1 566,5

0,055 0,065

0,12 0,11

0,021 0,022

0,0085 0,0070

сл. сл.

1650 1660

18 4,3

52,3 49,6

16,2 18,6

15,6 12,1

11,1 8,6

2,2 2,3

3,2 2,8

Увеличение содержания БЮг в конвертерном шлаке с 16,2 до 18,6 % и снижение его основности не оказало вредного влияния на стойкость футеровки конвертера. Так, содержание М£0 в конечном шлаке практически не увеличилось и осталось на прежнем уровне, 2,3 % по сравнению с 2,2 % на сравнительных плавках.

Исследование влияния присадок шлака на процессы десульфура-ции и дефосфорации металла подтвердило целесообразность его ввода в конвертер на заключительной стадии продувки без дополнительного увеличения расхода извести, несмотря на разрушение ферритов кальция вводимым кремнием и кремнеземом с образованием в конвертерном шлаке соединений двухкальциевого силиката.

Весьма заметную роль присадка шлака в конце плавки оказывает на температурный режим ее окончания. Изменение температуры металла при ее коррекции присадками шлака удовлетворительно описывается выражением:

М = (0,698 Б!-5,511) Ошл., (7.1)

е - массовая доля кремния в шлаке, %; О - масса шлака от произ-дства ферросилиция, т.

Таким образом, наиболее эффективное использование шлака от юизводства ферросилиция достигается при вводе его в конвертер за •3 мин до окончания продувки, что соответствует 70-80% времени одувки. Использование шлака в количестве 1,9 т на плавку массой 0 т позволило снизить удельный расход чугуна в среднем на 25 кг/т али.

7.2. Разработка технологии конвертерной плавки с рассредоточенной присадкой легированного кремнием лома

Требования к чистоте теплоносителей при выплавке чистых сталей ' энергосберегающему варианту предопределило разработку техноло-и конвертерной плавки с использованием чистого лома от производ-ва трансформаторных сталей.

Основной задачей исследования было повышение эффективности пользования тепла от окисления кремния трансформаторного лома [я снижения расхода чугуна, снижения содержания кислорода в ме-лле перед раскислением, сокращение расхода ферросплавов.

Трансформаторный лом присаживали в конвертер по двум вари-там:

- в завалку до заливки чугуна (вариант 1);

- с прерыванием продувки в конце плавки (вариант 2).

Кроме того, для сравнения контролировались плавки текущего оизводства (вариант 3).

В процессе исследований обоих вариантов основное внимание' елялось отработке технологии рассредоточенной присадки трансфор-лорного лома (вариант 2). Технология ведения плавки по 2-му вари-ту была следующая.

В завалку отдавали нелегированный кремнием лом (углеродистую э часть от 90 до 110 т), далее порядок ведения плавки в соответствии с инятой технологией.

Затем по израсходовании 11-14тыс.м3 кислорода продувку пре-[вали: отбирали пробу металла и шлака, замеряли температуру, в нвертер присаживали трансформаторный лом (от 15 до 20 т), продувку зобнавляли. Общий расход кислорода на плавку колебался от 16 до ,5 тыс.м3 при среднем 18124 м3.

Средние показатели по всем вариантам приведены в табл. 7.2.

В целом оба варианта 1-2 с использованием трансформаторного ма позволяют существенно улучшить тепловой баланс плавки. Про-,пиленные результаты подтвердили правильность расчетов и реко-¡ндаций по изменению шихтовки плавки в зависимости от варианта

59

завалки трансформаторного лома в конвертер и его расхода.

Лучшие результаты по сокращению расхода чугуна, извести пол] чены на плавках с рассредоточенной присадкой лома. Прерывание прс дувки осуществлялось после израсходования 12-13тыс.м3 кислород при температуре не ниже 1540 °С и содержания углерода 0,4-0,7 %.

Таблица 7.2

Основные технологические показатели плавок с использованием трансформаторного лома, ККЦ-2 НЛМК

Показатели Вариант выплавки

1 2 3

Количество плавок, шт. 26 12 29

Расход чугуна, т/плавку 263,4 255 269,4

кг/т годного 791 765,8 809,0

Лом, т 108 115,0 100,8

кг/т годного 324,3 345,3 302,7

В том числе трансформаторного, т 35,7 18,5 -

Расход извести, т 23,4 20,9 20,8

Степень усвоения извести 82,2 85,4 63,5

Химический состав чугуна, %:

кремний 0,74 0,69 0,70

марганец 0,62 0,66 0,64

сера 0,0170 0,0180 0,017

Температура чугуна, °С 1387,5 1371 1379

Расход кислорода, м3/плавку 17980 18124 17733

Температура после продувки, °С 1651 1647 1643

Химический состав металла пос-

ле продувки, %:

углерод 0,047 0,057 0,052

марганец 0,0808 0,093 0,088

сера 0,021 0,022 0,023

фосфор 0,010 0,009 0,008

Химический состав шлака, %:

18,1 18,2 19,0

Si02 17,6 15,0 16,9

СаО 47,7 47,7 47,2

MgO 2,17 2,07 2,23

В 2,8 2,95 2,8

Варианты: 1 - присадка трансформаторного лома в завалку;

2 - присадка трансформаторного лома по ходу продувки;

3 - сравнительные плавки текущего производства.

В заключение следует отметить, что применение кремнийсодержа-[их теплоносителей не противоречит концепции использования низко-ремнистого чугуна в конвертерной плавке. Дело в том, что при исполь-эвании обычного чугуна высокое содержание кремния присутствует с шого начала процесса. Кремний в первые минуты окисляется почти олностью. А так, как температура в это г период относительно низкая, 5 на ошлакование кремнезема требуется дополнительный расход звести. В то время, как при высоких температурах на тоже количест-о кремнезема из-за более высокой степени усвоения извести понадо-ится меньше. Отсюда и возникает эффект энергосбережения.

8. ФАКЕЛЬНОЕ ТОРКРЕТИРОВАНИЕ ФУТЕРОВКИ КОНВЕРТЕРОВ ДОЛОМИТОВОЙ ТОРКРЕТМАССОЙ

Комплексность любой технологии конвертерного производства так ли иначе должна включать вопросы стойкости футеровки. Выплавка в онвертерах полупродукта для чистой стали с использованием комби-ированной продувки, которая непременно увеличивает износ за счет эрозии, а также полупродукта со сверхнизким содержанием углерода, огда, безусловно, повышение окисленности шлака приводит к более :естким условиям эксплуатации футеровки конвертеров. Как уже гмечалось, повышение качества огнеупоров по экономическим сообщениям рентабельно лишь до определенного предела. Дальнейшее эвышение срока службы футеровки может достигнуто в результате яедрения нового способа механизированного ремонта футеровки кон-зртеров - факельного торкретирования.

В результате проведенных разработок и испытаний был подобран и первые в отрасли применен для факельного торкретирования состав звестковопериклазовой (доломитовой) торкрет-массы. Были разрабо-шы и построены промышленные вертикальные установки факельного зркретирования, участок приготовления торкрет-массы.

Внедрение вертикальных установок и технологии факельного зркретирования доломитовой торкрет-массой на всех действующих онвертерах НЛМК дало возможность повысить средний срок службы утеровки 160-т конвертеров с 733 до 1100 плавок (максимальный срок 1ужбы 1340 плавок) и 300-т конвертеров с 607 до 880 плавок (макси-альный срок службы 1011 плавок), уменьшить количество перефуте-)вок 160-т конвертеров с 32 до 21 и 300-т конвертеров с 22 до 17, высво-)див резервное время для работы конвертеров и увеличить производ-во стали на 100 тыс.т, получить экономический эффект более 1 млн. /блей. Повышение срока службы футеровки конвертеров при внедре-

61

нии факельного торкретирования - нового механизированного спосо! ремонта - на 45-50 % и достижение впервые в отрасли службы футеро ки большегрузных конвертеров более 1000 плавок особенно значим так как конвертерные цехи НЛМК в составе торкрет-массы использу! доломит взамен дефицитного магнезита, применяемого другими пре приятиями.

Кроме того, эта технология способствует расширению объе» выплавки полупродукта специального назначения, в том числе и дJ чистой стали.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Выполнен комплекс теоретических и экспериментальных поиск вых исследований и промышленных работ по разработке технологиче ких основ и созданию промышленной технологии конвертерного прои водства высококачественных чистых сталей ответственного назначени:

Произведена теоретическая оценка термодиламических и кинет ческих закономерностей глубокого рафинирования металла, позволи шая научно обосновать и разработать наиболее рациональные технолог ческие режимы обработки металла на всех стадиях его производства < выплавки чугуна до непрерывной разливки стали с использованием з щитных средств.

Разработана новая технологическая схема конвертерного прои водства чистых сталей, включающая (рис. 8,9):

- применение чистого низкокремнистого маломарганцовистого ч гуна с предварительной его десиликонизацией и десульфурацией;

- конвертерную плавку с окислительно-восстановительным раф: нированием и стабилизирующей обработкой конечного металла в ко; вертере аргоном;

- глубокое рафинирование металла в ковше с использованием во становительной дефосфорации смесями на основе СаО-СаЕг-АДОз -СаБ!, десульфурации синтетическими шлаками и порошкообразным а ликокальцием, легирование, микролегирование и модифицирован! глубоко раскисленного металла, дегазацию вакуумированием с поел дующей защитой струи в процессе непрерывной разливки.

Разработаны ресурсосберегающие аллотермические процессы вы] лавки чистой стали в конвертерах. Освоена технология комбинирова ной продувки стали в 160 и 300-т конвертерах. Разработана технология пов! шения качества стали путем обработки аргоном в ковше. Создан алп ритм расчета присадок раскислителей в ковш. Внедрены основные огн упоры в сталеразливочных ковшах и камерах поточного вакуумиров ния. Разработана производительная и экономичная технология поточ» го вакуумирования в сочетании с непрерывной разливкой стали. Разр 62

1»1СИ.'ГШ«М

тического шлака

продувка в конверторе

' » ^ г» плаопп

гта.

6. Вакуумная обработка

1Р

ж

з.

г

"+Ж+

йг.м

г

7. Рафинирование аргоном, кальцием, корректировка состава с

Рт.

8. Разливка о зашитой струи

Яъ

еэ

/7с

И

а\

Рис. 8. Технологическая схема выплавки чистой стали в ККЦ-1

оч

I.Комбинированная продувка. 2. Выпуск плавки в конвертора

3. Рафинирование арго- 4. Разливка с

ном, раск/сление, леги- вакуумной обра-

рованиб, корректировка боткой струи состава •

Г\

Г

Дг,^

7ШС

Рис. 9. Технологическая схема выплавки чистой стали в ККЦ-2

ганы и внедрены мероприятия по совершенствованию технологии прерывного литья низколегированных сталей на машинах криволи-йного типа.

Внедрение комплекса разработанных промышленных технологий зволило повысить технический уровень конвертерного производства целом и дало возможность выплавлять качественные чистые стали грокого сортамента, в том числе стали для автолиста, трубные, элект-гехнические и др.

Практическое внедрение разработанного комплекса позволило:

- в доменном; производстве обеспечить выплавку низкокремнис-"О (содержание кремния менее 0,5 %) высокотемпературного чугуна с зким содержанием вредных примесей, уменьшить расход кокса на -2,0 % и повысить производительность на 1,0-1,5 %;

- в конвертерном производстве выплавлять стали с суммарным со-ржанием основных примесей (азот, водород, кислород, сера, фосфор) уровне 0,015 %;

- выплавлять сложнолегированные чистые стали для хладостой-х труб большого диаметра категории прочности до 70 кгс/мм2.

Проведены широкие комплексные исследования качества металло-одукции из чистой стали. Определены основные критерии чистоты стаи критерии оценки эксплуатационных свойств "чистой стали" у пот-эителя. Кроме суммарного содержания загрязняющих примесей, не-таллических включений и их критического размера, критериями енки свойств чистой стали служат такие показатели, которые являют-основными для данной категории сталей и требуют избирательной стоты по определяющим ее примесям:

- для тонколистовых штампуемых сталей, автолистовых и элект- . технических показатели плоскостной и нормальной пластической ани-гропии, чувствительные к концентрации и морфологии сульфидов, а еже показатель свариваемости, чувствительный к содержанию фосфо-

- для трубных сталей - характеристики зарождения и распространил трещин, показатель анизотропии пластичности и вязкости, опре-пяемые чистотой металла по содержанию серы и фосфора.

Результаты работы по повышению как общей, так и избирательной ) определяющим примесям) чистоты стали послужат основой создания чественно новых сталей для различных видов металлопродукции с вышенными эксплуатационными свойствами.

Выполнен экономический анализ эффективности производства ка-:твенных сталей в конвертерных цехах НЛМК и показано, что для товного сортамента разработанный комплекс выплавки чистых сталей ет положительный годовой экономический эффект, который соста-и 29,8 млн. руб. (доля автора 2,28 млн. руб.) в ценах 1991 г.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ ДИССЕРТАЦИИ ОПУБЛИКОВАНО В СЛЕДУЮЩИХ РАБОТАХ

1. Охлаждающий эффект металлолома разных видов при продувк металла в кислородном конвертере / А.П.Варшавские

B.П.Бондаренко, В.В.Рябов и др. // Вторичные черные металл] 1974. Вып.2. С.33-38.

2. Повышение качества конвертерной стали путем продувк; аргоном в ковше / А.М.Поживанов, П.И.Югов, В.В.Рябов и др Экспресс-информация ЧМ. Сталеплавильное производство. 1975 Вып.З. С.1-20.

3. Технология продувки в ковше аргоном низкоуглеродисга стали 08Ю / С.В.Казаков, В.В.Рябов, В.В.Макашов и др.: Сб. науч тр. 4-ой научно-технической конференции „Современные проб лемы электрометаллургии стали". № 263. Челябинск, 1981

C.80-85.

4. Совершенствование технологии непрерывного литья низколеги рованных трубных сталей на машинах криволинейного типа

A.М.Поживанов, А.П.Шаповалов, В.В.Рябов и др. // Сталь. 1981 С.31-33.

5. Непрерывная разливка стабилизированной алюминием стал) для автолиста за рубежом / Н.И.Сауткин, А.В.Ларин, Н.В.Усти нов, В.В.Рябов / Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинфор мация". 1982. Вып.З. С.16-26.

6. Отсечка конвертерного шлака / А.М.Поживанов, В.Н.Новиков

B.В.Рябов и др. // Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинфор мация". 1982. Вып. 11. С.43-44.

7. Эффективность различных способов понижения содержаниз азота в конвертерной стали 08Ю / В.В.Рябов, П.С.Климашин В.В.Макашов, А.Г.Свяжин: Тематический отраслевой сб. „Повы шение эффективности процесса непрерывного литья стали" Металлургия. 1983. С.79-81.

8. Применение гранулированного доменного шлака в качеств» теплоизолирующей засыпки / В.Н.Новиков, В.В.Рябов, Ю.Ф.Вят кин и др. // Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинформа ция. 1983. Вып.22. С.50-51.

9. Получение низкого содержания азота в стали, предназначенное для холодной высадки / А.Г.Свяжин, В.И.Явойский, А.М.Пожи

ванов, П.С.Климашин, В.В.Рябов: В сб. Тез. докл. Всесоюзного совещания „Совершенствование технологии производства высококачественного металла для холодной высадки" (Череповец): ин-т „Черметинформация". 1983. С.21-22. Доводка химического состава металла в сталеразливочном ковше / П.С.Климашин, Ю.Ф.Вяткин, А.Я.Бунеев, В.В.Рябов и др. // Металлург. 1983. № 4. С.20-22.

Корректировка химического состава сталей ЗСП и 17Г1С по содержанию марганца / В.Н.Новиков, А.М.Поживанов, Ю.Ф.Вяткин, В.В.Рябов и др.//Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинформация". 1983. Вып.4. С.38-39. Факельное торкретирование футеровки конвертеров доломитовой торкрет-массой / А.М.Поживанов, Н.Д.Карпов, В.В.Рябов и др. // Огнеупоры. 1984. № 10. С.4-6.

Разработка технологии непрерывной разливки полуспокойной стали для производства жести / В.М.Паршин, А.М.Поживанов, В.В.Рябов и др. // Сталь. 1984. № 8. С.16-17. Снижение расхода марганецсодержащих сплавов при производстве стали / А.М.Поживанов, В.В.Рябов, А.Я.Бунеев и др. //Сталь. 1984. №5. С.17-19.

Контроль технологического процесса получения стали для холоднокатаного листа / В.Ф.Меньшиков, В.Н.Пятковский, В.В.Рябов и др. // Сталь. 1984. № 9. С.31-33. Легирование автолистовой сталь алюминием / А.М.Поживанов,

B.В.Рябов, В.В.Макашов и др. // Сталь. 1984. С.24-26. Предварительное раскисление стали марок 08Ю и 08ПС углеродом / В.Н.Новиков, А.М.Поживанов, В.В.Рябов и др. // Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинформация". 1984. № 10.

C.48-49.

Рябов В.В. Задачи научно-технической общественности по повышению технического уровня сталеплавильного производства и ускорению внедрения непрерывной разливки стали // Сталь.

1984. № 10. С.15-21.

Энергосберегающие технологии производства стали на НЛМК / А.М.Поживанов, А.Я.Бунеев, В.В.Рябов, Ю.С.Клинов / Сталь.

1985. №8. С.20-22.

20. Освоение технологии раскисления и коррекции химсоста! стали марок 08Ю и 08ПС на основе контроля окисленности

A.Г.Свяжин, В.В.Рябов, В.Н.Яхонтов и др.: Всесоюзная научн техническая конференция „Теория и практика внепечной обр ботки стали" / МИСиС.М.,27-29 ноября 1985 г. С.178-179.

21. Водовоздушное охлаждение при непрерывной разливке низк легированной трубной стали / А.М.Поживанов, М.П.Овчаренк С.Д.Разумов, В.В.Рябов, В.И.Уманец// Сталь. 1985. № 5. С.21-24.

22. Замена котлов-охладителей при реконструкции конвертерно1 цеха / В.В.Рябов, М.Г.Королев, В.А.Смирнов и др. // Черная м таллургия: Бюл. ин-та „Черметинформация". 1986. Вып. 8. С.45.

23. Использование ожелезненной извести в конвертерной плавке

B.П.Хайдуков, В.В.Рябов, А.А.Трубников и др. // Черная мета, лургия: Бюл. ин-та „Черметинформация". 1986. Вып. 18. С.43.

24. Снижение содержания серы в конвертерной низколегированнс стали / В.В.Рябов, М.Г.Королев, Г.Э.Ильин и др. // Металлур 1986. № 9. С.24-25.

25. Десульфурация конвертерной стали многокомпонентным порошкообразными реагентами в сталеразливочном ковше В.В.Рябов, М.Г.Королев, В.Н.Вечер и др. // Черная металлурги: Бюл. ин-та „Черметинформация". 1987. № 2. С.45-47.

26. Выплавка стали с низким содержанием азота при увеличива! щемся содержании лома в шихте / В.В.Рябов, Д.А.Романови

A.Г.Свяжин //■ Теория и практика кислородно-конвертерны процессов: Тез. докл. Днепропетровск, 1987. С.26.

27. Совершенствование конструкции головки кислородно-конве; терной фурмы / Л.М.Гревцев, В.С.Бобошко, А.М.Поживано]

B.В.Рябов // Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинформ щи.". Вып.13.1987. С.53-54.

28. Обеспечение узких пределов и контроль содержания алюмини при внепечной обработке низкоуглеродистой бескремнистс стали / А.М.Поживанов, В.В.Рябов, В.Н.Яхонтов и др. // Стал: №7.1987. С.20-22.

29. Перспективы повышения качества и производство конвертернс стали с низким содержанием азота при увеличении расхода ло& / А.Г.Свяжин, В.В.Рябов II Сталь. № 10.1987. С. 17-19.

30. Влияние скачивания шлака из заливочного ковша на показ, тели конвертерной плавки / А.М.Поживанов, Ю.Ф.Вятки] В.В.Рябов и др. // Сталь. № 1. 1988. С.23.

Использование легковесного лома в шихте конвертеров /

A.М.Поживанов, В.В.Рябов, Д.А.Дюдкин и др. // Сталь. № 5. 1988. С.15-16.

!. Влияние шлака, попадающего в конвертер с чугуном, на показатели плавки / В.В.Рябов, А.Г.Сергеев, И.М.Лафер и др. // Производство стали в конвертерных и мартеновских цехах: Тематич. сб. науч. тр.: Металлургия. 1988. С.46-49. 5. Выплавка стали с низким содержанием азота в конвертерах верхнего дутья / В.В.Рябов, А.Г.Свяжин, В.Э.Киндоп и др. // В сб.: Технология производства стали в конвертерных и мартеновских печах. М., 1989. С.74-79. I. Выплавка в конвертере стали с низким содержанием углерода /

B.В.Рябов, В.Н.Вечер, Г.Э.Ильин и др. // Сталь. 1989. № 5. С.23-25. 5. Испытание огнеупоров при вакуумировании стали в потоке с

разливкой на МНЛЗ / В.В.Рябов, Н.Д.Карпов, Г.Н.Ролдугин и др. //Огнеупоры. 1989. № 4. С.52-55. 5. Riabov V., Shtelkanov У, Ermolaeva Е. DEGASSING IN CONTINUOUS CASTING PROCESS. Fourth national scientific-technical conference. 1989, Varna-Bulgaria. P.38-39. 7. Riabov V., Buneev A., Stchelkanov V. MODERN STEELMAKING COMPLEX „CONVERTOR-CONTINUOUS CASTING MACHINES". Fourth national scientific-technical conference, 1989. Varna-Bulgaria. P.19-20.

3. TECNOLOGICAL BASE FOR MAKING AND TEEMING OF LOW CARBON NONAGEING STEEL FOR COLD ROLLED SHEET / V.Riabov, A.Martinenko, A.Buneev, A.Svyajin. Fourth national scientific-technical conference. 1989, Varna - Bulgaria. P.21. 9. Тенденция развития технологии производства стали в современных конвертерных цехах / С.В.Колпаков, В.И.Лебедев, Р.В.Старов, В.В.Рябов, В.В.Смоктий // Сталь. 1989. № 10. С.19-26.

0. Развитие внепечной обработки стали на НЛМК / А.М.Поживанов, В.В.Рябов, М.Г.Королев и др.// В сб.: Новая технология и техническое перевооружение электросталеплавильного производства (Челябинск), М.,1989. С.14-21.

1. Поточное вакуумирование металла различной степени окислен-ности в процессе непрерывной разливки / В.В.Рябов, Г.Н.Ролдугин, Е.И.Ермолаева и др. // Сталь. 1990. № 7. С.24-26.

2. Новые направления в использовании алюминия для раскисления конвертерной стали на Новолипецком металлургическом комбинате / В.В.Рябов, Г.Э.Ильин, Ю.М.Лисохмара, В.Н.Вечер //

Сб.: Рациональное использование алюминия и его сплаво для раскисления стали: Тез. докл. М., 1990. С.9-11.

43. Использование УКОС 1 при производстве низкоуглеродисто стали для холоднокатаного листа / В.В.Рябов, В.В.Макашо£

B.Н.Хребин и др. // Черная металлургия: Бюл. ин-та „Чермети* формация". 1990. Вып.7. С.55-56.

44. Совершенствование технологии конвертерного производств стали на HJIMK / В.В.Рябов, П.С.Климашин, Г.Э.Ильин и др. , Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинформация". 1990. № i

C.60-61.

45. Высота струи металла при поточном вакуумировании во врем непрерывной разливки стали / Б.П.Климов, И.А.Меломут Е.И.Ермолаева, В.В.Рябов, Г.А.Ролдугин // Сталь. 1990. № : С.33-34.

46. Освоение технологии комбинированной продувки в 300-т koi вертерах HJIMK / В.В.Смоктий, В.А.Кравченко, В.В.Рябов и др. / Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинформация". 199С № 12. С.48-49.

47. Колпаков C.B., Рябов В.В., Старов Р.В. и др. Технология прои водства стали в современны конвертерных цехах: Машиностро ние, 1991,464 е., илл.

48. Югов П.И., Рябов В.В., Журавлев В.М. Физико-химические оснс вы производства чистых сталей в конвертерах. В сб.: Физико-хи мические основы металлургических процессов / ИМет АН СССР 1991.

49. Выплавка кислородно-конвертерной стали с низким содержа нием примесей / П.И.Югов, В.В.Поляков, В.В.Рябов и др. // Чер ная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинформация". 1991 Вып. 6. С. 15-27.

50. Югов П.И., Рябов В.В., Журавлев В.М. Физико-химические оснс вы производства чистых сталей в конвертерах: Сб. докладо1 XX Всесоюзной конференции по физико-химическим основан металлургических процессов / ИМет АН СССР им.Байкова. 1991 Ч. III.C.34-35.

51. Продувка жидкой стали аргоном через погружаемую фурму i различной геометрией сопла / В.В.Рябов, Д.А.Романович С.В.Казаков и др.: Сб. докладов XX Всесоюзной конференции ш физико-химическим основам металлургических процессов / ИМет АН СССР им.Байкова. 1991. Ч. III. С.134-135.

Динамическое равновесие в системе Ре-С-0 в кислородно-конвертерном процессе с подачей нейтральных газов через днище /

B.А.Кравченко, В.В.Рябов, А.В.Ярошенко и др.: Там же. Ч. II.

C.148-150.

Повышение эффективности производства конвертерной стали с использованием шлаковых отходов металлургического производства / В.В.Рябов, В.С.Щелканов, Г.Э.Ильин, В.Н.Вечер // Сталь. 1991. №4. С.17-18.

Совершенствование сталеплавильного производства на НЛМК / В.В.Рябов, А.Я.Бунеев, М.Г.Королев, Г.Н.Ролдугин // Сталь.

1991. №6. С.26-29.

Технология конвертерного передела чугуна с пониженным содержанием кремния / В.В.Рябов, П.И.Югов, В.М.Журавлев и др. // Черная металлургия: Бюл. ин-та „Черметинформация". 1992. №3. С.26-27.

Новый высокоэффективный комплекс „доменная печь - конвертер" / П.И.Югов, В.В.Рябов, В.М.Журавлев и др. // Металлург.

1992. № 1.С.21.

По теме диссертации получены авторские свидетельства: 114615, 532990, 558752, 609592, 632731, 675688, 692676, 703226, 722678, 904777, 909990, 912761, 925815, 930950, 972854, 985056, 1016368, 1026442, 1091991, 1101452, 1107956, 1144384, 1157074, 1167902, 1169788,1175969, 1196117, 1235225, 1284240, 1380218.

АО "Черметинформация", зак. 240, тир. 120, уч.-изд.л. 4,19, печ.л. 4,5, усл.кр.-отт. 4,75, подписано к печати 30.03.93 г. Фирма "Эвтектика".