Размеры некоторых кислородных конвертеров

конвертера, расход огнеупоров на футеровку, высота кон­вертерного цеха. Учитывают также, что чем выше интенсив­ность продувки и чем меньше сопел в фурме, тем больше должен быть объем конвертера для предотвращения выбросов. При уменьшении величины H/D стенки конвертера отдаляются от высокотемпературной подфурменной зоны, что способству­ет повышению их стойкости; возрастает также площадь кон­такта металл—шлак, что облегчает удаление в шлак фосфора и серы. Вместе с тем при чрезмерном снижении Н/В, т.е. уменьшении высоты конвертера, начинаются выбросы, пос­кольку вспенивающийся металл достигает низко расположен­ной горловины. При росте H/D вероятность появления выбро­сов снижается, но и увеличение H/D сверх оптимальной ве­личины не рекомендуется, поскольку это требует увеличения высоты здания цеха.

Для сооружаемых в последние годы 100-380-т конвертеров величину удельного объема принимают в пределах от 1,0 до 0,85 м³/т, a H/D от 1,55 до 1,4-1,45, причем в этих пре­делах они должны снижаться по мере увеличения вместимости конвертера. Для ранее строившихся и эксплуатируемых кон­вертеров характерно колебание значений этих параметров в неоправданно широких пределах: удельного объема от 0,5 до 1,15 м³/т и отношения H/D от 1,17 до 2,1.

Глубина ванны жидкого металла в спокойном состоянии изменяется от 1,0 до 1,8-1,9 м, возрастая при увеличении емкости конвертера. Даже для конвертеров малой емкости (50 т) она не должна быть менее 1м во избежание разруше­ния футеровки днища кислородными струями. Увеличение глу­бины ванны сверх 1_г9м также не рекомендуется, так как при этом из-за недостаточного проникновения, в глубь ванны кислородных струй затрудняется плавление стального лома.

При выборе диаметра отверстия горловины D_r учитывают, что горловина большого размера позволяет загружать сталь­ной лом в один прием. Вместе с тем при увеличении D_T воз­растают потери тепла излучением и несколько повышается содержание азота в выплавляемой стали, поскольку через большое отверстие в конвертер подсасывается больше возду­ха, азот которого растворяется в металле. Исходя из усло­вий загрузки лома в один прием диаметр отверстия горлови­ны определяют из соотношения: D_r = 0,2iv т , м. Угол нак-

лона горловины к вертикали а в существующих конвертерах изменяется от 20 до 35°. На основании отечественной прак­тики признано нецелесообразным делать этот угол более 26°, так как при большом уклоне ухудшается стойкость фу­теровки горловины.

Угол р в нижней сужающейся части конвертера чаще де­лают равным 20—30°, у конвертеров со вставным днищем он достигает 35—40°.

Корпус и днище. Корпус конвертера выполняют сварным из листовой стали толщиной от 20 до 110 мм и делают его либо цельносварным, либо с отъемным днищем, которое крепится болтами или клиновыми соединениями. Расположение горлови­ны в конвертерах симметричное, что позволяет вводить кис­лородную фурму строго по оси конвертера. При этом обеспе­чивается равное удаление кислородных струй от стенок кон­вертера и тем самым- равномерный износ футеровки.

Горловина в большей степени, чем другие элементы кожу­
ха, подвержена воздействию высоких температур и коробле­
нию и может быть повреждена при удалении застывших выпле­
сков металла и в процессе слива шлака. Поэтому верх гор­
ловины защищают массивным шлемом. Хорошо зарекомендовала
себя конструкция шлема, показанная на рис. 85. К корпусу
1 горловины приварена снабженная кольцевым пазом 3 утол­
щенная обечайка 2, на которой с помощью закладных планок
5 закреплены несколько литых сегментов 4. Эти сегменты
обычно выполняют из жаропрочного чугуна, к которому мень­
ше, чем к стали, привариваются выплески металла (насты­
ли). Поврежденные сегменты (один или несколько) можно
сравнительно легко заменить. В редких случаях коническую
горловину делают отъемной. Однако опыт показал, что заме­
ну проводить сложно — затруднено сочленение новой горло-
вины с кожухом работающего конвертера из-за его деформа-
)х^<-—*""• ции от температурных напряжений.

&^^^^^Й|^^^ 3 Днище конвертеров обычно делают
tH1__X^ сферическим. Эта форма облегчает

^-^^хл^^^^^^-г циркуляцию металла при верхней
чйЯ$лоК4| подаче дутья и способствует сни-

\8§ххл| жению износа футеровки. Широко

хХллло^. применяются как неотъемные

\Х$лл?§Г (рис.86,6), так и отъемные днища.
NXq&Ј^ Рис. 85. Шлем горловины конвертера

Отъемные днища могут быть приставными (рис.86,а) и встав­ными (рис. 86,в). Снятие и установку осуществляют с помо­щью домкратных тележек, передвигающихся под конвертером.

Преимуществом конвертеров с отъемным днищем является облегчение и ускорение проведения ремонтов футеровки. После съема днища ускоряется охлаждение и облегчается разрушение изношенной футеровки и подача в полость кон­це ртера огнеупоров для новой кладки по сравнению с пода­чей через узкую горловину конвертера. Основным недостат­ком отъемных днищ обычно считают меньшую прочность и надежность конструкции нижней части кожуха конвертера.

Преимуществом конвертера с неотъемным днищем является уменьшение массы и упрощение конструкции из-за отсутствия устройств для крепления днища, повышение жесткости кожуха и целом и надежности конструкции его донной части.

Рис. 86. Футеровка кислородных конвертеров с приставными (а), неотъемными [в) и вставными (в) днищами:

/ - отъемное днище; 2 - кожух конвертера; 3 - арматурный слой футеровки; 4 - рабочий слой футеровки; 5 — блоки из плавленого магнезита; 6 — пред-ярматурный слой (огнеупорная масса, асбест); 7 — огнеупорная масса; 8 — штанное днище

Цапфы и опорное кольцо. Конвертер цапфами опирается на роликовые опорные подшипники, закрепленные в опорных ста­нинах. Подшипники обеспечивают возможность вращения кон­вертера вокруг оси цапф; при этом один подшипник фиксиро­ванный, а другой "плавающий", что дает возможность пере­мещения вдоль оси цапф на 15-30 мм.

В первых кислородных конвертерах цапфы крепились непосредственно к кожуху конвертера (см. рис. 82). При этом, как показала практика, вследствие нагрева кожуха и его деформации происходил перекос цапф (их отклонение от первоначального положения), что вызывало при вращении цапф удары по опорным подшипникам и шестерням механизма поворота конвертера и их повышенный износ.

Современные кислородные конвертеры (см. рис. 83) снаб­жают отдельным опорным кольцом, к которому крепятся цапфы и в котором с зазором в 150-200 мм закреплен кожух. Бла­годаря зазору возникающие при термическом расширении ко­жуха деформаций не передаются опорному кольцу и перекос цапф не возникает. Системы крепления конвертера в опорном кольце с помощью подвесок, упоров и других устройств мо­гут быть различными, но должны обеспечить свободное рас­ширение кожуха.

Опорное кольцо (рис. 87) представляет собой конструк­цию, состоящую из двух полуколец 1 и закрепленных между ними двух цапфовых плит 2; полукольца и плиты скреплены шпильками. Полукольца выполняют сварными полыми прямо­угольного (коробчатого) сечения. Для защиты опорного кольца от перегрева и от попадания капель металла и шлака над ним приваривают к корпусу конвертера защитный кожух 3 (см. рис. 83).

—- '------ ^^^ Рис. 87. Опорное кольцо кон-

>/\^~-------------------- ~~~~J^*^Ns>\. f вертера:

/^~У[ S^\ 1 ~ полукольцо; 2 — цапфовая

T'"T^~V'i __ ^Ч \ плита; 3 — цапфа; 4 — окно

"л иО /""""" "^""■■^ 1 1 ^{для ци}Р^кУ^ляи^ии воздуха

Цапфы 3 (см. рис. 87) выполняют коваными: обычно их крепят к опорному кольцу путем запрессовки в цапфовую плиту. Цапфы большегрузных I конвертеров часто делают водо-охлаждаемыми.

Механизм поворота. Он обеспечивает вращение конвертера вокруг оси цапф на 360° со скоростью от 0,1 до 1 м/мин. Поворот конвертера необходим для выполнения технологичес­ких операций: заливки чугуна, завалки лома, слива стали и шлака и др.

Механизм поворота может быть односторонним и двусто­ронним. У конвертеров вместимостью 130—150 т и менее делают односторонний механизм поворота, в котором одна из цапф соединена с приводом (см. рис. 82). Наклон больше­грузных конвертеров требует приложения значительного кру­тящего момента, вызывающего большие напряжения в метал­локонструкциях опорного кольца и привода. Поэтому для бо­лее равномерного их распределения механизм поворота большегрузных конвертеров делают двухсторонним (см. рис. 83). Этот механизм имеет два синхронно работающих привода, каждый из которых соединен с одной цапфой.

Механизмы поворота бывают стационарными и навесными. В состав стационарного механизма (см. рис. 82) обычно вхо­дят установленные на жестком фундаменте электродвигатель i редуктором, вращающий момент от которых передается цап­фе с помощью шпинделя или зубчатой муфты. Недостатком ме-. ханизма является его быстрый износ вследствие того, что, будучи неподвижно закрепленным, он испытывает удары вра­щающихся цапф в случае их перекоса, а также ударные наг­рузки в момент включения привода.

В последние годы применяют более совершенные навесные (закрепленные на цапфе) многодвигательные механизмы пово­рота (см. рис. 83). На цапфе жестко закреплено ведомое зубчатое колесо 4, закрытое корпусом 7; этот корпус опи­рается на цапфу через подшипники и от проворачивания его удерживает демпфер 9. Таким образом, при вращении зубча­того колеса 4 с цапфой корпус 7 остается неподвижным. Зубчатое колесо вращают несколько (от 4 до 6) электродви­гателей с редукторами 6, выходные валы-шестерни 5 которых нходят в зацепление с колесом; эти валы-шестерни через подшипники крепятся в отверстиях стенки корпуса 7. Электродвигатели с редукторами держатся (навешены) на ва-

лах-шестернях 5; вращая валы, сами двигатели остаются неподвижными, так как удерживаются от проворачивания демпферами 8 (см. рис. 83).

Навесной многодвигательный привод обладает следующими преимуществами: перекос цапф не влияет на его работоспо­собность, так как, будучи закрепленным на цапфе, привод перемещается вместе с ней; при выходе из строя одного двигателя привод остается работоспособным; демпферы час­тично компенсируют динамические нагрузки при включениях и торможениях, что снижает износ шестерен привода; в 2—3 раза уменьшается масса привода; существенно уменьша­ется площадь, необходимая для его установки, — так, нап­ример, максимальный размер вдоль оси колонн цеха у 300-т конвертера с двухсторонним стационарным приводом состав­ляет около 28 м, а при двухстороннем навесном приводе — около 20 м.

Футеровка. Футеровка конвертера работает в тяжелых условиях, подвергаясь воздействию высоких температур; термических напряжений, возникающих при колебаниях темпе­ратуры футеровки; ударов кусков шихты при загрузке и зна­копеременных нагрузок, возникающих при вращении конверте­ра. Она изнашивается также в результате химического взаи­модействия со шлаком и размывающего действия потоков ме­талла и шлака.

Футеровку обычно делают из двух слоев: арматурного и рабочего. Примыкающий к корпусу арматурный слой (см. рис. 86) толщиной 110—250 мм уменьшает теплопотери и за­щищает кожух в случае прогара рабочего слоя. Арматурный слой выполняют из магнезитового или магнезитохромитового кирпича, он не требует замены очень длительное время (го­ды). Внутренний или рабочий слой изнашивается во время работы и его заменяют при ремонтах футеровки; его толщина в зависимости от емкости конвертера составляет 500-800 мм.

У конвертеров- с отъемным днищем стык между ним и футе­ровкой стен заполняют смоломагнезитовой массой.

Для кладки рабочего слоя на отечественных заводах в основном применяют безобжиговые смоло- или пекосвязанные (на связке из каменноугольной смолы или пека) огнеупоры, поскольку их стойкость в условиях конвертерной плавки оказалась значительно (в два-три раза) более высокой, чем

стойкость обычных обожженных огнеупоров (магнезитохроми-говых и магнезитовых кирпичей). Из этих огнеупоров широко используют смолодоломит (35—50 % MgO, 45—60 % СаО), полу­чаемый из недорогого природного сырья — доломита; смоло-доломитомагнезит (50—85 % MgO, 10—45 % СаО), производимый из доломита с добавкой более дорогого магнезита, и реже смоломагнезит (более 85% MgO), получаемый из дорогостоя­щего магнезита. Иногда с целью повышения стойкости эти Ьезобжиговые огнеупоры перед использованием в конвертере подвергают термической обработке, выдерживая при 100—500 °С в нейтральной или восстановительной атмосфере. В отдельных случаях на наших заводах и зачастую за рубе­жом применяют дорогостоящие, но обладающие большей стой­костью магнезитоуглеродистые (содержащие наряду с MgO еще 10-20% углерода) огнеупоры и обожженные магнезитовые, магнезитодоломитовые и доломитовые огнеупоры, пропитанные смолой.

Наиболее широко применяемые безобжиговые смолодоломи-товый и смолодоломитомагнезитовый кирпичи получают из обожженных доломита и магнезита, содержащих не более 5 % Si0₂. Измельченные огнеупоры с размером фракций от 0 до 6 мм тщательно смешивают с 5—7 % смолы или пека. Для хо­рошего перемешивания температура в смесителе должна быть К()-140°С. Приготовленную массу загружают в формы и прес­суют при давлении 12—15 МПа, получая кирпичи необходимых размеров и конфигурации. Из этих необожженных кирпичей выкладывают рабочий слой футеровки, после чего ее обжи­гают, нагревая по специальному режиму до температуры 1100°С путем сжигания в полости конвертера кокса при по­даче кислорода через фурму. При обжиге происходит коксо­вание смолы — летучие удаляются и остается прочная угле­родистая масса (коксовый остаток) в виде тонкой пленки вокруг зерен огнеупора. Эта обволакивающая каждое зерно огнеупора углеродистая пленка образует как бы скелет кир­пича; она скрепляет зерна, придавая футеровке прочность, повышает ее термостойкость и, что особенно важно, защи­щает зерна огнеупора от контакта и взаимодействия со шла­ком, благодаря чему сильно замедляется растворение футе­ровки в шлаке. Именно повышенная шлакоустойчивость обес­печивает в конвертерах значительно большую стойкость смолосвязанных огнеупоров по сравнению с обычными. Смоло-

связанные огнеупоры не применяют в других печах, так как в их окислительной атмосфере углеродистая пленка быстро окисляется; в конвертерах же газовая атмосфера, состоящая в основном из СО, — неокислительная.

Недостаток доломитсодержащих огнеупоров, и в первую очередь смолодоломита, — сильная склонность к гидратации: содержащийся в доломите оксид кальция реагирует с погло­щаемой из атмосферы влагой, в результате чего кирпич те­ряет прочность и рассыпается в порошок. Поэтому смоло-доломитовый кирпич нельзя хранить более 2—6 суток nocJie изготовления.

Футеровку летки делают с учетом того, что из-за быст­рого износа ее приходится заменять чаще, чем остальную футеровку. Несменяемый арматурный слой (рис. 86,3) вык­ладывают из магнезитового или магнезитохромитового кирпи­ча, собственно летку- блоками 5 из плавленого магнезита, имеющими сквозные отверстия, образующие канал летки. За­зор между блоками и арматурным слоем заполняют огнеупор­ной массой. При ремонтах, после удаления изношенных бло­ков и огнеупорной массы устанавливают насаженные на стальную трубу блоки, а в зазор между ними и арматурным слоем заливают массу из магнезитового порошка и водного раствора сернокислого магния, которая через 30 мин затвердевает. Стойкость леток составляет 60-120 плавок.

Стойкость футеровки определяется стойкостью участков наибольшего износа. Это - футеровка цилиндрической части конвертера в районе шлакового пояса и в месте падения кусков лома при загрузке, футеровка горловины, летка.

Футеровка изнашивается прежде всего в результате взаи­модействия со шлаком, при этом вначале окисляется углеро­дистая пленка и затем зерна огнеупора растворяются в шла­ке. Сильно возрастает износ при росте содержания оксидов железа (FeO, Fe₂0₃) в шлаке, которые окисляют углеродис­тую пленку и образуют легкоплавкие химические соединения с оксидами огнеупора, особенно с СаО. Износ возрастает при увеличении количества шлака и его жидкотекучести, при увеличении содержания кислотного оксида Si0₂, активно взаимодействующего с основными оксидами футеровки. Стой­кость футеровки снижается при повышении температуры про­цесса, так как это вызывает размягчение огнеупоров и ускорение их взаимодействия со шлаком.

Отрицательно сказывается на стойкости футеровки повы­шение содержания кремния в перерабатываемом чугуне, так как в результате его окисления в шлаках начального перио­да продувки увеличивается содержание Si0₂ и наряду с этим возрастает общее количество шлака.

По этой же причине необходимо, чтобы сыпучие материалы (руда, известь и др.) содержали минимальное количество кремнезема.

Следует избегать увеличения длительности интервалов между продувками, поскольку проникающий в полость конвер­тера воздух вызывает окисление коксовой пленки, а при охлаждении вследствие термических напряжений возможно скалывание огнеупоров.

Необходимо работать без додувок, проводимых для кор­ректировки состава и температуры металла, так как каждая из них вызывает дополнительные колебания температуры фу­теровки, подсосы воздуха в конвертер и повышение окислен-ности шлака.

Установлено, что растворение футеровки шлаком замед­ляется, если увеличить в нем содержание MgO до 6—8%. В связи с этим рекомендуется применение шлакообразующих, содержащих оксид магния (доломит, доломитизированная из­весть).

Наряду с оптимизацией технологического режима для по­вышения стойкости футеровки места ее повышенного износа выкладывают из огнеупоров повышенной стойкости, применяют горячие ремонты методом ошлакования и торкретирования.

Стойкость футеровки из безобжиговых смолосвязанных ог­неупоров составляет 400—600 плавок, при предварительной термической обработке этих огнеупоров она несколько воз­растает; расход огнеупоров составляет 2—5 кг/т стали.

Торкретирование футеровки — это метод горячего ремонта путем нанесения с помощью торкрет-машин огнеупорной массы на изношенные участки футеровки. Применяют факельное и полусухое торкретирование.

При факельном торкретировании основным рабочим орга­ном машины является вводимая в полость конвертера водоох-лаждаемая торкрет-фурма. Через нее подают кислород и с помощью сжатого воздуха торкрет-массу, состоящую из маг­незитового порошка и коксовой пыли. Сгорание кокса в кис-

лороде обеспечивает формирование факела с температурой 1800—2000 °С. При этой температуре огнеупорный порошок переходит в пластическое состояние и, наносимый факелом на поверхность футеровки, прочно сваривается с ней.

При полусухом торкретировании увлажненную огнеупорную массу наносят на футеровку конвертера с помощью сопла торкрет-машины струёй сжатого воздуха, причем смешивание массы с водой происходит в сопле. Увлажненная масса налипает на футеровку и в последующем приваривается к ней. Недостаток способа — испарение влаги делает структуру нанесенного слоя сравнительно рыхлой и его стойкость невелика. Поэтому более эффективно факельное торкретирование.

Торкретируют как отдельные участки футеровки, так и всю ее поверхность. Торкретирование начинают после износа футеровки примерно на половину ее допустимой величины, его длительность составляет 4—20 мин, периодичность проведения — через 2—18 плавок, толщина наносимого слоя 5—100 мм. Стойкость футеровки может быть доведена до одной-трех тысяч плавок.

Ошлакованные футеровки путем раздувки шлака. После слива металла шлак в конвертере загущают добавкой обожженного доломита. Далее через сопла кислородной или специальной фурмы в шлак вдувают азот, брызги шлака налипают на футеровку, образуя шлаковый слой, который разрушается на последующих плавках; собственно же футеровка остается при этом почти неизменной. Нанесенный шлаковый слой выдерживает не менее двух плавок.

При таком методе горячего ремонта стойкость футеровки из магнезитоуглеродистых огнеупоров достигает 5—10 тыс. плавок. Один из вариантов раздувки шлака предусматривает ее проведение в течение 10—12 мин через каждые две плавки.

При ошлаковании футеровки и ее торкретировании уменьшается число холодных ремонтов футеровки, требующих затрат тяжелого ручного труда и снижается расход формованных огнеупоров. Но при торкретировании дополнительно расходуются порошкообразные огнеупоры (магнезитовый порошок, смеси на основе извести и др.).

Кислородная фурма. Кислород подают в конвертер через вертикально расположенную водоохлаждаемую фурму, которую вводят в полость конвертера через горловину строго по его оси. Давление кислорода перед фурмой составляет 1,0—1,6 МПа. Высоту фурмы над ванной можно изменять по ходу плавки; обычно она увеличивается при росте емкости конвертера и находится в пределах 1, 0—4, 8 м от уровня ванны в спокойном состоянии. Поднимают и опускают фурму с

помощью механизма, сблокированного с механизмом вращения конвертера. Конвертер нельзя повернуть, пока из него не удалена фурма. Скорость подъема и опускания фурмы изме­няется в пределах 0,1—1 м/с.

Фурма выполнена из трех концентрично расположенных стальных труб и снабжена снизу медной головкой с соплами (рис. 88). Полости, образованные трубами, служат для по­дачи кислорода, подвода и отвода охлаждающей воды. Наибо­лее часто применяют фурмы с центральной подачей кислорода (рис. 88, а). По средней трубе при этом подводят охлаж­дающую воду, а по наружной — отводят. Применяются также фурмы с центральной подачей охладителя (рис. 88, б). В таких фурмах подаваемую через центральную трубу воду от­водят по наружной трубе, а кислород подают по средней трубе. К верхней части труб прикреплены патрубки 5 для подвода кислорода, подвода и отвода воды. Чтобы избежать

Рис. 88. Многосопловые кислородные фурмы с центральной подачей кислорода («) и воды (б):

1—3 — стальные трубы; 4 — сальниковое уплотнение; 5 — патрубки для подачи кислорода и воды; 6— компенсатор; 7— сменная часть наружной трубы; 8 — медная головка фурмы; 9 — сопло; 10 — выемка

разрушения фурмы из-за напряжений, вызываемых различным тепловым расширением труб (наружная труба удлиняется сильнее, чем более холодные внутренние), в фурме предус­матривают компенсирующие устройства: сильфонные компенса­торы, т.е. гофрированные металлические шланги (рис. 88, б); подвижные сальниковые уплотнения (рис. 88, 4) при соединении двух труб; телескопическое соединение (рис. 89,6) двух труб. Длина фурмы 300-т конвертера дос­тигает 27 м.

Головка фурмы является сменной, ее соединяют с трубами сваркой (см. рис. 89) или резьбой в сочетании со сваркой. В головке расположены сопла Лаваля 7, через которые кис­лород поступает в полость конвертера и распределитель во­ды, направляющий ее вдоль поверхности головки. Головки выполняют сварными и иногда литыми. Всю головку или ее нижнюю часть с соплами, обращенную к зоне наибольших (до 2600 °С) температур в конвертере, выполняют из меди. Это делают потому, что, обладая высокой теплопроводностью, медь быстро передает тепло охлаждающей воде, и поэтому даже в зоне высоких температур головка не перегревается и сохраняет прочность.

Число сопел Лаваля в головке изменяется от трех-четырех до шести-семи, возрастая по мере роста вместимос­ти конвертера и количества вдуваемого кислорода. Сопла располагают веерообразно расходящимися, чтобы повысить степень рассредоточения дутья по объему ванны. Угол рас­хождения сопел (угол а наклона их осей к вертикали) уменьшают по мере снижения вместимости конвертера (от 19°

Рис. 89. Сварная головка кисло­родной фурмы:

1 — сопло Лаваля (медь); 2 — на­ружная тарелка (медь); 3 — рас­пределитель воды; 4 — стальной патрубок; 5 — внутренняя тарелка;

6 — телескопическое соединение;

7 — компенсатор; 8—10 — стальные трубы; 11 — места сварки при сме­не головки

у семисопловой фурмы для большегрузного конвертера до 9° у трехсопловой для небольшого конвертера); это необходи­мо, поскольку при большом угле расхождения кислородных струй они у малых конвертеров будут слишком приближаться к стенкам, вызывая усиленный износ футеровки.

Сопла Лаваля (рис. 89, /) применяют потому, что они, преобразуя энергию давления в кинетическую, обеспечивают скорость кислорода на выходе в 500 м/с и более; это необ­ходимо для заглубления струй в ванну и Полного усвоения ею кислорода. Давление кислорода перед соплом должно быть более 0,9—1,2 МПа, а его диаметр определяют расчетом; приближенно диаметр минимального (критического) сечения сопла можно определить по формуле, мм:

d = 3,5VV/p ,

где р— давление перед соплом, МПа; V— расход кислорода через сопло (обычно не более 250 м³/мин).

Воду для охлаждения фурмы подают насосом в таком коли­честве, чтобы перепад температур на входе и выходе не превышал 30° во избежание выпадения из воды солей жест­кости; на больших конвертерах расход воды достигает 500 м³/ч. Стойкость головок фурм составляет 50—150 плавок.

В первые годы освоения кислородно-конвертерного про­цесса применялись односопловые фурмы, позволявшие рабо­тать с небольшими расходами (до 200—250 м³/мин) кислоро­да; увеличение расхода кислорода при подаче одной струей вызывало выбросы металла при продувке.

Позднее были разработаны повсеместно применяемые в на­стоящее время многосопловые фурмы, которые благодаря рас­средоточению кислородного потока на несколько струй, обеспечили более "мягкую" продувку и резкое уменьшение количества выбросов.

Переход на работу с многосопловыми фурмами позволил значительно увеличить интенсивность подачи кислорода и сократить благодаря этому длительность плавки, а также повысить выход годного металла на 1—2 % за счет уменьше­ния выбросов.

В настоящее время успешно конструируют фурмы, облада­ющие достаточной стойкостью при числе сопел, не превышаю­щем семи.

§ 3. ШИХТОВЫЕ МАТЕРИАЛЫ КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНОГО ПРОЦЕССА

Основными шихтовыми материалами кислородно-конвертерного процесса являются жидкий чугун, стальной лом, шлакообра-зующие (известь, плавиковый шпат и др.), ферросплавы для раскисления и легирования. Постоянно используется также газообразный кислород.

Жидкий чугун

Состав чугунов, перерабатываемых на разных заводах, изме­няется в широких пределах: 4,0-4,8% С; 0,1-2,6% Мп; 0,3-2,0% Si; 0,02-0,07% S; < 0,3 % Р. Однако опыт пока­зал, что для обеспечения высоких технико-экономических показателей процесса содержание составляющих чугуна целе­сообразно ограничивать в определенных узких пределах.

При излишне высоком содержании кремния возрастает рас­ход извести для ошлакования образующейся Si0₂ и увеличи­вается количество шлака в конвертере, что ведет к росту потерь железа и теплопотерь со сливаемым шлаком; понижа­ется также стойкость футеровки конвертера. Вместе с тем при очень низком (< 0,3 %) содержании кремния замедляется шлакообразование в связи с медленным растворением извести из-за слишком низкого содержания Si0₂ в первичных шлаках. Положительной стороной повышенного содержания кремния яв­ляется то, что возрастает количество тепла от его окисле­ния; это позволяет увеличить расход лома. Большинство отечественных заводов работают на чугунах с содержанием кремния 0,6—0,9 %, что, очевидно, близко к оптимальной величине.

Оптимальной величиной содержания марганца в чугуне в течение многих лет считали 0,7-1,1%. Стремление конвер-терщиков применять чугуны со столь высоким содержанием марганца вызвано тем, что при более низком его содержании существенно замедляется шлакообразование, поскольку в первичных шлаках будет содержаться мало оксида МпО, уско­ряющего растворение извести. Однако большая часть марган­ца при конвертерной плавке окисляется и безвозвратно те­ряется со шлаком в виде МпО. С учетом этого, а также того, что выплавка чугуна с повышенным (0,5-0,7 % и более) содержанием марганца требует добавки в шихту до-

менных печей дефицитной марганцевой руды, в последние го­ды выплавляют маломарганцовистые чугуны (0,5—0,1 % Мп). При их переработке в кислородных конвертерах применяют ряд мер по ускорению шлакообразования.

Содержание фосфора в чугуне не должно превышать 0,2— 0,3%, поскольку при большем его содержании необходим промежуточный слив шлака во время продувки и наведение нового, что снижает производительность конвертера.

Содержание серы в чугунах, предназначенных для выплав­ки качественных сталей, не должно превышать 0,035%, а ря­довых сталей- 0,05%. Такое ограничение объясняется тем, что из-за высокого содержания оксидов железа в конвертер­ных шлаках удаление в них серы при плавке происходит сла­бо; степень десульфурации не превышает 30%. На многих за­водах организована внедоменная десульфурация чугуна.

Температура жидкого чугуна обычно составляет 1300— 1450 °С. Применять чугун с более низкой температурой не­желательно, так как это ведет к холодному началу продувки и замедлению шлакообразования.

Стальной лом

Стальной лом является охладителем конвертерной плавки, увеличение его расхода экономит чугун, снижая себестои­мость стали. К лому, как и при прочих сталеплавильных процессах, предъявляется требование о недопустимости вы­сокого содержания фосфора, серы, примесей цветных метал­лов и ржавчины. Количество меди и никеля, которые не окисляются в условиях конвертерной плавки, не должно пре­вышать их допустимого содержания в выплавляемой стали (обычно <0,2%). Ограничивают максимальный размер кусков лома, поскольку слишком большие куски могут не успевать раствориться в металле за время продувки, а во время за­грузки могут повредить футеровку конвертера. Толщина кус­ков лома не должна превышать 0,25—0,35 м, длина — 0,8 м; размер пакетов не должен быть более 0,7x1x2 м.

Illлакообразующие

Основные шлакообразующие материалы - это известь и плави­ковый шпат, иногда в качестве шлакообразующих или охлади­телей используют боксит, железную руду, прокатную окалину 0⁷е₃О₄), агломерат, рудно-известковые окатыши.

Известь должна быть свежеобожженной и содержать > 92 % СаО, < 2 % Si0₂ и « 0,05-0,08 % S. При содержании серы в извести > 0,1 % возможен переход серы из шлака в металл во время плавки. Куски извести должны иметь размеры от 10 до 50 мм. Применение более мелких кусков извести не до­пускается, так как они будут вынесены из конвертера отхо­дящими газами.

Плавиковый шпат — эффективный разжижитель шлака. Он содержит 75—92% CaF₂, основной примесью является Si0₂. Железная руда, агломерат и окатыши должны содержать не более 8 % Si0₂ и 0,1 % фосфора и серы (каждого), размер кусков руды должен быть 10—80 мм.

Боксит (марка МБ) содержит 28-50% А1₂0₃, 10-20% Si0₂ и 12—25 % Fe₂0₃; обычно в нем также много влаги (10— 20%), что требует предварительной просушки во избежание внесения в сталь водорода.

Миксерный шлак и отходы производства

Вместе с чугуном при его заливке в конвертер поступает немного (до 1 % от массы чугуна) шлака, имеющегося в за­ливочном ковше. Этот шлак часто называют миксерным; он формируется из попадающего в миксер доменного шлака и растворяющейся в нем футеровки миксера и чугуновозных ковшей. Шлак содержит, %: 35-55 Si0₂, 20-35 СаО, 3— 15MgO, 1-6 FeO, 2-10 MnO, 4-8 А1₂0₃ и до 2 % серы, а после десульфурации в ковше до 4 % серы.

Поскольку шлак содержит много серы, необходимо исклю­чить его попадание в конвертер. В связи с этим во многих цехах организовано скачивание шлака из заливочных ковшей перед сливом из них чугуна в конвертер.

В последние годы расширяется использование в конвер­терном производстве отходов ряда металлургических произ­водств.

В частности, с целью ускорения шлакообразования и уменьшения расхода плавикового шпата применяют вводимые в конвертер в начале продувки шлаки производства силикомар-ганца, которые наряду с обычными составляющими конвертер­ных шлаков содержат 16—19 % МпО; шлаки от производства силумина, содержащие Si0₂, А1₂О_э, SiC и металлические A1 и Si; твердый конвертерный шлак предыдущих плавок и другие.

Доставка чугуна в сталеплавильные цехи

Жидкий чугун к сталеплавильным агрегатам подают двумя способами — с использованием стационарных миксеров и в миксерных ковшах (передвижных миксерах). При первом, способе чугун из доменного цеха в 100- или 140-т ковшах на чугуновозах по железнодорожным путям доставляют в мик-серное отделение, в котором установлено один—три стацио­нарных миксера (см. рис. 90). Чугун через люк 3 заливают из ковшей в миксер, где хранится его запас, и по мере надобности порцию чугуна сливают через носок 5 в заливоч­ный ковш, который транспортируют к конвертерам.

Миксер (рис. 90) представляет собой сосуд бочкообраз­ной формы с кожухом из стального листа, футерованный из­нутри. Свод миксера, не соприкасающийся с чугуном, выкла­дывают из шамотного кирпича, стенки и днище — из магне­зитового. Толщина футеровки ~ 700 мм, стойкость футеровки

0,5—1,5 года.

В верхней части миксера расположен люк для заливки чу­гуна; в боковой части имеется носок для слива чугуна. С целью уменьшения теплопотерь люк и носок снабжены крыш­ками. Чугун сливают через сливной носок путем поворота миксера вокруг горизонтальной оси, для чего имеется рееч­ный механизм поворота, а кожух миксера опирается на две дугообразные опоры через ролики, заключенные в удерживаю­щие их обоймы.

Рис. 90. Стационарный миксер:

1 — кожух; 2 — футеровка; 3 — заливочный люк; 4 —i опорные бандажи; 5 — сливной носок; 6 — опорные ролики; 7 — реечный механизм поворота; 8 — го­релки; 9 — жидкий чугун

Миксер отапливают газом или мазутом с помощью горелок, установленных в торцевых стенках. Тем не менее за время пребывания в миксере чугун остывает на 30—50 °С.

Роль миксера состоит не только в хранении запаса чугу­на. В миксере происходит выравнивание химического состава и температуры чугуна различных выпусков, в связи с чем длительность пребывания чугуна в миксере должна быть ~ 7 ч. Вместимость типовых миксеров составляет 600, 1300 и 2500 т.

При втором способе доставки чугун из доменной печи вы­пускают в миксерный ковш (см. рис. 91) через горловину 6, затем ковш транспортируют в переливное отделение конвер­терного цеха. Здесь по мере надобности порцию чугуна из миксерного ковша сливают через горловину в заливочный ковш, который транспортируют к конвертеру и далее залива­ют из него чугун в конвертер.

Отечественный 420-т миксерный ковш (передвижной мик­сер) имеет (рис. 91) сигарообразную форму; стальной кожух 5 футерован изнутри шамотным кирпичом 4. На торцах кожуха закреплены цапфы 7, которыми ковш через подшипниковые опоры 3 опирается на две ходовые тележки 1, перемещающие­ся по рельсовому пути 8. Одна из цапф соединена с меха­низмом поворота 2; вращением ковша вокруг оси цапф обес­печивают слив чугуна через горловину б. Вместимость мик-серных ковшей составляет 100-600 т; стойкость футеровки 400-600 наливов чугуна. Отечественный 420-т миксерный ковш имеет длину по осям сцепок 31,9 м и наружный диаметр 3,63 м, 600-т ковш — соответственно 39,6 и 3,3 м.

Преимущества применения миксерных ковшей: примерно на 50 °С повышается температура заливаемого в конвертер чу­гуна, что позволяет увеличить расход лома; уменьшается число переливов чугуна и его потерь при этом; не требует-

ся сооружения миксерных отделений и стационарных миксе­ров. Недостатком является отсутствие усреднения состава и температуры чугуна разных выпусков из доменной печи.

Внепечная десульфурация чугуна

Поскольку при конвертерной плавке сера из металла удаля­ется плохо, часто прибегают к предварительной десульфура-ции чугуна в ковшах. Обработку чугуна десульфураторами ведут в специализированных отделениях десульфурации, со­оружаемых на пути следования чугуновозных ковшей из доменного цеха в конвертерный, либо в заливочных ковшах в конвертерном цехе. В объем чугуна в ковше вводят различ­ными способами магний, вдувают порошкообразные известь, карбид кальция СаС₂, соду Na₂C0₃ и иногда другие десуль-фураторы. Последние вступают в химическое взаимодействие с серой чугуна; при реагировании с магнием образуется MgS, с известью и карбидом кальция - CaS, с содой - Na₂S; эти соединения нерастворимы в чугуне и всплывают в шлак. Шлак в ковше после десульфурации содержит до 4 % серы, и его необходимо скачивать из ковша перед сливом чугуна в конвертер.

На отечественных заводах часто применяют десульфурацию гранулированным магнием, вводимым в чугун с помощью футе­рованной трубы. При соприкосновении с чугуном магний ис­паряется, и его пары вместе с газом-носителем вытекают через низ трубы в объем чугуна, вызывая его барботаж, что обеспечивает большую поверхность контакта чугуна с маг­нием. При расходе магния 0,4-1,0 кг/т чугуна получают остаточное содержание в нем серы от 0,01 до 0,002 %.

Газообразный кислород

Кислород для конвертерного и других цехов производят на сооружаемой в составе металлургического завода кислород­ной станции путем разделения сжиженного воздуха. Основны­ми элементами установки получения кислорода являются тур­бокомпрессор, детандер, служащий для расширения сжатого воздуха, и блок разделения сжиженного воздуха.

На этой установке воздух вначале сжижают путем предва­рительного сжатия компрессором до давления ~ 0,6 МПа и последующего расширения в детандере, вызывающего охлажде­ние до температур, при которых воздух переходит в жидкое

состояние (менее —192 °С). Далее жидкий воздух поступает в блок разделения, где проводят ректификацию — разделение жидкого воздуха на составляющие путем двухкратного посте­пенного испарения; при испарении вначале улетучивается азот (t_Km = -195,8 °С) и аргон (г_кип =-189,4 °С) и остается жидкий кислород (*_кип = —183 °С). Повторяя испа­рение, можно добиться необходимой чистоты кислорода.

Наиболее крупная установка получения кислорода с бло­ком разделения БР—2М имеет производительность 11000 м³/ч технического кислорода (> 99,6 % 0₂) и 24000 м³/ч техно­логического (> 95,3 % 0₂); побочными продуктами являются азот и аргон. Полученный газообразный кислород по трубо­проводам подают в конвертерный и другие цехи завода; дав­ление до нужных пределов увеличивают компрессором.

5 4. ПЛАВКА В КИСЛОРОДНОМ КОНВЕРТЕРЕ С ВЕРХНЕЙ ПРОДУВКОЙ

1. Технология плавки

Шихтовка плавки и организация загрузки. Шихтовку, т.е. определение расхода на плавку чугуна и лома, шлакообразу-ющих, ферросплавов и других материалов, в современных це­хах проводят с помощью ЭВМ (АСУТП) на основании вводимых в нее данных о составе чугуна и других шихтовых материа­лов, температуре чугуна, параметрах выплавляемой стали и некоторых других. При этом расход лома, являющегося охла­дителем плавки, определяют на основании расчета теп­лового баланса плавки, увеличивая или уменьшая расход так, чтобы обеспечивалась заданная температура металла в конце продувки, а расход извести — так, чтобы обеспечива­лась требуемая основность шлака (2.7—3,6).

Лом загружают в конвертер совками объемом 20—110 м³; их заполняют ломом в шихтовом отделении цеха и доставляют к конвертерам рельсовыми тележками. Загрузку ведут (рис. 92, а) через отверстие горловины конвертера, опрокидывая совок 3 с помощью полупортальной машины 2, либо мостового крана, либо напольной (перемешающейся по рабочей площадке цеха) машины. Конвертер при загрузке наклонен примерно на 45° с тем, чтобы загружаемые куски лома скользили по фу­теровке, а не падали бы сверху, разрушая ее.

Рис. 92. Технологические операции конвертерной, плавки: загрузка лома (а), заливка чугуна (б), начало продувки (в), замер температуры (г), слив металла (д), слив шлака (г):

1 — газоотвод; 2 — полупортальная загрузочная машина; 3 — совок; 4 — мосто­вой кран; 5 — заливочный ковш; б — бункер; 7 — течка; 8 — термопара; 9 — бункер для ферросплавов; 10 — сталеразливочный ковш; 11 — шлаковая чаша (ковш)

Жидкий чугун заливают (рис. 92, б) в наклоненный кон­вертер через отверстие горловины с помощью мостового кра­на 4 из заливочного ковша 5, который обычно вмещает всю порцию заливаемого чугуна (до 300 т и более). Заливочные ковши с чугуном доставляют к конвертерам из миксерного или переливного отделений.

Для загрузки сыпучих шлакообразуюших материалов кон­вертер оборудован индивидуальной автоматизированной сис­темой. Из расположенных над конвертером расходных бунке­ров, где хранится запас материалов, их с помощью электро­вибрационных питателей и весовых дозаторов выдают в про­межуточный бункер б, а из него материалы по наклонной течке (трубе) 7 ссыпаются в конвертер через горловину. При этом система обеспечивает загрузку сыпучих без оста­новки продувки по программе, которая разработана заранее или задается оператором из пульта управления конвертером.

Периоды плавки

Плавка в кислородном конвертере включает следующие перио­ды.

1. Загрузка лома. Стальной лом в количестве до 25—27 % от массы металлической шихты (при использовании специаль­ных технологических приемов и в большем количестве) заг­ружают в наклоненный конвертер (рис. 92,в) совками. Объем совков достигает 110 м³, его рассчитывают так, чтобы заг­рузка обеспечивалась одним-двумя совками, поскольку при большем числе возрастает длительность загрузки и плавки в целом. Загрузка длится 2—4 мин. Иногда с целью ускорения шлакообразования после загрузки лома или перед ней в кон­вертер вводят часть расходуемой на плавку извести.

2. Заливка чугуна. Жидкий чугун при температуре от 1300 до 1450 °С заливают (рис. 92, б) в наклоненный кон­вертер одним ковшом в течение 2-3 мин.

3. Продувка. После заливки чугуна конвертер поворачи­вают в вертикальное рабочее положение, вводят сверху фур­му и включают подачу кислорода, начиная продувку (рис. 92, в). Фурму в начале продувки для ускорения шла­кообразования устанавливают в повышенном положении (на расстоянии до 4,8 м от уровня ванны в спокойном состоя­нии), а через 2—4 мин ее опускают до оптимального уровня (1,0—2,5 м в зависимости от вместимости конвертера и осо­бенностей технологии).

В течение первой трети длительности продувки в конвер­тер двумя—тремя порциями загружают известь; вместе с пер­вой порцией извести, вводимой после начала продувки, дают плавиковый шпат и иногда другие флюсы (железную руду, окатыши, боксит и др.). Расход извести рассчитывают так, чтобы шлак получался с основностью от 2,7 до 3,6; обычно расход составляет 6—8 % от массы стали.

Продувка до получения заданного содержания углерода в металле длится 12—18 мин; она тем больше, чем меньше при­нятая в том или ином цехе интенсивность подачи кислорода в пределах 2,5—5 м³/(т • мин).

В течение продувки протекают следующие основные метал­лургические процессы:

а) окисление составляющих жидкого металла вдуваемым кислородом; окисляется избыточный углерод, а также весь

кремний, около 70% марганца и немного (1-2%) железа. Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного СО_а) удаляются из конвертера через горловину (отходящие конвертерные газы), другие оксиды переходят в шлак;

б) шлакообразование. С первых секунд продувки начинает
формироваться основной шлак из продуктов окисления сос­
тавляющих металла (Si0₂, MnO, FeO, Fe₂0₃) и растворяющей­
ся в них извести (СаО), а также из оксидов, вносимых мик-
серным шлаком, ржавчиной стального лома и растворяющее ~
футеровкой. Основность шлака по ходу продувки возрастает
по мере растворения извести, достигая 2,7—3,6;

в) дефосфораиця и десульфураиця. В образующийся основ­
ной шлак удаляется часть содержащихся в шихте вредных
примесей- большая часть (до 90%) фосфора и немного (до
30%) серы;

г) нагрев металла до требуемой перед выпуском темпера­
туры (1600-1660 °С) за счет тепла, выделяющегося при про­
текании экзотермических реакций окисления составляющих
жидкого металла;

д) расплавление стального лома за счет тепла экзотер­
мических реакций окисления; обычно оно заканчивается в
течение первых 2/3 длительности продувки;

е) побочный и нежелательный процесс испарения железа в
подфурменной зоне из-за высоких здесь температур (2000—
2600 °С) и унос окисляющихся паров отходящими из конвер­
тера газами (подробнее см. п. 7 § 4), что вызывает потери
железа и требует очистки конвертерных газов от пыли.

4. Отбор проб, замер температуры, ожидание анализа, корректировка. Продувку необходимо закончить в тот мо­мент, когда углерод будет окислен до нужного в выплавляе­мой марке стали содержания; к этому времени металл должен быть нагрет до требуемой температуры, а фосфор и сера удалены до допустимых для данной марки стали пределов.

Момент окончания продувки, примерно соответствующий требуемому содержанию углерода в металле, определяют по количеству израсходованного кислорода, по длительности продувки, по показаниям ЭВМ. Окончив продувку, из конвер­тера выводят фурму, а конвертер поворачивают в горизон­тальное положение. Через горловину конвертера отбирают пробу металла, посылая ее на анализ, и замеряют темпера­туру термопарой погружения (рис. 92, г). Если по резуль-

татам анализа и замера температуры параметры металла соответствуют заданным, плавку выпускают. В случае не­соответствия проводят корректирующие операции: при избы­точном содержании углерода проводят кратковременную до-дувку для его окисления; при недостаточной температуре делают додувку при повышенном положении фурмы, что вызы­вает окисление железа с выделением тепла, нагревающего ванну; при излишне высокой температуре в конвертер вводят охладители — легковесный лом, руду, известняк, известь и т.п., делая выдержку после их ввода в течение 3—4 мин. По окончании корректировочных операций плавку выпускают.

На отбор и анализ проб затрачивается 2—3 мин; коррек­тировочные операции вызывают дополнительные простои кон­вертера и поэтому нежелательны.

5. Выпуск. Металл выпускают в сталеразливочный ковш через летку без шлака; это достигается благодаря тому, что в наклоненном конвертере, (рис. 92, д,) у летки рас­полагается более тяжелый металл, препятствующий попаданию в нее находящегося сверху шлака. Такой выпуск исключает перемешивание металла со шлаком в ковше и переход из шла­ка в металл фосфора и FeO. Выпуск длится 3-7 мин.

В процессе выпуска в ковш из бункеров 9 вводят ферро­сплавы для раскисления и легирования. При этом в старых цехах загружают все ферросплавы так, чтобы обеспечивалось раскисление и получение в стали требуемого содержания вводимых элементов (Мп и Si, а в легированных сталях и других элементов). В конце выпуска в ковш попадает немно­го (1—2 %) шлака, который предохраняет металл от быстрого охлаждения. В новых цехах, где проводят внепечную обра­ботку, в ковш вводят сплавы, содержащие слабоокисляющиеся элементы (Мп, Сг и иногда Si), после чего ковш транспор­тируют на установку внепечной обработки, где в процессе усредняющей продувки аргоном вводят элементы, обладающие высоким сродством к кислороду (Si, Al, Ti, Ca и др.), что уменьшает их угар. В этом случае в момент слива из кон­вертера последних порций металла делают "отсечку" шлака, препятствуя попаданию в ковш конвертерного шлака, содер­жащего фосфор, который может переходить в металл, и окси­ды железа, которые будут окислять вводимые в металл в процессе внепечной обработки элементы. В ковше для защиты металла от охлаждения и окисления создают шлаковый пок-

ров, загружая, например, гранулированный доменный шлак, вермикулит, известь с плавиковым шпатом.

6. Слив шлака (рис. 92, е) в шлаковый ковш (чашу) И ведут через горловину, наклоняя конвертер в противо­положную от летки сторону (слив через летку недопустим, так как шлак будет растворять футеровку летки). Слив шлака длится 2-3 мин. Общая продолжительность плавки в 100—350-т конвертерах составляет 40-50 мин.

2. Режим дутья

Взаимодействие кислородных струй с ванной. Перемешивание ванны, возникающее при продувке в результате воздействия кислородных струй и потока выделяющихся из ванны пузырь­ков окиси углерода, интенсифицирует массо- и теплообмен, ускоряя процессы окисления, рафинирования и нагрева ме­талла и расплавления стального лома.

Характер взаимодействия кислородных струй с ванной и возникающей при этом циркуляции металла показан на рис. 93. Под соплами фурмы расположены направленные вниз высокоскоростные потоки кислорода с увлекаемыми в них каплями металла; это первичные реакционные зоны, где весь кислород расходуется на окисление железа. По границам первичной зоны вследствие высокой концентрации кислорода окисляется много углерода с образованием СО и формируется мощный поток всплывающих пузы­рей СО, увлекающих за собой металл, поэтому циркуляционные потоки направлены здесь вверх.

Рис. 93. Структура ванны при продувке сверху:

1 — зона продувки (прямого окисления);

2 — зона циркуляции; 3 — пузыри СО; 4 — крупные газовые полости; J — металл; 6 — шлак

Поскольку контур циркуляции должен быть замкнутым, у сте­нок конвертера металл движется вниз. Выше зоны циркуляции металл и шлак перемешиваются всплывающими пузырями СО. Под первичными реакционными зонами, где всплывание пузы­рей СО затруднено, периодически формируются крупные газо­вые полости 4. Их объем при движении вверх возрастает в результате поглощения встречных пузырей СО, и при выходе крупных газовых объемов из ванны образуются всплески ме­талла и шлака.

Уровень ванны изменяется по ходу продувки. В начале и конце продувки, когда скорость окисления углерода невели­ка, т.е. образуется мало пузырей СО, металл вспенивается незначительно, и фурма находится над ванной (рис. 81, а). В середине продувки, когда скорость обезуглероживания сильно возрастает, большое количество выделяющихся пузы­рей СО вспенивают верхнюю часть ванны, и фурма оказыва­ется погруженной в газошлакометаллическую эмульсию (рис. 93), а уровень ванны может достигать верха горлови­ны конвертера. В этот период могут возникать выбросы.

Давление кислорода. Для внедрения кислородных струй в металл и полного усвоения кислорода необходима высокая кинетическая энергия струй. Поэтому применяют сопла Лава-ля, которые, преобразуя энергию давления в кинетическую, обеспечивают сверхзвуковую скорость выхода кислорода из сопла (500 м/с и более). С тем, чтобы поддерживалась ра­бота сопла в таком режиме, его диаметр при данном расходе кислорода рассчитывают (см. раздел "Кислородная фурма"), а давление кислорода перед соплом должно быть более 0,9—1,2 МПа. С учетом потерь давления в фурме давление кислорода, подаваемого в конвертерный цех, должно состав­лять 1,5-2,0 МПа.

Высота расположения фурмы имеет оптимальные пределы. При чрезмерно высоком расположении фурмы кинетическая энергия струй теряется на пути до встречи с ванной, по­этому кислородные струи не будут внедряться в металл ("поверхностный обдув") и будет низка степень усвоения кислорода; при чрезмерно низком положении ("жесткая про­дувка") усиливается вынос капель металла отходящими газа­ми и абразивный износ фурмы каплями металла, существенно замедляется шлакообразование из-за уменьшения количества FeO в шлаке. Оптимальная высота обычно находится в преде-

лах, соответствующих расстоянию до уровня ванны в спокой­ном состоянии от 1,0 до 2,5 м; в этих пределах высота обычно возрастает при увеличении вместимости конвертера и зависит от особенностей принятой в цехе технологии.

Изменение высоты положения фурмы во время продувки обычно используют для регулирования окисленности шлака и ускорения его формирования. При этом учитывают, что в подфурменной зоне вдуваемый кислород расходуется преиму­щественно на прямое окисление железа, а образующиеся ок­сиды могут растворяться как в металле, так и в шлаке. При большом заглублении кислородных струй в металлическую ванну весь кислород будет усваиваться металлом. Уменьше­ние заглубления струй приближает зону прямого окисления к шлаку, и в шлак будет переходить больше образующихся в этой зоне оксидов железа. Обогащение же шлака оксидами железа существенно ускоряет растворение извести, т.е. шлакообразование.

С учетом этого обычно применяют следующий режим про­дувки. В течение первых 2-4 мин продувки с целью ускоре­ния шлакообразования фурму устанавливают в повышенном положении (в 1,2-2,0 раза выше, чем в остальное время плавки), а затем ее опускают до оптимального уровня (в один или несколько приемов).

Уменьшение давления и расхода кислорода так же, как и подъем фурмы, вызывает уменьшение заглубления кислородных струй в ванну, и в результате этого шлак обогащается оксидами железа. Подобный прием регулирования окислен­ности шлака также иногда применяют.

Расход кислорода. Кислородную продувку количественно характеризуют удельным расходом кислорода, его общим рас­ходом на плавку, минутным расходом и интенсивностью пода­чи кислорода. Удельный расход (м³/т стали) и общий расход на плавку (м³) определяются количеством кислорода, необ­ходимого для окисления составляющих шихты; эти величины возрастают при увеличении содержания окисляющихся приме­сей в чугуне и уменьшаются при росте доли лома в шихте, поскольку лом содержит меньше окисляющихся примесей, чем чугун. Удельный расход кислорода обычно изменяется в пре­делах 47-57 м³/т стали. Минутный расход кислорода (м³/мин) увеличивается с ростом вместимости конвертера, достигая для большегрузных конвертеров 1600—2000 м³/мин.

Интенсивность подачи кислорода, м³/(т-мин), не зависит от вместимости конвертера и является постоянной в услови­ях того или иного цеха (в пределах 2,5—5 м³/(т • мин)). Ин­тенсивность / определяет длительность продувки t, кото­рая, так же как и величина /, не зависит от емкости кон­вертера. Связь между величинами ( и / примерно следующая:

t = Q/I,

где Q — удельный расход кислорода, равный, как выше отме­чалось, 47—57 м³/т.

С целью сокращения длительности плавки интенсивность продувки стремятся увеличить. Однако опыт показал, что имеется предел, после превышения которого начинаются выб­росы металла и шлака из конвертера. Объясняется это тем, что при росте расхода кислорода возрастает скорость окис­ления углерода и, следовательно, количество выделяющихся пузырей СО, вспенивающих ванну; при подъеме вспенившейся ванны до уровня горловины могут появиться выбросы.

Опыт показал, что допустимый уровень интенсивности продувки тем выше, чем больше число сопел в фурме. Уста­новлена, в частности, следующая зависимость: с тем, чтобы при увеличении интенсивности продувки (например, от /, до /₂) уровень вспенивания ванны, а следовательно, вероят­ность возникновения выбросов оставались на прежнем уров­не, необходимо увеличить число сопел с л, до п_г в следую­щем соотношении: 1_х/1_г = (njnj^b, где Ъ = 0,7-1,0.

Применяемые в настоящее время трех—шестисопловые фурмы обеспечивают, как отмечалось, интенсивность продувки от 2,5 до 5 м³/(т • мин); расход кислорода через одно сопло не превышает 150—250 м³мин.

3. Поведение составляющих чугуна при продувке

Реакции окисления. В течение продувки за счет подаваемого в конвертер кислорода окисляется избыточный углерод, а также кремний, большая часть марганца и некоторое коли­чество железа. Окисление примесей жидкого чугуна — угле­рода, кремния и марганца можно представить следующими итоговыми реакциями:

[С] + 1/20₂ = СО; [Si] + 0₂ = (Si0₂);

[Мп] + 1/20₂ = (МпО).

Следует, однако, иметь в виду, что за счет непосредст­венного взаимодействия с газообразным кислородом окис­ляется лишь незначительная часть примесей. Окисление большей части примесей протекает по более сложной схеме -первоначально в зоне контакта кислородной струи с метал­лом окисляется железо: Fe +1/20₂ = FeO; его окисление объясняется тем, что концентрация железа в несколько де­сятков раз больше концентрации других элементов, и по­этому с вдуваемым кислородом прежде всего контактируют атомы железа. Образующийся оксид FeO растворяется частич­но в металле: FeO —*■ [О] + Fe и частично в шлаке: FeO —*-(FeO) и уже за счет этого растворенного в металле и шлаке кислорода окисляются прочие составляющие жидкого чугуна. Соответственно окисление, например, углерода идет по следующим схемам:

Fe + 1/20₂ = FeO; Fe +1/20₂ = FeO;

FeO = [О] + Fe; FeO = (FeO);

[C] + [O] = CO; [C] + (FeO) = CO + Fe.

Если просуммировать уравнения реакций правого или ле­вого столбцов, то в обоих случаях получим итоговую реак­цию окисления углерода: [С] +1/20₂ = СО, которая, таким образом, отражает лишь начальное и конечное состояние процесса окисления.

Таким образом, для продувки в конвертере характерно прямое окисление железа в зоне контакта кислородной струи с металлом (в "первичной реакционной зоне") и окисление прочих составляющих металла за счет вторичных реакций на границе с первичной реакционной зоной и в остальном объе­ме ванны.

Окисление кремния и марганца, так же как и углерода, начинается с момента подачи кислорода (рис. 94), причем весь кремний и большая часть марганца выгорают в первые минуты продувки. Более быстрое их окисление по сравнению с углеродом объясняется различием в химическом сродстве разных элементов к кислороду при различных температурах.

На рис. 95 приведена зависимость химического сродства ряда элементов к кислороду от температуры; при этом вели­чина химического сродства тем больше, чем больше по абсо­лютной величине