Способ выплавки стали в конвертере Советский патент 1992 года по МПК C21C5/28 

Описание патента на изобретение SU1759886A1

Изобретение относится к черной металлургии.

Известен способ выплавки стали в конвертере с оставлением конечного шлака и переводом его в инертное состояние путем присадок флюсов, представляющих собой продукты восстановления железных руд (патент Франции Ns 1336627, кл. С 21 С 5/32, 1963 г.).

Недостатком данного способа является дефицитность применяемых материалов, их высокая стоимость, а также сравнительно невысокая раскисляющая способность.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому является способ выплавки стали в кислородном конвертере, включающий оставление шлака предыдущей плавки, присадку на шлак углеродсодержащих

материалов, завалку лома, заливку чугуна, продувку жидкой ванны, скачивание промежуточного шлака (авт.св. СССР № 1167205. кл. С 21 С 5/28, 1985г.).

Этот способ обладает рядом недостатков: нерегламентированный ввод раскисляющего углеродсодержащего материала, что приводит к его перерасходу или к вводу недостаточного количества для достижения должного эффекта исходя из условий плавки; поздним скачиванием промежуточного шлака из-за специфики процесса, что не позволяет достичь максимальной экономии железа процесса; потерей части углеродсодержащего материала из-за попадания части его непосредственно в металл и сгорания в объеме металла, а не шлака.

Цель изобретения - снижение удельного расхода шлакообразующих материалов и

3 ю

00 00 Х

увеличение выхода жидкой стали за счет регламентизации ввода углеродсодержа- щих материалов и шлакового режима плавки.

Для этого в способе выплавки стали в конвертере, включающем замер содержания углерода в металле по окончании продувки, выпуск металла, оставление конечного шлака на последующую плавку, присадку углеродсодержащих материалов на шлак, завалку лома, заливку чугуна, присадку шлакообразующих материалов, продувку расплава в два периода со скачиванием промежуточного шлака, присадку углеродсодержащих материалов производят в течение 1-2 мин после выпуска металла из конвертера, при этом пир содержании углерода в металле предыдущей плавки 0,03-0,07% присаживают 3,5-4 кг/т садки конвертера углеродсодержащих материалов, при содержании углерода 0,08- 0,11% - 2,5-3 кг/т садки при содержании углерода 0,12-0,17 %-1,8-2,5 кг/т садки ска - чивание промежуточного шлака осуществляют при израсходовании 25-30 м кислорода на 1 т продуваемого чугуна. При этом в качестве углеродсодержащих материалов используют угли с содержанием углерода 70-90%.

Сущность предлагаемого способа состоит в проведении раскисления шлака с целью восстановления окислов железа и удаления промежуточного шлака до присадки шлакообразующих материалов в момент возможно минимального содержания окислов железа в шлаке, что позволяет вести процесс выплавки стали с незначительными потерями жалзза. Зосстановление окислов железа из конечного шлака необходимо для избежания выбросов в ходе заливки чугуна в конвертер (потери металлошихты), а также для снижения потерь железа с скачиваемым промежуточным шлаком. Окислы железа находятся в конечном шлаке в основном в виде эвтектик с другими составляющими шлака и лучше удаляются в ходе прямого раскисления,чем при воздействии углерода расплава. Так как при раскислении в оптимальном режиме шлак не сворачивается, а лишь несколько густеет, то на достижение им достаточной жидкотекучести в процессе продувки требуется меньшего количества окислов железа. Кроме того, жидкотеку- честь шлака повышается также за счет снижения его основности, т.к. окисляющийся кремний чугуна переходит в шлак в виде SlOa. Поскольку скачать сформировавшийся (обновившийся) шлак до истечения 50% длительности продувки не представляется сложным процессом. Со скачиваемым шла ком теряется железа не больше количества, восстановленного из конечного шлака. Железо, идущее на растворение извести и образование высокоосновного шлака после скачивания промежуточного шлака, не теряется с шлаком, а переходит на следующую плавку, т.к. весь конечный шлак оставляется. Безвозвратные потери железа происходят лишь со шлаком, которым покрывают зеркало металла в сталеразливочном ковше. Таким образом, предлагаемый процесс имеет минимальные потери металла с шлаком, которые являются основными в балансе металла.

5 Важным является выбор момента скачи- вания промежуточного шлака. Во-первых, скачивание необходимо производить в момент минимально возможного по условиям процесса содержания окислов железа в 0 шлаке. Во-вторых, это момент должен определяться окончанием процесса окисления кремния чугуна с тем, чтобы избежать скачивания до полного окисления кремния, что потребует присадки большего количества 5 шлакообразующих материалов для достижения высокой основности конечного шлака, а также необходимости свести к минимуму время нахождения обновившегося низкоосновного (1,5-2 ед.) шлака из-за 0 его отрицательного воздействия на футеровку конвертера.

Выбранное предельное время присадки углеродсодержащих материалов после выпуска металла из конвертера 2 мин обуслов- 5 лено тем, что высокоосновной (3,5-4 ед) конечный шлак по мере потери тепла (снижения его температуры) может сворачиваться или покрываться прочной коркой по истечении 2 мин. После этого уг- 0 леродсодержащий материал воздействует на шлак как раскислитель незначительно, а в основном сгорает на его поверхности. Осуществить присадку углеродсодержащих ранее 1 мин после выпуска металла не 5 представляется возможным по организационным и техническим причинам, связанным с затратами времени на установку конвертера в вертикальное положение и инерцией системы присадки сыпучих материалов по 0 тракту подачи.

Полное раскисление шлака (до содержания окислов железа 1-2%) труднодостижимо и не требуется. Для безопасной заливки чугуна на шлак достаточно иметь в 5 шлаке 5-6% окислов железа. Определить исходное содержание окислов железа в шлаке с высокой степенью точности можно по передуву металла, т.е. содержанию углерода. В случае содержания углерода в металле 0,03-0,07% шлак значительно

окисляется и содержание окислов железа в нем находится в пределах 18-25%. При содержании углерода в металле в пределах 0,08-0,11 % шлак окисляется в меньшей степени и содержит окислов железа 15-17%, а при содержании углерода в металле 0,12- 0,17% шлак практически не переокисляется и содержит окислов железа менее 15%. Исходя из этого, а также с учетом колебаний содержания углерода в углеродсодержащих материалах (углях) определяют расходы уг- леродсодержащего материала.

Определение расходов углеродсодер- жащего материала по содержанию углерода в металле мера достаточно надежная и не требует длительного ожидания анализа шлака. Следовательно, потери производительности практически нет.

Выбранные параметры для скачивания промежуточного шлака в период израсходо- вания 25-30 м кислорода на 1 т продуваемого чугуна позволяет достичь наилучших результатов по выходу жидкой стали, не приводя при этом к повышенному износу футеровки.

Скачивание промежуточного шлака до израсходования 25 м3 кислорода на 1 т продуваемого чугуна неэффективно, т.к. к этому моменту скорость окисления углерода еще далека от наивысших значений и в расплаве много окислов железа, которые теряются со скачиваемым шлаком. Кроме того, при низкой интенсивности продувки к этому време- ни кремний не успеет окислиться полностью. Скачивание промежуточного шлака после израсходования 30 м3 кислорода на 1 т продуваемого чугуна нецелесообразно, т.к. образуется активный по отношению к футеровке шлак, В процессе отработки предлагаемой технологии пере- рабатывались чугуны с содержанием кремния до 1;2% и анализ рафинирования показал, что удаление кремния при расходе чугуна 800 кг/т стали завершается к израсходованию 18-20 м3 кислорода на 1 т пере- рабатываемого чугуна. Следовательно, при израсходовании 25-30 м3 кислорода на 1 т чугуна в шлак можно вывести кремний при его содержании в чугуне до 1,8%.

Для раскисления шлака опробованы уг- ли марок АС, АШ и АК с содержанием углерода в них от 70 до 90%. При их использовании получены надежные результаты, что свидетельствует о возможность их использовании в качестве углеродсодержа- щих материалов для раскисления шлака.

П р и м е р. По окончании продувки жидкой ванны в 160-тонном конвертере производится замер температуры расплава и отбор проб металла и шлака на химический анализ. После определения химического анализа металла с учетом замера температуры, в т.ч. содержания углерода, в случае получения удовлетворительных результатов производится выпуск металла из конвертера.В противном случае производится до- дувка или другие корректирующие операции с последующим повторным замером температуры и отбором проб до получения удовлетворительных результатов с последующим выпуском металла.

После выпуска металла конвертер переводится в вертикальное положение и на оставленный конечный шлак в зависимости от содержания углерода в ранее выпущенном металле присаживается определенное количество углеродсодержащего материала (угля). Причем его присадка производится по истечении 1-2 мин после выпуска металла. В случае наличия резерва времени перед завалкой лома конвертер покачивается. Затем конвертер наклоняется в сторону загру- . зочного пролета и в него производится завалка 45 т металлолома и заливка 115т жидкого чугуна. При заливке чугуна интенсивного выбивания пламени или выбросов из конвертера не наблюдается

После заливки чугуна конвертер устанавливается в вертикальное положение и начинается продувка жидкой ванны. Продувка прекращается после израсходования 3100 м3 кислорода (28 м3 на 1 т продуваемого чугуна) и производится скачивание промежуточного шлака. С возобновлением продувки в конвертер присаживается 6 т извести. По окончании продувки производится замер температуры расплава и отбор проб металла и шлака.

Данные по проведенным промышленным плавкам приведены в таблице. При проведении отмеченных в таблице плавок перерабатывается чугун с содержанием углерода 4,2%, кремния 0.7-0,9%. марганца 0,4-0.6%, серы 0,025-0,030%. Для раскисления конечного шлака использовался уголь марки АС с содержанием углерода 80-85%.

Кроме общепринятого контроля плавок, производился отбор проб шлака - конечного до и после присадки угля, а также промежуточного на скачивание, отбор проб металла на скачивании шлака, фиксировались время присадки угля на шлак относительно окончания выпуска металла из конвертера и момент остановки продувки на скачивание промежуточного шлака по расходу кислорода.

Сравнительный анализ приведенных в таблице данных показывает, что наилучшие показатели достигаются на плавках, проведенных согласно параметрам формулы предлагаемого изобретения. Предлагаемая технология позволяет увеличить выход жидкой стали на 45 кг/т металлошихты и снизить удельный расход шлакообразующих на 30 кг/т стали.

Формула изобретения 1. Способ выплавки стали в конвертере, включающий замер содержания углерода в металле по окончании продувки, выпуск металла, оставление конечного шлака на последующую плавку, присадку углеродсодержащих материалов на шлак, завалку лома, заливку чугуна, присадку шлакообразующих материалов, продувку расплава в два периода со скачиванием промежуточного шлама, отличающийся тем, что, с целью снижения удел ьного расхода шлакообразующих материалов и увеличения

выхода годной стали, присадку углеродсодержащих материалов производят в течение 1-2 мин после выпуска металла из конвертера, при этом при содержании углерода в металле 0.33-0,7% присаживают 3,5- 4.0 кг/т садки конвертера углеродсодержащих материалов, при содержании углерода 0,08-0.11% присаживают 2, кг/т садки, а при содержании

углерода 0,12-0,17% присаживают 1.8-2,5 кг/т садки соответственно, скачивание промежуточного шлака осуществляют при из

расходовании 25-30 м продуваемого чугуна.

.3 .

кислорода на 1 т

2. Способ по п. 1,отличающийся тем. что в качестве углеродсодержащих материалов используют угли с содержанием углерода 70-90%.

Похожие патенты SU1759886A1

название год авторы номер документа
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 2000
  • Айзатулов Р.С.
  • Протопопов Е.В.
  • Соколов В.В.
  • Комшуков В.П.
  • Шакиров К.М.
  • Буймов В.А.
  • Щеглов М.А.
  • Ермолаев А.И.
  • Машинский В.М.
  • Амелин А.В.
  • Липень В.В.
  • Шишкин В.Г.
  • Ганзер Л.А.
RU2177508C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 1998
  • Айзатулов Р.С.
  • Протопопов Е.В.
  • Соколов В.В.
  • Комшуков В.П.
  • Буймов В.А.
  • Щеглов М.А.
  • Амелин А.В.
  • Шакиров К.М.
  • Пак Ю.А.
  • Ермолаев А.И.
  • Ганзер Л.А.
RU2135601C1
СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА РУЛОНОВ ГОРЯЧЕКАТАНОЙ ТРУБНОЙ СТАЛИ 2001
  • Шатохин И.М.
RU2186641C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 2002
  • Наконечный Анатолий Яковлевич
  • Урцев В.Н.
  • Хабибулин Д.М.
  • Аникеев С.Н.
  • Платов С.И.
  • Капцан А.В.
RU2228366C1
СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ ИЗ ФОСФОРИСТОГО ЧУГУНА 1988
  • Пак Ю.А.
  • Югов П.И.
  • Журавлев В.М.
  • Богомяков В.И.
  • Лаукарт В.Е.
  • Сосковец О.Н.
SU1548214A1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КИСЛОРОДНОМ КОНВЕРТЕРЕ 2019
  • Кушнарев Алексей Владиславович
  • Захаров Игорь Михайлович
  • Чиглинцев Алексей Викторович
  • Котляров Алексей Александрович
  • Галченков Сергей Валерьевич
  • Егоров Владимир Анатольевич
  • Еремеев Владимир Александрович
  • Ремиго Сергей Александрович
RU2732840C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 2006
  • Дьяченко Виктор Федорович
  • Захаров Игорь Михайлович
  • Николаев Олег Анатольевич
  • Павлов Владимир Викторович
  • Чигасов Дмитрий Николаевич
RU2299247C1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ НЕРЖАВЕЮЩЕЙ СТАЛИ ДУПЛЕКС-ПРОЦЕССОМ 2003
  • Воробьев Николай Иванович
  • Лившиц Дмитрий Арнольдович
  • Звонарев Владимир Петрович
  • Палкин Сергей Павлович
  • Макаревич Александр Николаевич
  • Братко Геннадий Александрович
  • Щербаков Евгений Иванович
  • Левада Антон Григорьевич
  • Горбатов Александр Викторович
RU2268310C2
Способ выплавки трансформаторной стали 1982
  • Буланкин Владимир Ермолаевич
  • Гавриленко Юрий Васильевич
  • Иванов Борис Сергеевич
  • Кудряшов Леонид Александрович
  • Ткаченко Эдуард Васильевич
  • Цветков Михаил Анатольевич
SU1052546A1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ 1996
  • Югов П.И.
  • Зинько Б.Ф.
  • Лебедев В.И.
RU2113500C1

Реферат патента 1992 года Способ выплавки стали в конвертере

Использование: черная металлургия, выплавка стали в конвертерах. Сущность изобретения: при выплавке стали замеряют содержание углерода в металле по окончании продувки, выпускают металл, оставляют конечный шлак на последующую плавку, на него присаживают углеродсодержащий материал в течение 1-2 мин после выпуска металла в количествах 3,5-4; 2,5-3 и 1,8-2,5 кг/т садки при содержании углерода 0,03- 0,07, 0,08-0,11 и 0.12-0.17% соответственно. Затем заваливают лом, заливают чугун. присаживают шлакообразующие материалы, продувают расплав в два периода со скачиванием промежуточного шлака при израсходовании 25-30 м3 кислорода на 1 т продуваемого чугуна. В качестве углеродсо- держащих материалов используют угли с содержанием углерода 70-90%. 1 з.п. ф-лы. 1 табл. (Л

Формула изобретения SU 1 759 886 A1

Документы, цитированные в отчете о поиске Патент 1992 года SU1759886A1

Патент Франции Ms 1336627, кл
Выбрасывающий ячеистый аппарат для рядовых сеялок 1922
  • Лапинский(-Ая Б.
  • Лапинский(-Ая Ю.
SU21A1
Приспособление к комнатным печам для постепенного сгорания топлива 1925
  • Галахов П.Г.
SU1963A1
Способ производства стали в конвертере 1983
  • Бабенко Анатолий Алексеевич
  • Енин Николай Николаевич
  • Багрий Александр Иванович
  • Темирбулатов Булат Анварбекович
  • Костин Анатолий Сергеевич
  • Романов Виктор Иванович
SU1167205A1
кл
Выбрасывающий ячеистый аппарат для рядовых сеялок 1922
  • Лапинский(-Ая Б.
  • Лапинский(-Ая Ю.
SU21A1
Приспособление для установки двигателя в топках с получающими возвратно-поступательное перемещение колосниками 1917
  • Р.К. Каблиц
SU1985A1

SU 1 759 886 A1

Авторы

Носов Константин Григорьевич

Омесь Николай Михайлович

Баптизманский Вадим Ипполитович

Дробный Владимир Михайлович

Бойченко Борис Михайлович

Шаповал Георгий Лукьянович

Порхун Валентин Гаврилович

Душа Виктор Михайлович

Савранский Леонид Валентинович

Учитель Лев Михайлович

Даты

1992-09-07Публикация

1989-12-19Подача