(54) СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ СТАЛИ
название | год | авторы | номер документа |
---|---|---|---|
Способ выплавки трансформаторной стали | 1982 |
|
SU1052546A1 |
Способ производства стали | 1982 |
|
SU1073295A1 |
Способ выплавки шарикоподшипниковых сталей | 1981 |
|
SU1011701A1 |
Способ выплавки стали | 1979 |
|
SU885292A1 |
Способ выплавки стали | 1982 |
|
SU1027235A1 |
Способ выплавки электротехнической стали | 1977 |
|
SU692860A1 |
Способ выплавки стали | 1980 |
|
SU954430A1 |
Способ выплавки среднелегированных хромсодержащих сталей | 1981 |
|
SU1063844A1 |
Способ выплавки низкоуглеродистых высокопрочных сталей мартенситностареющего класса | 1976 |
|
SU565063A1 |
СПОСОБ РАФИНИРОВАНИЯ СТАЛИ | 1992 |
|
RU2095425C1 |
1
Изобретение относится к черной металлургии, а именно к выплавке стали различного назначения в дугово1х печах.
Известен способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихтовых материалов, расплавление, окисления примесей газообразным кислородом и твердыми окислителями, скачивание окислительного шлака и выпуск металла 1.
Недостатком известного способа выплавки стали является высокое содержание серы в литом металле из-за отсутствия приемов, способствующих удалению серы из нераскисленного металла. Высокое содержание серы (более 0,020%) не позволяет получать качеСтвенньш литой металл, разливаемый на УНРС. Введение раскислителей в нераскисленный металл под окислительным шлаком приводит к высоким угарам легируюш,их элементов (марганца, кремния, алюминия и др.). При этом разное количество оставшегося в печи (например 100тонной) окислительного шлака приводит к непопаданию в узкие пределы химсостава стали.
Известен также способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихты, ее расплавление, окисление примесей кислородом, выпуск металла в ковш, в процессе которого в металл вводят десульфурирующую смесь, состоящую из Na гСО з СаО и силикокальция в количестве 4-16 кг/т. Такой способ выплавки стали позволяет снизить содержание серы в литом металле (до 0,015%) и обеспечить получение металла без большого количества поперечных трещин на литых заготовках 2.
Однако этому способу присущи большие потери температуры металла (до 25- 30°С при 100-тонной плавке) при вводе твердых десульфураторов в количествах 4- 16 кг/т, в связи с чем увеличиваются расходы на электроэнергию; недостаточная сте15-пень десульфурации из-за применения твердых десульфураторов или высокой окисленности металла во время десульфурации; загрязнение атмосферы цеха при применении порошкообразных десульфураторов (наиболее рациональных с точки зрения десуль20 фурации); большая окисленность нераскисленного металла и наличие после выпуска в ковше окислительного шлака, так как последний в печи не скачивается. Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому является способ получения стали, при котором низкоуглеродистый полупродукт выплавляют под известково-глиноземистым шлаком в одной печи и легирующий расплав с рафинировочным щлаком в другой с последующим их смещейием 3. Недостатками данного способа являются необходимость наличия в цехе печей разной емкости или сталеразливочных ковшей в 2 раза больщей емкости, чем сталеплавильные печи, что в современных цехах не предусмотрено, так как однозначно признано неэкономичным; высокие теплопотери (до 60°) при смешивании (переливе металла из одного ковша в другой); дополнительные расходы на наведение известково-глиноземистого шлака над полупродуктом .(7,9 руб. на 1 т стали). Цель изобретения - сокращение угара легирующих элементов, снижение содержаНИИ вредных примесей и себестоимости передела полупродукта в сталь. Поставленная цель достигается за счет выплавки полупродукта под окислительным шлаком в одной электропечи и стали под рафинировочным шлаком в другой, при этом перед выпуском полупродукта в ковш окислительный шлак скачивают на 70-90°/о, а полупродукт выпускают на рафинировочный шлак от выплавки стали во второй печи. При высоком содержании закиси железа в окислительном шлаке (выше 20%) предусмотрено его раскисление (оставшегося его количества 10-30%) до содержания закиси железа 2,5-20 вес. %. Возможен передел полупродукта в сталь, т. е. его легирование и раскисление проводят непосредственно в процессе выпуска его в ковш. Скачивание окислительного шлака перед выпуском на 70-80% его количества в печи позволяет снизить содержание фосфора за счет удаления PsOs вместе с окислительным шлаком и резко сократить рефосфорацию при последующем раскислении металла, а, следовательно, и шлака. Этот же прием способствует получению низких содержаний серы в стали из полупродукта за счет уменьшения количества окислительного шлака, попадающего в рафинировочный. Меньшее количество окислительного шлака легче у экономичней раскислять до низкого содержания FeO, при этом сокращается угар легирующих элементов (Si, Мп, А1, Сг и др.)- Оставление в печи более 30% окислительного шлака не позволяет получить в стали из полупродукта низкое содержание фосфора (менее 0,008%) и серы (менее 0,015%). Скачивание щлака до его оставления менее 10% в крупных дуговых печах (100, 150, 200 т) практически неосуществимо. Затраты ручного (а также машинного) труда не рациональны. Такое малое количестно шлака обеспечивает легкое снижение в шлаке содержания закиси железа с 21 - 60% до 2,5-20%. После выпуска окисленного полупродукта в ковш с рафинировочным шлаком состава, %: СаО 45-55; SiOz 10-25, MgO 12-20; AkOjS-20; МпО 3-7 значительно облегчается рафинирование его от серы, фосфора за счет более высокой основности шлака, а также легирование металла кремнием, алюминием и раскисление кальцием за счет более высокого содержания окислов указанных легирующих и раскислителей в рафинировочном щлаке, нежели в окислительном. Угары легирующих элементов и раскислителей сокращаются из-за повышенного содержания СаО, SiO2, AljOj в рафинировочном шлаке. Если в мелких (до 10 т) электропечах скачать окислительный шлак в принципе возможно до 85-90% его количества, то в средних (15-60 т) и крупных (100-200 т) удается удалить лишь 70-75% шлака. Вязкость окислительного шлака, которая зависит от его состава и температуры, глубина и плошадь ванны печи определяют возможность скачивания шлака. Исходя из опыта работы печей различной емкости и серий замеров количества окислительного шлака при его скачивании на печах емкостью 5-200 т при выплавке полупродукта установили, что скачивать шлак целесообразно на 70-90% его количества, а 10-30% раскислять, например, дробью алюминия, при этом переводя FeO в , таким образо.м, увеличивать содержание А1гОз в рафинировочном шлаке. Удалять менее 70% окислительного шлака нецелесообразно из-за дальнейшей рефосфорации из него в металл, а более 90% шлака удалить из крупной электропечи, как показали замеры, невозможно. Раскислять оставшийся в печи окислительный шлак наиболее целесообразно с точки зрения затрат ручного труда до 2,5- 20% закиси железа, при содержании FeO порядка 40-65% - до 10-20%, а при 21 - 40% в исходном шлаке - до 2,5-10% перед выпуском. Остаток окислительного щлака над полупродуктом при наличии дальнейшей внепечной обработки, например вакуумном обезуглероживании, раскислять не обязательно. При получении стали из полупродукта без внепечной обработки целесообразно легирующие и раскислители для их равномерного распределения в стали вводить в процесс выпуска полупродукта. Пример 1. При получении электротехнической стали производят выплавку в двух 100-тонных дуговых печах. В первой расплавляют щихту, продувают расплав железо-углерод кислородом с интенсивностью 45 до получения 0,05% углерода. При этом образуется 4 т окислительного шлака состава, %: СаО 7,0; SiOj ,3; AUOj 1,0; FeO 60,5; FejOj 13,6; MgO 10,0; MnO 3,6. Скачивают шлак на 70% до оставления его
Авторы
Даты
1981-08-15—Публикация
1979-12-03—Подача