Технология плавки в открытых дуговых печах

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Появление и развитие внепечной обработки расплавов обусловлено повышением требований к качеству металлов и сплавов, необходимостью разработки технологии и производства сплавов принципиально нового качества и ограничением возможности получения их традиционными методами в плавильных агрегатах.

При внепечной обработке протекают следующие физические и физико-химические процессы:

- выравнивание температуры и химического состава стали в объеме ковша, которое достигается продувкой инертным газом или перемешиванием при некоторых способах вакуумирования;

- глубокое обезуглероживание (<0,02C), которое достигается вакуумированием;

- углеродное раскисление и, высокая чистота стали по оксидным включениям - вакуумированием;

- дегазация с получением содержания водорода в сталях и сплавах <2·10^-4% - вакуумированием;

- десульфурация до <0,003^% S - продувкой порошками, обработкой шлаком;

- изменение формы (модификация) оксидных и сульфидных включений - обработкой порошками щелочноземельных металлов (обычно кальция), их сплавов.

Перечисленные металлургические процессы эффективно протекают при внепечной обработке за счет ряда особенностей по сравнению с плавильными агрегатами. Основные из них:

­ создание наиболее благоприятных термодинамических условий для развития данного процесса; наводка шлака, обеспечивающего наиболее глубокую десульфурацию, а не шлака, который в печи или конвертере должен выполнять противоположные функции при окислении и десульфурации;

­ увеличение скорости взаимодействия стали с газовой фазой или шлаком вследствие дробления металла на порции (капли) с развитой контактной поверхностью;

­ повышение интенсивности массопереноса в металле вследствие его дробления на порции (капли) и, следовательно, увеличения градиента концентраций растворенных в нем элементов (при данной концентрации).

1. Основы технологии плавки стали в открытых дуговых печах

1.1 Методы плавки стали в открытых дуговых печах

Технология плавки в дуговых печах определяется составом выплавляемой стали и предъявляемыми к ней требованиями, а также качеством шихты. В зависимости от этих факторов технология плавки даже в одной печи может быть существенно различной. Существуют две основные разновидности технологии плавки легированной стали:

1) на углеродистой («свежей») шихте;

2) переплав легированных отходов. Углеродистая шихта характеризуется повышенным содержанием углерода, фосфора, серы и отсутствием или незначительным количеством легирующих элементов. Для передела такой шихты в количественную сталь требуется проведение специального окислительного периода, в течении которого окисляются углерод, фосфор, кремний, хром, марганец, ванадий и др. Наличие окислительного периода является характерной особенностью технологии плавки на свежей шихте, поэтому она называется еще плавкой с полным окислением. Плавка высококачественной стали на свежей шихте включает следующие периоды:

1) заправку;

2) загрузки шихты;

3) плавления;

4) окислительный;

5) восстановительный.

Выплавка рядовой стали, а также высококачественной с внепечной обработкой проводится по упрощенной технологии под одним шлаком с интенсивным использованием кислорода и характеризуется отсутствием восстановительного периода. Проведение всех периодов плавки позволяет удалить из металла вредные примеси-фосфор и серу. Окисление углерода в окислительный период вызывает кипение ванны и способствует дегазации металла (удалению растворенных в нем водорода и азота), поэтому плавка с полным окислением позволяет получать из рядовой шихты качественную сталь. Недостатком этого метода плавки является потеря некоторых содержащихся в шихте легирующих элементов (хрома, ванадия и др.) и большая продолжительность плавки.

При плавки методом переплава процесс ведется без окислительного периода, в результате чего некоторые из содержащихся в шихте легирующих элементов не окисляются и остаются в стали. Это позволяет полнее использовать легирующие элементы, содержащиеся в отходах, и уменьшить расход ферросплавов.

Однако отсутствие окислительного периода затрудняет удаление фосфора, поэтому для плавки методом переплава требуется чистая по фосфору шихта. Кроме того, отсутствие кипения ванны не позволяет удалять в течении плавки растворенные газы, что требует принятия дополнительных мер для их удаления. На плавках методом переплава для ускорения металла, понижения в нем содержания углерода и растворенных газов часто применяют продувку кислородом. В результате зкзотермических реакций кислорода с железом, кремнием и углеродом температура ванны быстро повышается, хром и другие легирующие элементы при этом окисляются незначительно, а выделяющийся СО ускоряет удаление газов. Такую разновидность технологии переплава называют плавкой с частичным окислением.

1.2 Шихтовые материалы

Для получения стали в электропечах необходимы следующие шихтовые материалы: металлическая часть, шлакообразующие, окислители, добавочные материалы (раскислители и легирующие) и науглероживатели.

Металлическая часть. Основу шихты для электропечей составляет металлический лом: на 1 т выплавляемой в электропечах стали расходуется ~950 кг лома. Примерно треть этого количества составляют брак, литейные отходы, обрезь слитков, т.е. собственные отходы металлургических заводов. Остальная часть складывается из отходов, возвращаемых заводами-потребителями, и лома, собранного отделениями Вторчермета. Кроме того, в ограниченных количествах используется специально выплавляемая шихтовая заготовка-мягкое железо, а также передельный чугун и губчатое железо в виде металлизованных окатышей. Металлический лом делится на две группы: нелегированные (А) и легированные (Б) отходы.

Нелегированный (углеродистый) лом не должен быть загрязнен цветными металлами (свинцом, цинком, оловом и др.), особенно никелем, медью и мышьяком, которые практически полностью переходят из шихты в металл и могут существенно влиять на его свойства. Нежелательно также, чтобы в углеродистых отходах содержалось >0,05% Р, так как удаление таких количеств фосфора увеличивает продолжительность окислительного периода, поэтому металлический лом должен быть отделен от лома цветных металлов и рассортирован по происхождению.

На заводах качественных сталей в электросталеплавильных цехах выплавляют сотни различных марок легированной стали. Часть из них содержит элементы, не поддающиеся окислению и трудно удаляемые при использовании обычных процессов. Отходы, содержащие такие элементы, могут быть использованы при выплавке стали определенного сортамента. Отходы легированных сталей должны быть рассортированны в группы марок, близких по составу, и храниться отдельно от других отходов. Отходы сложнолегированных сталей следует хранить помарочно.

Металлический лом должен иметь определеннве габариты. Мелкий лом, как правило, более окислен, замусорен и загрязнен маслом. Значительная окисленность лома не позволяет точно оценить долю угара металла, в результате этого состав готовой стали может не соответствовать заданному. Разложение в зоне дуг ржавчины (гидрата оксида железа) и масла прводит к появлению в атмосфере печи атомарного водорода, интенсивно поглощаемого металлом. Малая насыпная плотность мелкого лома не позволяет завалить в печь всю шихту в один прием, вследствие чего после расплавления первой порции шихты приходится производить подвалку. Это снижает производительность печи и увеличивает потери тепла.

Особые трудности представляет переплав стружки. Длинная витая стружка затрудняет загрузку; как правило, она силно загрязнена маслом и уже на месте получения смешивается с отходами стали других марок, а часто и со стружкой цветных металлов. По этим причинам стружку следует переплавлять на заводах Вторчермета и электросталеплавильным цехам поставлять изготовленные из нее болванки с известным химическим составом. Стружка, поставляемая непосредственно в элекросталеплавильные цеха, должно быть спрессована и обожжена. Нежелательно, чтобы в шихте были чрезмерно крупные куски (бракованные слитки, недоливки и т.п.). В дуговой печи можно расплавлять крупногабаритный лом, но продолжительность плавления при этом увеличивается, длительное время приходится работать на высокой мощности, что снижает стойкость футеровки.

Для получения стали некоторых марок в составе шихты вводят предварительно выплавленную заготовку. Чаще всего эта заготовка представляет собой низкоуглеродистую сталь с ограниченным содержанием углерода, фосфора и серы, т.е. мягкое железо, полученное методом плавки на свежей шихте.

Мягкое железо намного дороже углеродистого лома и его использование повышает себестоимость стали. Введение в шихту мягкого железа может быть оправдано только технологическими затруднениями при выплавке стали заданного состава.

В связи с дефицитом качественного лома для электроплавки в течение длительного времени изыскивают материалы, которые могли бы заменить лом. В частности, неоднократно предпринимались попытки заменить часть лома передельным чугуном. Одноко все эти попытки были безуспешны. При переделе чугуна на сталь необхлдимо окислить значительное количество углерода, кремния, фосфора, а электропечи плохо приспособлены для проведения окислительных процессов.

Для плавки стали в дуговых печах все более широкое применение находитгубчатое железо в виде метализованных окатышей (90-95% Fe_общ, 85-90% Fe_мет). Преимуществами применения губчатого железа вместо скрапа и лома являются: однородность и надежность контроля химического состава, низкое содержание цветных металлов, возможность непрерывной автоматической загрузки в печь, повышение производительности печи, уменьшение уровня шума во время плавления. Эти преимущества компенсируют недостатки использования губчатого железа-повышение расхода электроэнергии, обусловленное ростом расхода извести для нейтрализации пустой породы губчатого железа и, следовательно, увеличение количества шлака в печи.

При выплавке стали в основных дуговых печах для образования основного шлака используют известь, известняк, плавиковый шпат, шамотный бой и песок. Наиболее важной составляющей шлаковых смесей является известь, которую получают обжигом известняка в шахтных печах при 1100-1300 ?С. Химический состав обоженной извести приведен в таблице 1. Для выплавки высококачественной стали используют только свежеобожженную известь. При хранении известь интенсивно поглощает влагу из воздуха с образованием гидрооксида кальция Са(ОН)₂, который рассыпается в порошок. Влага, внесенная известью в печь, вызывает обогащение стали водородом, поэтому приминение пылеватой извести (так называемой пушонки) в электропечах недопустимо.

Таблица 1. Химический состав шлакообразующих и окислителей

Вместо извести в окислительный период можно использовать необожженный известняк. Применяют известняк, содержащий ? 97% СаСО₃ (? 54% СаО). Известняк не гигроскопичен, его можно хранить длительное время. Разложение СаСО₃ в электропечи вызывает выделение пузырей СО₂, которые обеспечивают перемешивание металла и шлака и способствует дегазации металла. Углекислый газ СО₂ окисляет примеси в металле.

Недостатком применения известняка вместо извести является дополнительная затрата электроэнергии на разложение СаСО₃.

Для уменьшения вязкости высокоосновных шлаков применяют плавиковый шпат (CaF₂), песок и шамотный бой. Особенно сильно понижает вязкость CaF₂. Использование CaF₂ позволяет разжижать высокоосновные шлаки без уменьшения их основности, что особенно важно для эффективности удаления серы. Широко применяемый для наводки шлака плавиковый шпат обычно содержит 90-95% CaF₂, ? 3,0 SiO₂ и ? 0,2 S.

Песок также понижает температуру плавления основных шлаков, но при этом уменьшается основность шлака, поэтому при основных печах песок имеет ограниченное применение, в то время как в кислых он является главным шлакообразующим материалом. Основное требование, предъявляемое к песку, - высокое (? 95%) содержание SiO₂. При выплавке нержавеющих сталей и для разжижения густых магнезиальных шлаков иногда используют бой шамотных огнеупоров, содержащих ~ 60% SiO₂ и 35% Al₂O₃.

1.3 Подготовка печи к плавке

Для поддержания огнеупорной футеровки в печи в рабочем состоянии необходимо регулярно производить ремонт наиболее пострадавших ее участков. После каждой плавки печь тщательно осматривают, подину прощупывают железным штырем, выявляют все поврежденные участки и принимают меры по устранению обнаруженных разрушений.

После выпуска плавки из печи удаляют остатки шлака и металла. Систематическое накопление остатков шлака на подине приводит к ее зарастанию и уменьшению объема ванны. Кроме того, смешиваясь с заправочными материалами, шлак понижает их огнеупогность и способствует размягчению футеровки при высоких температурах. Наличие остатков металла на подине также недопустимо, особенно при переходе на выплавку стали другой марки или плохом состоянии подины. При смене марки выплавляемой стали остатки металла могут явиться причиной непопадания в заданный состав металла, например по никелю, хрому, молибдену и т.д. Остатки металла препятствуют проведению качественного ремонта подины, а также ухудшают свариваемость заправочных материалов с футеровкой.

Остатки шлака и металла удаляют металлическими скребками вручную. Это очень яжелая операция, там более, что ее выполняют под прямым тепловым излучением футеровки и по возможности быстро, пока шлак и металл не застыли, а футеровка достаточно разогрета для сваривания с заправочным материалом.

В случае сильного зарастания подины для восстановления прежних размеров ванны специально назнвчается плавка неответственной стали, выплавляемой с полным окислением. На подину заваливают руду и в окислительный период проводят интенсивное кипение, что приводит к размыву футеровки и восстановлению первоначальных размеров ванны.

После удаления остатков шлака и металла поврежденные участки футеровки ремонтируют. Подину и откосы заправляют сухим магнезитовым порошком, а места их наибольших повреждений-порошком, смешанным с жидким стеклом. Наиболее пригоден для заправки специальный мелкозернистый порошок с размером зерна 0-1,5 мм без включений извести и доломита (белые и серые зерна). В состав заправочных смесей иногда включают размолотый, бывший в употреблении магнезитовый кирпич. Для заправки печей, в которых выплавляют хромистые стали, в соста заправочных смесей может входить хромистая руда и молотый хромомагнезитовый кирпич. После ремонта подины для ее закрепления следует провести плавку без окисления при сравнительно низкой тепловой нагрузке.

Заправку печей небольшой емкости осуществляют, как правило, вручную лопатами, передний откос заправляют специальной ложкой. Для механизированной заправки средних и крупных печей предложено несколько конструкций заправочных машин. В рабочее пространство печи машины опускают краном сверху либо вводят через рабочее окно.

Лучшие результаты показаны при горячих ремонтах с использованием огнеупорной массы, подаваемой в печь торкрет-машинами. Огнеупорная масса, которая должна хорошо прилипать к горячим стенкам, из поршков магнезита, намертво обожженного доломита и хромовой руды с добавлением связующих добавок: глины, хроматов, боратов, щелочных силикатов.

При назначении стали для выплавки следует учитывать состояние футеровки печи. К концу ее кампании нельзя назначить выплавку стали, осуществляемую с повышенной тепловой нагрузкой по температурному режиму или по продолжительности.

При значительном расхождении состава металла предыдущей и предстоящей выплавок нужно назначить плавку стали промежуточного состава. Выплавку легированной конструкционной стали можно производить начиная с третьей, а стали ответственного назначения-с пятой плавки после полного ремонта стен.

1.4 Загрузка шихты

На всех современных печах загрузку шихты осуществляют сверху при помощи загрузочной бадьи. Старые печи загружают, пользуясь мульдами. В первом случае всю шихту загружают в один-два приема и независимо от емкости печи длительность загрузки составляет 5-10 меи. Длительность завалки мульдами зависит от насыпной плотности шихты и емкости печи. Завалка мульдами печи емкостью 40 т продолжается 40-50 мин. Быстрая завалка позволяет сохранить тепло, аккумулированное кладкой печи, в результате чего сокращается продолжительность плавления, уменьшается расход электроэнергии и электродов и увеличивается стойкость футеровки.

При завалке сверху порядок укладки шихты в бадье предопределяет расположение ее в печи. Для предохранения подины от ударов крупных падающих кусков на дно бадьи желательно загружать небольшое количество мелкого лома. Наиболее крупную шихту догружают вперемежку с шихтой средних размеров в центральную часть бадьи так, чтобы в печи крупные куски оказались непосредственно под электродами. По периферии распределяют куски средних размеров, а сверху засыпают мелочь. Такая последовательность загрузки бадьи обеспечивает наиболее плотную укладку шихты в печи, что важно для стабильного горения дуг. Наличие сверху мелочи обеспечивает в начале плавления быстрое погружение электродов и исключает прямое воздействие дуг на футеровку стен, а присутствие в шихте под электродами крупных кусков замедляет проплавление колодцев и исключает влзможность погружения электродов до подины раньше, чем накопится слой жидкого металла, защищающий подину от прямого воздействия дуг.

Для достижения оптимальной укладки шихта должна состоять на 35-40% из крупного лома, 40-45% среднего и 15-20% мелкого, причем примерно половину мелочи нкжно загружать вниз, а вторую половину-поверх остальной завалки.

Легирующие элементы надо располагать таким образом, чтобы обеспечивалмсь максимальная скорость их поавления и минимальный угар. Тугоплавкие металлы, такие как ферромолибден или ферровольфрам, следует загружать в цкнтральную часть бадьи; легкоплавкие металлы, например никель, которые в зоне дуг интенсивно испаряются-ближе к откосам.

Содержание углерода в шихте должно быть на 0,3-0,5% выше нижнего предела в стали заданной марки. Недостающее количество углерода вводят в виде добавок чугуна, кокса и электродного боя. В результате введения чугуна в металле уыеличивается содержание фосфора, поэтому чугун вводят только на плавках с полным окислением в количестве не более 20% от массы шихты. Чугун имеет низкую температуру плавления, поэтому его загружают вместе с мелким ломом поверх всей завалки. Кокс и электродный бой для улучшения усвоения загружают поверх первой порции мелкого лома.

Для раннего образования шлака, предохраняющего металл от окисления, и для дефосфорации в процессе плавления во время завалки вводят известь в количестве 2-3%. В зависимости от состояния подины извести загружают либо на подину, либо на часть ранее загруженной металлической шихты. Для дефосфорации металла уже в период плавления на плавках с полным окислением во время завалки дают 1,0-1,5% железной руды. При зарастании подины руду засыпают непосредственно на подину, в остальных случаях ее загружают в бадью поверх части металлической шихты.

При завалке мульдами последовательность загрузки должна обеспечивать тай же порядок распределения шихты в печи, как при загрузки бадьей. Для уменьшения длительности загрузку целесообразно производить двумя завалочными машинами. При работе дуговых печей с использованием в шихте губчатого железа вначале в печь загружают скрап, а после образования на подине жидкого металла начинают непрерывную загрузку металлизированных окатышей.

1.5 Период плавления

Длительность периода плавления зависит от емкости печи, мощности трансформатора, состава выплавляемой стали, электрического режима и других факторов. Абсолютная продолжительность этого периода изменяется от1 до 4 ч, что составляет ? - ?, а при последующем внепечном рафинировании и большую часть продолжительности всей плавки.

а - начало плавления; б - проплавление колодца; в-конец плавления

Рисунок 1. Стадии плавления шихты

Большое тепловосприятие ванны в период плавления позволяет в этот период работать с максимальной мощностью и при максимальном напряжении на дуге. Лишь в само начале плавления, когда дуги открыты и расположеы высоко (рисунок 1, а), излучение длинных дуг может привести к перегреву футеровки свода и стен, поэтому в первые минуты рекомендуется применять более низкое напряжение. После образования колодцев дуги оказываются экранированными шихтой, что позволяет вести плавление при максимальных значениях напряжения и мощности.

Работа на самой высокой степени напряжения в период плавления целесообразна по двум причинам. Во-первых, чем выше напряжение, тем при тй же мощности меньше сила тока и тем меньше потери в цепи, т.е. тем выше электрический к.п.д. Во-вторых, чем выше напряжение, тем длиннее дуга и тем на большую поверхность шихты распространяется ее излучение.

Если шихта правильно подобрана и уложена, то расположенная сверху мелкая шихта быстро проплавляется и дуги погружаются в шихту, не оказав на футеровку заметного воздействия. В этом случае плавление с самого начала можно вести при максимальной мощности.

Дуги прожигают в твердой шихте колодцы диаметром на 30-40% больше диаметра электродов. В процессе прожигания колодцев тепловосприятие шихты максимально, так как дуга горит непосредственно в твердой шихте, а боковое излучение дуг воспринимается стенками колодцев. Через 30-40 мин, считая от начала плавления, электроды опускаются в крайнее нижнее положение-до поверхности скопившегося на подине жидкого металла (рисунок 1, б). С этого момента скорость плавления несколько снижается, так как тепло аккумулируется в основном жидким металлом, он перегревается и растворяет твердую шихту. Лишь небольшая часть тепла дуги передается твердой шихте излучением на стенки колодцев.

Ускорению расплавления шихты вне зоны действия дуги может способствовать применение топливно-кислороных горелок, работающих на прирдном газе или мазуте. При использовании горелок продолжительность плавления и расход электроэнергии снижаются на 15-20%, хотя общий расход топлива на плавку несколько увеличивается. Положительный экономический эффект достигается главным образом в результате увеличения производительности печи и уменьшения удельного расхода электродов.

Водоохлаждаемые топливно-кислордные горелки в рабочее пространство вводят либо тангенциально и под углом к горизонту 15? через отверствия в стенах, либо через свод (рисунок 2). Тангенциальное расположение менее удобно, так как горелки быстро забрызгиваются шлаком. Сводовые горелки в окислительный период используют как фурмы для вдувания кислорода. Высокая концентрация энергии в дуговых печах с топливно-кислородными горелками вызывеат интенсивный износ огнеупонной футеровки, поэтому наиболее эффективно применение этих горелок на печах с водоохлаждаемвми панелями.

Широко используют интенсификацию плавления при помощи газообразного кислорода, вводимого через водоохлаждаемую фурму или футерованные трубы d=3/4'' непосредственно в жидкий металл. Выделение значительного количества тепла при окислении железа, марганца, кремния, углерода и других примесей способствует быстрому повышению температуры жидкого металла (табл. 17) и растворению в нем оставшейся шихты. Чем раньше начинают продувку, тем больше интенсивность плавления, но вместе с тем и больше угар железа и окисляемых элементов. Применение кислорода для интенсификации плавления оправдано, если стоимость кислорода и повышенный угар компенсируют экономией от ускоренного плавления.

Рисунок 2. Схема расположения боковых (а) и сводных (б) газо-кислородных горелок

Таблица 2. Тепловой эффект и повышение температуры ? t ванны при окислении 1% элемента газообразным кислородом

В процессе плавления происходит и нежелательное окисление ценных примесей, вносимых шихтой. Почти полностью окисляются алюминий, титан, кремний, значительное количество хрома, марганца и других примесей. Для сокращения длительности окислительного периода в период плавления целесообразно создавать условия, благоприятные для окисления фосфора: количество руды и извести в шихте необходимо рассчитывать таким образом, чтобы к концу периода плавления основность шлака была > 1,6, а содержание FeO превышало 12%. При соблюдении этих условий в период плавления окислится более половины фосфора, внесенного шихтой.

После полного расплавления шихты и тщательного перемешивания ванны отбирают пробу металла на полный химический анализ и скачивают 75% шлака, с которым удаляется значительная часть окислившегося фосфора. В случае получения в первой пробе пониженного содержания углерода шлак скачивают полностью и науглероживают металл коксом или электродным боем. Затем в печь присаживают известь с плавиковым шпатом в количестве 1,5-2,0% от массы металла после их растворения начинают проведение окислительного периода. Применение губчатого железа в виде металлизованных окатышей существенно влияет на условия плавления. Вследствие непрерывной подачи окатышей в печь плавление шихты в течение некоторого времени совпадает с ее загрузкой. Характерным при этом является относительно устойчивое горение дуг и увеличение полезной мощности на 10-15% по сравнению с плавлением скрапа. Во время загрузки и плавления окатышей происходит окисление углерода кислородом оксидов железа окатышей. Непрерывное окисление углерода кислородом позволяет отказаться от продувки ванны в период плавления кислородом и сокращает продолжительность окислительного периода.

1.6 Окислительный период

Задачами окислительного периода являются:

1) снижение содержания фосфора ниже допустимых пределов в готовой стали;

2) возможно полное удаление растворенных в металле газов (водорода и азота);

3) нагрев металла до температуры, превышающей на 120-130 ?С температуру ликвидуса;

4) приведение ванны в стандартное по окисленности состояние. Если плавку ведут без восстановительного периода, то в окислительный период нужно также удалит из металла серу до содержания ниже допустимого предела.

Окисление фосфора осуществляют присадками железной руды с известь. Начинать присадку руды следует после предварительного подогрева металла, чтобы сразу же после введения руды началось окисление углерода и кипение металла. Руду и известь необходимо загружать равномерными порциями, поддерживая интенсивное кипение металла. Шлак в этот период должен быть пенистым, жидкоподвижным и самотеком сходить через порог рабочего окна. Обеспечение самопроизвольного стекания и обновления шлака в условиях непрерывного повышения температуры металла необходимо для эффективного удаления фосфора.

Присаживать очередную порцию руды и извести необходимо при уменьшении интенсивности кипения металла, вызванного предыдущей порцией. Введение крупных порций нежелательно, так как это может вызвать охлаждение металла и кипение будет слабым. Избыток в ванне непрореагировавшей руды при последующем повышении температуры может вызвать бурное окисление углерода и привести к выбросу металла и шлака из печи. Во избежание этого руду нужно присаживать так, чтобы скорость окисления углерода поддерживались в пределах 0,4-0,6%/ч в начале периода и 0,2-0,3% в конце.

Для контроля за ходом окислительных процессов регулярно через каждые 5-10 мин отбирают пробы металла, в которых контролируют содержание фосфора и углерода. При содержании фосфора < 0,02% окисление рудой можно прекратить. Правильно организованный температурный режим окислительного периода, постоянное обновление шлака при поддержании основности в пределах 2,7-3 и высоком содержании в нем FeO (15-20%) позволяет без особых затруднений понизить содержание фосфора до 0,010-0,012% и менее. Быстрому снижению содержания фосфора способствует продувка металла порошкообразной известью.

Технологическими инструкциям обычно предусматривается, чтобы за период кипения было окислено ? 0,3% С при выплавке высокоуглеродистой стали, содержащей ? 0,6% Си, ? 0,5% С при выплавке средне-и низкоуглеродистой стали. Для крупных печей эти количества углерода необходимо для дегазации металла.

Процесс обезуглероживания металла целесообразно интенсифицировать. Очень высокие скорости окисления углерода позволяет получить продувка металла газообразным кислородом. Так, в печи ёмкость 40 т и при расходе кислорода 1200 м³ /т на 5-10% увеличивается производительность печей и на 5-12% снижается расход электроэнергии. Для уменьшения угара железа продувку ванны кислородом следует начинать после нагрева металла и проводить ее при вкюченной печи. После начала окисления углерода благодоря большому тепловому эффекту этой реакции (таблица 2) температура металла быстро возрастает, поэтому в момент появления пламени печь необходимо отключить.

В процессе продувки отбирают пробы металла, в которых контролируют содержание углерода. К концу продувки на содержание углерода должно быть немного меньше нижнего предела для заданной марки, в результате чего с учетом углерода, вносимого ферросплавами и электродами, обеспечивается получение заданного содержания его в металле. Однако для предотвращения переокисления металла содержания углерода к концу окисления не должно быть < 0,1%, исключение составляет выплавка стали, в которой углерод является нежелательной примесью. Для стали тпких марок стандартами устанавливается только верхний предел содержания углерода.

Содержание марганца в окислительный период обычно не регламентируют. Реакция окисления марганца в этот период близка к равновесной, поэтому нормальный ход плавки с необходимым повышением температуры к концу периода сопровождается восстановлением марганца из шлака. В окислительный период окисляется и хром, причем значительное его количество окисляется еще в процессе плавления. Скачивание шлака периода плавления и постоянное его обновление в течение окислительного периода способствуют дальнейшему окислению хрома и потери его со шлаком.

Тугоплавкие оксиды хрома сильно понижают текучесть шлака и затрудняют процесс окисления фосфора, поэтому использование хромистых отходов на плавках с полным окислением нецелесообразно. Однако иногда с целью использования содержащихся в шихте никеля и молибдена во время завалки дают некоторое количество хромоникелевых и хромоникельмолибденовых отходов в таком количестве, чтобы содержание хрома в первой пробе не превышало 0,4%.

Интенсификация окисления газообразным кислородом позволяет быстро повысить температуру металла до заданной. Однако при продувке кислородом возможен перегрев металла, что отрицательно влияет на состояние футеровки, ухудшает условия дефосфорации и может привести к увеличению в металле содержания азота.

Чтобы не допустить перегрева металла, его охлаждают при необходитости железной рудой.

После присадки последней порции руды или окончания продувки кислорода делают выдержку в течение не менее 10 мин, необходимую для приведения металла в стандартное по окисленности состояние.

Во время выдержки отбирают пробу на анализ и измеряют температуру металла. Общая продолжительность окислительного периода составляет 40-70 мин, а в случае приминения газообразного кислорода она может быть сокращена до 30 мин. В окислительный период удаляется 40-60% серы, вносимой шихтой. Успешной десульфурации способствует высокая основность шлака (не менее 2,7-2,8) и его постоянное обновление. Благоприятные условия для удаления серы в окислительный период создаются при введении вместе с кислородом порошкообразной извести.

1.7 Раскисление, восстановительный период

По окончании окислительного периода сталь раскисляют. При этом возможны два варианта выполнения такой технологической операции:

1) глубинное раскисление без наводки восстановительного шлака, т.е. без восстановительного периода;

2) раскисление и восстановительный период.

Глубинное раскисление без скачивания окислительного и наводки восстановительного шлака начали применять после значительного увеличения мощности печных трансформаторов, которая в восстановительный период используется в малой степени. Без восстановительного периода выплавляют главным образом углеродистую и низколегированную конструкционную сталь, а также сталь, которую затем подвергают специальному внепечному рафинированию.

При выплавке стали под одним шлаком (без наводки восстановительного) после окончания окислительного периода в печь присаживают кусковой 45%-или75%-ный ферросилиций (0,1%) и ферромарганец из расчета получения среденго заданного содержания марганца в металле. Затем при выплавке хромсодержащей стали в печь присаживают феррохром из расчета получения среднего заданного содержания хрома в стали. Длительность раскисления в печи составляет 10-20 мин, после чего сталь выпускают в ковш, где окончательно раскисляют ферростлицием и алюминием.

При выплавке стали под одним шлаком сокращается длительность плавки и уменьшается расход электроэнергии и раскислителей, а также упрощается ведение процесса. Однако при выплавке стали, к которой предъявляют повышенные требования по свойствам и в кторой необходимо получить пониженное содержание оксидных включений, особенно при низком (менее 0,15-0,20%) содержание углерода, или низкое (0,015-0,020%) содержание серы, а также при выплавке стали, в которую вводят значительное количество легкоокисляемых легирующих элементов (Аl, Ti, V, W, Cr), раскисление проводят под восстановительным шлаком, который наводят после скачивания окислительного шлака. Эффективным методом получения такой высококачественной стали без восстановительного периода является внепечное рафинирование, во время которого производят и раскисление.

Основными задачами восстановительного периода являются:

1) раскисление металла;

2) удаление серы;

3) корректировка химического состава металла;

4) регулирование температуры металла;

5) подготовка к выпуску высокоосновного жидкоподвижного шлака.

В начале восстановительного периода содержание углерода должно быть на 0,03-0,10% меньше нижнего предела в готовой стали. При меньшем содержании углерода необходимо науглероживание металла. Для этого на поверхность металла после скачивания окислительного шлака присажтвают кокс или электродный бой и металл перемешивают. При этом усваивается 60-70% углерода кокса и 70-80% углерода электродного боя.

Науглероживание увеличивает продолжительность плавки, при этом открытая поверхность металла быстро охлаждается и он поглощает из атмосферы водород и азот, уже не удаляемые в восстановительный период, поэтому окислительный период должен быть проведен так, чтобы необходимость науглероживания исключалась.

Восстановительный период начинают наведением известкового шлака из смеси извести, плавикового шпата и шамота в отношении 5:1:1 в количестве 2,0-3,5% от массы металла. Для быстрого проплавления шлаковой смеси в течение первых 10-15 мин после включения тока рекомендуется работать на средней ступени напряжения трансформатора. Остальную часть времени рафинирование проводят на низшей ступени напряжения, за исключением случаев присадки большого количества ферросплавов. Подводимую мощность регулируют в соответствии с температурой металла.

В течение длительного времени привыплавке легированных сталей применяли технологию, основанную на диффузионном раскислении металла через шлак, когда раскислители (кокс, ферросилиций, силикокальций, алюминий) в виде порошков присаживали в шлак. Углерод, кремний, кальций и алюминий в шлаке восстанавливают оксиды железа, марганца и хром; в печи создается восстановительная атмосфера. Понижение содержания оксидов железа в шлаке вызывает переход кислорода из металла в шлак.

Диффузионное раскисление можно проводить под белым или карбидным шлаком. Для получения белого шлака в начале восстановительного периода его обрабатывают порошком кокса, а затем смесью порошков кокса и 75%-ного ферросилиция, причем количество кокса в смеси постпенно уменьшается. После выдержки в течение 25-40 мин шлак светлеет (в нем понижается содержание оксидов железа, марганца и хрома). При остывании такой шлак рассыпается в белый порошок. Расход кокса на раскисление под белым шлаком составляет 1-2 кг на 1 т металла. При увеличении расхода кокса до 2-3 кг/т количества углерода может хватить не только для восстановления оксидов тяжелых металлов и компенсации окисляющего влияния атмосферы, но некоторая его часть может восстанавливать оксид кальция по реакции СаО+3С=СаС₂+СО.

Образование карбида кальция способствуют высокие температура и концентрация в шлаке углерода и оксида кальция, а также восстановительная атмосфера. В герметизированной печи образуется карбидный шлак, содержащий >2% СаС₂. Такой шлак приохлаждении рассыпается в виде серого порошка. Выдержка под карбидным шлаком сопровождается значительным науглероживанием металла, поэтому можно раскислять под карбидным шлаком только высокоуглеродистые стали. Если выплавляют среднеуглеродистые стали, вместо карбидного шлака наводят слабокарбидный, содержащий 1,0-1,5% СаС₂, что уменьшает скорость науглероживания металла.

Карбид кальция хорошо смачивает металл, поэтому при выпуске и разливке возможно смешивание карбидного шлака с металлом с образованием грубых шлаковых включений. Во избежание этого перед выпуском плавки карбидный шлак необходимо перевести в белый, для чего в нем надо окислить избыточный углерод и карбид кальция. За 20-30 мин до выпуска в печь присаживают шлаковую смесь с повышенным содержанием плавикового шпата и шамота и некоторое время оставляют открытым рабочее окно. Под действием усиленного притока воздуха углерод икарбид кальция окисляются, в результате чего шлак превращается в белый.

Диффузионный обмен между шлаком и металлом протекает с малой скоростью, поэтому раскисление мелалла через шлак требует значительной затраты времени, что является недостатком этого способа раскисления. Технология диффузионного раскисления предусматривает протекание реакций между раскислителями и оксидами железа либо в слое шлака, либо на границе раздела металл-шлак, при которых металл не загрязняется продуктами раскисления. Это преимущество диффузионного раскисления может быть реализовано при условий, что скорость перехода кислорода из металла в шлак превосходит скорость диффузии раскислителей. В этом случае раскисление металла должно происходить без увеличения содержания в нем раскислителей.

Одним из раскислителей является углерод. В начале восстановительного периода содержание кислорода определяется содержанием углерода, но первышает равновесные значения (рисунок 3).

Рисунок 3. Зависимость содержания кислорода в металле от содержания углерода до (а) и после (б) диффузионного раскисления

Если бы при выдержке под белым и карбидным шлаками раскисление углеродом происходило в шлаке или на границе раздела металл-шлак, то после раскисления содержание кислорода в металле должно быть меньше равновесного с углеродом. Однако многочисленные экспериментальные данные свидетельствуют о том, что в процессе выдержки под белым и карбидными шлаками содержание кисллорода в металле не становится меньше равновесного с углеродом, а лишь приближается к состоянию равновесия (рис. 140). Приэтом выдержка под белым шлаком сопровождается увеличением количества углерода в металле на 0,02 - 0,04, под слабокарбидным - на 0,03-0,06, под карбидным - до 0,1%. Это свидетельствует о том, что при диффузионном раскислении не толко кислород переходит в шлак, но и углерод из шлака диффундирует в металл, где взаимодействует с кислородом.

Диффузионное раскисление другими раскислителями также сопровождается увеличением их количества в металле, причем содержание кислорода не уменьшается ниже равновесия с сильными раскислителями. Таким образом, роль диффузионного раскисления сводится к понижению концентрации кислорода до равновесной с углеродом, а понижение ег содержания при раскислении порошками ферросилиция и алюминия через шлак происходит в глубине металла, т.е. в резузьтате глубинного раскисления, и, следовательно, продукты раскисления также образуются в металле. Роль диффузионного раскисления уменьшается с увеличением емкости печи, так как вместе с этим уменьшается удельная поверхность контакта металла со шлаком, что замедляет дифузионный обмен между ними, поэтому для интенсификации раскисления целесообразно, особенно в крупных печах, вводить раскислители непосредственно в жидкий металл. Этим способом можно в течение нескольких минут удалить из металла кислорода больше, чем за 1,5 - 2,0 ч диффузионного раскисления.

Однако из этого не следует, что выдержка под восстановительным шлаком бесполезна. Восстановительный шлак препятствует поступлению кислорда из атмосферы в металл, способствует удалению включений (продуктов глубинного раскисления) и десульфурации металла. Поскольку все эти задачи в восстановительный период целесообразно решать комплексно, то в настоящее время привыплавке металла ответственного назначения широко применяют технологию, сочетающую преимущества диффузионного и глубинного раскисления.

По этой технологии после скачивания окислительного шлака на зеркало металла присаживают раскислители (ферромарганец, ферросилиций, силикомарганец, силикохром, алюминий, сплав АМС и др.). Количество присадок должно быть таким, чтобы обеспечить нижний предел содержания марганца в заданной марке стали и ввести 0,15 - 0,20% Si и 0,05 - 0,10 Al. Затем присаживают шлаковую смесь и после образования жидкого шлака его обрабатывают раскислительной смесью. Первые порции раскислительной смеси наряду с порошком кокса содержит молотый ферросиликокальций, в дальнейшем количество кокса в раскислительных смесях уменьшается.

В результате обработки такими смесями в печи образуется слабокарбидный или белый шлак, содержащий < 0,6% FeO и 50 - 60% СаО при основности 2,5 - 3,0 и характеризующийся высокой десульфурирующей способностью. Количество кислорода в металле благодоря глубинному раскислению резко уменьшается, что увеличивает скорость десульфурации. Увеличение скорости десульфурации способствует также повышение жидкотекучести шлака при сохранении высокой основности, что достигается присадками плавикового шпата. Кроме того, плавиковый шпат может непосредственно участвовать а процессе десульфурации, образая с ерой СаS и летучее соединение SF₆. Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом составляет 15 - 40, а в наиболее благоприятных условиях достигает 60.

Десульфурации металла во время выпуска плавки способствует глубокое раскисление металла и шлака, формирование к выпуску жидкоподвижного выскооснавного шлака и слив металла вместе со шлаком мощной компактной струей. Перед выпуском шлак разжижают присадками плавикового шпата и раскисляют порошком алюминия, а за 3 - 5 мин до выпуска в металлическую ванну присаживают алюминий, который являясь сильным раскислителем, глубоко раскисляет металл.

После раскисления в стали должно оставатся 0,02-0,05% Al. Такое количество растворенного алюминия необходимо для связывания поступающего во время выпуска и разливки из атмосферы кислорода и регулирования размера зерна аустенита. Установлено, что присутствие в металле избыточного алюминия делает сталь мелкозернистой. Объясняется это, по-видимому, модифицирующим влиянием выделяющихся по границам зерна при кристаллизации дисперсных включений нитрида алюминия, тормозящих рост зерен. В зависимости от состава стали и необходимости поучения зерна определенного размера для окончательного раскисления вводят от 0,4 до 1,2 кг/т алюминия. После раскисления алюминием 70-90% всех включений в стали представлены глиноземом, который припрокатке образует строчки включений, ухудшающие свойства стали, особенно в поперечном направлении, поэтому иногда для окончательного раскисления применяют и дрегие раскислители: ферротитан, силикокальций и др. При раскислении силикокальцием преобладающими становятся глобулярнык включения, благодоря чему улучшаются механические свойства образцов, вырезанных в поперечном направлении. Окончательное раскисление алюминием и силикокальцием можно проводить также в ковше, присаживая их на дно ковша перед сливом или под струю металла.

Одной из основных задач восстановительного периода является доводка плавки до заданного химического состава. В начале восстановительного периода сразу после образования шлакового покрова отбирают пробу металла для определенного содержания углерода, марганца, хрома и никеля. При диффузионно-осадочном раскислении марганец вводят для получения нижнего предела заданного содержания, при этом учитывают, что некоторое количество марганца может восстановиться из оставшегося в небольшом количестве шлака окислительного периода.

Феррохром вводят в печь в начале восстановительного периода. При выплавке высокохромистых сталей феррохром перед присадкой необходимо нагреть до красного цвета в нагревательной печи. Это увеличивает производительность печи, уменьшает расход электроэнергии и способствует повышению стойкости футеровки.

Для корректировки содержания хрома после некоторой выдержки отбирают две пробы металла. Отбор двух проб позволяет проверить правильность взвешивания шихты и уточнить число необходимых присадок. Содержание хрома необходимо корректировать с учетом количества углерода, которое проверяют в каждой пробе. В цехе, как правило, имеется феррохром разных марок - от безуглеродистого до содержащего 8% С. Использование более дешевого, углеродистого феррохрома выгоднее, поэтому для корректировки лучше вводить углеродистый феррохром. Одновременно подбором соответствующей марки феррохрома корректируют и содержание углерода. Корректировку содержания хрома в конце рафинирования низколегированных сталей разрешается производить на ? 0,2%, высокохромистых-на ? 0,8% и не позднее, чем за 10 мин до выпуска. Усвоение хрома составляет 95-98%.

Никель обладает значительно меньшим сродством к кислороду, чем железо, и в ванне почти не окисляется. Основную часть никеля вводят во время завалки из расчета получения нижнего предела заданного его содержания. Корректировку содержания никеля необходимо производить как можно раньше, желательно в окислительный период. Это вызвано тем, что электролитический никель содержит водород, а гранулированный-влагу. Удалить вносимые никелем газы можно только в процессе кипения ванны, поэтому предварительную корректировку необходимо выполнить в окислительный период, а окончательную-не позже, чем за 10 мин до выпуска, и не более чем на 0,2%. При выплавке некоторых специальных сталей корректировку проводят чистым электролитическим никелем. Усвоение никеля при выплавке стали составляет 98-100%.

Практически не окисляется в ванне печей и молибден, поэтому на плавках с окислением ферромолибден вводят в период кипения из расчета получения в стали нижнего предела его содержания. На плавках стали с высоким содержанием молибдена его можно вводить во время завалки. Вместо ферромолибдена иногда используют порошок молибдена СаMоО₄, который также можно вводить во время завалки или в начале окислительного периода. Из молибдата кальция молибден почти полностью восстанавливается железом, углеродом и другими элементами.

Легирование вольфрамом также следует проводить в начале восстановительного периода, а на высоколегированных вольфрамом сталях ферровольфрам лучше вводить во время завалки. Вследствие тугоплавкости ферровольфрама (t_пл > 2000 ?С) его растворение продолжается довольно долго, поэтому окончательную корректировку необходимо закончить не позднее чем за 30 мин до выпуска при введении > 0,20% W и не позднее 20 мин-при меньших количествах.

Тяжелые металлы (ферромолибден и ферровольфрам) оседают на подину и для их лучшего усвоения необходимо интенствное перемешивание металла. Усвоение вольфрама составляет ~ 90%. Ванадий легко окисляется, поэтому феррованадий присаживают в восстановительный период в хорошо раскисленный металл не позднее чем за 15 мин до выпуска при введении 0,5% W и не позднее чем за 30 мин при более значительных присадках.

Очень легко окисляется титан. Ферротитан присаживают в хорошо нагретый и раскисленный металл за 10-15 мин до выпуска. При выплавке нержавеющей стали, содержащей титан, перед присадкой ферротитана шлак обновляют, раскисляют порошком алюминия и принимают меры для устранения подсоса в печь атмосферного воздуха. Легирование металлическим титаном или 80%-ным ферротитаном можно производить в ковше. Усвоение титана составляет ~ 50%.

Длительность восстановительного периода определяется продолжительностью процессов образования раскислительного шлака, раскисления шлака и металла, десульфурации и легирования металла и в настоящее время составляет 60-120 мин. Для увеличения производительности печей эти процессы целесообразно интенсифицировать или проводить процессы раскисления, десульфурации и легирования в более простых агрегатах (например, в ковше).

2. Внепечное рафинирование стали

2.1 Особенности процессов внепечного рафинирования

При увеличении емкости дуговых печей и удельной мощности трансформаторов нерационально проведение процессов рафинирования в сталеплавильных агрегатах, особенно с восстановительным периодом. Рафинирование стали в современных крупных дуговых печах вследствие малой удельной поверхности ванны, низкой скорости и слабой степени развития процессов между металлом и шлаком, сложности смены шлака затруднительно, а использование мощности в восстановительный период плавки очень низкое. Это приводит к понижению производительности, увеличению расхода раскислителей и легирующих, ухудшению технико-экономических показателей и ухудшению качества стали.