Рис. 12. - Схема установки для продувки металла газами в ковше: 1 - навесная фурма; 2 - устройство для крепления и перемещения продувочной фурмы; 3 - бункера с вибропитателями для подачи добавок в ковш; 4 - устройство для замера температуры металла; 5 - пульт управления продувкой.

В этом случае снижается трение восходящих потоков металла о стенки футеровки ковша и обеспечивается простор для нисходящих потоков металла. Погружение фурмы регулируется так, чтобы не было расплющивания нисходящего потока об днище ковша, а путь всплывания пузырей был максимальным.

Имеется положительный опыт применения вращающихся фурм, наклонных, клюшкообразных, с соплами, с завихрителями потоков и др, которые обеспечивают увеличение продолжительности всплывания пузырей иногда в 5 раз с соответствующим увеличением рафинирующей способности. Длительность продувки в средних по вместимости ковшах для гомогенизации ванны составляет 6-12 мин. при удельном расходе газа до 0,05м ³/т. Средняя стойкость фурм составляет 6-12 плавок при их подогреве в период между продувками. Наибольший износ фурмы происходит в зоне шлакового пояса, поэтому здесь рекомендуется для футеровки использовать цирконовые огнеупоры. Фурменные устройства безопасны в эксплуатации. так как футеровка ковша не затрагивается. Выход со строя фурмы не приводит к потерям металла, а лишь сокращает продолжительность обработки. Недостатками погружных фурм является загрязнение металла продуктами эрозии огнеупоров, интенсивно размываемых восходящими газометаллическими потоками. При использовании открытых сопел значительно ниже удельная поверхность металл-газ и рафинирующая способность газа.

2. Устройства для продувки металла газом через шиберные затворы. Из многих вариантов устройств, предпочтение отдается способу продувки металла через шиберный затвор конструкции, предложенной Дон НТУ, рис.13.

Рис.13.-Шиберный затвор для продувки стали в ковше конструкции ДПИ: 1 - щелевая фурма; 2 - подвижная огнеупорная плита; 3 - неподвижная огнеупорная плита; 4 - огнеупорная засыпка; 5 - днище ковша; 6 - колпак.

Фурма фиксируется в разливочном канале металлическим колпаком, закрепленным на корпусе коллектора винтами. Колпак удерживает огнеупорную засыпку в разливочном канале. Фурма с соплами щелевидной формы сечением 80 мм ² в нижней части имеет утолщенные стенки. В момент прекращения подачи аргона в узком щелевидном отверстии металл застывает, и нет необходимости подвижной плитой шиберного затвора перекрывать разливочное отверстие. Разливка стали производится через резервный шиберный затвор.

Для установки сопла и уплотнения канала затвора засыпкой требуется около 8 мин. Продувочный узел затвора к источнику газа подключается с помощью быстроразъемного соединения. Подачу газа начинают перед выпуском металла и по мере наполнения ковша расход его увеличивают с 0,5 до 3 м ³/мин при давлении 0,4-0,5 МПа. Если в ковше нет рафинирующего шлака, то продувку заканчивают после слива металла в ковш.

Применение продувки через шиберные затворы не требует специальных стендов и механизмов, а используемые устройства простые и надежные в эксплуатации. Затраты на обработку в 1,5-2 раза ниже, чем при использовании погружных фурм.

3. Пористые вставки в днище ковша. Основным элементом продувочного узла является огнеупорная вставка с направленной пористостью или щелевидными каналами. Получают пористые вставки из высокоглиноземистых или магнезитовых порошков определенного фракционного состава. Усилия прессования должны исключать разрушение частиц шихты, а оптимальная температура обжига в пределах 1600-1760 ?С должна обеспечивать оплавление добавок, упрочняющих огнеупор. Для повышения пористости в шихту добавляют газотворные материалы, а щелевидные отверстия получают, закладывая пластины из легкоплавких металлических сплавов, которые при обжиге плавятся и сплав вытекает, оставляя щелевидные направленные отверстия толщиной 0,6-1,0 мм. Щелевидные отверстия удобны тем, что в случае заметалливания их можно восстанавливать продувкой кислородом.

Узел для продувки монтируется в днище ковша, рис. 14.

Рис. 14. - Схема установки щелевидной вставки в днище ковша: 1 - вставка; 2 - гильза; 3 - гнездовой кирпич.

Вставка находится в конической металлической оболочке. Нейтральный газ подводят по патрубку. Гнездовой кирпич и вставка выступают над уровнем днища ковша для предотвращения образования скрапин на поверхности вставки после разливки. Располагают узел на расстоянии 0,3-0,5 радиуса от стенки со смещением на 90? относительно оси канала для выпуска стали. Стойкость вставок составляет от 4 до 10 плавок.

При продувке металла с использованием рассмотренных устройств различают две характерные зоны: барботажную и циркуляционную. Барботажная факелообразная зона восходящих потоков формируется над продувочным устройством, а в остальной части объема металла потоки преимущественно направлены вниз, рис.15. Удельная энергия перемешивания ванны по Е.Т. Туркдогану оценивается формулой, Вт/т:

Е = 14,23 (V ^. T/M) ^. ?oq [1+H ^. 10 ⁵/(1,46^. P_O)] (13)

где V- объемный расход газа, м ³/мин; Т- температура металла, К;

М - масса жидкого металла, м; Н - глубина ввода газа, м; Р_{О -} давление газа на поверхности расплава, Па.



Рис. 15. - Схема образования потоков металла в ковше при продувке газом: 1 - ковшовый шлак; 2 - поток металла вблизи поверхности; 3 - поток вдоль стенки ковша; 4 - поток металла, увлекаемый газом; 5 - зона оголения металла.

С увеличением энергии перемешивания продолжительность продувки до полной гемогенизации расплава сокращается. С учетом геометрического фактора, эта зависимость оценивается формулой:

ф=100[(D²/H)²/E]^0,337 (14)

где H и D - глубина и диаметр ванны, м; ф, с.

Из приведенных зависимостей следует, что продолжительность гомогенизации расплава сокращается с увеличением расхода газа, температуры металла, глубины ванны и при снижении давления над расплавом.

4. Пористые швы днища ковша. Пористые швы футеровки днища ковша изготавливают из массы на основе кварцевого песка фракции 0,8-1,0 мм. Оптимальные условия обработки металла обеспечиваются при использовании кольцеобразного продувочного элемента, расположенного на периферии днища ковша шириной 0,5 радиуса ковша. Подача газа к пористым швам футеровки осуществляется через перфорированный лист двойного днища ковша или через слой щебенки из сырого доломита. уложенный под футеровкой. Газопропускная способность такого днища достигает 360м ³/(м ^2.час). Стойкость футеровки днища не снижается по сравнению с обычной футеровкой, достигая 20 плавок, но при разливке недостаточно нагретого металла швы заметалливаются.

Преимущество этого варианта продувки состоит в обеспечении лучшей дегазации металла из-за увеличения поверхности металл-газ.

2.2 Результаты обработки металла нейтральными газами

Обработка металла нейтральным газом в ковшах в течение до 10 мин. обеспечивает существенное снижение колебания содержания основных элементов в стали, рис.16.

Рис. 16. - Частотное распределение колебания содержания С, Мn, S в стали типа 20Г, полученной без продувки (1) и с продувкой (2) в ковше аргоном.

Даже в 350т кошах разница между максимальным и минимальным содержанием основных элементов по ходу разливки обработанного металла составляла только около 0,01%. Одновременно с этим усредняется и снижается температура металла в объеме ковша, рис.1

Рис. 1 - Сопоставление температуры на выпуске из конвертора стали 17ГС после усреднения в ковше (Т_{к 1}) и после окончания обработки (Т_{к 2}).

Перепад температуры в объеме ковша снижается примерно в 2 раза, а в зависимости от температуры футеровки ковша во время обработки температура металла понижается на 1,5 - 4,5?С/мин. Это позволяет оптимизировать температуру разливки перегретого металла, регламентируя продолжительность продувки после контрольного замера температуры.

Рафинирующее воздействие продувки стали в ковше нейтральным газом во многом аналогично обработке вакуумом, но менее эффективно. Продувка аргоном раскисленной стали обеспечивает коагуляцию, флотацию и ассимиляцию неметаллических включений покровным шлаком. Общее содержание кислорода в стали в течение 6 мин. обработки снижается более чем в 2 раза, рис.18.

Рис. 18. - Изменение общего содержания кислорода в стали [О]_общ при обработке металла продувкой аргоном.

При этом замена шамотной футеровки ковшей на основную и снижение окисленности покровного шлака существенно улучшают ситуацию. Если продувается не полностью раскисленный металл, то при уменьшении парциального давления СО увеличивается активность углерода, становится возможным дораскисление металла, восстановление некоторых оксидных неметаллических включений и за счет увеличения количества газовых пузырей интенсифицируется взаимодействие металла с покровным шлаком. Возможна дополнительная десульфурация металла в результате снижения окисленности ванны. Дегазация металла при продувке инертным газом обуславливается тем, что в пузырьках аргона начальное парциальное давление водорода, азота и оксида углерода равны нулю и далеки от равновесных с металлом. Степень дегазации повышается с увеличением межфазной поверхности металл-газ, исходной концентрации газов в металле, времени всплывания пузырьков и мощности перемешивания металла. Для дегазации важно ввести в расплав мелкие пузыри аргона равномерно распределенные в объеме. В результате нагрева, уменьшения ферростатического давления при всплывании и перехода в пузыри растворенных газов они растут с увеличением поверхности металл-газ.

Первоначальные размеры и время всплывания пузырьков газа зависят от конструктивных параметров продувочных устройств. Если используются сопла, то размер пузырей определяется объемным расходом аргона q:

r_{n =} 0,48^. q ^1,5 (15)

При продувке через пористые вставки:

r¹_{n =} 3^. у·d_n / (4^.q^. с_m) (16)

где у - поверхность натяжения; d_n - диаметр пор; с_m - плотность металла. Содержащиеся в стали сера и кислород снижают поверхностное натяжение, но затрудняют адсорбцию азота в поверхностном слое.

Оценивают необходимый удельный расход аргона для дегазации металла по формуле, м ³/т:

(17)

где M_г - молекулярная масса удаляемого газа; м - К.П. Д. продувки; Р - давление газа над расплавом, Па; [C] _K и [C]_H - конечное начальное содержание удаляемого газа, %; К - константа равновесия реакции растворения газа в металле при данной температуре Т по шкале Кельвина.

?g K_H = - - 1,577 (18)

?g K_N = - - 0,95 (19)

Из рисунка 19 следует, что для ощутимой дегазации стали расход аргона должен быть на уровне 3 м ³/т, что приведет к значительному понижению температуры металла и увеличению затрат.

Рис. 19. - Удаление водорода при продувке аргоном спокойной (1) и кипящей (2) стали (А) - область обычных расходов аргона.

Обработка стали в ковше аргоном кроме повышения качества за счет рафинирования, позволяет повысить некоторые физические и механические свойства в результате изменения структуры в жидком состоянии. Перемешивание микронеравновесного расплава способствует ускорению диффузионных процессов и частично разрушает существующие в расплаве неравновесные комплексы сильно взаимодействующих частиц. Расплав приближается к состоянию равновесия с более равномерным распределением атомов основных, легирующих и примесных элементов. Часть прочных внутренних связей в неравновесных комплексах высвобождается, при этом увеличивается средняя энергия межчастичного взаимодействия, в результате чего увеличивается поверхностное натяжение расплава, энергия активации вязкого течения и кинематической вязкости расплава. Увеличивается также плотность, теплопроводность, магнитная восприимчивость и пр. Стабилизация свойств достигается обычно после продувки в течение 10 мин.

Обработанный металл затвердевает с увеличенной толщиной ламинарного слоя у фронта кристаллизации при меньшем развитии ликвации. Обеспечивается получение более плотной и однородной структуры, а излом ударных образцов становится преимущественно вязким, чашечным.

Это приводит к росту ударной вязкости и прочности металла, особенно в сталях и сплавах с повышенным содержанием карбидообразующих элементов.

К недостаткам технологии обработки стали аргоном в ковше относятся:

- высокий расход аргона для дегазации стали;

- большое снижение температуры металла при длительной обработке;

- наличие застойных зон в нижней части ковша;

- оголение металла из-под шлака;

- несовершенство техники ввода аргона;

- необходимость запаса объема ковша;

- рефосфорация при попадании в ковш плавильных шлаков.

2.3 Варианты совершения обработки металла аргоном в ковшах

Процесс САВ, разработанный в Японии, предусматривает наличие на зеркале металла в ковше, накрытом крышкой, синтетического шлака, рис.20.

Рис. 20. - Схема САВ - процесса: 1 - ковш с металлом; 2 - крышка ковша; 3 - устройство для загрузки ферросплавов; 4 - отверстие для отбора проб; 5 - синтетический шлак; 6 - шиберный затвор; 7 - пористая пробка для ввода аргона.

Обеспечивается вытеснение воздуха из пространства над металлом продувочным аргоном и снижение потерь тепла излучением. Металл предохраняется от взаимодействия с атмосферой, а дополнительный запас тепла позволяет удлинить обработку.

SAB - процесс (рис.21) применяется тогда, когда не удается полностью отсекать шлак при выпуске плавки. Метод предусматривает установку погружного колпака над продувочным устройством, которым отсекается основная масса покровного шлака, а внутри колпака вводимыми добавками формируется синтетический шлак.

Ферросплавы вводятся через колпак. пространство которого заполняется аргоном, что обеспечивает большую степень их усвоения.



Рис. 21. - Схема SAB - процесса: 1 - ковш с металлом; 2 - погружной огнеупорный колпак; 3 - отверстие для подачи материалов; 4 - синтетический шлак; 5 - окислительный шлак; 6 - шиберный затвор; 7 - пористая пробка для ввода аргона.

CAS - процесс (рис.22) предусматривает отсечку покровного шлака при погружении огнеупорного колпака, торец которого закрыт расплавляющимся металлическим конусом. Ковш и колпак перекрыты сверху крышками. Обеспечивается снижение потерь тепла и нейтральная атмосфера в колпаке, через который вводятся ферросплавы и др. добавки. Степень усвоения алюминия достигает 90%, а углерода и легирующих элементов - до 100%.

Фирмой "Симимото металл индастриз" разработан процесс IR - UT, (рис.23) предусматривающий инжекцию в металл рафинирующих порошков и химический нагрев ванны со скоростью до 7?С/мин. Установка оборудована двумя фурмами для подачи кислорода и рафинирующих реагентов в потоке аргона (азота). Зеркало металла в ковше перекрывается погружным огнеупорным колпаком, через который вводят раскислители и легирующие. Обеспечивается регулирование температуры металла, рафинирование и гомогенизация.



Рис. 22. - Схема СAS - процесса: 1 - ковш с металлом; 2 - погружной колпак из высокоглиноземистых огнеупоров; 3 - отверстие для отбора проб; 4 - люк для ввода ферросплавов; 5 - расправляющийся конус из листовой стали, препятсвующий попаданию шлака при опускании колпака в металл; 6 - пористая пробка для ввода аргона.

Рис. 23. - Схема IR - UT - процесса: 1 - кислород; 2 - аргон (азот); 3 - бункер с присадками; 4 - бункер с порошковыми реагентами; 5 - инжектирующий газ; 6 - лебедка погружного колпака; 7 - кислородная фурма; 8 - погружной калпак; 9 - отвод газов; 10 - фурма; 11- ковш; 12 - тележка.

Широкое распространение способов обработки стали в ковшах, с применением продувки аргоном, оправдывается следующими достигаемыми результатами:

- минимальные капитальные и эксплуатационные затраты и большие возможности по совершенствованию технологий;

- усреднение химического состава стали с обеспечением отклонения содержания элементов от среднего значения на уровне погрешности анализа при снижении брака по химическому составу до 4%;

- снижение угара раскислителей и легирующих элементов, позволяющих снизить расход ферросплавов;

- исключение в металле неметаллических включений размером более 40мкм и существенное снижение общего их содержания;

- достижение определенной степени дегазации металла по водороду и азоту;

- обеспечение оптимизации температурного режима разливки стали;

- осуществление непрерывной разливки металла с горячей посадкой заготовок, не требующих зачистки;

- повышение микронеоднородности и механических свойств металла;

- интенсификация процесса вакуумирования, обработки металла синтетическими шлаками и порошкообразными реагентами.

2.4 Аргонно-кислородная продувка

В основе способа аргонокислородного обезуглероживания (AOD) используется повышение активности углерода при разбавлении пузырей СО аргоном с уменьшением Р_СО.

Наиболее распространенный вариант конструкции AOD- конвертера показан на рис.24.



Рис. 24. - Конструкция конвертера для аргоно-кислородной продувки: а - конвертер; б - фурма.

Несколько сопел конвертера располагают в футеровке вблизи днища с противоположной стороны от сталевыпускного отверстия по сегменту равному ¹/₃ диаметра конвертера. При наклоне конвертера сопла с металлом не соприкасаются. Сопло конвертера состоит из двух концентрических труб. По внутренней трубе подают смесь кислорода и аргона, а по кольцевому зазору защитный аргон. Соотношение расходов О ₂:Ar в окислительный период уменьшают от 3:1 до 1:3, рис.25.

Рис. 25. - Ход продувки металла в агрегате АКР (АОД) при производстве низкоуглеродистой высокохромистой стали.

В начале продувки хромистого полупродукта допускается замена аргона азотом. В восстановительном периоде присаживают ферросилиций, восстанавливая хром до остаточного содержания в шлаке Cr₂O₃ около 1,7%. После этого скачивают ²/₃ шлака и в конвертер загружают известь и плавиковый шпат, продолжая продувку ванны аргоном. В восстановительном периоде восстанавливается хром, снижается содержание в металле серы и кислорода. Общая продолжительность продувки составляет около 80 мин. Расход кремния на восстановления хрома - 11кг/т, расход извести - 70кг/т, плавикового шпата - 6кг/т.

Метод AOD уступает методу VOD по степени использования хрома и достижении низких содержаний углерода, но в нем используется простое оборудование, обеспечивается высокая производительность агрегатов и возможность в широких пределах изменять окислительный потенциал газовой фазы. В связи с этим метод AOD распространяется не только для производства коррозионностойких, но и электротехнических, конструкционных и др. сталей.

Этим способом в шихте может использоваться хромистая руда. В Японии методом AOD получают хромоникелевые стали из никелевых (~14%Ni) и хромистых (~42%Cr) полупродуктов, получаемых из первородного сырья в рудовосстановительных печах. Сталь отличается низким содержанием азота и примесных цветных металлов.

Разрабатывается вариант переработки хромосодержащего и никельсодержащего металлолома непосредственно в OAD - конвертере с использованием вдувания каменноугольных порошков.

3. Обработка металла синтетическим шлаком

В сталеплавильных агрегатах не удается обеспечить получение высокоосновных низкоокисленных шлаков и хорошее их перемешивание с рафинируемым металлом для существенного повышения коэффициента распределения серы и кислорода. Предпочтительней сказалось интенсифицировать переход в шлак серы и кислорода в сталеразливочных ковшах с подогретой основной или с высокоглиноземистой футеровкой. Впервые в 1925 году рафинирование стали в ковше жидким синтетическим шлаком было предложено советским инженером Ф.С. Точинским. В 1933 году способ обработки металла жидкими известково - глиноземистыми шлаками был запатентован французом Р. Перреном. В 1966 году группе советских металлургов С.Г. Воинову, А.С. Точинскому и др. за разработку и внедрение технологии рафинирования стали синтетическими шлаками присуждена Ленинская премия.

Технологии обработки стали в ковшах жидкими известково-железистыми шлаками для снижения содержания фосфора и обработки кислым шлаком основной стали для снижения содержания неметаллических включений не нашли широкого применения. В тоже время различные варианты десульфурации металла в ковше известково-глиноземистыми безокислительными шлаками получили широкое распространение. Так как переход серы из металла в шлак интенсифицируется с увеличения поверхности взаимодействия этих фаз, то только предварительный слив в ковш шлака восстановительного периода электродуговой плавки позволяет при последующем перемешивании с ним выпускаемого металла этой же плавки увеличить з_s в 4 раза (с 15 до 60).

При сливе в ковш и раскислении части конечного конвертерного шлака, с последующим выпуском на него металла, обеспечивается дополнительная степень десульфурации на 40% с уменьшением количества неметаллических включений на 30%.

В основном варианте этой технологии предусматривается получение жидкого шлака в дуговой электропечи с заданным составом и температурой. Предпочитают стационарную печь. С графитовых (угольных) блоков изготовляют подину и откосы, а свод и верхнюю часть стенок - из магнезитовых огнеупоров. Экономичней производить наплавку шлаков при непрерывной работе печи или большими сериями. Состав синтетического шлака регламентируется по следующим компонентам,%: CaO 50-55; Al₂O₃ 37-43; SiO₂ обычно до 7; MgO до 7; (FeO+MnO) не более 1,5. Содержание фосфора в шлаках исключается, так как при обработке он перейдет в металл. Температура шлака перед выпуском из печи не ниже 1650?. Расход шлака 3-5% от массы обрабатываемого металла.

Более экономичным способом является выплавка синтетических шлаков в циклонной шлакоплавильной установке (рис.26), состоящей из циклона и расположенного под ним копильника.

Рис. 26. - Схема циклонной шлакоплавильной установки.

В циклоне обеспечивается эффективный прогрев частиц шихты в газовом потоке и пленочное плавление на стенках. В окислительной атмосфере из шихты удаляется до 97% содержащейся в ней серы, что позволяет организовать многократное использование шлаков по безотходной технологии, добиваясь значительной экономии дефицитных исходных шихтовых материалов. Капитальные затраты здесь ниже по сравнению электродуговой плавкой и в 5 раз ниже эксплуатационные расходы.

Необходимое количество наплавленного шлака сливают в нагретый ошлакованный ковш за 15 мин до выпуска плавки. Металл из плавильного агрегата сливают в этот же ковш, обеспечивая оптимальную скорость истечения струи. Присадку раскислителей и легирующих в ковш заканчивают при наполнении ковша на 0,5 высоты. Интенсивность рафинирования металла во многом определяется удельной межфазной поверхностью, зависящей от степени дисперсности частиц шлака. С увеличением высоты свободного падения струи выпускаемого металла и гидростатического давления его в ванне агрегата увеличивается мощность перемешивания фаз, что в первую очередь определяет дисперсность частиц шлака. Размеры частиц шлака находятся в пределах от 0,01 - 3,0 мм, а удельная межфазная поверхность составляет 100 - 300 м ²/м ³ металла. Она тем больше, чем меньше вязкость шлака и поверхностное натяжение у_м-ш.

Следует отметить. что при высоком исходном содержании в металле поверхностно активных серы и кислорода, снижающих у_м-ш, облегчается измельчение шлака, повышая степень рафинирования. В конце обработки содержание серы и кислорода понижается, повышается у_м-ш, облегчая отделение шлака от металла.

Основным результатом обработки металла синтетическим шлаком является его десульфурация. Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом в зависимости от состава шлака можно оценить следующим выражением:

з_s=2,3? (CaO¹)/(FeO) (20)

где (CaO¹) = (CaO) + 1,4(MgO) -1,86(SiO₂) - 0,55(Al₂O₃)

(CaO¹)- содержание свободной (CaO¹) в шлаке,%; (FeO), (CaO), (MgO), (SiO₂) и (Al₂O₃) _- содержание этих окислов в шлаке, %. Коэффициент распределения серы между синтетическим шлаком и металлом изменяется в основном в пределах 40-200. Большие его значения относятся к высокоосновным шлакам с низким содержанием (FeO) и к высокоуглеродистым и раскисленным сталям.

Из баланса серы при ее перераспределении в процессе обработки можно оценить необходимый расход синтетического шлака для заданного снижения содержания серы в металле, используя выражение:

q _ш = 100 (S_H - S_K)) / (S_{K ?} з_S - S_Ш) (21)

где S_H, S_K, S_{Ш -} соответственно начальное и конечное содержание серы в металле и содержание серы в синтетическом шлаке, %;

q _ш - расход синтетического шлака в % от массы металла. Если нужно оценить конечное содержание серы в металле при заданном расходе синтетического шлака, то из выражения (21) его можно выразить в виде формулы:

S_K = (100?S _{H +} q_{ш ?} S_Ш) / (100 + q_{Ш ?} з_s) (22)

На результаты десульфурации отрицательное влияние оказывает разбавление синтетического шлака в ковше окислами FeO и SiO_2, особенно при неудовлетворительной отсечке окислительного плавильного шлака. При шамотной футеровке ковша шлак разбавляется продуктами эрозии огнеупоров. Некоторое количество SiO₂ поступает в шлак в результате угара кремния при раскислении стали кремний содержащими ферросплавами.

Обычно в заводской практике степень десульфурации в ковше синтетическими шлаками составляет 60-80%.

Одновременно с десуфрурацией металла при обработке металла синтетическим шлаком обеспечивается раскисление металла. В соответствии с законом распределения

L_O = а_(FeО) / а[o],

откуда

а[o] = а_(FeO) / L_O.

Так как в синтетическом шлаке значение а_(FeO) ничтожно мало, то окисленность металла снижается в 1,5 -2,0 раза. Дальнейшее удаление кислорода достигается за счет раскислителей с соответствующим уменьшением их расхода. Содержание кислорода в стали при обработке снижается еще и в результате защиты зеркала металла в ковше синтетическим шлаком во время выпуска металла.

Важным результатом является также удаление неметаллических включений со всплывающими каплями синтетического шлака. Обычно межфазное натяжение на границе капли синтетического шлака с неметаллическими включениями меньше, чем на границе металл-неметаллические включения. Поэтому неметаллические включения отделяются от металла и всплывают со шлаковыми частицами, ассимилируясь покровным шлаком. Содержание неметаллических включений уменьшается примерно в 2 раза.

Разновидностью метода обработки стали жидкими синтетическими шлаками, является метод смешения, когда в ковш сливают сталь на синтетический шлак, смешанный с лигатурой. Если синтетический шлак плавят вместе с лигатурой в одной дуговой печи, то процесс называют совмещенным. В этих вариантах не требуется иметь запас тепла металла на прогрев и плавление холодных ферросплавов, а более раннее раскисление металла в ковше повышает степень его рафинирования. Если используется высокоуглеродистая лигатура и перекиосленный полупродукт, то процесс рафинирования интенсифицируется дополнительным перемешиванием ванны всплывающими пузырями СО.

Рафинирование стали жидкими синтетическими шлаками в ковше, обеспечивает следующие технико-экономические преимущества.

1. Процесс осуществляется вне сталеплавильного агрегата во время выпуска металла в ковш без специально задалживаемого времени. Это позволяет рафинировать сталь, выплавленную в любом агрегате в том числе из низкосортной шихты. При этом повышается производительность и долговечность сталеплавильных агрегатов, так как операции рафинирования и раскисления стали переносятся в ковш и сокращается высокотемпературный период плавки.

2. С увеличением вместимости агрегатов и ковшей эффективность обработки повышается из-за повышения удельной энергии перемешивания, уменьшения отрицательного влияния футеровки и сокращения удельных потерь тепла.

3. Состав рафинировочного шлака не зависит от особенностей технологии выплавки стали, а выбирается, исходя из высокой его рафинирующей способности.

4. Надежно обеспечивается степень десульфурации до 80%, снижается окисленность металла в 1,5-2,0 раза, примерно в два раза снижается общее содержание неметаллических включений в стали, улучшаются показатели механических, технологических и служебных свойств металла.

5. Уменьшается и стабилизируется угар и расход раскислителей, надежно обеспечивается требуемый химический состав стали, достигается некоторое восстановление алюминия из шлака в металл и получение мелкозернистой структуры.

6. При совместном использовании повышается эффективность вакуумирования, обработки стали шлаками в разливочном и промежуточном ковшах для более глубокого рафинирования металла.

4. Обработка шлака в ковше твердыми шлакообразующими смесями и порошкообразными материалами

При наличии избытка тепла или средств подогрева металла определенная степень рафинирования металла обеспечивается и без предварительной подготовки жидких шлаков. Чаще всего используется смесь, состоящая из свежеобожженной извести и плавикового шпата в соотношении 4:1, размер кусков до 40-50 мм с расходом до 10кг/т. Технологией предусматривается перегрев металла перед выпуском на 15?С, отсечка плавильного шлака, определенная последовательность ввода в ковш раскислителей и ферросплавов из расчета обеспечения до 0,02% алюминия в стали. ТШС присаживается в ковш после наполнения его металлом на 0,3-0,5 высоты. Степень десульфурации составляет от 20 до 50%. Она тем выше, чем больше расход ТШС и раскислителей и чем тщательнее отсекается плавильный шлак. Продувка ванны аргоном повышает степень десульфурации. Этот способ применяется и при частичной замене синтетического шлака.

На комбинате "Азовсталь" при использовании многокомпонентной ТШС обеспечивается содержание в трубной стали не более 0,010% серы. В составе смеси 60% извести, 20% плавикового шпата, 10% магнезитового порошка и 10% алюмошлака (в его составе 85% металлической части).

Технология применения ТШС отличается простотой, но она не всегда обеспечивает высокие стандартные результаты по повышению качества металла.

Существенно повысить степень использования рафинирующих реагентов удается при измельчении их до порошкообразного состояния и глубинном вводе в обрабатываемый металл вместе с металлическими составляющими (Al, Ca, Mg и их сплавами). Применение измельченных реагентов обеспечивает максимальную контактную поверхность, быстрый прогрев и взаимодействие их с металлом.

Помол материалов производится на шаровых мельницах со взрывобезопасным исполнением в атмосфере нейтрального газа. Фракции до 0,4 мм должно быть не менее 85%, а фракция более 2 мм отсеивается на контрольном сите. Для обеспечения хорошей текучести смеси необходимо уменьшать шероховатость частиц. что достигается, например, повышением температуры обжига извести до 1400?С. При этом снижается и гигроскопичность смеси. Кальций магний и др. активные реагенты безопасней применять в виде гранул в оболочке из хлористых солей ЩЗМ.

Сначала была внедрена инжекционная технология ввода порошковой смеси в глубь металла в потоке газа носителя (аргон, азот, воздух, окислительные и восстановительные газы). Схема типовой установки для вдувания порошкообразных материалов в ковш приведена на (рис.27).

Рис. 2 - Принципиальная схема установки для ввода порошкообразных реагентов в ковш кислородно-конвертерного цеха комбината "Азовсталь": 1 - 3 пневмопитатели с силикокальцием; 4 - загрузочный контейнер; 5 - пневмоцилиндры; 6 - клапан загрузочный; 7 - фурма; 8 - переключатель потоков; 9 - материалопроводы; 10 - весоизмерительное устроство; 11 - отсечной клапан; 12 - инжектор; 13 - отсечные клапаны с электромагнитным управлением.

В составе установки пневмопитатели аэрационного типа, загрузочное устройство, весоизмерительная аппаратура, инжектор и пр. Доставляют порошкообразный материал в специальных герметических контейнерах с пневмовыдачей материалов. Срок использования порошковой извести 24 часа. Отечественные установки работают при расходе газа по системе 10-30 л/кг смеси. Непосредственно в металл ковша порошковые реагенты вводят через погружную фурму сверху или через газопорошковые сопла, установленные в канале шибера.

Обработка металла порошкообразными материалами применяется с целью дефосфорации, десульфурации, науглероживания, модифицирования, раскисления и пр.

4.1 Дефосфорация металла

Возможна окислительная и восстановительная дефосфорация.

Для окислительной дефосфорации, когда кислородный потенциал Ро ₂ более 10^-3Па, в струе кислорода вдувается смесь состоящая из 65% извести, 25% железной руды и 10% плавикового шпата. Расход смеси 2,5-3,0% от массы металла. Но такой процесс плохо совмещается с необходимостью раскисления и легирования металла в ковше. Потери легирующих элементов снижают экономичность процесса.

Восстановительная дефосфорация при Ро ₂ < 10^-13Па пока недостаточно опробована. В промышленных экспериментах хромоникелевую сталь продували смесью карбида кальция c силикокальцием в потоке аргона с расходом 5% от массы металла. Степень дефосфорации составляла 80%, при содержании хрома 33% она достигала 98%. Добавки к смеси плавикового шпата интенсифицируют процесс рафинирования стали с попутным удалением серы, кислорода, азота и некоторых цветных металлов. Образующийся после восстановительной дефосфорации шлак содержит Ca₃P₂ и CaS, которые при взаимодействии с H₂O образуют токсичные соединения PH₃ и H₂S, поэтому его нельзя гранулировать, применяя воду. Предварительная продувка шлака кислородом при температуре выше 800?С снижает содержание в шлаке PH₃ в 20 раз, а H₂S в 15 раз.

4.2 Десульфурация металла

Для удаления серы в струе аргона (азота) вдувают порошкообразные смеси на основе извести (75%) и плавикового шпата (25%). Введение в состав смеси Ca, Mg, Al, РЗМ, SiCa, CaC₂ и СаCN₂ позволяет снизить общий расход смеси с 4,0 до 2,2 кг/т стали. Обработка производится после предварительного хорошего раскисления металла при высокоосновном покровном шлаке в ковшах с запасом высоты и подогретой основной или высокоглиноземистой футеровкой. На "Азовстали" в 350 т ковшах обработка длится около 10 мин. при расходе аргона на аэрацию и сопло 35-70м ³/час и давлении аргона в питателе не менее 0,8 МПа. Падение температуры составляет 2-3?С/мин, что требует соответствующего перегрева металла перед выпуском на 10-15?С, учитывая снижение температуры при продувке одним аргоном 1,5?С/мин. Степень десульфурации достигается до 90%.

4.3 Науглероживание, азотация и легирование стали

При науглероживании металла в ковше присадками кусковых карбонизаторов на струю во время выпуска металла зачастую не обеспечивается прогнозируемое повышение содержания углерода и попадание в заданный анализ. Поэтому при наличии соответствующего оборудования науглероживание производят инжекцией порошков кокса или графита в потоке нейтрального газа. В порошках влажность не должна превышать 0,5%. Фракционный состав порошков 0-1 мм, при содержании более 70% фракции менее 0,4 мм. Стабильно обеспечивается степень усвоения углерода на уровне 95%, что снижает случаи непопадания в заданный анализ по углероду. Попутно металл промывается газовыми пузырями СО, интенсифицируя дегазацию и всплывание неметаллических включений.

На комбинате "Азовсталь" при производстве конверторных марганцеванадиевых сталей для магистральных трубопроводов используется азотация металла методом, разработанным в 1976 году в Швеции. Применяется порошковая смесь, содержащая 55% CaCN₂, 33% CaO и 12% углерода. Продувка производится в потоке азота через футерованную плавленым высокоглиноземестым огнеупором фурму, погружаемую в металл на 2,5 м.

При расходе порошка, соответствующего 600г/т стали кальция обеспечивается конечное содержание в металле серы менее 0,002%, а кислорода - менее 0,005%.

При низком содержании этих поверхностно активных элементов в стали азот усваивается из несущего газа и в пересчете на азот цианамида кальция степень его усвоения составляет около 70%. В металле обеспечивается получение дисперсной нитридной фазы с увеличением ударной вязкости. Замена ранее применявшегося дефицитного азотированного ферромарганца дает значительный экономический эффект.

Примером легирования стали инжекцией порошков может служить разработанная японской компанией Ковасаки технология производства автоматной стали. В ковш вдувают в течение 8-12 мин в потоке аргона порошковую смесь СаО с РbО в количестве 5 кг/т стали с расходом аргона 30м ³/час. Обеспечивается степень усвоения свинца на уровне 80% с равномерным распределением его в слитках.

4.4 Особенности рафинирования стали кальцием, магнием и РЗМ

Впервые в 1969 году метод вдувания кальций и магний содержащих материалов в ковш внедрила в ФРГ фирма Тюссен Нидерхайн, назвав его TN - процессом. Технология учитывает специфические свойства кальция. Это легкий металл плотностью 1,55г/см ³, температура его плавления 850?С, а кипения - 1420?С. В жидкой стали он находится в парообразном состоянии, поэтому для повышения степени усвоения кальция необходимо создавать металлостатическое давление столба жидкой стали, заглубляя место его ввода. Упругость паров кальция понижается и степень его усвоения повышается, если он вводится в виде соединений CaC₂, SiCa, CaCN₂ и др.

Растворимость кальция в чистом железе при равновесных условиях составляет 0,032%. Содержащиеся в стали углерод, кремний, алюминий и др. элементы повышают растворимость кальция и фактически в стали она составляет около 0,1%. Кальций обладает высоким химическим сродством к кислороду и сере, поэтому степень десульфурации повышается при вводе его в хорошо раскисленный металл. Кальций связывает серу в сульфид CaS, который ассимилируется шлаком. Для обеспечения 90%-й степени десульфурации расход кальция составляет 1,5 кг/т стали.

В раскисленной алюминием стали при отношении Ca/Al >0,1 образуются жидкие включения , которые быстрее, чем твердые CaO ? 6Al₂O₃ (при Ca/Al < 0,1) всплывают в ковше, а при разливке не закупоривают канал сталеразливочного стакана, обеспечивая хорошую разливаемость стали.

Оставшиеся в металле жидкие неметаллические включения алюминатов кальция образуют дисперсные включения сферической формы, которые не деформируются при прокатке в остроугольные цепочки и в меньшей степени, чем глиноземистые ухудшают свойства металла, улучшая обрабатываемость режущими инструментами.

Кальций уменьшает также вредное влияние оставшейся в металле серы, так как включения CaS меньше, чем M_nS вытягиваются вдоль направления прокатки. Это снижает анизотронию свойств. В жестких технических условиях отношение Ca/S устанавливается более 0, Сталь, обработанная кальцием, имеет более чистые границы зерен, однороднее, обладает лучшими показателями механических свойств и анизотропии.

Магний отличается от кальция большей плотностью (1,74г/см ³), более низкими температурами плавления (651? С) и кипения (1107?С), поэтому взаимодействие его в металле сопровождается большим бурлением и требуются соответствующие меры для предотвращения оголения металла из-под шлака и выбросов. При обработке магния в металле больше снижается содержание кислорода и серы, чем при обработке кальцием. Поэтому магний рекомендуется применять для рафинирования более окисленной низкоуглеродистой стали. Расход магния на десульфурацию стали примерно в 3 раза ниже, чем кальция. Эффективность использования магния повышается, если он применяется в виде сплавов или в смеси с такими компонентами, как СаО, CaF₂ и др.

Для достижениея в стали весьма низких содержаний серы практикуют обработку с применением РЗМ на основе церия или циркония (реже иттрия, лантана, неодима, празеодима и др.). Важными свойствами редкоземельных металлов являются относительно не высокая температура плавления (1070-1450?С) при высокой температуре кипения (3200-4600?С). Ввод их в металл не вызывает таких затруднений, как в случае обработки магнием или кальцием, а значительная жидкотекучесть при температурах обработки обеспечивает равномерное распределение их в объеме жидкой стали. Растворимость в стали РЗМ выше, чем кальция, и составляет до 0,5%. РЗМ обладает высоким сродством к кислороду, сере, азоту и водороду и нейтрализует вредное воздействие на свойства стали легкоплавких цветных металлов.

Применяя РЗМ, для рафинирования стали, необходимо учитывать высокую температуру плавления их оксидов (1690-2272?С) и сульфидов (1795-2200?С), а также большую плотность соответственно для оксидов и сульфидов 6,6-7,3 и 5,2-5,9 г/см ³. Поэтому удаление неметаллических включений затруднено. РЗМ следует вводить в хорошо раскисленную сталь и обеспечивать ассимиляцию неметаллических включений покровным шлаком. Кроме рафинирующего воздействия, РЗМ оказывают благотворное влияние на качество стали, как модификаторы.

4.5 Введение материалов в жидкую сталь в оболочке

Наряду с вдуванием порошковых реагентов в жидкий металл все большее распространение получает менее опасная и более экономичная технология обработки металла в ковше легкоиспаряющимися и легкоплавкими кальцием, магнием, алюминием и др. материалами, вводимыми в оболочке на значительную глубину под уровень металла. Самым простым из этих способов является метод введения в глубь металла реагентов в виде заключенного в тонкий стальной кожух блока цилиндрической формы, состоящего из кальция и железа. Подбором соотношения между железом и кальцием обеспечивается постепенное расходование кальция и снижение его потерь, блок крепят на защищенной футеровкой штанге с грузом и погружают в металл мостовым краном. При большом расходе алюминия, его вводят таким же способом. Обеспечивается значительное повышение степени усвоения кальция и алюминия, но результаты нестабильны.

Предложенный японцами в 1972 году способ выстреливания в металл с помощью пневматического пулемета пуль, изготовленных из кальциевых сплавов и алюминия, из-за сложного оборудования не применяется.

Перспективным, находящим все более широкое применение на практике, является способ ввода реагентов в виде порошковой проволоки (ПП) при помощи трайб-аппарата, рис.28.

Проволоку получают, закатывая порошок (гранулы) в тонкостенную стальную оболочку и прокатывая до диаметра 5-18 мм. Поставляется ПП в бухтах (катушках). В погонном метре ПП содержится до 400 г наполнителя.

Трайб-аппарат состоит из пневматического или электрического привода, тянущих роликов, правильного устройства и направляющей трубы, обеспечивающей строго вертикальное погружение проволоки в расплав. С рабочего бунта проволока сматывается со скоростью до 8 м/с. Надежней работает трайб-аппарат при безинерционном сматывании проволоки.

Рис. 28. - Схема ввода ПП трайб-аппаратом в металл ковша.

В конкретных случаях скорость ввода ПП подбирают так, чтобы расплавление намерзшей и исходной оболочки заканчивалось как можно глубже в объеме металла, а контактирование реагентов с металлом было более продолжительным. О полноте усвоения кальция свидетельствует отсутствие на зеркале металла в ковше факелков от дожигания его паров при взаимодействии с кислородом воздуха. Обычно полезно расходуется 65% кальция, в том числе по 25% на раскисление и десульфурацию, а 15% растворяется в металле. Равномерность распределения кальция в объеме металла и удаление неметаллических включений обеспечивается одновременной продувкой металла аргоном.

Расход аргона при этом ниже, чем при инжекционной технологии, меньше снижается и температура металла, особенно при использовании кальций-алюминевой проволоки (КАП), в которой вместо балластной стальной оболочки используют алюминиевую.

Высокая эффективность совместного введения в металл кальция с алюминием объясняется разработанной теорией о создании в объеме металла локальных зон, в которых условия рафинирования отличаются от таковых в основном объеме металла. Если в локальной зоне металл за счет повышенного содержания алюминия глубоко раскислен, то степень использования кальция может быть увеличена до 80-85% и обеспечено глубокое обессеривание металла. Такие зоны легче обеспечиваются порошковой проволокой, чем при инжекционной технологии, так как реагент в ПП успевает прогреваться до вступления во взаимодействие с металлом. Степень усвоения кальция при вводе его ПП в 2 раза выше, чем при инжекционной технологии и соответственно снижается его расход. Кроме того, на 40% снижается насыщение стали азотом из-за меньшего оголения металла из-под покровного шлака.

Разливать глубоко рафинированный металл необходимо с защитой открытых поверхностей от вторичного окисления, так как отсутствует блокирование переходу азотом и водородом поверхностно активными серой и кислородом.

Обработка стали в ковше порошкообразными реагентами, обеспечивает решение многообразных задач и получает все большее распространение благодаря следующим ее преимуществам:

- ускоряются процессы взаимодействия реагентов с металлом из-за увеличения удельной поверхности контакта, а с увеличением вместимости ковшей сокращается удельный расход реагентов, и снижаются потери тепла;

- границы зерен очищаются от оксисульфидных пленок;

- уменьшается вредное влияние на качество металла остающихся в нем оксидных и сульфидных неметаллических включений, которые имеют меньшие размеры, округлую форму, не деформируются при прокатке и равномерно распределены в объеме металла;

- улучшается разливаемость и деформируемость металла, обрабатываемость резанием и свариваемость;

- снижается сегрегация примесей, особенно в крупных слитках, увеличивается плотность металла, повышаются показатели служебных и механических свойств, особенно по анизотропии;

- введение РЗМ дополнительно дегазирует металл, модифицирует, повышает трещиностойкость и технологическую пластичность;

- высокая надежность получения стабильных качественных показателей позволяет отказаться от трудоемкого поплавочного контроля качества продукции, изготовляемой с применением обработки жидкой стали ЩЗМ и РЗМ.

5. Комплексное внепечное рафинирование стали

По мере совершенствования простых методов внепечной обработки стали, рассмотренных ранее, получают распространение и методы комплексного рафинирования металла. В отличие от простых методов. комплексные методы обеспечивают одновременно дегазацию металла и удаление вредных примесей, а в некоторых вариантах и подогрев металла. Комплексные методы обработки обеспечивают более высокую эффективность по достигаемым результатам и сокращению затрат, но требуют усложнения конструкции ковша и более сложного оборудования. Комплексы состоят из нескольких установок, используемых в различных сочетаниях (модульная система) или представляют собой универсальные многофункциональные системы, обеспечивающие сокращение общей продолжительности обработки.

Одним из вариантов комплексной технологии является, совмещение обработки синтетическим шлаком с вакуумированием стали. Оборудование используется такое же, как при струйном вакуумировании стали, переливаемой из ковша в другой ковш. В результате вспенивания шлака и диспергирования струи металла в вакуумном пространстве величина межфазной поверхности возрастает до 1600 м ²/т металла. В движущейся через относительно вязкий шлак капле металл непрерывно перемешивается с обновлением контактной поверхности. Окисленность шлака в контакте с металлом низкая. В этих условиях устойчиво обеспечивается степень десульфурации на уровне 70%, полное удаление неметаллических включений размером свыше 15 мкм с общим снижением кислорода на 75%. Дегазация металла по водороду около 40%. т.е. ниже, чем при простом вакуумировании, так как растворимость водорода в основных шлаках значительно выше, чем в металле.

В реже используемом варианте вакуумирования в столбе шлака (ВСШ) струя металла вакуумируется в небольшой вакуумной камере с последующим рафинированием капель в струе шлака барометрической высоты в шлаковом рукаве, рис. 29.

Рис. 29. - Схема способа ВСШ: 1 - вспомогательный ковш; 2 - вакуумная камера; 3 - сталеразливочный ковш; 4 - синтетический шлак.

Рафинируемый металл накапливается в приемном сталеразливочном ковше, который специальная следящая система опускает, сохраняя рукав погруженным в шлак. Рафинировочные свойства шлака в способе ВСШ используются более полно, обеспечивая степень десульфурации до 90% и уменьшение неметаллических включений в 3-5 раз. В отличие от простой обработки металла синтетическим шлаком при вакуум-шлаковой обработке диспергируется металл, а не шлак, что исключат наличие в металле мелких шлаковых частиц.

Эффективным, часто применяемым является совмещение продувки металла аргоном с другими простыми методами обработки металла. Это обеспечивает перемешивание фаз, создание готовой поверхности раздела газ-металл, увеличение скорости массопереноса и пр.

Примером способа обработки стали в многофункциональном агрегате, является ASEA - SKF - процесс, возникший в Швеции в 1964 году. Способ предусматривает использование индукционного перемешивания и подогрева металла электрическими дугами в ковше с крышкой, футерованными специальными огнеупорами. Вакуумирование производится на втором стенде при накрывании ковша вакуум плотной крышкой. Предусмотрена также возможность использования рафинирующих смесей. При необходимости металл в таком ковше может выдерживаться до двух часов.

...