СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ Российский патент 2003 года по МПК C21C5/28 C21C5/35 

Описание патента на изобретение RU2215793C2

Изобретение относится к черной металлургии, конкретнее к выплавке стали в конвертере с особо низким содержанием фосфора.

Наиболее близким по технической сущности является способ выплавки стали в конвертере, включающий заливку в конвертер жидкого чугуна, подачу в конвертер твердой металлошихты и шлакообразущих материалов, продувку расплава в два периода с промежуточным скачиванием шлака, изменение высоты положения фурмы в процессе продувки над уровнем расплава в спокойном состоянии, а также выпуск стали из конвертера.

/См. Справочник конверторщика. Якушев А.М. - Челябинск: Металлургия, Челябинское отделение. 1990, с.260-262/.

Недостатком известного способа является большой угар металлошихты, значительные потери металла со шлаком, высокое содержание фосфора в выплавляемой стали. Это объясняется большим количеством образующегося шлака неоптимального состава, режимом продувки в конвертере расплава, большой длительностью продувки расплава незаглубленной струей кислорода, что приводит к значительному выносу металла и уменьшению стойкости футеровки. Большое количество образующегося шлака приводит к увеличению потерь металла со шлаком. При этом к моменту промежуточного скачивания шлак имеет малую жидкоподвижность, что приводит к увеличению потерь металла при скачивании и снижению степени дефосфорации расплава.

Технический эффект при использовании изобретения заключается в снижении угара металлошихты и потерь металла со шлаком при получении стали с особо низким содержанием фосфора.

Указанный технический эффект достигают тем, что способ выплавки стали в конвертере включает заливку в конвертер жидкого чугуна, подачу твердой металлошихты и шлакообразующих материалов, продувку расплава кислородом сверху в два периода с промежуточным скачиванием шлака, изменение высоты положения фурмы в процессе продувки над уровнем расплава в спокойном состоянии, выпуск стали из конвертера.

Общий расход кислорода в первый период продувки устанавливают по зависимости:
Q1=K•(PЧС)•(l•si+m+n)/PЧ•T;
где Q1 - общий удельный расход кислорода в 1-й период продувки, м3/т выплавляемой стали;
Рч - содержание фосфора в жидком чугуне, мас.%;
Рс - необходимое содержание фосфора в выпускаемой из конвертера стали, мас.%;
l - удельный расход жидкого чугуна, кг/т выплавляемой стали;
m - удельный расход твердой металлошихты, кг/т выплавляемой стали;
n - удельный общий расход шлакообразущих материалов, кг/т выплавляемой стали;
Si - содержание кремния в жидком чугуне, доля;
Т - температура жидкого чугуна,oС;
К - эмпирический коэффициент, характеризующий физико-химические закономерности обезуглероживания и дефосфорации стали в 1-й период продувки, равный 12.7-65,3; м3oС/кг.

Продолжительность 1-го периода продувки устанавливают в пределах 0,1-0,8 общей продожительности продувки. К концу 1-го и 2-го периодов продувки фурму опускают из начального верхнего положения Н1 в нижнее конечное положение Н2 на расстояние, равное 0,2-0,6 начального расстояния фурмы до уровня ванны расплава в спокойном состоянии. После промежуточного скачивания шлака во 2-м периоде продувку производят с общим расходом Q2 кислорода в пределах 10-50 м3/т выплавляемой стали.

В качестве шлакообразущих материалов используют известь и магнийсодержащие материалы с удельным расходом в пределах соответственно, 55-80 и 10-40 кг/т выплавляемой стали. В 1-й период продувки в конвертер подают 0,4-0,8 шлакообразующих материалов от общего их удельного расхода.

Снижение угара металлошихты и потерь металла со шлаком при получении стали с особонизким содержанием фосфора будет происходить вследствие оптимизации количества образующегося шлака и режима продувки расплава кислородом в конвертере, уменьшения длительности продувки незаглубленной струей кислорода и исключения условий создания избыточного количества шлака. При этом происходит образование гомогенного жидкоподвижного шлака к моменту промежуточного скачивания, что исключает повышенные потери металла при скачивании. Максимальная степень дефосфорации достигается за счет того, что с первых минут продувки создается шлак оптимального состава с высоким содержанием окислов кальция и железа. Скачивание шлака производится в момент наибольшего удаления фосфора из расплава в шлак.

Диапазон значений продолжительности 1-го периода продувки в пределах 0,1-0,8 общей продолжительности продувки объясняется физико-химическими закономерностями процесса дефосфорации расплава. При меньших значениях степень удаления фосфора из расплава будет недостаточной. При больших значениях будет происходить восстановление фосфора из-за повышенной температуры расплава.

Диапазон значений расстояния опускания фурмы в пределах 0,2-0,6 от начального расстояния фурмы до уровня ванны расплава в спокойном состоянии объясняется физико-химическими закономерностями наведения шлака и взаимодействия струи кислорода с расплавом. При меньших значениях количество наведенного шлака будет недостаточным. При больших значениях будет происходить вынос металла из конвертера.

Диапазон значений общего расхода кислорода во 2-м периоде продувки в пределах 10-50 м3/т выплавляемой стали объясняется физико-химическими закономерностями наведения нового шлака после его скачивания. При меньших значениях не будет наводиться новый шлак. При больших значениях будет происходить перерасход кислорода и увеличиваются потери металла.

Диапазон расходов извести и магнийсодержащих материалов в пределах 55-80 и 10-40 кг/т выплавляемой стали соответственно объясняется физико-химическими закономерностями дефосфорации расплава. При меньших значениях снижается эффективность дефосфорации. При больших значениях будет происходить перерасход материалов и повышаются потери металла со шлаком.

Диапазон значений количества шлакообразующих материалов, подаваемых в 1-й период продувки, в пределах 0,4-0,8 общего их количества объясняется физико-химическими закономерностями процесса наведения шлака. При меньших значениях количество наводимого шлака будет недостаточным. При больших значениях будет происходить перерасход шлакообразущих материалов.

Диапазон значений эмпирического коэффициента "К" в пределах 12,7-65,3 объясняется физико-химическими закономерностями обезуглероживания и дефосфорации расплава в 1-й период продувки. При больших значениях будет происходить перерасход кислорода. При меньших значениях не будет происходить необходимая дефосфорация расплава.

Анализ научно-технической и патентной литературы показывает отсуствие совпадения отличительных признаков заявляемого способа с признаками известных технических решений. На основании этого делается вывод о соответствии заявляемого технического решения критерию "изобретательский уровень".

Ниже дан вариант осуществления изобретения, не исключающий другие варианты в пределах формулы изобретения.

Способ выплавки стали в конвертере осуществляют следующим образом.

Пример. В процессе выплавки стали марки 09ГСФ в конвертер заливают жидкий чугун, подают твердую металлошихту и шлакообразующие материалы, продувают расплав кислородом сверху через погружную фурму в два периода с промежуточным скачиванием шлака. В процессе продувки изменяют высоту положения фурмы над уровнем расплава в спокойном состоянии. После выплавки сталь выпускают в сталеразливочный ковш.

Общий расход кислорода в 1-й период продувки устанавливают по зависимости:
Q1=K•(Pчc)•(l•Si+m+n)/Pч•T
где Q1 - общий удельный расход кислорода в 1-й период продувки м3/т выплавляемой стали;
Pч - содержание фосфора в жидком чугуне, мас.%;
Рс - необходимое содержание фосфора в выпускаемой из конвертера стали, маc.%;
l - удельный расход жидкого чугуна, кг/т выплавляемой стали;
m - удельный расход твердой металлошихты, кг/т выплавляемой стали;
n - удельный общий расход шлакообразующих материалов, кг/т выплавляемой стали;
Si - содержание кремния в жидком чугуне, доля;
Т - температура жидкого чугуна,oС;
К - эмпирический коэффициент, характеризующий физико-химические закономерности обезуглероживания и дефосфорации стали в 1-й период продувки, равный м3oС/кг.

Продолжительность 1-го периода продувки устанавливают в пределах 0,1-0,8 общей продолжительности продувки. К концу 1-го и 2-го периодов продувки фурму опускают из начального верхнего положения Н1 в нижнее конечное положение Н2 на расстояние, равное 0,2-0,6 начального расстояния фурмы до уровня ванны расплава в спокойном состоянии. После промежуточного скачивания шлака во 2-м периоде продувку производят с общим расходом Q2 кислорода в пределах 10-50 м3/т выплавляемой стали.

В качестве шлакообразующих материалов используют известь и магнийсодержащие материалы с удельным расходом в пределах соответственно 55-80 и 10-40 кг/т выплавляемой стали. В 1-й период продувки в конвертер подают 0,4-0,8 шлакообразующих материалов от общего их удельного расхода.

При такой организации процесса выплавки стали происходит наведение необходимого и достаточного количества шлака в 1-й период продувки, имеющего оптимальный состав и жидкоподвижность, позволяющего произвести максимально возможное удаление фосфора из расплава в шлак. При этом количество и физикохимическое состояние шлака таково, что потери металла при скачивании шлака минимальны. Расходы кислорода и шлакообразующих материалов во 2-м периоде продувки устанавливаются таким образом, что позволяют минимизировать расход шлакообразующих материалов и потери металла при продувке расплава во второй период.

В таблице приведены примеры осуществления способа с различными технологическими параметрами.

В первом и пятом примерах вследствие несоблюдения технологических параметров не обеспечивается необходимая дефосфорация готовой стали, снижение угара металлошихты, снижение потерь металла со шлаком,
В оптимальных примерах 2-4 вследствие соблюдения технологических параметров необходимым значениям обеспечивается снижение содержания в выплавляемой стали фосфора, уменьшаются угар металлошихты и потери металла со шлаком при промежуточном скачивании.

Похожие патенты RU2215793C2

название год авторы номер документа
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КИСЛОРОДНОМ КОНВЕРТЕРЕ 2009
  • Тахаутдинов Рафкат Спартакович
  • Ушаков Сергей Николаевич
  • Федонин Олег Владимирович
  • Николаев Олег Анатольевич
  • Бодяев Юрий Алексеевич
RU2386703C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 2001
  • Ламухин А.М.
  • Зинченко С.Д.
  • Филатов М.В.
  • Ордин В.Г.
  • Лятин А.Б.
  • Фогельзанг И.И.
  • Загорулько В.П.
  • Горшков С.П.
RU2202626C2
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 1997
  • Чумаков С.М.
  • Фогельзанг И.И.
  • Давыдов Ю.Н.
  • Зинченко С.Д.
RU2126840C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 1999
  • Лисин В.С.
  • Скороходов В.Н.
  • Настич В.П.
  • Кукарцев В.М.
  • Мизин В.Г.
  • Захаров Д.В.
  • Савченко В.И.
  • Филяшин М.К.
  • Хребин В.Н.
  • Суханов Ю.Ф.
RU2159289C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ С КОМБИНИРОВАННОЙ ПРОДУВКОЙ 2019
  • Титов Александр Васильевич
  • Тюленев Евгений Николаевич
  • Зернов Евгений Евгеньевич
  • Возчиков Андрей Петрович
  • Борисова Татьяна Викторовна
  • Демидов Константин Николаевич
  • Носенко Владимир Игоревич
  • Филатов Александр Николаевич
RU2729692C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ НИЗКОФОСФОРИСТОЙ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 2011
  • Суханов Юрий Федорович
  • Долгих Юрий Николаевич
RU2459874C1
СПОСОБ ПЕРЕДЕЛА ВАНАДИЕВОГО ЧУГУНА В КОНВЕРТЕРЕ 1998
  • Комратов Ю.С.
  • Кузовков А.Я.
  • Ильин В.И.
  • Чернушевич А.В.
  • Смирнов Л.А.
  • Ровнушкин В.А.
  • Дерябин Ю.А.
  • Кокареко О.Н.
  • Одиноков С.Ф.
RU2136764C1
Способ выплавки стали в кислородном конвертере 2015
  • Сергеев Дмитрий Станиславович
  • Бигеев Вахит Абдрашитович
  • Колесников Юрий Алексеевич
  • Дудчук Игорь Анатольевич
RU2608008C1
Способ выплавки стали в конвертере 2019
  • Алексеев Алексей Васильевич
  • Галеру Кирилл Егорович
  • Ключников Александр Евгеньевич
  • Краснов Алексей Владимирович
  • Матанцев Василий Валерьевич
  • Чиркова Наиля Шамильевна
RU2716554C1
СПОСОБ ВЕДЕНИЯ КОНВЕРТЕРНОЙ ПЛАВКИ 2004
  • Корнеев В.М.
  • Дьяченко В.Ф.
  • Авраменко В.А.
  • Снегирев Ю.Б.
  • Кузнецов В.Г.
RU2261920C1

Иллюстрации к изобретению RU 2 215 793 C2

Реферат патента 2003 года СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ

Изобретение относится к черной металлургии, конкретнее - к выплавке стали в конвертере с особо низким содержанием фосфора. Технический результат снижение угара металлошихты и потерь металла со шлаком при получении стали с особо низким содержанием фосфора. Способ выплавки стали в конвертере включает заливку в конвертер жидкого чугуна, подачу твердой металлошихты и шлакообразующих материалов, продувку расплава кислородом сверху в два периода с промежуточным скачиванием шлака, изменение высоты положения фурмы в процессе продувки над уровнем расплава в спокойном состоянии, выпуск стали из конвертера. Общий расход кислорода в первый период продувки устанавливают по зависимости Q1= K•(Pчс)•(l•Si + m + n)/Pч•Т, где Q1 - общий удельный расход кислорода в 1-й период продувки, м3/т выплавляемой стали; Рч - содержание фосфора в жидком чугуне, мас.%; Рс - необходимое содержание фосфора в выпускаемой из конвертера стали, мас.%; l - удельный расход жидкого чугуна, кг/т выплавляемой стали; m - удельный расход твердой металлошихты, кг/т выплавляемой стали; n - удельный общий расход шлакообразующих материалов, кг/т выплавляемой стали; Si - содержание кремния в жидком чугуне, доля; Т - температура жидкого чугуна, oC; К - эмпирический коэффициент, равный 12,7-65,3; м3oС/кг. Продолжительность 1-го периода продувки устанавливают в пределах 0,1-0,8 общей продолжительности продувки. К концу 1-го и 2-го периодов продувки фурму опускают из начального верхнего положения в нижнее конечное положение на расстояние, равное 0,2-0,6 начального расстояния фурмы до уровня ванны расплава в спокойном состоянии. После промежуточного скачивания шлака во 2-м периоде продувку производят с общим расходом Q2 кислорода в пределах 10-50 м3/т выплавляемой стали. В качестве шлакообразующих материалов можно использовать известь и магнийсодержащие материалы с удельным расходом в пределах соответственно 55-80 и 10-40 кг/т выплавляемой стали. В 1-й период продувки желательно в конвертер подавать 0,4-0,8 шлакообразующих материалов от общего их удельного расхода. 2 з.п. ф-лы, 1 табл.

Формула изобретения RU 2 215 793 C2

1. Способ выплавки стали в конвертере, включающий заливку в конвертер жидкого чугуна, подачу твердой металлошихты и шлако-образующих материалов, продувку расплава кислородом сверху в два периода с промежуточным скачиванием шлака, изменение высоты положения фурмы в процессе продувки над уровнем расплава в спокойном состоянии, выпуск стали из конвертера, отличающийся тем, что общий расход кислорода в первый период продувки устанавливают по зависимости
Q1= K•(Pчс)•(l•Si + m + n)/Pч•Т;
где Q1 - общий удельный расход кислорода в 1-й период продувки, м3/т выплавляемой стали;
Рч - содержание фосфора в жидком чугуне, мас. %;
Рс - необходимое содержание фосфора в выпускаемой из конвертера стали, мас. %;
l - удельный расход жидкого чугуна, кг/т выплавляемой стали;
m - удельный расход твердой металлошихты, кг/т выплавляемой стали;
n - удельный общий расход шлакообразующих материалов, кг/т выплавляемой стали;
Si - содержание кремния в жидком чугуне, доля;
Т - температура жидкого чугуна, oC;
К - эмпирический коэффициент, характеризующий физико-химические закономерности обезуглероживания и дефосфорации стали в 1-й период продувки, равный 12,7-65,3; м3oС/кг,
продолжительность 1-го периода продувки устанавливают в пределах 0,1-0,8 общей продолжительности продувки, при этом к концу 1-го и 2-го периодов продувки фурму опускают из начального верхнего положения в нижнее конечное положение на расстояние, равное 0,2-0,6 начального расстояния фурмы до уровня ванны расплава в спокойном состоянии, а после промежуточного скачивания шлака во 2-м периоде продувку производят с общим расходом O2 кислорода в пределах 10-50 м3/т выплавляемой стали.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве шлакообразующих материалов используют известь и магнийсодержащие материалы с удельным расходом соответственно 55-80 и 10-40 кг/т выплавляемой стали. 3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в 1-й период продувки в конвертер подают 0,4-0,8 шлакообразующих материалов от общего их удельного расхода.

Документы, цитированные в отчете о поиске Патент 2003 года RU2215793C2

ЯКУШЕВ А.М
Справочник конвертерщика
- Челябинск: Металлургия, 1990, с
Прибор для периодического прерывания электрической цепи в случае ее перегрузки 1921
  • Котомин А.А.
  • Пашкевич П.М.
  • Пелуд А.М.
  • Шаповалов В.Г.
SU260A1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 1997
  • Кукарцев В.М.
  • Чумарин Б.А.
  • Захаров Д.В.
  • Щелканов В.С.
  • Караваев Н.М.
  • Хребин В.Н.
  • Суханов Ю.Ф.
  • Лебедев В.И.
RU2109071C1
Способ выплавки стали из фосфористого чугуна в конвертере 1989
  • Польшиков Геннадий Васильевич
  • Богомяков Владимир Иванович
  • Шишкин Юрий Иванович
  • Бурдонов Борис Александрович
  • Самсонов Владимир Александрович
  • Щерба Виктор Семенович
SU1632981A1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 1998
  • Кукарцев В.М.
  • Захаров Д.В.
  • Хребин В.Н.
  • Суханов Ю.Ф.
  • Савченко В.И.
  • Королев М.Г.
  • Щелканов В.С.
  • Ярошенко А.В.
  • Лебедев В.И.
RU2133279C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 1999
  • Лисин В.С.
  • Скороходов В.Н.
  • Настич В.П.
  • Кукарцев В.М.
  • Мизин В.Г.
  • Захаров Д.В.
  • Савченко В.И.
  • Филяшин М.К.
  • Хребин В.Н.
  • Суханов Ю.Ф.
RU2159289C1
Устройство для устранения мешающего действия зажигательной электрической системы двигателей внутреннего сгорания на радиоприем 1922
  • Кулебакин В.С.
SU52A1
Переносная печь для варки пищи и отопления в окопах, походных помещениях и т.п. 1921
  • Богач Б.И.
SU3A1
Очаг для массовой варки пищи, выпечки хлеба и кипячения воды 1921
  • Богач Б.И.
SU4A1
Устройство для автоматического регулирования электрического режима электротермической установки с электронной пушкой 1968
  • Бруковский Игорь Павлович
  • Жуков Владимир Федорович
  • Яковлев Павел Борисович
  • Некрасова Лариса Петровна
  • Ивановский Юрий Дмитриевич
  • Гуттерман Кирилл Давидович
  • Перов Александр Васильевич
SU490099A1

RU 2 215 793 C2

Авторы

Ламухин А.М.

Зинченко С.Д.

Ордин В.Г.

Филатов М.В.

Фогельзанг И.И.

Лятин А.Б.

Горшков С.П.

Шагалов А.Б.

Загорулько В.П.

Логинов В.Н.

Гуркин М.А.

Лебедев В.И.

Даты

2003-11-10Публикация

2002-01-15Подача