Изобретение относится к области металлургии, точнее к производству стали в дуговых сталеплавильных электропечах, и может быть использовано при производстве электростали с использованием металлолома.
Известно, что при выплавке стали в дуговых электросталеплавильных печах с основной футеровкой важной технологической характеристикой шлака является его основность. Мерой основности служит отношение суммы концентрации основных оксидов к сумме концентраций кислотных, в простейшем случае (CaO)/(SiO2) [Григорян В.А., Белянчиков Л.Н., Стомахин А.Я. Теоретические основы электросталеплавильных процессов. - М.: Металлургия, 1987 - 272 с. С. 70]. Таким образом, основность шлака можно повысить введением в печной шлак основных оксидов магния, при этом снизится износ футеровки.
Известен сталеплавильный флюс, содержащий оксиды магния, кремния, железа, кальция, алюминия и потери при прокаливании, при следующем содержании компонентов флюса, масс. %:
при этом соотношение содержаний оксида магния к оксиду кремния равно 0,4-1,8, а соотношение содержаний суммы оксидов кальция и железа к оксиду кремния равно 0,1-1,0 (RU №2623168 МГЖ С21С 5/36, С21С 5/54 опубл. 27.06.2017).
Существенными недостатками данного флюса являются:
- используемые фракционные и химические составы не позволяют быстро расплавлять и формировать высокоэффективный жидкоподвижный сталеплавильный шлак, обладающий, с одной стороны, защитными свойствами по отношению к футеровке, с другой стороны, высокой степенью вспенивания получаемого печного шлака;
- используемый химический состав предопределяет высокую температуру плавления флюса, что увеличивает длительность плавки.
Известен, выбранный в качестве прототипа, способ выплавки стали из металлолома в дуговой электропечи, включающий загрузку металлолома на подину, его расплавление, науглероживание расплава. В расплав в струе газа вдувают порошкообразную смесь извести и углеродсодержащего материала при их соотношении 1:1 и с расходом смеси, равным 0,4-3,0% от массы расплава. Скорость науглероживания расплава поддерживают в пределах 0,2-0,6% углерода в минуту. Порошкообразную смесь вдувают в расплав до получения в нем требуемого перед началом окислительного периода содержания углерода. В качестве газа используют азот или аргон. В качестве углеродсодержащего материала - порошкообразный кокс, уголь или графит. Порошкообразная смесь вдувается фракцией 0,01-6,00 мм. (RU №2107738 МПК С21С 5/52, опубл. 27.03.1998).
Существенными недостатками известного способа являются:
- низкая стойкость стен печи в связи с отсутствием в составе оксида магния,
- высокая длительность плавки в связи с низкой степенью эффективности вспенивания шлака,
- повышенный расход электродов из-за неэффективного укрытия дуг при вспенивании шлака в печи,
- высокий расход электроэнергии в связи с присадкой шлакообразующих материалов крупной фракции.
Техническая проблема, решаемая заявляемым изобретением, заключается в обеспечении высокой стойкости футеровки стен электросталеплавильной печи, а также повышении технико-экономических показателей при выплавке стали в частности: снижении расхода электродов, электроэнергии и длительности плавки.
Для решения существующей технической проблемы в расплав в струе газа вдувают порошкообразную смесь магнезита и углеродсодержащего материалов.
Для этого предлагается способ выплавки стали из металлолома в дуговой электропечи, включающий загрузку на подину печи металлолома, его расплавление, науглероживание расплава путем вдувания в расплав в струе газа углеродсодержащего материала, окислительный и восстановительный периоды, согласно изобретению, науглероживание расплава осуществляют путем вдувания в расплав в струе азота при давлении не менее 9,0 атм порошкообразной смеси магнезита фракции 0,1-3,0 мм и углеродсодержащего материала фракции 0,1-3,0 мм в соотношении соответственно (38-43):(57-62) с расходом смеси 3,8-16,2 кг/т от массы расплава.
Технические результаты, получаемые в результате использования изобретения, заключаются:
- в повышении стойкости футеровки печи за счет образования гарнисажа, вследствие ввода в состав смеси магнезита;
- в снижении длительности плавки за счет интенсификации процессов вспенивания шлака за счет образования СО и СО2 и поддержания шлака во вспененном состоянии за счет оксидов магния из магнезита;
- в снижении расхода электродов за счет хорошего вспенивания шлака;
- в уменьшении расхода электроэнергии за счет сокращения длительности плавки и интенсификации процессов плавления шихты.
Заявляемые пределы подобраны эмпирическим путем, исходя из полученных результатов, в частности образования гарнисажа на футеровке печи и связанную с этим стойкость стен; эффективностью процесса вспенивания шлака и получения высоких технико-экономических показателей - расхода электродов, электроэнергии и длительности плавки.
Использование порошка магнезита и углеродсодержащего материала фракцией более 3,0 мм замедляет процесс растворения вдуваемой смеси, что сказывается на степени эффективности вспенивания шлака, а при снижении фракции менее 0,1 мм наблюдается неэффективное использование материала за счет улета мелкой фракции магнезита через газоочистку.
Содержание магнезита выбрано исходя из обеспечения требуемого содержания оксида магния в шлаке, обеспечивающего наличие гарнисажа на футеровке печи. При этом, при расходе магнезита менее 38% образование гарнисажа было незначительным, а повышение расхода более 43% приводило к повышению вязкости шлака и связанным с этим увеличением температуры плавления смеси, что сказывалось на повышении расхода электроэнергии и электродов.
При расходе углеродсодержащего материала менее 57% наблюдалось неэффективное укрытие дуг, что приводило к повышенному износу футеровки печи и высокому расходу электроэнергии и электродов. Увеличение расхода углеродсодержащего материала более 62% приводило к резкому вспениванию шлака и в ряде случаев выбросам из печи.
При вдувании порошкообразной смеси с давлением несущего газа менее 9 атм, осуществить процесс вдувания не удается, а при давлении более 9 атм, значительно увеличивается расход несущего газа и соответственно увеличиваются затраты, что нежелательно.
На опытных плавках использовался магнезит Халиловского месторождения (марки МАХГ по ТТ 08.99.29-002-23860774-2017) с химическим составом, % масс. на не прокаленное вещество: MgO не менее 42,0%, СаО не более 5,0%, SiO2 не более 5,0%, Fe2O3 не более 1,5% при показателе изменения массы при прокаливании не более 52,0%.
В качестве углеродсодержащего материала использовали антрацит Горловского бассейна (по ТУ 05.10.10.-001-53872533-2019) с химическим составом, в масс. %: нелетучего углерода не менее 78%, зольность не более 14%, выход летучих веществ не более 8,0%), при содержания серы не более 0,4%.
Экспериментальные плавки проводили на ДСП 100Н10 при выплавке стали марки Э76ХФ.
Выплавка проводилась по следующей схеме. Завалка состояла из 100-120 т металлолома, 5-35 т твердого чугуна и 2-45 т извести. Окисление углерода проводили в печи до концентрации 0,05-0,20% посредством продувки кислородом, при этом температура в печи изменялась в пределах 1630-1710°С.
В процессе плавки после отработки (140-250) кВт⋅ч/т завалки производилось вдувание в струе азота при давлении несущего газа (азота) 9,0 атм смеси порошка магнезита и углеродсодержащего материала фракции 0,1-3,0 мм с расходом 400-1600 кг на плавку, что соответствует 3,8-16,2 кг/т от массы расплава.
Использование заявляемого способа производства стали по сравнению с прототипом позволяет:
- снизить длительность плавки на 0,3-0,8 мин;
- уменьшить расход электродов на 0,02-0,11 кг/т;
- снизить расход электроэнергии на 10-15 кВт⋅ч/т;
- повысить стойкость футеровки печи до 1360 плавок.
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ ИЗ МЕТАЛЛОЛОМА В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ | 2021 |
|
RU2771889C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ ИЗ МЕТАЛЛОЛОМА В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ | 2021 |
|
RU2770657C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В ЭЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ | 2008 |
|
RU2374329C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ ИЗ МЕТАЛЛОЛОМА В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ | 1996 |
|
RU2107738C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ | 2016 |
|
RU2645170C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В ДУГОВОЙ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ | 2012 |
|
RU2493263C1 |
СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА СТАЛИ В ДУГОВОЙ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ | 2012 |
|
RU2515403C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ РЕЛЬСОВОЙ СТАЛИ | 2009 |
|
RU2400541C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ РЕЛЬСОВОЙ СТАЛИ | 2009 |
|
RU2399681C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ | 2007 |
|
RU2352645C1 |
Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано при производстве электростали в дуговых сталеплавильных печах с использованием металлолома. Осуществляют загрузку на подину печи металлолома, его расплавление, науглероживание расплава, окислительный и восстановительный периоды. Науглероживание расплава осуществляют путем вдувания в расплав в струе азота при давлении не менее 9,0 атм порошкообразной смеси магнезита фракции 0,1-3,0 мм и углеродсодержащего материала фракции 0,1-3,0 мм в соотношении соответственно (38-43):(57-62) с расходом смеси 3,8-16,2 кг/т от массы расплава. Изобретение позволяет снизить длительность плавки на 0,3-0,8 мин и расход электроэнергии на 10-15 кВт⋅ч/т, уменьшить расход электродов на 0,02-0,11 кг/т, а также повысить стойкость футеровки печи до 1360 плавок.
Способ выплавки стали из металлолома в дуговой электропечи, включающий загрузку на подину печи металлолома, его расплавление, науглероживание расплава путем вдувания в расплав в струе газа углеродсодержащего материала, окислительный и восстановительный периоды, отличающийся тем, что науглероживание расплава осуществляют путем вдувания в расплав в струе азота при давлении не менее 9,0 атм порошкообразной смеси магнезита фракции 0,1-3,0 мм и углеродсодержащего материала фракции 0,1-3,0 мм в соотношении соответственно (38-43):(57-62) с расходом смеси 3,8-16,2 кг/т от массы расплава.
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ ИЗ МЕТАЛЛОЛОМА В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ | 1996 |
|
RU2107738C1 |
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В ЭЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ | 2008 |
|
RU2374329C1 |
Шихта и способ получения флюса и огнеупорного материала для сталеплавильного производства (варианты) с ее использованием | 2020 |
|
RU2749446C1 |
US 5397379 A, 14.03.1995 | |||
JP 63176416 A, 20.07.1988 | |||
JP 61272312 A, 02.12.1986. |
Авторы
Даты
2022-05-13—Публикация
2021-12-17—Подача