автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Разработка рациональных режимов технологии производства стали в современных мартеновских цехах

московский

ордена октябрьской революции и ордена трудового красного знамени институт стали и сплавов

мясников Аркадий Леонидович

РАЗРАБОТКА РАЦИОНАЛЬНЫХ РЕЖИМОВ

ТЕХНОЛОГИИ ПРОИЗВОДСТВА СТАЛИ В СОВРЕМЕННЫХ МАРТЕНОВСКИХ ЦЕХАХ

Специальность 05.16.02 — «Металлургия черных металлов»

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Москва 1993

Работа выполнена на Череповецком металлургическом комбинате.

Научные руководители: доктор технических наук, профессор РОЖКОВ И. М. кандидат технических наук ЧИРИХИН В. Ф.

Официальные оппоненты: доктор технических наук, профессор ЕФИМОВ Л. М. кандидат технических наук, доцент ГРИГОРЬЕВ В. П.

Ведущее предприятие: Орско-Халиловский металлургический комбинат

Защита состоится <и23 » декадря 1993 г. в 45 час. на заседании специализированного совета К-053.08.01 по присуждению ученых степеней в области металлургии черных металлов при Московском институте стали и сплавов по адресу: 117936, Москва, ГСП-1, Ленинский проспект, дом 4.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Московского института стали и сплавов.

Автореферат разослан « %% » НОЯБРЯ 1993 г.

Справки по телефону: 23

Ученый секретарь специализированного совета кандидат технических наук,

профессор И. Ф. КУРУНОВ

ВВВДШИЕ

Актуальность проблемы.Значительная доля отечественной атали выплавляется в интенсивно работающих подовых агрегатах в мартеновских цехах. Эта доля будет оставаться существенной и в ближайшее десятилетие. Отсюда задача разработки рациональных технологических режимов производства стали в мартеновских цехах является актуальной. Актуальность этой проблемы определяется также тем, что в настоящее время осуществляется модернизация мартеновского производства (модернизация агрегатов, широкое внедрение внепечной обработки и т.п.). При этом решаются задачи оокращения расходов чугуна, топлива, энергоносителей повышения качества металла, улучшения экологии.

Развитие мартеновского способа выплавки стали шло по пути значительной интенсификации плавки кислородом. Понятно, «о рациональная технология должна по возможности ликвидировать принципиальные недостатки рассматриваемого процесса, одним из которых является сложность синхронизации обезуглераживания и нагрева. В условиях интенсифицированной плавки и напряженного теплового баланса неизбежны передувы металла с целью обеспечения ого заданной температуры. Отмеченный недостаток технологии может бить устранен либо за счет использования экономически эффективных приемов улучшения условий нагрева металла, либо путем приемов, обеспечивающих непосредственное снятие его пе-реокисленности.

Другим недостатком производства стали в мартеновских цехах является недостаточная интенсивность перемешивания металла в ковше из-за малой мощности падающей в него струи на выпуске, что не обеспечивает при ковшевом раскислении и легировании равномерное распределение химичеоких элементов в объеме металла.

В мартеновском производстве имеются также некоторые олоа-нооти, связанные о недопущением попадания в ковш печного шлака из стационарного сталеплавильного агрегата. Эти недостатки технологии могут быть ликвидированы только путем использования соответствующих ппиемов внепечной обработки.

Цель работы: Разработка новых рациональных режимов производства мартеновской стали (улучшения условий нагрева металла; регулирования его окисленности в агрегате и в ковше; внепеч-ной обработки).

Научная новизна исследования.

Установлен и уточнен ряд закономерностей, относящихся к современной технологии выплавки мартеновской стали:

- зависимость выхода годной стали от доли чугуна в метал-лозавалке двухванного агрегата, работающего в прямоточном режиме, о вдуванием порошка кокса в период плавления и обычном режиме отопления;

- зависимость себестоимости стали от факторов изменяющихся с изменением доли чугуна в моталлозавалке двухванного агрегата, работавдиго в прямоточном и обычном режимах отопления;

- зависимость от "времени додувки" на те;,-¡пературу окисленности металла и шлака и так называемого "недогрева металла";

- многофакторная зависимость окисленности металла от основных технологических переменных и др.

Практическая значимость работы.

Рекомендованы и обоснованы рациональные режимы шихтовки при работе двухванного агрегата с вдуванием кокса в период плавления в прямоточном и обычном режимах отопления, обеспечивающие сокращение удельного расхода чугуна до 28 кг/т.

Разработан и реализован способ регулирования температуры и окполенности металла, включающий в себя определение величины "недогрева" металла и длительности его додувки на температуру как функции этого недогрева"; пробная окиоленность металла после додувки и выбор соответствующего набора технических операций по регулированию окисленности.

Обобщена существующая практика внепечнпй обработки стали массового назначения в условиях мартеновских цехов. Разработан вариант технологии, в которой выбор массы основной порции рас-кнолителей и легирующих осуществляется в количестве, позволявшем в 85$ случаев обеспечивать'получение заданного химического состава стали после ее обработки на выпуске плавки.

Результаты исследования внедрены в мартеновском цехе Череповецкого металлургического комбината.

Апробация работы.Основные положения и результаты диссертационной работы докладывались на Всесоюзной научно-технической конференции о проблемах повышения технического уровня производства черных^метайяов^и "сплавов и улучшения качества деталлопро-^кщк! (г;ТулаТ''1985г.?)'-, на, Научно-технйческой конференции "Экономия прюизвэдс,т'веншх .ресурсов-и повышение качества продукции в металлуфличейко^' йромышлённооти" (г.Череповец.,1985г.), на К городской научно-технической конференции молодых специалистов (г.Череповец,1986г.), на Всесоюзной конференции о "Проблемах слитка" (Волгоград, 1990гг.), на Всесоюзной конференции "Физико-химические основы металлургических процессов" (г.Москва, 1991г.), на Первом конгрессе сталеплавильщиков (г.Москва, 1992г.).

Публикации. По теме диссертации опубликовано 19 работ.

Структура и объем работы.

Диссертационная работа состоит из введения, четырех глав, заключения, списка литературы, включающего 112 наименований и приложений. Общий объем работы составляет стр., в числе рио. и табл.

ПРИНЛЫ УЛУЧШЕНИЯ УСЛОВИЙ НАГРЕВА МЕТАЛЛА В СОВРМЕНШХ ПОДОВЫХ АГРЕГАТАХ МАРТЕНОВСКИХ ЦЕХОВ

В работе оценена эффективность следующих приемов улучшения нагрева металла, выплавленного в двухванной печи (табл.1):

- вдувание углеродсодержащих материалов в сталеплавильную ванну;

- применение сводного отопления о использованием мощных газокислородных горелок, переход от обычного режима работы двухванного агрегата к работе в прямоточном режиме отопления;

- дача в печь в завалку кокса или шлака алюминиевого производства.

К началу проведения настоящего исследования имелся некоторый опыт использования углеродсодержащих материалов для сокращения доли чугуна в шихте, а также в последний период плавки

для науглероживания металла. Но в промышленная масштабах для сокращения рзсхода чугуна данная технология це применялась,не были известны граничные условия ее использования (рациональные моменты начала и окончания ввода материалов), режимы ведения продувки, не отработаны приемы, позволяющие уменьшить возможные отрицательные последствия ввода углеродеодержащих материалов в жидкий металл - вероятное повышение в нем концентраций серы и азота.

Необходимо также было рекомендовать рациональную долю чугуна в шихте при использовании данной технологии.

Вдувание углеродсодержащих материалов в. ванну осуществлялось комбинированной фурмой с расходом кислорода на продувку 2500 м3/ч и пылегазовой смеси с интенсивностью 80-160 кг/мин углеродеодержащего материала. Расход азота на транспортировку порошка составлял 600 м3/ч. В качестве углеродсодержащего материала использованы отходы установок сухого тушения кокса.

Подачу порошкообразного коксика в ванну начинали через 10-20 мин. после заливки чугуна.

Предложенная технология характеризуется уменьшенной примерно на 2,5% долей чугуна в металлошихте (см.табл.1). Установлено, что она обеспечивает снижение расхода чугуна на 27кг/т,

На основе анализа основных закономерностей процеооа (зависимости удельного раохода металлошихты, производительности печи, длительности плавки и ее отдельных периодов от удельного раохода кокоика) выбраны рациональные режимы ведения плавки. Рекомендован расход коксика в ванну 4-6 кг/т, обеспечивающий минимальный расход металлошихты. Установлено, что с точки зрения удовлетворения требований по содержанию углерода и серы в металле, улучшения нагрева металлу рациональной является подача коксика в расплав о интенсивностью 80-100 кг/мин.

. Для обеспечения необходимого содержания углерода по расплавлении и предотвращении повышения содержания азота б металле разработан ряд технологических приемов. Опробованы различные варианты начала вдувания кокса в расплав. Рекомендовано начинать вдувание кокса через 10-20 мин после слива .чугуна. Начиная о содержания углерода 0,15-0,20% предложено выгодить комбинированную фурму из положения на границе металл-шлак и устанавливать ее на,расстоянии 0,5-0,8 м над поверхностью шлака.

Показатели работы двухпанного агрегата при использовании различных приемов улучс.зния условий нагрева металла

Таблица I

Показате ли ОЗычн. технолог ДСА Вдувание коксика Сводов, горелки ПДСА Кокс в завалку Шлак производ ства АХ

I.Количество плавок, ит 150 143 366 37 12

2.йсходы на правку:

-лома, т 116,5 123 127,0 121,4 118,7

-чугуна, т 215,9 206 • 202,2 207,2 211,3

-итого металлоаихты, т 332,4 329 329,2 327,6 330,0

-чугуна,? от металлояих. 65,0 62,6 61,3 63,2 64,0

-топлива, млн.ккал. 23,5 31,2 62,1 29,5 36,7

-кислорода, гыс.м^ 14,7 16,5 20,5 19,5 16,9

-коксяка, т - 1,3 - 3,1 -

-ллака произв. AI, т - - - - '3,7

3.Удельные расходы:

-лома, кг/т 406,3 432,8 446,5 421,2 414,3

-чугуна, кг/т 753,0 734,8 708,7 715,4 739,5

-ит ого металлопгах., кг/т 11159,3 1157,6 1155,2 1136,6 1159,9

-топлива, кг у.т./т И,7 17,2 31,1 14,6 13,3

-кислорода, и /т 51,3 58,0 -72,0 67,7 БЗ.Э

-коксика, кг/т 4'6 - 10,7 -

-ялака произ.А1,кг/т _ - - - 12,8

4.Количество годно!! стали ,т 336,7 284,2 285,3 238,2 286,5

5.Выход годной стали, % 86,3 86,4 86,6 87,9 86,8

6.Производительность, т/ч 160,6 156,6 151,4 160,6 151,9

7.Содержание элементов п

пробе по расплавлении,$

-углерод 1,07 1,22 1,01 1,61 1,29.

-сера 0,027 0,030 0,027 0,032 0,02?

-фосфор | 0,025 0,021 0,018 0,019 0,019

8.Продолжительность плавки !

и ее период, ч: \

-вся плавка | 3,57 3,63 3,77 3,59 3,70

-твердый период | 1,05 0,98 1,10 0,87 1,08

-жидкий период | 1,85 I 17 1,97 2,14 1,97

9. Оценка затрат первичной I 630

шергии, кг у.т./т ! 619 620 618 620

Альтернативой применению углеродсодержащпх материалов для улучшения условий нагреЕа металла является использовашш мощных сводовых горелок. В мартеновском цехе ЧерМК осуществлено переоборудование двухванной печи (ДСЛ) в прямоточный^агрегат (ЩСА), каадал ванна которого была оборудована греш сводовыми газокислородкгорелками и тремя кислородны..1и йурглаш для продувки ванны. Перекидные шл^ра-отводных боровов..'оборудованы индивидуальными приводами, что позволило отводить-дымовые газы через обе головки. Для устранения пылегазовых выбросов из рабочих окон на их рамах установлены воздушные завесы.»

Кроме нового режима отопления пота, технология плавки в 1ЩСА не отличается существенно'от 'тохналопш Еыплавки стали в двухванном агрегате, работающем в обычных условиях.

В от-шчие от ДСА в стали, выплавленной "в 1ЩСА, уменьшилось на 45$ содержание фосфора за счет большего количества спускаемого шлака, увеличилась длительность плавки за счет удлинения завалки и жидкого периода, изменилась со 160 до 157 т/ч производительность печи, увеличились расходы топлива с 12 до 31 кг/т и кислорода с 51 до 72 м3/т (сы.табл.1). Улучшение нагрева металла по сравнению с двухванным агрегатом, работающем в обычном режиме, привело к снижению среднего содержания окислов железа в конечных шлаках с 27 до 20$, что свидетельствует о меньшей вероятности переокисления металла в ДЕСА.

Главным достижением в работе прямоточного агрегата явилось существенное улучшение условий труда за счет резкого снижения содержания пыли в воздухе на рабочей печи, а также снижения выбросов СО и окислов азота.

Основной задачей, решаемой в настоящем исследовании применительно к технологии плэеки в ДСА и ПДСА явился выбор и обоснование рациональных режимов шихтовки плавки. Для этого изучена зависимость себестоимости стали от доли чугуна в шихте и всего комплекса факторов, меняющихся с изменением этой доли (выхода годного металла, изменения расходных коэффициентов и т.п.).

Установлено, что при работе двухванного агрегата в обычном рониме себестоимость стали марок 1-3 кп, 1-3,. пс снижается

-о .ростом. доли чугуна вдахтр от .61 до 65/?. Указанное снижение оценки- Себестоимости стала Дранеходит из-за резкого увеличе1шя выхода годного. мет.адяа за ечеЗ) .улучшения нагрева металла с ростом до^й-.^Ггуйа- в' .мёталяозавалке-. При доле чугуна в шихте, пре-вшагадай-'Б^^-одмор-себестоимости стали при её выплавке в ДЗА, работзющб'м-й обичМм- -регзше, -начинаат расти с увеличением доли чугуна» -TäKtöJ образом, щэд работа ДСА в обычном режиме минимум. себестййлости стали54* достигается при 65$ чугуна в шихте. Этот расход чугуна' можно считать рациональным в данном случае.

'Лдя работы агрегата в прямоточном режиме установлен следующий вид зависимости себестоимости стали от доли чугуна в шихте. При доле чугуна порядка 57-60$ себестоимость является минимальной и мало меняется с уволичешюм расхода чугуна. Далее она начинает монотонно расти с увеличением доли чугуна. При доле чугуна в шихте, превышающей 64$ себестоимости стали, выплавленной в ПДСЛ, превышает аналогичную характеристику для стали, выплавленной в двухванном агрегате (из-за больших расходов топлива и кислорода). Таким образом, если исходить из оцешси себестоимости стали, то рациональный расход чугуна в рассматриваемом агрегате лежит в диапазоне 60-64$.

Для выбора рациональных режимов шихтовки плавки были также изучены зависимости выхода годного металла от доли чугуна в шихта при выплавке стали марок 1-3 ют,' 1-3 пс в ПДСА и в двухванном аг;.эгате, работающем в обычном рег.имо и при вдувании кокса в металл в период плавления (кокс вдувался через 15-20 минут после слива чугуна, с интенсивностью 100 кг/шн в течение 10-20 минут).

Выход годного металла растет с увеличением доли чугуна в шихте. Установлено, что эта зависимость носит нелинейный характер. При доле чугуна в шихте порядка 65-66$ во всех трех случаях выход годного существенно не различается и составляет порядка 86,5$.

к Расчеты выполнены в ценах 1990г.

При доле чугуна в шихте, равной 61/3, ух® имеют место существенные различия в выходе годного для каждого из вариантов. Если для прямоточного агрегата выход годного не меняется, то для металла, выплавленного в ПДСА, он составляет соответственно 84,7$ при работа с вдуванием кокса в ванну и 82,6$ при работе в обычном режиме. Выход годного для разработанного теплового режима плавки в ПДСА является стабильной величиной при доле чугуна в шихте 60-65%.

Из найденных зависимостей сделан вывод о том, что работа двухванного агрегата с отоплением его мощными сводовыми горелками существенно улучшает возможности нагрева металла по сравнению с работой двухванного агрегата в обычном режиме и с вдуванием в металл коксика в период плавления, что обеспечивает стабильное получение выхода годного металла (порядка 86,6%) на данном агрегате при доле чу1уна в шихте большей 60$.

На основании выполненного анализа рекомендованы следующие режимы шихтовки плавки:

С позиции обеспечения высокого .выхода годного металла приведенные в таблице I варианты ведения плавки с дачей в завалку кокса пли шлака производства алюмшст также являются достаточно эффективными.

Более надежной оценкой эффективности,технолога! являются удельные затраты первичной энергии в том или ином варианте процесса. Выполненные в работе оценки этих затрат (таблица I) показывают, что сокращение расхода чугуна за счет вдувания коксика или дачи его в завалку, или же за счет применения мощного сводового отопления позволяет сократить расход первичной энергии на 10-12 кг у.т.

В работе предложена схема'выбора конкретного приема улучшения нагрева металла в зависимости от марки стали. При возможности одновременного использования нескольких приемов из

Доля чугуна в шихте

ДСА (обычный режим'работы) ДЗА (вдувание коксика) ПДСА

65% 63% 61%

1шх выбирается наиболее дешевый. При этом учитывается дефицит какого-либо материала.

РЕШШРОВАШЕ' ТИШРАТТНг И ОКИСЛЕННОМ!!

МЕТАЛЛА. ПОДГОТОВКА ЕГО К ВНЕПЕЧНОЙ

ОБРАБОТКЕ

Разработаны технологии подготовки металла к внепечной обработке, включающие в себя комплекс приемов, связанных о регулировкой температуры и окисленности металла в последний период плавки. К указанньа.! приемам относятся:

- додувка металла на заданную температуру с регулированием положения продувочной фурмы;

- послепродувочная выдержка металла в печи;

- вдувание коксика в ванну;

- дача в печь присадок чугуна и чугунной стружки;

- снижение активности шлака путем его загущения известью перод выпуском металла из печи и в ковше;

- дача в ковш алшиния, коксика и чугунной струнки и др.

Рассмотрены различные способы контроля окисленности металла.

Основной зависимостью, используемой в работе для контроля окисленности металла является следующее соотношение:

[0] = 0,050 + 0,003 Т , I* = 0,90 (I)

где [О] - содержание кислорода в ванне, %

Т - время "передувки металла" или додувки его на температуру , мин.

Величина с равна продолжительности продувки ванны кислородом при содержании углерода в мрталле 0,1$. В работе установлено также влияние времени передувки р содержание закиси железа в шлаке и углерода в металле.

Путем статистической обработки опытных данных 200 промышленных йлавок найдена используемая в разработанной ЦЕШИКА системе "Процесс" следующая многофакторная зависимость для расчете содержания кислорода в металле:

[О] = - 0,140 + 0,00077 + 0,000295 (РеО) + 0,114 I 0 х Ю~3 - 0,53 [Мл] - 0,000847 В + 0,0107 Нф + + 0,0009)) + 0,000646 VI - 0,302 \/с - 0,183 [С] , Я > 0,9, (2)

где: [С] - содержание углерода, % ;

(РеО) - содержание закиси железа в шлаке, % ;

1° - температура металла, °С;

[Мп] - содержание марганца в металле, $ ;

В - основность шлака (В = % СаО \% 51.02 );

Нф - расстояние обреза фурмы от гранивд шлак-металл, м ;

I/ - интенсивность продувки металла кислородом, тыс.мЗ/ч ;

Vt - текущая скорость нагрева, °С/мин;

■ \/с - текущая скорость обезуглероживания, % С/мин.

Дан анализ использования в условиях ЧерМК разработанного • ДонНШчерметсйл преобразователя ПТОС-1. Установлено, что в 93$ случаев данный преобразователь обеспечивает надежное измерение температуры и окисланности металла в печи.

Для замера окисленности металла в печи и в ковше опробовано устройство УКОС-1, Даш рекомендации по обеспечению стабильности замера окисленности металла в ковше с помощью данного устройства /ввод устройства в металл с помощью манипулятора на глубину 0,5-0,6 и от уровня шлака ближе к центру ковша: необходимость осуществления перемешивания аргоном в ковше продолжительностью не менее 2-3 минут после предварительного раскисления стали/. Установлено, что расчет содержания кислорода в металле по уравнению регрессии /2/ й непосредственное определение активности кислорода с помощью устройства УКОС-1, дают достаточно близкие результаты.

В работе дана общая характеристика технологических приемов и найдены граничные условия их использования для регулирования окисленности. Показано, что для эффективного снятия переокисленности металла желательно обеспечить одновременное раскисление и металла, и шлака.

Установлены зависимости, характеризующие изменение содержания кислорода в металле и шлаке при различных продол-жительностях времени передувки ванны в условиях регулирования окисленности металла и шлака чугунной стружкой. Показано, что после присадки в ванну чугунной стружки содержание кислорода в металле, как правило, уменьшается на 0,01-0,02% и что чем больше начальное содержание кислорода в ванне, тем больше его удалялось из металла. Установлено, что с повышением углерода в ванне до 0,0В и произведения /С/х /О/ до 0,0040 эффективность присадок чугунной стружки понижалась.

Найдено, что рациональной размер кусочков чугунной стружки, используемой для регулирования окисленности металла должен составлять 2-20 мы. Определена рациональная масса присадки стружки . Рекомендован ввод стружки в несколько приемов порциями по 1-1,5 т. Установлено , что для снижения активности шлака оказывается достаточным одновременный со стружкой ввод извести в количестве 0-10 кг/т.

Разработанный способ регулирования температуры и окис-

ленности металла включает в себя следующую последовательность операций:

1. Измерение температуры металла, взятие пробы металла и шлака.

2. Определение величины "недогрева" металла как разности между температурой металла, заданной технологической инструкцией и измеренной температурой:

" ( I инстр. ~ ^ факт)

3. Проверка условия, необходима ли продувка металла на температуру. Если додувка необходима, то осуществляется переход к пункту 4, в противном случае - к пункту 6.

4. Определение длительности додувки металла на температуру /длительности "передува"/ в соответствие с известной

из литературы и уточненной в данной работе зависимостью этой характеристики от величины "недогрева" металла:

5. Додувка металла на температуру. Возвращение к ПЛ.

6. Определение окисленности металла либо активомером, либо расчет ее по формуле /I/, или по формуле /2/ с использованием разработанной ЦКШКА системы "Процесс".

7. Расчет величины присадки для снятия избыточной переокисленности металла. Использование одной из технологий регулирования окисленности.

Для расчета величины присадки применяется следующее балансовое соотношение:

ф = 75 д печи х ( / о / - 0,050) , / 3 /

,<£ , У 2

где 9 - маЪса присадки, кг; 9 печи - садка печи, кг; 5?С - содержание углерода в присадке, X; Ус - доля усвоения углерода присадки металлом, %; / 0 /- содержание кислорода в металле на выпуске плавки,%.

Применяются следующие технологии регулирования окисленности.

Технология I. Используется в случае, когда металл не переокислен /не было додувки металла на температуру/. Осуществляется послепродувочная выдержка плавки в печи продолжительностью до 5 мин. Далее производится выпуск металла. При начале схода шлака в ковш осуществляется его отсечка.

Технология 2. Применяется в случае, когда длительность передувки металла не превышает 5 мин. и температурные условия позволяют давать присадки чугуна и стружки в печь.

Производится выравнивание температуры и снятие окисленности шлака присадкой б печь либо твердого /жидкого/ чугуна /0,5т/; либо чугунной стружки /1,0т/; либо дачей присадки кокса в шлак /0,5т/. Далее осуществляется операци по технологической схеме I.

Технология 3. Использует я в случае, когда длительность передувки составляет 5-10 мин.

Делается послепродувочная выдержка продолжительностью до 5 мин. Регулирование окисленности металла осуществляется в ковше на выпуске плавки. Технология применима для всех марок стали, кроме марок, имелцих жесткие ограничении по углероду /например, 081), 09Г2С/.

В ковш даются кокс и алюминий. Для споьойных марок стали возможно осуществить науглероживание металла в ковше молотим коксом. При этом в металл вводится от 0,01 до 0,3% углерода.

С целью выравнивания химического состава и температуры металла в ковше в дальнейшем требуется осуществить продувку металла инертным газом, а при начале схода шлака в ковш произвести его отсечку.

Технология 4.

Применяется в случае, когда длительность передувки превышает 10 мин. Осуществляется регулирование окислен-ности металла в печи одним из рассмотренных вше способов / присадка твердого чугуна, чугунной стружки, присадка кокса в печь или вдувание его в-ванну/.

Далее производится выдержка металла в печи продолжительностью до 5 мин. Окончательное регулирование окисленности металла производится, в основном по технологической схеме 3 во время его выпуска в ковш. Здесь могут иметь место незначительные отличия от этой схемы.

В частности, для марок стали с жесткими пределами по содержанию углерода для регулирования окисленности допускается использование только алюминия. При использовании присадки алюминия ее масса выбирается в зависимости от характера кипения металла в ковше, таким образом, чтобы подавить интенсивное кипение ,

В работе дана оценка эффективности предлагаемой технологии. Установлено, что для кипящих марок стали предварительное регулирование окисленности приводит к снижению брака первого передела в 1,5-2,0 раза, увеличению выхода годного на первом переделе примерно на 2%.

Показано, что при регулировании окисленности низколегированной стали удается сократить расход марганец-содержащих ферросплавов приблизительно на 0,2 кг/т стали.

ВНЕПЕЧНАЯ ОБРАБОТКА СТАЛИ В СОВРЕМЕННЫХ МАРТЕНОВСКИХ ЦЕХАХ

Ранее отмечалось, что внепечнэя обработка должна быть неотъемлемой частью мартеновской технологии. К моменту начала выполнения данного исследования существовала технология вне-печной обработки стали массового производства в конвертерных цехах - обработка стали на установка доводки металла с коррекцией химического состава.

В различных мартеновских цехах существовали или находились в стадии разработки только отделышо приемы внепечной обработки (продувка металла аргоном сверху или через шибер, отсечка печного шлака, использование твердых шлаковых смесей и др.). Началось создание установок доводки металла. Единого'комплекса, в которым бы одновременно были реализованы все основные приемы внепечной обработки не существовало. Не представлялось даже возможным достаточно надежно сопоставить эффективность приемов обработки, поскольку они были реализованы по отдельности в различных цехах.

Отсюда при выполнении настоящего исследования потребова- . лось оценить эффективность основных приемов внепечной обработки стали массового производства в условиях одного цеха и рекомендовать "типовую технологию" внепечной обработки этой стали. Поскольку отдельные приемы находились еще в стадии разработки, решалась *акже задача выбора рациональных режимов ведения процесса.

Реализованная в мартеновском цехе ЧерМК технология внепечной обработки стали, включает в себя следующие элементы:

- выбор последовательности операций внепечной обработки в зависимости от требований к заданной марке стали и фактических параметров металла, полученных после его выплавки и подготовки к внепечной обработке;

- продувку металла аргоном в ковше во время выпуска (интенсивность продувки меняется во времени; продувка прекращается при наполнении 80$ объема ковша);

- использование твердых шлаковых смесей, в количестве

5-7 кг/т для снижения активности печного шлака, а тэкжо десуль-

- Д8 -

фурации металла и предотвращения рефосфорации?

- отсечку печного шлака с помощью желоба или перепускно- . го устройства;

- обеспечение рационального сочетания продувки металла аргоном на выпуске плавки в ковше с обработкой его на установке доводки металла.

Продувка металла аргонои в ковшо на выпуске плееки может осуществляться как через подвесную фурму, так и через трубку установленную в шиберном затворе.

При разработке технологии продувки металла аргоном чероз трубку в шиберном затворе были использованы те же самые идеи, которые были заложены в технологию продувки металла верхней фурмой.

Во-первых, чтобы исключить перемешивание металла со шлаком. продувка по второму варианту также, как и по первому, прекращается при наполнении 80-90$ объема ковша.

Во-вторых, чтобы исключить сильное разбрызгивание металла в конце выпуска плавки, интенсивность продувки в этот период при втором варианте выбрана такой же, как и в первом - порядка 50 ы3/ч, поскольку практика работы по первому варианту показала, что при данном расходе аргона указанное явление но имеет шета.

В-третьих, как в первом, так и во втором вариантах технологии стремились обеспечить максимально возможную интенсивность перемешивания металла при его продувке аргоном. Динамика изменения интенсивности продувки металла аргоном по ходу выпуска металла выбрана с учетом изменения суммарной мощности перемешивания падающей в ковш струей и поднимающимися в металле пузырями газа.

С целью оценки эффективности десульфурации металла в ковше твердыми шлаковыми смесями (ТШС) испытаны различные вариан-

. ты их использования. Применялась смесь, состоящая из извести ;) плаксивого шпата в соотношении 3:1.

При выпуске стали и вводе; ТЛЮ в кобш, торкретированный основной массой, степень десульфуращш металла была выше, чом

в шамотном ковше 0 составила з среднем 35 %. При выпуске столп в ков'л, торкретированный муллитовой массой, степень десульфу-рации составила 13-21 %.

Установлено, что исключение попадания пэчкого шлака в , ковш с основной футеровкой позволит обеспечите степень десуль-фу рации порядка 44 %.

Сделан вывод о том, что для снижения содержания серы в стали необходимо обрабатывать раскисленный металл не менее 1,5 ; смеси извести и шпата во время выпуска плавки в 300 т ковш одновременно с продувкой металла в ковие аргоном и последующи обеспечением отсечки печного шлака.

Расход вводимого в кова алюминия должен составлять при атом не менее 600 г/т, а температуру металла в печи перед выпуском (раскислением) необходимо увеличить на Ю°С на кавдую топну вводимой в ковш №еси.

Неотъемлемой частью технологии внепечной обработки стали должна бить отсечка ишака. В мартеновском цехе ЧорМК реализованы два способа отсечки мака - переносным коробом и отсечным желобом. Отсечный желоб обеспечивает более эффектив!*ую отсечку шлака, но менее надежен в эксплуатации.

По данным 83 плавок без отсечки шлака количество ?е0ойщ< в шлаке составило в среднем 25,8 %. В то же время при отсочко шлака коробом на таком же количестве плавок оно составило 17,6 %, а при использовании отсечного желоба среднее содержание на 52 плавках - всего 3,8 '1.

Показано, что при выпуске низколегированной стали из ппчп отсечка плэкэ коробом уменьшает угэры кремния и марганца на 4-14 %, а отсечка илака желобам, являясь более эффективной, снижает указанные угары на 5-19 %.

Выбор массы основной порции раокислителей и легирующих осуществлен таким образом, чтобы в 80-90$ случаев обеспечить получение заданного химического состава на выпуске плавки. Это достигается благодаря тому, что при внбргниом расходе

раскислителей и легирующих элементов после ввода их основной порции в ковш содержание легирующих элементов в стали оказывается несколько ниже среднего состава как при положительных, так к отрицательных отклонениях массы плавки от стандартной. В частности, если масса плавки меньше стандартной, то выб -ранный расход ферросплавов таков, что он наверняка исключает получение стали с химическим составом, выходящим за верхний марочный предел. С другой стороны , при содержании химических элементов ниже заданного предела имеется возможность путем ввода корректирующей порции ферросплавов на УДМ получать сталь с небольшими отклонениями от нижнего предела заданного химического состава и тем самым уменьшить расход ферросплавов на раскисление и легирование стали.

При этом обеспечивается рациональное сочетание продувки металла аргоном на выпуске плавки с его обработкой на Уда . Предлагаемая схема по сравнению с традиционной схемой , используемой в конвертерных цехах, позволяет сократить время обработки металла после его выпуска не менее чем на 20 мин. Таким образом, "типовая технология" внопечной обработки стали , реализованная в условиях мартеновского цеха ЧэрЫК , включает в себя две группы технологических приемов (варианты I и 2 в табл. 2).

Первая группа не использует операцию коррекции хшичес-: кого состава стали на УДМ , а. включает в себя продувку ме-таллэ аргоном на выпуске плавки и один из способов отсечки печного шлака. При этом возможно применение П11С.

Вторая группа приемов связана с обработкой металла на УДМ.

"Типовая технология" обеспечивает:

Та "5лица 2

Эйектлвносгь различных приемов вне по чн о а обработки стали 17ГС, выплавляемой в условиях

мартеновского' цеха

Варианты технологии Без зне-пзчной Аргон на выпуске /вариант I/ Отсечка ллаха и продувка аргоном на УдМ /вариант 2/

образ от-1 ки Чэрез Через фурму в либер Отсечка шлака Еез коррекции . С коррекцией

• Фурму сверху "Ским-мер" "Короб" Без аргона на' выпуске ,С аргоном на выпуске Без аргона на выпуске X С аргоном на выпуска

Показатели Без ГД1С тшс

С 1.2 1.3 1.4 1.5 2.1 2.2 2.3 2,4

I.Колебание содер- Sí жания элементов по ходу разливки Д Мч 0.21 0.31 0.13 0.21 0.10 0.15 0.09 0.09 0.10 0.12 0.06 0.07 0.07 0.12 0.08 0.16 0.03 0.14 0.04

2. Усзоеяие элзмея- 5/ тов ферросплавов 87.1 82.9 76.0 77.1 76.9 81.0 92.2 86.5 35.1 84.9 86.4 37.0 87.9 87.2 89.1 86.8 67.7 69.0 73.3 7 77.1

3. Удельный оасход "г^п фарросплавов.кг/т^е S; 13.9 21.5 13.9 21.1 13.9 20.9 12.3 19.3 13.3 19.5 13.3 19.2 13.1 19.2 12.6 19.2 15.5 21.0 13.2 18.7

Si Мм - - - - - 0.8 0.2 3.5 0.3

4. Пере ведено слитков в сталь . 3.2 2.17 1.06 0.6 0.9 0.14 0.37 1.Р 0.7 1.3

5.Среднее содержание кремния, 0.54 0.47 0.47 ■ 0.50 0.50 0.51 0.51 0.49 0.46 0.47 '

о.Среднее содержание марганца, % 1.29 1.23 1.25 1.23 1.23 1.23 1.23 • 1.24 1.25 1.23

7.Количество плавок в выборке, ат 33 55 i 52 30 48 27 13 23 14 7

хЯа дачных плавках отсечку а.ика реализовать но удалось.

- получение заданного химического состава стали о более узких пределах по сравнении с марочный;

- выравнивание температуры и химического состава металла о объеме ковш. Она позволяет сократить расход ферросплавов, ш пока еще не обеспечивает необходимой десульфурации и дефос-форации металла«

В табл.2 показана (эффективность различных приемов вне-печной обработки стали, выплавленной о подовом агрегате в условиях современного мартеновского цеха. Рассмотрение ведет» ся на примере стали марки 17ГС. Сопоставляются следующие варианты технологии.

Вариант О - плавки без использования внепечной обработки.

Вариант 1,1 - продувка металла аргоном на выпуске плавки через фурцу сверху без использования отсечки шлака»

Вариант 1,2 - продувка металла аргоном на выпуске плавки чорез фурму в виберном затворе без использования отсечки шака.

Варианты 0; 1.1 и 1.2 как правило, самостоятельно не применяются. Они приведены в табл. только с целью . сопоставления их. оффектиБНости с еффективностыэ других вариантов.

Вариант» 1.3, 1,4 и 1,5 - продувка аргоном на ввцуске плюс один из вариантов отсечки илака; при этом возмогло использование ТШС. Практика работы цеха показывает, что аги варианты технологии удается реализовать примерно в @ % случаев „

Вариант 2,1 - усреднительнал продувка металла аргоном на Уда. В условиях мартеновского цеха применяется п том случае,если по каким-либо причинам не удалось осуществить продувку на выпуске.

Вариант 2.2 - продувка металла аргоном на выпуске плавки плюс дополнительная продувка аргоном на УДМ. Используется, например, в случае необходимости охлаждения перегретого металла.

Вариант 2.3. - традиционная технология обработки метал-

ла аргоном на УД!,1 ( такая ко, как и используемая в конвертерных цехах).

Вариант 2.4 - продувка металла аргоном на выпуске плавки и на УДМ и дополнительная коррекция химического состава. Используется в том сдучае, если присадка основной порции раскислите лей на вкцуске плавки не обеспечила попадание в загл-пныэ пределы по химическому составу.

Варианты 2.1 - 2.4 применяются приблизительно в 15 % случаев, когда по какой-то причине не удалось реализовать вариант II.

В табл.2 приседены следующие характеристики:

- диапазоны колебания химического состава по ходу разливки отдельно по кремнии / % С£Утлк - %[$'-1пи.п 1 и отдельно по марганцу / - %Ши]Пи.,г Л

- процент услоения кремния и марганца из ферросплавов;

- удзльгеге расходы ферросплавов / кг/т);

- процент слитков, переведе:шых в сталь "СП-0";

- среднее содержания кремния и марганца в стали Х7ГС при использовании рассматриваемых вариантов технологии,

" етл:г!СС?Ео пла;;-ск, проведенных по каждому варианту.

Оснома? результатом любой из рассматриваемых технологий является обеспечивание заданного химического состава стали. Понятно, что эффективность технологии будет тем выше, чем меньсиэ диапазоны колебания примесей она обеспечивает» Из прпподешшх данных видно, что разработлш;?,л технология (ня-пр;мэр, гдрмянт 1.5, мояет обеспечивать более чем трехкратно о сокрутда-гз диапазонов колвбгчшя пргкесей г.о сравнения со случаем отсутствия использования внепечпой обработки.

!Ькбользиэ абсолюнмо отклонения химического состава по отдэльннм компонента!! от маркировочной пробы имеют г.-есто на первых и последних слитках по ходу разливки плавки. В работе показано, что реализуемый в случаев пзрсыИ вариант технологии обеспечивает достаточно низкие отклонения от маркировочной пробы. В то ке вре;.'л это не всегда ¡мест место прн реализации второго вартанта технологии с коррекцией яшичес-

кого состава металла на УДМ, особенно в случаях, когда масса присадки ферросплавов на УДИ превшает 2 т.

Из приведенных в табл.2 данных следует,что первый вариант технологии кокет обеспечить повышение усвоения ферросплавов на 3,5-5,0 В'то же время реализация второго варианта технологии с коррекцией химическосЬ-состава на УДМ в силу ряда причин может производить к существенно^ снижение процента усвоенных ферросплавов по сравНенИЬ-с вариантом технологии, в ковром внепечная обработка.не используется. Это можно объяснить, с одной стороны/дополнительным контактом перемешиваемого металла с оставшимся в ковше шлаком» а с другой стороны-недостаточно эффективным усвоением больших порций ферросплавов,присаживаемых на УЩ при коррекции химического состава. Поэтому сокращение удельного расхода ферросплавов при работе с использованием УДИ можно добиться главным образом за счет обеспечения содержаний кремния и марганца в металле достаточно близких к их нижнему пределу,определяемому требованиями стандарта, что подтверждается данными, приведенными в таблице.

Действительно,в соответствии с Г0СГ-19282 содержание кремния и марганца в стали 17ГС должно лежать соответственно в диапазонах 0,40-0,60$ и 1,00-1,40%. Из приведенных данных видно, что при отсутствии внепечной обработки среднее содержанке кремния в металле составило 0,54%, а марганца - I,29?. Б то ке время в варианте с коррекцией химического состава эти содержания соответственно 0,47 и 1,22^,^440 позволило снизить удельный расход ферромарганца о 13,9 до 13,2 кг/т и ферросилиция-с 21,5 до 18,7 кг/т.

Понятно, что использование внепечной обработки приводит к уменьшению процесса слитков,переводимых в сталь "СП-0" из-за отклонений от заданного химического состава. В частности,первый вариант технологии обеспечивает такое снижение в 3 и более раз.

Сопоставим полученные результаты с практикой обработки металла на УДМ в условиях современного кислородно-конвертерного

- -

цеха,например,НЖК (табл.3). По сравнению с установками.реализованными в условиях мартеновского цеха.Уда ККЦ по ряду по'зиций являются более совершенными (более надежная отсечка шлака, высокая точность взвешивания добавок, использование трайб-аппарата для подачи алюминия в металл и др.).

" ^ Таблица 3.

Показатели работы УДУ в условиях ¡{КЦ Лшк.

пп Марка-стали •Диапазон колебаний содержания марганца в металле, % Отклонение среднего содержания Мп в металле от его минимального значения , %

Без УДМ [с У® Без Уда с уда

1. 17Г1СУ 0,40 0,30 0,20 0,20

2. Зсп 0,30 0,15 0,07 0,07

3. отгс® 0,45 0,25 0,20 0,03

В табл.3 для трех групп марок стали приведен« дкапазога колебания содержания марганца в металле, а такге отклонения срэднего содержания марганца в металле от его минимального значения. Причем, приведены результаты плавок как с обработай »та;; и без обработки металла на УДЦ.

Сопоставление пригедечных результатов с даш&ии тпбл.Я свидетельствует, тго в смысло обеспечения Солез узких диапазонов колебания марганца обработка металла установке 1иЩ особых преимуществ ке 'йтеет. Диапазоны колебаний,шлучегааго га установке в мартеновском цехе, состав!:ли 0,07-0,21*, а в кислородно-конвертерной - 0,15-0,30 %, Таким образом, если говорить о низколегированном «еталло, то ого пиплавка с более узкими пределами копет Сыть эффективно реализована в обоих цехах.

Преимущество . установки ККЦ состоит в обеспечении

более стабильной технологии обработки, что позволяет работать существенно блике к нижней границе марочного состава. Если в условиях ККЦ отклонения среднего содераания марганца в металле от его минимального значения составляют 0,06 --0,20 %, то в условиях мартеновского цеха эти отклонения равны 0,23-0,5£$. Это приводит к существенно большей экономии марганца в условиях ККЦ ( I кг/т против приблизительно 0,5 кг/т в условиях мартеновского цеха)«

Таким образом, эффективность разработанной технологии внепечной обработки,например, низколегированной стали в условиях мартеновского цеха.сопоставима с аналогичной технологией, осуществляемой на УДО в условиях ККЦ в смысле обеспечения более узких диапазонов колебания марочного состава. Но, технология, реализованная в условиях мартеновского цеха, обладает меньшими возможностями работы на никнем пределе марочного состава, что приводит к меньшей экономии марганца.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

1. Настоящее исследование посвящено разработке новых рациональных режимов производства мартеновской стели, обеспечивающих улучшение условий нагрева металла; регулирование его окисленности а агрегате и в ковше; эффективное произведете оперении в'непечной обработки.

2. Установлен и уточнен ряд закономерностей, относящихся тт современной технологии шплавки мартеновской стали:

- зависимость сихода годной стали от доли чугуна з металлозаводе двухвашюге агрегата, работающего в.прямоточном ре-етмв; с вдуванием поропка по*сса в период плавлешя и обычно.. реглме отопления;

- зависимость себестоимости стали от факторов, изменяющихся с изменением доли чугуна в металлозаводе двухвшпюго агрегата, работающего в прямоточном и обычном режимах отоплении;

- зависимость от "времени передувки" о»ислеиности металла 2! шла^а и тек называемого "недогрева металла";

. - многофа^торнал зависимость очнслешюсти металла от ос-нош:здс технологических переменных и др.

3. Рекомендованы и обоснованы рациональные режима шихтовки при работе двухванного агрегата с вдупагием кокса в период плавлешш, прямоточном и обычном регамах отопления, обеспечи-вЕ^щие сскрг^зние удельного расхода чугуна на 20 яг/т. При этом реализованные технологические рекш.и ведения плавки поэ-¡золяэт сократить удолымЯ расход первичной энергии на процесс на 10-12 кг у.т./ч годггой стали.

4. Разработан и реализован способ регулирования температур! и окисленности металла, вклвчеззщий в себя определение величины "недогрева металла и длительности его додувки на теште-ратуру ка<с функцию этого "недогрева"; прогноз окисленности металла после додувки и шбор соответствующего набора технологических операций.по регулированию окисленности, вид и последовательность которта зависят от степени "переокислвнноста" кетал-ла.

- 28,5. Обобщена существующая практика внепечной обработки стали массового назначения в условиях мартеновских цехов. Сформирован базовый вариант технологии, в котором выбор массы основной порции раскислителей и легирующих осуществляется в количестве, позволяющем в 65% случаев обеспечивать получение веданного химического состава стали после ее обработки аргоном на выпуске плавки, не прибегая к дальнейшей коррекции химического состава на установке доводки.

Это достигается благодаря тому, что при выбранном расходе раскислителей и легирующих после ввода их основной порции в ковш содерзание легирующих элементов в стали оказывается несколько шве среднего марочного состава как при положительных, так и отрицательных отклонениях массы плавки от стандартной.

Эффективность разработанной технологии внепечной обработка, в частности, низколегированной стали в условиях мартеновского цеха сопоставима с эффективностью аналогичной технологии, осуществляемой на УДМ в условиях ККЦ в смысле обеспечения болев узких диапазонов колебания марочного состава. Но она обладает меньшими возмокностями работы на никнем пределе марочного состава, что приводит к меньшей экономии маргаща /0,5кг/т против приблизительно I кг/т в условиях ККЦ/.

Такиы образом, как технология, так и существукцея конструкция установки внепечной обработки мартеновской стали нуждаются в дальнейшем совершенствовании.

6. Результаты исследования .внедрены в мартеновском цехе 'Череповецкого металлургического комбината. Долевой экономический эффект от внедрения выполненных разработок составил 179 тас. руб.

' >

Основные публикации по диссертационной работег

1. Васильев Л.М., Мясников Л.Л., Кишкин В.Н., Боровков А.Н., /Шплавка стали в двухпанной печи с вводом в ванну порошкообразных утлеродоодеркгцих материалов.//Проблемы повышения технического уровня производства черных металлов и сплавов и улучшения качества металлопродукции: Тезисы докладов./ Всесоюзная научно-техническая конференция. Тула. 1985.■ С. 27.

2. Мясников А. Л., Васильев Л.М., иятунин Г.А., Рожков И. И., Крапивин Н.Ь., Бглашопа Л. Л., Боровков Л. Н. ./Оптимизация технологии гнплавки стали с вводом коксика на базе' экономико-математических моделей. Тезисы докладов /IX городской научно-технической конференции. Череповец. 1986. С.67-66.

3. Новиков В.Н., Чнрихин В.Ф., Мясников А .Л., Боровков А.Н., Рожков И.М., Зельцер А.Г../Производство стали в мартеновских двухванных печах с обработкой металла аргоном з ков. ше./ Черная металлургия НТи. 1985. № 21. С. 40-43.

4. Василров Ю.П., Руденков Э.Г., Мясников А.Л., Кремениц-кий В.И., Боровков А.Н../Результаты промышленного внедрения технологии выплавки стали в двухванном сталеалавнль-ном агрегате е продувкой жидкого металла коксовой палью./ Сборник материалов всесоюзной отраслевой встреч!!. Москва. 1986. С. 20.

5. Руденков Э.Г., Мясников А.Л., Лпчров С.Г../Технология выплавки стали в двухванных сталеплавильных агрегатах с продувкой жидкого металла коксовой пылью.//Молодые ученые и специалисты черной металлургии Урала - научно-техническому прогрессу. Тезисы докладов научно-технической конференции./ Свердловск. 1987. С.45,46.

6. Белуничев Л.В., Алымов A.A., Мясников A.Jl., Шяка В.П.. /Отсечка печного шлака при выпуске иэ одножелобных агрегатов./ Сталь. 1989. № 12. С. 25.

7. Пляка В.Д., Крылов Ю.Л., Мясников А.л., Балашова Л.А., Юрин Л.А.. /Применение твердых шлакообразующих смесей и жидких синтетических шлаков для десульфурации металла. Сборник тезисов./ XI Всесоюзной конференции по проблемам слитка. Волгоград. 1990. С.72.

8. Чирихин В.Ф., Мясников А.Л., Рожков U.U., Васильев Л.М., Губерт Е.Э../Выбор рациональной шихтовки плавки при работе двухванного агрегата в прямоточном режиме./ Известия вузов. 1991. №9. С.

9. -Чирихин В.Ф., Агаршев А.И., Мясников А.Л., Рожков И.Ы., Васильев Л.М../Комплексная технология производства углеродистых и низкоуглеродистых марок сталей с выплавкой в прямоточном агрегате и внепечной обработкой стали.//Фи-зики-химические основы мзталлургических процессов. Научные сообщения Всесоюзной конференции./ А.Н.СССР. Чзр-метинформация. 1991. часть 111. С.41,42.

|0. Тарасов В.М,, Мясников А.Л.,-Алымов A.A., Уйманов В. А., Васильев Л.М., Якушин В.И., Вахненко М.В.,/Способ вне-печной обработки и доводки стали в ывше./ A.C.I34I2I2 СССР. Открытия. Изобретения. 1987. ]? 36. С.

i

Заказ"Зб^Обьем I п.л.

Типография 303 МИСиС, ул.

Тираж 100 зкз. Орцжошшицзе, 0/9