И расходными статьями теплового баланса

Примечание. Общий приход (расход) тепла составляет 180-200 МДж/ /100 кг шихты.

продувки была бы 1850-1900 °С, что недопустимо. Поэтому при кислородно-конвертерной плавке всегда применяют охла­дители (обычно стальной лом). Расход охладителей опреде­ляют на основании расчета теплового баланса плавки; он должен быть таким, чтобы поглощалось все избыточное тепло и при этом обеспечивалось бы получение требуемой темпера­туры металла перед выпуском из конвертера.

В табл. 6 приведены данные о тепловом балансе конвер­терных плавок при использовании в качестве охладителя стального лома. Основные приходные (вносящие тепло) статьи теплового баланса- это физическое тепло жидкого чугуна и тепло экзотермических реакций окисления; немного тепла дают экзотермические реакции шлакообразования (реа­гирования СаО с Si0₂ и СаО с P₂O_s). С учетом того, что около 50% вносимого тепла приходится на долю жидкого чу­гуна, очень важно проведение мероприятий по увеличению температуры заливаемого чугуна. Из экзотермических реак­ций окисления первое место по количеству вносимого тепла занимает реакция окисления углерода (несмотря на то, что около 30% этого тепла уносится из конвертера газообраз­ными продуктами реакции- СО и С0₂), на втором месте стоит реакция окисления кремния, на третьем- реакции окисления железа в шлак; роль окисления прочих составляю­щих металла менее значительна.

Особо следует подчеркнуть роль изменения количества кремния в перерабатываемом чугуне. Поскольку тепловой аффект реакции окисления кремния велик, изменение его со­держания в чугуне очень сильно влияет на величину прихода тепла и температурные условия плавки (конечную температу­ру металла и расход охладителей).

Основные расходные статьи теплового баланса: тепло, уносимое жидкой сталью и шлаком, а также конвертерными газами; из общего количества тепла, идущего на нагрев стали (69-72%) 15-21% расходуется на нагрев и расплав­ление стального лома. К основным видам потерь тепла отно­сятся потери в окружающую атмосферу через корпус конвер­тера, температура которого составляет 120-350 °С; потери с охлаждающей фурму водой; потери на нагрев футеровки, охлаждающейся в межпродувочные периоды, которые можно подсчитать как сумму потерь излучением через горловину конвертера и в результате свободной конвекции воздуха в

полости конвертера. Необходимо подчеркнуть, что при уве­личении простоев конвертера между плавками теплопотери излучением и конвекцией сильно возрастают.

Охладители конвертерной плавки. В качестве охладителей можно использовать стальной лом, железную руду, извест­няк, окалину, железорудные агломерат и окатыши, доломит и др. Обычно используют стальной лом. Это объясняется тем, что он заменяет значительную часть дорогостоящего чугуна, снижая стоимость стали; кроме того, при снижении расхода чугуна отпадает необходимость в дополнительных мощностях по выплавке чугуна, производству кокса, добыче и обогаще­нию железных руд. При использовании стального лома избы­точное тепло процесса расходуется на его нагрев и рас­плавление, охлаждающая способность 1 кг лома составляет 1410 кДж (при 1620 °С); расход лома по условиям теплового баланса не превышает 25—27% от массы металлической шихты

Железную руду, окалину, окатыши, известняк, иногда из­весть и другие добавки обычно используют для корректиров­ки температуры металла — вводя небольшими порциями по ходу продувки или в ее конце в случае получения на той или иной плавке избыточной температуры металла. Руду, окалину, окатыши и агломерат, содержащие оксиды железа, иногда применяют также для ускорения шлакообразования, загружая в конвертер в начале продувки. При использовании руды избыточное тепло расходуется на ее нагрев и восста­новление железа из оксидов; восстановленное железо не­сколько повышает выход годной стали. Охлаждающее воздей­ствие руды в 3,0—3,8 раза выше охлаждающего воздействия равного количества лома.

При использовании в качестве охладителей известняка и доломита тепло расходуется на разложение СаСО_э и MgCO_s. Редкое использование этих охладителей связано с тем, что они не увеличивают выход годного металла.

7. Потери металла при продувке

При продувке в конвертере имеют место значительные потери металла, которые складываются из потерь с пылью, выноси­мой отходящими газами, с выбросами и вьщосом капель мета­лла с отходящими газами, в виде неизбежного угара приме­сей, с оксидами железа шлака и в виде корольков в шлаке.

Неизбежный угар примесей. В процессе продувки окис­ляется весь кремний, большая часть углерода и марганца чугуна, а также часть железа. Обычно неизбежный угар сос­тавляет 5-6% от массы продуваемого чугуна и возрастает при увеличении содержания в чугуне окисляющихся примесей. При использовании стального лома неизбежный угар снижает­ся, так как содержание окисляющихся элементов в ломе зна­чительно ниже, чем в чугуне. Замена каждых 10% чугуна металлоломом снижает неизбежный угар примерно на 0,7 %.

Потери в виде пыли. В подфурменной реакционной зоне из-за высоких температур (2000-2600 °С) испаряется много железа. Пары в конвертере частично окисляются, в основном до FeO, и в виде дисперсных частиц уносятся с отходящими газами (при контакте с воздухом вне конвертера частицы пыли мгновенно окисляются до Fe₂0₃, имеющего бурую окрас­ку, в связи с чем эти газы с пылью называют "бурым ды­мом"). Содержание пыли достигает 250 г/м³ газа, потери железа с пылью составляют около 1 %. Эти потери умень­шаются при сокращении длительности продувки.

Выбросы металла и шлака наблюдаются на отдельных плав­ках в период наиболее интенсивного окисления углерода, то есть тогда, когда в результате вспенивания пузырьками СО уровень металла и шлака в конвертере сильно повышается, достигая горловины. Природа возникновения выбросов пока полностью не объяснена, но выявлены основные факторы, способствующие их появлению: недостаточный удельный объем и высота конвертера; чрезмерное увеличение интенсивности подачи кислорода, поскольку при этом ускоряется обезуг­лероживание и образующиеся пузыри СО усиленно вспенивают ванну; увеличение количества шлака и сильное повышение его окисленности, вызывающее резкое увеличение скорости окисления углерода и вспенивание ванны; холодное начало продувки, обычно сопровождающееся переокислением шлака, которое в последующем вызывает за счет накопившихся в шлаке оксидов железа периодические ускорения окисления углерода и тем самым вспенивание ванны пузырями СО.

Для ликвидации возникших выбросов применяют ряд мер: снижение расхода кислорода, присадку небольших порций из­вести, опускание кислородной фурмы на 100-250 мм, оста­новку продувки, слив части шлака из конвертера. Общие по­тери металла с выбросами и выносами составляют 1—1,5 %.

Выносы. В результате дробления металла кислородными струями и выплесков, вызываемых выделением пузырей СО, в процессе продувки над ванной всегда образуются мелкие капли (брызги) металла. Эти капли могут быть вынесены из конвертера через горловину высокоскоростным потоком отхо­дящих газов или задерживаться в слое шлака.

Вынос мелких капель металла обычно наблюдается в нача­ле продувки, когда поверхность металла не защищена шла­ком, и в период свертывания шлака; выносы усиливаются при приближении фурмы к ванне. Для уменьшения количества вы­носов следует обеспечить раннее шлакообразование и не допускать свертывания шлака по ходу продувки.

Оксиды железа, содержащиеся в шлаке. Вместе со сливае­мым из конвертера шлаком теряется значительное количество окислившегося железа, которое находится в шлаке в виде оксидов FeO и Fe₂0₃. Эти потери железа составляют 1—2,5 % от массы металла в конвертере и возрастают при увеличении количества шлака и его окисленности, которая тем выше, чем ниже содержание углерода в металле в момент окончания продувки.

Корольки в шлаке. Со сливаемым шлаком теряется 0,3— 0,8% железа в виде корольков— мелких капель, запутав­шихся в шлаке. Количество корольков шлака изменяется в пределах от 2 до 6 % и зависит от вязкости шлака. В гус­тых шлаках запутывается больше корольков, чем в жидкопод-вижных. Для уменьшения потерь в виде корольков следует избегать чрезмерного увеличения количества и вязкости шлака.

Выход жидкой стали при кислородно-конвертерном процес­се с учетом всех потерь составляет 89—91 % от массы ме­таллической шихты.

8. Основные технические показатели

Производительность конвертеров. Работу конвертеров харак­теризуют годовой, а также часовой производительностью. Годовую производительность в слитках (т/год) можно подсчитать по следующей формуле:

где Т- вместимость конвертера по массе жидкой стали, т; 306

1440 — число минут в сутках; t — длительность плавки, мин; п — число рабочих суток в году; а — выход годных слитков по отношению к массе жидкой стали, % (при разлив­ке в изложницы а равно 97,5-99,5 %; при непрерывной раз­ливке 95-97%). Иногда под Т подразумевают массу металли­ческой шихты; в этом случае а— это выход годных слитков по отношению к массе металлической шихты.

Часовую производительность (т/ч) можно определить из соотношения: /7_час = Т 60/t. Для крупнотоннажных конверте­ров (250—350 т) она достигает 400—500 т/ч.

Длительность плавки (г) и отдельных ее периодов в соответствии с существующими нормами приведена в табл. 7. Действительная длительность плавок в отечественных кон­вертерных цехах составляет 45—50 мин; она больше норма­тивной в связи с большей длительностью продувки (13—20 мин вместо 12), простоями конвертеров при коррек­тирующих операциях и большей длительностью загрузки лома. Число рабочих суток (л) в году зависит от организации ра­боты конвертеров в цехе. При установке в цехе 2—4 конвертеров, один из которых постоянно находится в ремонте или резерве, число рабочих суток работающих кон­вертеров принимают равным 365. При отсутствии резервного конвертера величина п для каждого из работающих конверте­ров уменьшается в связи с простоями на ремонтах футеровки Таблица 7. Длительность (г) периодов конвертерной плавки

t, мин, в конвертерах различной вместимости, т

Период плавки

400 300 200 160

Загрузка лома ... 2 2 2 2

Заливка чугуна . . 2 2 2 2

Продувка ............... 12 12 12 12

Отбор проб, замер тем­
пературы, ожидание ана­
лиза ...................... ....... 4 4 4 4

Слив металла ... 7 6 5 4

Слив шлака .... 3 2 2 2

Подготовка конвертера 3 3 3 3

Неучтенные задержки 3 3 3 3

Всего 36 34 33 32

и газоотводящего тракта и горячими простоями и может быть определена по формуле

я = 365 — п_хр — п_т — п_гп — л_рг,

где п_хр, п_т, п_гп и п_рг— соответственно простои конверте­ра (сут/год) на холодных ремонтах, при торкретировании, во время горячих простоев и при ремонтах газоотводящего тракта. Величину этих простоев определяют с учетом сле­дующего.

Длительность холодного ремонта (замена рабочего слоя футеровки) для конвертеров вместимостью 160, 200, 300' и 400 т равна соответственно 72, 81, 102 и 130 ч. Интервал между холодными ремонтами (стойкость рабочего слоя футе­ровки) составляет 500—600 плавок, а при торкретировании футеровки возрастает до 1000 плавок и более.

Горячие простои составляют ~ 2 % календарного времени, простои на ремонтах газоотводящего тракта— два раза в год по 14 сут и один раз в шесть лет длительностью 53 сут, простои на торкретировании — 1,5—2 % календарного времени.

Расход металлической шихты в отечественных конвертер­ных цехах составляет 1120—1165 кг/т стали; расход смоло-связанных огнеупоров на ремонт конвертеров 2—5 кг/т, об­щий расход огнеупоров по цеху 10-21 кг/т. Расход извести составляет 6—8 %, плавикового шпата 0,15-г1,0 %. Расход кислорода на продувку равен 47—60 м³/т.

Выход жидкой стали по отношению к массе металлической шихты определяется величиной потерь металла при продувке и обычно составляет 89—91 %. Количество образующегося шлака равно 11—17 % от массы плавки; количество отходящих конвертерных газов равно 4-10 м³/(т • мин), оно тем боль­ше, чем выше интенсивность продувки кислородом.

Выплавка стали на одного работающего в конвертерном цехе колеблется в широких пределах от 1800 до 4350 т/г.

§ 5. КОНВЕРТЕРНЫЕ ПРОЦЕССЫ С ДОННОЙ ПРОДУВКОЙ КИСЛОРОДОМ

Впервые продувка чугуна в конвертере чистым кислородом, подаваемым через огнеупорные фурмы в днище; была опробо­вана в нашей стране в 1944 г. На опытных плавках футеров-

ка днища конвертера разрушалась за несколько минут в свя­зи с тем, что у фурм возникают зоны высоких (до 2500 °С) температур в результате выделения тепла от реакций окис­ления составляющих чугуна. Проводившиеся впоследствии в нашей и ряде других стран исследования привели к разра­ботке метода введения кислорода в виде струй, окруженных кольцевой защитной оболочкой из углеводородов или инерт­ного газа. Оболочка вокруг кислородной струи предотвраща­ет контакт кислорода с чугуном у фурм; смешивание кисло­рода с чугуном и реакции окисления с выделением тепла происходят на расстоянии от фурм в объеме металла, что исключило перегрев футеровки днища и обеспечило достаточ­но высокую стойкость днищ. Схема донной продувки кислоро­дом показана на рис. 81, б.

Для создания защитной оболочки вокруг кислородной струи подают тонкий слой природного газа (его основу сос­тавляет метан СН₄), пропана (С₃Н₈) и иногда жидкого топ­лива (сложные углеводороды типа С_тН„). При их разложении образуются водород и углерод (например: СН₄ = 2Н₂ + С), которые частично окисляются, и в объеме металла помимо продукта окисления углерода чугуна — СО дополнительно появляются Н₂, Н₂0, СО и С0₂. Расход природного газа сос­тавляет 6—10, пропана около 3,5 % от расхода кислорода.

В промышленном масштабе процесс донной продувки кисло­родом был внедрен в 1967—68 гг. на одном из заводов ФРГ и получил название процесса ОБМ, модификации этого процесса получили название в США — процесс КУ-БоП, во Франции — ЛВС, в ГДР — КЕК. Первоначально на донную продувку были переведены томасовские конвертеры в Западной Европе.

Особенности устройства конвертера

Конвертеры для донной кислородной продувки имеют отъемное днище, а в остальном схожи с конвертерами верхней продув­ки. Отличие в том, что удельный объем (V_yjl = 0,6— 0,9 м³/т) и величина отношения высоты рабочего объема к диаметру (H/D = 1,2-5-1,3) меньше, чем у конвертеров верх­него дутья. Объясняется это тем, что при подаче кислорода снизу через большое число фурм уменьшается вспенивание ванны и вероятность выбросов, а также тем, что увеличение диаметра конвертера позволяет разместить в днище больше донных фурм.

В днище устанавливают 8-20 фурм.
Фурма (рис. 96) выполнена из двух
концентрически расположенных

труб; по средней трубе из нержа­веющей стали или меди с внутрен­ним диаметром 24—50 мм подают кислород, внешняя труба из нержа­веющей стали образует кольцевой зазор толщиной 0,5-2 мм вокруг наружной.

Рис. 96. Фурма для донной продувки кис­лородом:

1 - корпус днища; 2 — наружная трубка; 3 — внутренняя трубка; 4 — футеровка

Через зазор подается защитная среда — газообразные угле­водороды, препятствующие контакту кислорода с жидким чу­гуном вблизи фурм и днища. Трубки, подводящие газы к дон­ным фурмам, проходят через высверленные в цапфах конвер­тера каналы (см. рис. 81, б); в период продувки через фурмы вдувают кислород и углеводороды, в конце продувки-аргон для удаления из металла водорода и в межпродувочные периоды — азот, чтобы предотвратить засорение фурм и их перегрев.

Рабочий слой футеровки выкладывают из тех же огнеупо­ров, что и у конвертеров верхней продувки, стойкость фу­теровки составляет 400-900 плавок. Для футеровки днища необходимы более стойкие огнеупоры, лучшие результаты по­лучены при кладке днища из магнезитоуглеродистых кирпи­чей. Стойкость днища на отдельных заводах доведена до стойкости футеровки стен; зачастую она ниже и за время кампании конвертера приходится один—два раза заменять днище. Замена длится 12-20 ч.

Технология плавки

Для переработки обычных низкофосфористых (<0,3%Р) чугу-нов применяют две разновидности технологии донной продув­ки - с применением кусковой или порошкообразной извести.

Плавка с применением кусковой извести. В наклоненный конвертер загружают стальной лом, затем заливают жидкий чугун, при этом необходимо, чтобы чугун не достигал дон­ных фурм. Далее подают кислородное дутье и, поворачивая конвертер в вертикальное положение, начинают продувку, после чего загружают шлакообразующие - известь и плавико­вый шпат.

В период продувки протекают те же процессы, что и при верхнем дутье, однако в поведении составляющих металла и шлака имеется ряд отличий, отраженных на рис. 97, б и обусловленных, в первую очередь, очень интенсивным пере­мешиванием металла и шлака при донном дутье. В результате интенсивного перемешивания металла со шлаком получает сильное развитие реакция [С] + (FeO) = СО + Fe; вследст­вие этого содержание (FeO) в шлаке по ходу продувки не превышает 5—6 %. Лишь после окончания окисления углерода (при его содержании < 0,1 %) начинается окисление железа и поэтому резко возрастает содержание FeO в шлаке. Вместе с тем при равном содержании углерода в металле оно ниже, чем при верхней продувке.

Из-за малого количества в шлаке FeO известь раство­ряется очень медленно. Активное ее растворение и увеличе­ние основности шлака происходит (рис. 97, б) лишь в конце продувки, после того как в шлаке возрастает содержание FeO и углерод окислится до < 0,1 %. Поэтому содержание фосфора и серы в металле в течение почти всей продувки остается неизменным, их удаление начинается лишь после сформирования основного шла­ка, т.е. в конце продувки (рис. 97, б). В связи с этим 30 для получения стали с низким f^o содержанием фосфора и серы »₁₀ необходима продувка до очень "*" низких (< 0,05 %) содержаний углерода в металле.

Рис. 97. Изменение состава металла и шлака при донной продувке кислородом с применением порошкообразной (а) и кусковой (б) извести

Из-за низкого содержания FeO в шлаке реакция окисления марганца [Mn] + (FeO) = (MnO) + Fe получает ограниченное развитие и количество окисляющегося за время продувки марганца (30—40%) меньше, чем при верхней продувке (~70%).

Продувку заканчивают после получения необходимых низ­ких содержаний фосфор» и серы в металле. После окончания кислородной продувки проводят кратковременную (20—60 с) продувку металла аргоном или азотом. Это необходимо для удаления избыточного водорода, в связи с тем что вдувае­мые в металл углеводороды вследствие высоких температур разлагаются и образующийся при этом водород растворяется в металле. Количество водорода достигает 6—10 см³/Ю0 г металла, что недопустимо для сталей многих марок, продув­ка нейтральным газом обеспечивает снижение содержания во­дорода до допустимых пределов (3—4 см³/Ю0 г металла). Общая длительность продувки равна 8—13 мин.

При выпуске металла в ковш производят раскисление и, как правило, науглероживание, поскольку металл в конце продувки содержит < 0,05 % С.

Плавка с применением порошкообразной извести. После загрузки лома и заливки чугуна начинают продувку; в тече­ние первых 1/2—2/3 ее длительности в струе кислорода вду­вают порошкообразную известь, иногда с добавкой плавико­вого шпата; размер частиц извести должен быть менее 0,15 мм.

Содержание FeO в шлаке, как и при использовании куско­вой извести, по ходу продувки не превышает 5-6 %, но ха­рактер шлакообразования, дефосфорации и десульфурации иной (см. рис. 97, а).

Благодаря применению порошкообразной извести и актив­ному перемешиванию уже в начале продувки формируется шлак с высоким содержанием оксида кальция и начинается удале­ние в шлак фосфора и серы. Это позволяет получать доста­точно низкие концентрации вредных примесей при сравни­тельно высоком содержании углерода в металле, т.е. вып­лавлять средне- и высокоуглеродистые стали.

В связи с интенсивным перемешиванием ванны реакции между шлаком и металлом в большей степени! чем при верх­нем дутье, приближаются к равновесию, поэтому обеспечи­ваются более полное удаление в шлак фосфора и серы, более низкая окисленность металла. Содержание марганца в крице

продувки, так же как и при работе с кусковой известью, выше, чем при верхнем дутье.

Продувку заканчивают при заданном содержании углерода; после достижения этого содержания вместо кислорода и углеводородов через фурмы в течение 20—60 с вдувают инертные газы для удаления водорода.

Основные показатели обоих вариантов донной продувки: длительность продувки 8-13 мин; интенсивность продувки 3-6 м³/(т • мин); расход извести 40-70 кг/т стали; удель­ный расход кислорода 45—55м³/т, природного газа 4-5 м³/т, пропана 1,5 м³/т, жидкого топлива 1,5 л/т. Рас­ход азота (аргона) на продувку металда 2-4 м³/т, общий расход на продувку и на подачу в фурмы в межпродувочные периоды достигает 15—20м³/т.

Достоинства и недостатки процесса

Одно из достоинств донной продувки — возможность выплавки
стали с очень низким (до 0,02%) содержанием углерода без
переокисления шлака; при верхней же продувке окисление
углерода до содержаний ниже 0,05 % обычно не ведут, так
как при этом сильно окисляется железо и велики его потери
со шлаком в виде оксидов. Более полное и быстрое окисле­
ние углерода при донной продувке объясняется следующим:
интенсивное перемешивание, подача дутья через несколько
фурм и появление газообразных продуктов диссоциации угле­
водородов существенно увеличивают поверхность контакта
металл—газ, что облегчает образование и выделение пузырь­
ков окиси углерода, т.е. протекание реакции
[С] +1/20₂ = СО; газообразные продукты разложения угле­
водородов разбавляют СО, понижая парциальное давление СО
в зоне реакции, что способствует сдвигу равновесия реак­
ции вправо; вследствие интенсивного перемешивания металла
и шлака дополнительное количество углерода окисляется за
счет реагирования с оксидами железа шлака.

Другими преимуществами донной продувки по сравнению с верхней являются: меньшее вспенивание ванны и отсутствие выбросов; более низкая окисленность шлака и металла; уменьшение выноса пыли, поскольку наиболее крупные час­тицы поглощаются при прохождении через слой металла и шлака; повышение выхода годной стали на 1-1,5 % в связи с отсутствием выбросов и меньшими потерями железа с оксида-

ми шлака и в виде пыли; уменьшение количества окисляюще­гося при продувке марганца; меньшая высота конвертерной установки в связи с отсутствием вертикально перемещаемых фурм.

Недостатки процесса донной продувки: снижение на 2—4 % количества перерабатываемого лома вследствие затрат тепла на разложение углеводородов и уменьшения прихода тепла от окисления железа в шлак; формирование основного шлака и, соответственно, удаление фосфора и серы лишь в конце про­дувки (этого можно избежать, применяя порошкообразную из­весть, но требуется сложное оборудование для ее помола и вдувания); необходима дополнительная продувка металла нейтральным газом для удаления водорода и подача газа че­рез фурмы в межпродувочные периоды; сложность конструкции и эксплуатации днища с системой подвода кислорода, угле­водородов и нейтральных газов; простои конвертера при смене днищ.

В связи с этими недостатками процесс донной продувки не нашел широкого применения; в 1986 г. в мире работали 25, а в 1988 г. около 20 конвертеров донной продувки.