СПОСОБ ОБРАБОТКИ СТАЛИ Российский патент 2009 года по МПК C21C7/00 

Изобретение относится к черной металлургии, а именно к раскислению и легированию стали в процессе выпуска из конвертера в сталеразливочный ковш.

Известен способ обработки стали, включающий выплавку стали в конвертере, выпуск стали из конвертера в сталеразливочный ковш с отсечкой шлака, подачу в ковш в процессе выпуска раскислителей и легирующих материалов в виде ферросплавов и алюминия (см. Справочник конвертерщика. Якушев A.M. - Челябинск: Металлургия, Челябинское отделение, 1990, стр.276-285).

Недостатком известного способа является отсутствие необходимой регламентации режимов подачи в ковш ферросплавов и легирующих материалов во время выпуска расплава из конвертера. В результате не обеспечиваются оптимальный расход раскислителей и легируюших материалов, что увеличивает себестоимость стали, а также не обеспечивается стабильность раскисления металла по всему объему ковша.

Известен способ обработки стали в ковше, включающий ввод алюминийсодержащих материалов и ферросплавов, где алюминийсодержащие материалы вводят в ковш с уровня 1/20-3/4 высоты заполнения его металлом, причем алюминийсодержащие материалы задают отдельными порциями с возрастающим расходом от 0,01-2 кг/т стали, максимальные расходы которого 0,05-2 кг/т стали соответствуют периоду ввода ферросплавов (SU, а.с. 1154341, кл С21С 7/06, 1983 г.).

Недостатком данного способа является повышенный расход алюминия и нестабильное его усвоение в связи с тем, что не регламентируется его подача в зависимости от содержания углерода перед выпуском металла в ковш, от содержания которого, в свою очередь, зависит окисленность металла и шлака, а также угар алюминия. Кроме того, не учитывается раскисляющее действие углерода металла и углерода раскисляющих присадок (ферромарганца и др.).

Известен способ обработки стали, включающий ввод силикомарганца в количестве 1,6-2,0 кг/т при заполнении ковша металлом на 0,2-0,5 его высоты, далее через 1-2 минуты вводят алюминий в количестве 200 г/т, а при наполнении ковша металлом до 0,6-0,9 его высоты вводят вторую порцию алюминия в количестве 200 г/т и через 5-12 мин разливают металл по изложницам, в которые непрерывно при наполнении металлом верхней половины изложницы вводят третью порцию алюминия в количестве 150-200 г/т (SU, а.с. 421717, кл С21С 7/06, 1974).

Недостатком данного способа является невозможность регулирования общего расхода алюминия при раскислении в зависимости от содержания углерода перед выпуском металла в ковш, а также недостаточная раскисленность металла в нижних слоях ковша особенно при большегрузных, когда высота ковша достигает до 4 метров. Кроме этого, данный способ применим только для марок стали с низким или не регламентируемым содержанием алюминия, а также при разливке стали в изложницы.

Наиболее близким по технической сущности и поставленной задаче является способ обработки стали, когда легирующие и раскислители подаются тремя порциями, первая из которых состоит из кремнийсодержащих материалов и науглероживателя с весовым соотношением 1:(0,1-10,0) соответственно и вводится сначала выпуска под струю металла до наполнения ковша в пределах 0,2-0,3 высоты его рабочей полости, причем весовой расход кремнийсодержащих материалов устанавливается по соотношению

M₁=K₁(С₂-C₁)t/C₁,

где M₁ - весовой расход кремнийсодержащих ферросплавов, кг/т выплавляемой стали,

C₁ - содержание углерода в стали перед выпуском из конвертера, мас.%,

С₂ - необходимое содержание углерода в стали после выпуска из конвертера, мас.%,

K₁ - коэффициент, характеризующий физико-химические закономерности раскисления и легирования стали, равный (8,2-17,0)10^-5, кг/т°С,

t - температура стали в конвертере перед выпуском, °С.

Вторая порция состоит из марганецсодержащих и/или кремнийсодержащих ферросплавов с весовым расходом в пределах 1,0-30,0 кг/т выплавляемой стали, которая вводится при наполнении ковша в пределах 0,25-0,6 высоты его рабочей полости.

Третья порция состоит из алюминия и вводится при наполнении ковша в пределах 0,4-0,8 высоты его рабочей полости, а весовой расход алюминия устанавливают по соотношению

М₂=К₂AlT/а,

где М₂ - весовой расход алюминия в третьей порции, кг/т выплавляемой стали,

Al - необходимое содержание алюминия в стали после ее выпуска из конвертера, мас.%,

Т - масса выплавляемой стали, т,

а - величина усвоения сталью алюминия, равная 15-30%,

К₂ - безразмерный коэффициент, характеризующий влияние массы стали на ее раскисление алюминием, равный 2,5-10,0 (патент РФ №2202628, кл. С21с 7/06, 2001 г.).

Недостатком данного способа является то, что ввод алюминия одной порцией (третья порция) при наполнении ковша в пределах 0,4-0,8 высоты его рабочей полости приводит к нестабильному усвоению алюминия и неравномерному его распределению по высоте ковша. Кроме того, в металле образуется сразу большое количество продуктов раскисления, которые с трудом удаляются из металла из-за большого его объема, что ведет к повышенной загрязненности металла неметаллическими включениями.

Задачей изобретения является оптимизация процесса раскисления с целью снижения расхода алюминия, снижение затрат на доводку металла и улучшение качества стали.

Поставленная задача достигается тем, что в способе обработки стали, включающем выпуск стали из конвертера в сталеразливочный ковш, ввод в ковш в процессе выпуска науглероживателя, раскислителей и легирующих материалов в виде ферросплавов и алюминия, согласно изобретению при выпуске металла из конвертера одновременно с науглероживателем вводят алюминий до 20% от общего расхода, а при наполнении ковша металлом на (0,2-0,4) высоты рабочей полости вводят вторую порцию алюминия до достижения его суммарного количества с первой порцией до 80% от общего расхода, а затем вводят ферросплавы и подают оставшийся алюминий, при этом общий расход алюминия определяют по формуле

Р_ал=-K₁×L_nC_вып-К₂,

где Рал - общий расход алюминия, кг/т,

L_nC_вып - содержание углерода перед выпуском металла в ковш, %,

K₁ - эмпирический коэффициент, характеризующий влияние содержания углерода в металле перед выпуском в ковш на общий расход алюминия, равный (0,60-0,80), кг/т,

К₂ - эмпирический коэффициент, характеризующий влияние вводимых с ферросплавами углерода, кремния, марганца на общий расход алюминия, равный (0,70-0,95), кг/т.

Сущность изобретения заключается в создании оптимальных условий для протекания реакции взаимодействия алюминия с растворенным в металле кислородом по всей высоте ковша и определению оптимального расхода алюминия в зависимости от содержания углерода перед выпуском металла в ковш с получением содержания алюминия в металле в пределах 0,01-0,03%, при котором обеспечиваются предпосылки для высокой степени десульфурациии при последующей внепечной обработке стали.

При вводе алюминия до 20% от его общего расхода с науглероживателем, например коксиком или отходами электродного производства, содержащими до 98% углерода, часть растворенного в металле кислорода взаимодействует с углеродом и, образуя пузыри СО, способствует активному перемешиванию металла и улучшению процесса удаления продуктов раскисления, при этом обеспечивается раскисленность придонных слоев металла в ковше, а также вводом алюминия регулируется вспенивание ванны, что особенно важно для большегрузных ковшей с высотой 3-4 м.

При присадке алюминия более 20% от его общего расхода образуется большое количество включений оксидов алюминия, происходит значительный угар алюминия, что приводит к увеличению его общего расхода. Кроме этого, практически уменьшается раскисляющая способность углерода, снижается флотирующая способность пузырей СО по удалению в шлак неметаллических включений, что ухудшает качество металла.

Ввод второй порции алюминия при наполнении ковша металлом на (0,2-0,4) высоты его рабочей полости наиболее благотворно влияет на процесс раскисления, который без затруднений происходит как в нижних слоях металла, так и верхних. Удаление продуктов раскисления проходит без затруднений за счет еще небольшого объема металла в ковше, мощного перемешивания струей металла. При этом присадки алюминия выполняют функции как раскисления, так и регулятора вспенивания ванны с обеспечением флотации неметаллических включений за счет пузырей СО, а также формирования активного жидкоподвижного ковшевого шлака.

Ввод второй порции алюминия при наполнении ковша менее 0,2 высоты его рабочей полости приводит к перераскислению металла, снижению роли углерода в процессе раскисления, снижению флотирующей способности пузырей СО по отношению к неметаллическим включениям.

Ввод второй порции алюминия после наполнения ковша более чем на 0,4 высоты его рабочей полости приводит к замедлению формирования рафинирующего ковшевого шлака, повышенному угару алюминия.

При достижении суммарного с первой порцией количества введенного алюминия до 80% от его общего расхода вводят ферросплавы. После ввода ферросплавов скорость циркуляции металла замедляется, что связано с увеличением массы металла, температура падает, и поэтому ввод ферросплавов производят по достижении суммарных первой и второй порций алюминия до 80% от его общего расхода, когда обеспечиваются условия для протекания экзотермических реакций, компенсирующих рассматриваемые тепловые потери, что ускоряет процесс растворения ферросплавов.

С целью оптимизации процесса раскисления на выпуске из конвертера изучалось влияние многих технологических факторов. Из уравнений парных и множественных регрессий выявлено, что наиболее значимыми технологическими факторами, влияющими на расход алюминия, являются содержание углерода в металле перед выпуском в ковш, а также количество и порядок присадок алюминия по ходу слива и связанный с этим угар других элементов раскислителей.

Определение общего расхода алюминия во время слива плавки в зависимости от содержания углерода перед выпуском металла в ковш позволяет оптимизировать процесс раскисления стали, снизить расход алюминия, исключить случаи получения как низкого, так и чрезмерно высокого содержания алюминия в стали, снизить затраты на раскисление и на доводку стали, улучшить разливаемость стали, повысить качество готовой продукции.

Зависимость общего расхода алюминия от содержания углерода при выпуске металла в ковш представлена в виде формулы

Р_ал=-K₁L_nC_вып-К₂,

где Р_ал - общий расход алюминия кг/т,

К₁ - эмпирический коэффициент, учитывающий влияние содержания углерода при выпуске металла в ковш на общий расход алюминия, равен (0,60-0,80), кг/т.

L_nC_вып - содержание углерода в металле перед выпуском его в ковш, %,

K₂ - эмпирический коэффициент, характеризующий влияние вводимых с науглероживателем и ферросплавами углерода, кремния, марганца на общий расход алюминия, равен (0,70-0,95), кг/т.

Диапазон значений коэффициента K₁ в пределах (0,65-0,80) объясняется физико-химическими закономерностями раскисления стали от содержания углерода при выпуске металла в ковш и условиями слива металла в ковш.

При значениях K₁ менее чем 0,65 количество алюминия для раскисления может быть недостаточным, в результате чего не будут достигнуты требуемые концентрации его в стали, низкой будет степень десульфурации, возрастут затраты на доводку стали, ухудшится разливаемость стали и качество готовой продукции.

При значениях K₂ более чем 0,80 происходит перерасход алюминия и концентрация его в стали увеличивается, что ухудшат разливаемость стали и качество готовой продукции.

Диапазон значений К₂ в пределах (0,70-0,95) объясняется физико-химическими закономерностями раскисления стали и, в частности, влиянием вводимых с науглероживателем и ферросплавами углерода, кремния, марганца на процесс раскисления и общий расход алюминия.

При значениях К₂ менее чем 0,70 происходит чрезмерный рост общего расхода алюминия, увеличиваются его угар и содержание в стали, увеличиваются затраты на доводку стали, ухудшается разливаемость стали и качество готовой продукции.

При значениях К₂ более чем 0,95 происходит чрезмерное снижение общего расхода алюминия, повышается окисленность шлака, ухудшается десульфурация стали, растут затраты на доводку стали, ухудшается разливаемость стали, снижается качество готовой продукции.

Новый технический результат заключается в оптимизации процесса обработки стали алюминием в зависимости от содержания углерода в металле перед выпуском его в ковш.

Способ реализован на Западно-Сибирском металлургическом комбинате в кислородно-конвертерном цехе №2 следующим образом.

Пример: При выплавке стали марки 3сп металл массой 310 тонн при температуре 1710°С и с содержанием 0,05% углерода, 0,15% марганца, 0,018% серы, 0,012% фосфора выпускали из конвертера в ковш. Общий расход алюминия определяли по формуле:

Р_ал=-К₁L_n 0,05 - К2, где K₁=0,75, К₂=0,91, L_n0,05=-2,991.

Тогда общий расход алюминия будет равен Р_ал=-0,75×(-2,991)-0,91=1,34 кг/т или 415 кг на плавку. Первую порцию алюминия 50 кг или 0,16 кг/т (12% от общего расхода алюминия) подавали в начале выпуска вместе с коксиком (науглероживателем). При наполнении ковша на высоту 1400 мм или 0,33 его высоты (при общей высоте ковша 4700 мм) вводили алюминий в количестве 280 кг или 0,50 кг/т (общий расход алюминия 1 и 2 порций равен 330 кг или 1,06 кг/т, что составляет 80% от общего расхода алюминия). Затем вводили ферросплавы: ферромарганец, ферросилиций, силикомарганец. Далее вводили третью порцию алюминия 85 кг или 0,27 кг/т (20% от общего расхода алюминия). Химический состав металла после выпуска в ковш: углерод 0,19%, марганец 0,54%, кремний 0,22%, сера 0,014%, фосфор 0,018%, алюминий 0,017%. Общий расход алюминия составил 1,33 кг/т стали (415 кг на плавку), что значительно ниже, чем по прототипу (2,7-3,0 кг/т стали).

Способ промышленно применим в металлургии при обработке стали на выпуске и позволяет оптимизировать процесс раскисления и снизить расход алюминия и улучшить качество металла.

Изобретение относится к черной металлургии, в частности к обработке стали при выпуске ее из конвертера в ковш. При выпуске металла из конвертера в ковш одновременно с науглероживателем вводят первую часть алюминия до 20% от его общего расхода, а при наполнении ковша металлом на (0,2-0,4) высоты рабочей полости - вторую часть алюминия до достижения суммарного количества с первой частью до 80% от общего расхода. Последнюю порцию алюминия вводят вместе с ферросполавами, при этом общий расход алюминия определяют по формуле Р_ал=-K₁×L_nС_вып-К₂, где Р_ал - общий расход алюминия кг/т,

K₁ - эмпирический коэффициент, учитывающий влияние содержания углерода при выпуске металла в ковш на общий расход алюминия, равен (0,60-0,80), кг/т, С_вып - содержание углерода в металле перед выпуском его в ковш, %, L_n - символ натурального логарифма,

К₂ - эмпирический коэффициент, характеризующий влияние вводимых с ферросплавами углерода, кремния, марганца на общий расход алюминия, равен (0,70-0,95), кг/т. Улучшается качество стали и снижается расход алюминия.

Способ обработки стали, включающий выпуск стали из конвертера в сталеразливочный ковш, ввод в ковш в процессе выпуска науглероживателя, раскислителей и легирующих материалов в виде ферросплавов и алюминия порциями, отличающийся тем, что при выпуске металла из конвертера одновременно с науглероживателем вводят первую часть алюминия до 20% от его общего расхода, а при наполнении ковша металлом на (0,2-0,4) высоты рабочей полости, вводят вторую часть алюминия до достижения его суммарного количества с первой частью до 80% от общего расхода, а затем вводят ферросплавы и подают оставшуюся часть алюминия, при этом общий расход алюминия определяют по формуле

Р_ал=-K₁L_nС_вып-К₂,

где Р_ал - общий расход алюминия кг/т;

К₁ - эмпирический коэффициент, учитывающий влияние содержания углерода при выпуске металла в ковш на общий расход алюминия, равен (0,60-0,80), кг/т;

L_nС_вып - логарифм натуральный содержания углерода в металле перед выпуском его в ковш, %;

К₂ - эмпирический коэффициент, характеризующий влияние вводимых с ферросплавами углерода, кремния, марганца на общий расход алюминия, равен (0,70-0,95), кг/т.