ПЛАВКА С УВЕЛИЧЕННЫМ РАСХОДОМ ЛОМА

Стальной лом является охладителем конвертерной плавки, и по условиям теплового баланса его расход без принятия специальных мер не может превышать 25-27 % от массы ме­таллической шихты. В то же время увеличение доли лома в шихте, т.е. замена им части жидкого чугуна, считается важной с точки зрения экономики задачей, поскольку чугун дороже лома и снижение его расхода позволяет обойтись без расширения производственных мощностей по добыче и подго­товке руд, производству кокса, выплавке чугуна. В связи с этим в последние годы расширяются поиски технологических

приемов, позволяющих перерабатывать в кислородных конвер­терах повышенное количество стального лома.

Опробованы и на отдельных заводах освоены несколько разновидностей технологии плавки с увеличенным расходом лома, применяемых как при продувке сверху, так и при про­цессах с донной и комбинированной продувкой кислородом.

Предварительный нагрев лома в конвертере. Оптимальной температурой нагрева лома в конвертере считают 600— 800 °С, поскольку при более сильном нагреве появляются участки местного перегрева с расплавлением и переокисле­нием лома; образующиеся в этих участках оксиды железа вы­зывают сильное местное разрушение футеровки, а при залив­ке чугуна вызывают появление выбросов.

Нагрев лома горелками. Загруженный в конвертер сталь­ной лом подогревают с помощью газокислородной горелки, после чего заливают жидкий чугун и проводят плавку по обычной технологии. При этом достигают увеличения коли­чества стального лома в шихте на 4—11 % (от массы шихты); длительность подогрева на разных заводах составляет 6—18 мин, расход природного газа 5—13 и кислорода на на­грев 15—20м³/т стали. Длительность продувки в конвертере при этом сокращается на 1—3 мин, вследствие уменьшения количества окисляющегося углерода.

Недостатки способа: увеличение длительности плавки и низкий коэффициент (30—50 %) использования тепла топлива при обогреве лома факелом сверху.

Нагрев лома за счет сжигания угля. Вместе с ломом в конвертер загружают каменный уголь, антрацит, кокс. Далее сжигают это топливо, подавая кислород через верхнюю или донные фурмы, после чего заливают чугун и ведут продувку до заданного содержания углерода.

По опыту одного из отечественных заводов при расходе угля приблизительно 16 кг/т стали и длительности прогрева около 8 мин можно увеличить расход лома до 33 % от массы шихты.

Недостатки способа: увеличение длительности плавки, переход серы в металл из топлива, неравномерность прогре­ва лома по всему объему, приводящая к появлению участков с плавящимся металлом и участков с несгоревшим углем. В участках перегрева образующиеся оксиды железа вызывают усиленное местное разрушение футеровки.

Сжигание кускового топлива по ходу продувки. Топливо (уголь, антрацит, отходы производства кокса и др.) в виде кусков размером 6—25 мм загружают в конвертер после за­ливки чугуна или в начале продувки и, реже, под стальной лом. Расход топлива достигает 15—20 кг/т стали. При по­следующей продувке сверху углерод топлива окисляется до СО с выделением тепла. По опыту отечественных заводов при расходе угля 10 кг/т стали расход лома возрастает на 25—35 кг/т, примерно на 3 мин увеличивается длительность продувки, в готовой стали несколько возрастает содержание серы, которая переходит в металл из угля. Увеличение рас­хода топлива сверх 10 кг/т не рекомендуется, поскольку при этом наблюдаются неконтролируемые вспышки горения уг­ля и выбросы.

Дожигание оксида углерода. В верхнюю часть полости конвертера над ванной подают кислород, обеспечивающий до­жигание до С0₂ части оксида углерода, который выделяется из ванны в течение всей продувки в результате окисления содержащегося в металле углерода. Тепло, выделяющееся при реакции дожигания: СО + l/20₂ = С0₂ + 282980 Дж/моль, пе­редается ванне, что позволяет увеличить расход охладите­ля — стального лома. Достигаемое на разных заводах увели­чение расхода лома составляет 1,5—6 % от массы металли­ческой шихты. Кислород для дожигания СО вводят иногда в верхней конусной; части конвертера через специальные боко­вые фурмы, а чаще — ведя продувку сверху с помощью двухъярусной фурмы. Последняя отличается от обычной кис­лородной фурмы тем, что выше головки с соплами, подающими кислород в ванну, расположен ряд сопел, через которые кислород поступает в пространство над ванной; струи кис­лорода, подаваемого для дожигания СО, должны быть направ­лены вниз под углом около 30° к вертикали. Второй ярус сопел находится на расстоянии 1,65—2,5 м от головки фур­мы. Двухъярусная фурма обычно имеет два самостоятельных тракта подвода кислорода: один к продувочным соплам и второй к соплам для дожигания. Расход кислорода для дожи­гания обычно не превышает 30 % от расхода на продувку.

При верхней продувке эффективность передачи тепла ван­не от факела дожигания СО невелика (30—35 %); достигаемое снижение расхода чугуна составляет от 1,5 до 3—4 %. При комбинированной продувке из-за лучшего перемешивания ван-

21-3810

ны коэффициент усвоения ею тепла дожигания повышается (иногда до ~ 60 %); достигнуто снижение расхода чугуна на 4—6 % от массы металлической шихты. Недостатком способа является перегрев футеровки в районе дожигания СО, т.е. в верхней части конвертера, и заметное снижение здесь стой­кости футеровки.

Вдувание пылевидного угля. Молотый каменный уголь, антрацит и иногда кокс вдувают в металл через верхнюю или донные фурмы. Этот способ часто применяют в сочетании с дожиганием СО до С0₂, что увеличивает приход тепла.

Вдувание угля через верхнюю фурму находит ограниченное применение. На одном из отечественных заводов при вдува­нии кокса в струе кислорода сверху в количестве 10—12 кг/т стали достигнуто увеличение расхода лома на 50 кг/т; вместе с тем примерно на 2 мин возрастает дли­тельность продувки, что ведет к снижению производитель­ности конвертера. В конвертерах, работающих с продувкой кислородом сверху и нейтральными газами снизу, освоено вдувание угля через верхнюю фурму в токе азота (способ АЛКИ, Люксембург). При расходе угля ~ 10 кг/т стали и дожигании СО до С0₂ расход лома увеличен на 50 кг/т при возрастании длительности продувки.

Разработано несколько разновидностей технологии вдува­ния пылевидного угля через донные фурмы. На одном из за­водов Швеции в конвертерах с комбинированной продувкой освоено вдувание пылевидного угля и кокса через донные фурмы в струе азота; каждый кг вводимого в ванну топлива позволил увеличить расход лома на 4 кг. На ряде зарубеж­ных заводов применяют разработанный в Германии способ КМС, позволяющий довести долю лома в шихте до 50—60 %. При этом в конвертер загружают стальной лом, далее его нагревают около 10 мин (примерно до 700 °С), подавая через донные фурмы кислород с топливом (угольной пылью, природным газом). Затем на нагретый лом заливают жидкий чугун, и около 30 мин ведут продувку ванны кислородом через донные фурмы. В течение большей части этой продувки в струе кислорода вдувают уголь с добавкой извести, при этом вдуваемый уголь окисляется с выделением тепла, наг­ревающего ванну, а содержание углерода в металле остается примерно постоянным. После прекращения подачи угля проис­ходит окисление углерода металла до требуемого в выплав-

ляемой марке стали содержания. В течение всей плавки через специальную верхнюю фурму или боковые фурмы в ко­нусной части конвертера вдувают кислород для дожигания СО. При 60 % лома в шихте общая длительность плавки в 130-т конвертере составляет ~ 65 мин, расход кислорода 120 м³/т, расход угля ~ 60 кг/т стали.

Перспективными считаются основанные на вдувании топли­ва с кислородом через донные' фурмы процессы переработки в конвертерах шихты из 100 % стального лома — освоенный в Германии в промышленном масштабе процесс КС; процесс, разработанный Институтом черной металлургии (г. Днепро­петровск) на опытном 1,5-т конвертере; процесс, разрабо­танный на 10-т опытном конвертере НПО "Тулачермет"; про­цесс, опробованный в 160-т конвертерах Западно-Сибирского металлургического комбината. Все они предусматривают за­грузку лома одной или несколькими порциями, иногда на ос­тавленную от предыдущей плавки порцию жидкого металла, и последующее расплавление лома за счет подачи угля или природного газа с кислородом через донные фурмы; иногда дополнительно подают природный газ через фурму сверху или сжигают кусковой уголь, загружаемый вместе с ломом. После расплавления металла в конвертер зачастую загружают кус­ковой уголь и ведут продувку кислородом через дно и иног­да через дно и сверху; через донные фурмы вместе с кисло­родом вдувают уголь с известью. Как при нагреве лома, так и во время продувки в верхнюю часть конвертера подают кислород для^- дожигания СО до С0₂. Продувку жидкого метал­ла ведут до получения заданного содержания углерода в ме­талле; угля вдувают столько, чтобы обеспечивалась требуе­мая температура металла перед выпуском из конвертера. Ра­бота 130-т конвертера КС характеризуется примерно следую­щими показателями: длительность плавки ~ 110 мин, расход угля 250—300 кг/т- стали, кислорода ~ 280 м³/т, природного газа г 30 м³/т, извести ~ 90 кг/т.

§ 8. ПЕРЕДЕЛ ВЫСОКОФОСФОРИСТЫХ ЧУГУНОВ

Во многих странах имеются крупные запасы фосфористых же­лезных руд, и выплавляемый из них чугун содержит много (от 0,7—1,1 до 1,6—2,0%) фосфора. Для переработки таких чугунов обычная технология продувки сверху оказалась не-

эффективной, поскольку скорость формирования основного шлака из кусковой извести и интенсивность перемешивания металла и шлака были недостаточными для обеспечения быст­рого и полного удаления в шлак больших количеств фосфора. Показатели таких плавок существенно ухудшались по следую­щим причинам: возрастала длительность продувки из-за не­обходимости вести ее "мягко", т.е. со сравнительно не­большим расходом кислорода, обеспечивая высокое содержа­ние FeO в шлаке, что необходимо для ускорения растворения извести и более полного протекания реакции дефосфораиии; приходилось значительно увеличивать количество шлака и в течение продувки обновлять его (сливать и наводить но­вый); возрастала длительность плавки в связи со сливом шлака, требующего остановки продувки, и в связи с дли­тельным наведением нового шлака из-за медленного раство­рения кусковой извести; сильно снижался (до 85—84 % от массы металлической шихты) выход жидкой стали из-за боль­ших потерь железа со шлаком, что связано с увеличенным количеством шлака и высоким в нем содержанием оксидов же­леза; снижалась стойкость футеровки в связи с большим ко­личеством шлака и его высокой окисленностыо; зачастую происходили выбросы.

В связи с этим со времени возникновения кислородно-конвертерного процесса было разработано много его разно­видностей, более отвечающих условиям переработки высоко­фосфористых чугунов и, в первую очередь, обеспечивающих ускорение шлакообразования и лучшее перемешивание ванны.

Некоторые из этих процессов уже не применяются: буфер-шлаковый процесс с применением кусковой извести и продувкой сверху, проводимой так, чтобы в большей ее части вдуваемый кислород поступал лишь в шлак, не контактируя с металлом, что обеспечивало высокую окисленность шлака и улучшение дефосфо-рирующей способности; Помпе-npouecc с продувкой сверху и применением куско­вой извести размером 10—30 мм, с промежуточным сливом шлака и оставлением в конвертере части шлака от предыдущей плавки; роторный процесс, проводимый в цилиндрической вращающейся печи с промежуточным сливом шлака и подачей кис­лорода через две фурмы, одну из которых погружали в металл, а через другую подавали кислород на ванной для дожигания СО; процесс Калдо с промежуточным сливом шлака, проводимый в наклоненном под углом 17—20° к горизонту вращаю­щемся конвертере с подачей кислорода через фурму, расположенную над ванной под углом 18—26° к ее поверхности.

В настоящее время из подобных процессов применяются процессы ЛД—АЦ и ОЛП и несколько разновидностей донной и комбинированной продувки.

Процессы ЛД—АЦ и ОЛП основаны на вдувании порошко­образной извести в струе кислорода через верхнюю фурму;

они разработаны и применяются в западноевропейских стра­нах и различаются тем, что в процессе ЛД—АЦ часть извести (до 1/3 общего количества) применяют в кусковом виде. Ус­корение дефосфорации при использовании порошкообразной извести (размер частиц 0,08-0,8 мм) объясняется тем, что в высокотемпературных зонах преимущественного окисления железа (у фурм) мелкие частицы извести быстро прогревают­ся и, реагируя с оксидами железа, превращаются в частицы шлака с высокой концентрацией СаО и FeO.

Плавка по технологии ОЛП и ЛД—АЦ состоит из двух пе­риодов, разделенных промежуточным сливом шлака. Для уско­рения шлакообразования в конвертере обычно оставляют часть конечного шлака предыдущей плавки. В конвертер с оставленным шлаком загружают лом и заливают чугун. Техно­логия ЛД—АЦ предусматривает также загрузку кусковой из­вести (до 30 % от ее общего расхода). Далее ведут продув­ку, начиная подачу порошкообразной извести через 3—5 мин после ее начала; это позволяет избежать появления выбро­сов в начале плавки. Для быстрого формирования шлака с высоким содержанием оксидов железа, продувку начинают при повышенном положении фурмы, в дальнейшем ее постепенно опускают. Через 11—15 мин, когда большая часть фосфора переходит в шлак, продувку останавливают и сливают шлак. Металл при этом содержит 0,8—1,0 % С и 0,1—0,3 % Р, а шлак 20-24 % P₂O_s и 7-10 % FeO; этот фосфористый шлак используют в качестве удобрения.

Затем в конвертер загружают стальной лом и иногда же­лезную руду и ведут продувку с подачей порошкообразной извести в течение 5—8 мин до получения требуемого содер­жания фосфора в металле (от 0,015 до 0,040 %). Чем дольше длится второй период продувки, тем ниже получаемые в ме­талле содержания фосфора и углерода и тем больше окис­ляется железа в шлак. При продувке до низкого (< 0,02 %) содержания фосфора металл содержит 0,04—0,06 % С, а шлак - до 25 % FeO. Конечный шлак содержит 5—12 % P₂O_s; общий расход извести составляет 100—120 кг/т стали; сте­пень десульфурации достигает 50—70 %.

Процесс с донной продувкой в начале 70-х гг. вытеснил томасовский процесс - переработку высокофосфористых чугу­нов в конвертерах с воздушным дутьем. Этот процесс имеет ряд разновидностей — с применением кусковой и порошко-

образной извести, с промежуточным сливом шлака при про­дувке, т.е. двухшлаковый процесс, и без слива шлака, т.е. одношлаковый. Чаше применяется технология двухшлакового процесса, поскольку она обеспечивает более низкое содер­жание фосфора в стали.

Характерная особенность этих процессов — необходимость продувки до низких (0,01—0,025%) содержаний углерода в металле; лишь в этом случае обеспечивается требуемое низ­кое содержание фосфора в стали. По сравнению с процессом ЛД—АЦ при донной продувке обеспечивается меньшее вспени­вание ванны, уменьшение выбросов; одинаковое содержание фосфора достигается при меньшей окисленности шлака; повы­шается выход годного металла.

Донная продувка с применением порошкообразной извести. В конвертер на оставленный от предыдущей плавки шлак заг­ружают лом и заливают фосфористый (1,6-^2,0 % Р) чугун и ведут продувку с подачей порошкообразной извести в струе кислорода. Характер поведения примесей металла примерно такой же, как и при донной продувке обычных чугунов (см. рис. 97, а). Продувку ведуг 10—12 мин, после чего сливают шлак при содержании в металле 0,025—0,03 % С и ~ 0,1 % Р; сливаемый шлак содержит ~ 22 % P₂O_s и 10—12 % Fe, т.е. потери железа со шлаком сравнительно невелики.

Далее следует- второй период продувки (1-3 мин) с вду­ванием порошкообразной извести; чем он продолжительнее, тем ниже получаемые в металле содержания углерода и фос­фора и выше содержание оксидов железа в шлаке. При про­дувке до ~ 0,02 % С металл содержит < 0,025 % Р, шлак ~ 15 % Fe. Общий расход извести равен 90—110 кг/т стали1

Процесс донной продувки с кусковой известью проводят чаще всего так же, как и процесс с порошкообразной из­вестью, т.е. с промежуточным сливом шлака и оставлением шлака второго периода продувки для последующей плавки. При этом поведение составляющих металла и шлака аналогич­но их поведению при донной продувке обычных чугунов (см. рис. 97, б); основной шлак формируется лишь в конце про­дувки, после чего начинается удаление фосфора. Шлак сли­вают при содержании в металле ~ 0,03 % С и 0,1 % Р, затем в конвертер загружают известь и продолжают продувку. Ко­нечные содержания фосфора и углерода в металле примерно те же, что и при использовании порошкообразной извести.

Вместе с тем требуется больший расход извести (120 — 130 кг/т стали) и увеличивается количество шлака.

Если в выплавляемой стали не требуется очень низкое содержание фосфора, то плавку проводят без промежуточного слива шлака. При этом для обеспечения удаления фосфора продувку ведут до получения шлаков с большей окислен-ностью (15—16 % Fe), чем в первом периоде двухшлакового процесса. Содержание фосфора в конечном металле ~ 0,035 %, т.е. выше, чем при плавке со сливом шлака, содержание углерода ~ 0,02 %.

При всех вариантах технологии донного дутья после окончания кислородной продувки металл иногда продувают до 1 мин нейтральным газом, что приводит к уменьшению содер­жания углерода и фосфора в металле и оксидов железа в шлаке.

Процесс комбинированной продувки для переработки высо­кофосфористых чугунов применяют в западноевропейских странах; в основном это процесс ЛБЕ с подачей кислорода сверху и нейтральных газов через дно. Технология обычно предусматривает продувку в два периода с промежуточным сливом шлака и оставлением шлака второго периода продувки в конвертере. Преимуществом процесса по сравнению с дон­ной продувкой является то, что вследствие большей скорос­ти шлакообразования требуемое низкое содержание фосфора в металле получают при несколько более высоком содержании углерода в металле, чем при донной продувке.

Одна из разновидностей подобной технологии переработки чугуна, содержащего 1,6 % Р, в 260-т конвертере с приме­нением кусковой извести предусматривает следующее. В кон­вертер с оставленным конечным шлаком предыдущей плавки загружают лом, заливают чугун и начинают продувку с заг­рузкой кусковой извести. Продувку останавливают при со­держании в металле 0,15-0,2% С, ~ 0,07 % Р и 0,02% S; сливают фосфористый шлак и наводят новый, присаживая известь (15—30 кг/т). Затем проводят второй период про­дувки, получая металл с содержанием 0,03-0,045 % С; 0,01-0,015 %Р и 0,012% S.

Находит применение разновидность подобной технологии, при которой после окончания второго периода продувки кис­лородом проводят кратковременную перемешивающую продувку аргоном, обеспечивающую дополнительную дефосфорацию, де-

сульфурацию при одновременном окислении углерода и сниже­нии содержания оксидов железа в шлаке. Результаты допол­нительной продувки характеризуют следующие данные: оста­навливая кислородную продувку при содержании в металле 0,21% С, 0,026% Р и 0,019% S после двухминутной продувки аргоном получали в стали 0,12% С, 0,013% Р и 0,015% S.

§ 9. ПЕРЕДЕЛ ПРИРОДНО-ЛЕГИРОВАННЫХ ЧУГУНОВ

В связи с наличием в ряде стран залежей комплексных руд, где помимо железа содержатся другие ценные элементы (ва­надий, хром, никель и др.), актуальной является разработ­ка технологии передела природно-легированных чугунов, ко­торая позволяла бы получать сталь и одновременно сохра­нить и использовать сопутствующие железу элементы.

Примером такой технологии может служить применяемая на
Нижнетагильском металлургическом заводе технология пере­
работки в кислородных конвертерах ванадиевого чугуна,
выплавляемого из руд Качканарского месторождения. Этот
ванадиевый чугун имеет следующий состав, %: 4,4—4,8 С;
0,15-0,40 Si; 0,20-0,55 Мп; 0,40-0,55 V; 0,10-0,35 Ti;

<0,04S; < 0,01 P.

Продувку ведут в два периода. Задачей первого периода является окисление ванадия и его перевод в шлак в виде V₂O_s; из этого шлака впоследствии извлекают ванадий. За­дача второго периода продувки — получение стали из остав­шегося полупродукта. Продувку на' НТМК ведут в 160-т кон­вертерах, футерованных периклазохромитовым кирпичом, ко­торый не содержит СаО. Благодаря этому в шлак из футеров­ки не поступает оксид кальция, содержание которого в ва­надиевом шлаке должно быть минимальным (менее 3 %).

В конвертер заливают ~160т ванадиевого чугуна с темпе­ратурой <1350°С и ведут продувку через трехсопловую фур­му с интенсивностью 1,6—2м³/(т-мин). Более полному окис­лению ванадия способствует низкая температура и высокое содержание оксидов железа в шлаке, поэтому для охлаждения плавки в конвертер присаживают до 0,6 % окалины. Других шлакообразующих не вводят, чтобы уменьшить количество шлака и получить в шлаке максимальное содержание V₂O_s.

Ванадий в шлаке находится в виде V₂0₃, но при химическом анализе его пере-считывают на V₂0₅-328

Длительность продувки составляет 9—12 мин, расход кис­лорода 13—17 м³ на 1т чугуна. За время продувки окис­ляется кремний, часть марганца и углерода и 92—96 % вана­дия, содержавшегося в чугуне. В конвертере получают жид­кий металл (полупродукт, содержащий 2,7—3,6 % С, <0,06%V, <0,05%Mn, следы Si) и шлак в количестве 4-6 % от массы залитого чугуна. Шлак имеет следующий сос­тав^: 18-22 V₂O_s; 26-32 Fe^; 17-22 Si0₂; 2-5 Сг₂О_э; 0,9-1,6 СаО.

Окончив продувку, из конвертера через летку выпускают полупродукт, а затем через горловину сливают шлак, кото­рый впоследствии используют для получения ванадия. Темпе­ратура полупродукта в ковше должна быть в пределах 1310—1350 °С. Далее полупродукт заливают во второй кон­вертер, где ведут продувку до получения стали с заданным содержанием углерода.

Для сформирования шлака принимают специальные меры, поскольку полупродукт содержит мало марганца и кремния и при продувке будет образовываться мало шлакообразующих окислов — МпО и Si0₂. Поэтому в начале продувки в конвер­тер вводят известь (2-3 %), плавиковый шпат (0,4-0,7 %) и 2—2,5 % рудных материалов — железной или марганцевой ру­ды, агломерата и др. Продувку для ускорения формирования шлака начинают при повышенном положении фурмы (2—2,5 м от уровня спокойной ванны) и низкой интенсивности подачи кислорода — 1,5—2 м³/(т • мин). После сформирования шлака фурму опускают до отметки 0,8—1 м и интенсивность продув­ки увеличивают до 2,5 м³/(т • мин). Продувка длится 15—17 мин, расход кислорода составляет около 40 м³/т ста­ли, выход жидкой стали 87—89 % от массы металлической шихты, температура металла 1600—1650 °С.

§ 10. ЭКОЛОГИЯ, ОЧИСТКА КОНВЕРТЕРНЫХ ГАЗОВ

В конвертерном цехе основными источниками загрязнения окружающей природной среды являются пылегазовыделения в атмосферу. Эти высокотемпературные выделения подразделяют на организованные; к которым относят улавливаемые при вы­ходе из горловины конвертера отходящие газы, и неоргани­зованные, которые обычно не улавливаются и поступают в атмосферу цеха. Неорганизованные выделения происходят периодически— при заливке чугуна, загрузке лома, сливе

металла и шлака, повалках конвертера, при выбивании газов через зазор между горловиной и входом в газоотводящий тракт; эти выделения содержат пыль, тепло и ряд вредных газов (в различных случаях это СО, оксиды азота и серы, фториды).

В последние годы разрабатывают и начинают применять два способа улавливания неорганизованных пылегазовыделе-ний. Один из них предусматривает устройство стационарных или выдвижных зонтов над местами заливки чугуна и слива металла и шлака. Второй, более эффективный способ предус­матривает сооружение вокруг конвертера и мест слива ме­талла и шлака герметичной улавливающей камеры (укрытия). Газы из этой камеры должны направляться в устройства для очистки от пыли.

Еще большее загрязнение окружающей среды могут вызы­вать отходящие из конвертера газы из-за большого их коли­чества и высокого содержания в них пыли. Эти газы пред­ставляют собой продукты окисления углерода и при верхней продувке содержат 83-89% СО, 9-11% С0₂, <5%N₂, <3% 0₂; их температура по ходу продувки возрастает с 1350 до 1700 °С. Газы содержат мелкодисперсную пыль — в основном это оксиды железа, появляющиеся в результате испарения железа в высокотемпературной подфурменной зоне и после­дующего окисления паров; количество пыли составляет 80-250 г/м³ газа.

В соответствии же с санитарными нормами допускается выброс в атмосферу газов, содержащих не более 0,1 г/м³ пыли. В связи с этим все кислородные конвертеры оборудуют системой отвода и очистки отходящих газов, что существен­но усложняет и удорожает (на 10—20 %) строительство кон­вертерного цеха.

Сложность и высокая стоимость очистки связана с высо­кой температурой, большим и изменяющимся по ходу продувки количеством отходящих газов. Примерное количество отходя­щих газов можно определить с учетом того, что они состоят главным образом из СО и при окислении углерода до СО на одну молекулу кислорода образуются две молекулы СО. По­этому максимальное количество отходящих газов будет при­мерно равно удвоенному расходу кислорода. Ранее указыва­лось, что интенсивность подачи кислорода равна 2,5 — 5 м³/(т • мин), следовательно, интенсивность выхода кон-

вертерных газов составит в середине продувки 5 — 10м³/(т • мин). В начале и конце продувки, когда углеро­да окисляется меньше, чем в ее середине, количество отхо­дящих газов уменьшается.

Обычно система отвода и очистки отходящих газов вклю­чает ОКГ — охладитель конвертерных газов, т.е. котел-утилизатор и расположенную за ним систему газоочистки. В ОКГ тепло отходящих газов расходуется на нагрев и испаре­ние воды; выработка пара и горячей воды, используемых на заводе, улучшает технико-экономические показатели процес­са. Кроме того, охлаждение облегчает последующую очистку газа от пыли. В качестве газоочистных аппаратов наиболее часто применяют трубы Вентури (мокрая газоочистка), реже электрофильтры и тканевые фильтры (сухая газоочистка). На разных заводах применяют различные схемы газоочистки, обычно они включают два или несколько последовательно установленных газоочистных аппарата и должны обеспечить в очищенном газе содержание пыли менее 0,1 г/м³.

Находят применение две принципиально различные схемы отвода и очистки газов — с дожиганием и без дожигания окиси углерода в ОКГ. В первой схеме через зазор между горловиной конвертера и ОКГ подсасывается воздух, за счет кислорода которого происходит дожигание СО до С0₂.

В этом случае количество подлежащих очистке газов существенно увеличивается.

При применении другой схемы дымовые газы отводят в ОКГ без доступа воздуха, герметизируя зазор между горловиной конвертера и ОКГ. Объем очищаемых газов в этом случае сокращается в 3—4 раза, что позволяет существенно упрос­тить и удешевить ОКГ и газоочистку. Очищенный газ, в ос­новном СО, собирают з газгольдеры (для использования в качестве топлива или сырья химической промышленности) или же выбрасывают в атмосферу через дожигающее устройство. При работе по этой схеме возникает дополнительная труд­ность, связанная с тем, что смесь СО и воздуха является взрывоопасной в интервале концентраций СО 12,5—74,5 %.

В последние годы применяют схемы отвода газов без до­жигания, поскольку это снижает затраты на строительство цеха. На рис. 99 показана схема системы отвода и очистки газов без дожигания, примененная на ряде 150—300-т оте­чественных конвертеров.

Оборотная вода

Над горловиной конвертера расположена подвижная "юбка". В опущенном положении юбка обеспечивает герметич­ность соединения горловины с ОКГ; при необходимости пово­рота конвертера юбку поднимают. Через юбку отходящие газы поступают в ОКГ, состоящий из стационарного газохода и подвижного кессона 3, который вместе с юбкой откатывают в случае необходимости обеспечить доступ в конвертер сверху. В ОКГ газы охлаждаются до 900—1000 °С и затем поступают в орошаемый газоход, где их температуру понижа­ют до 300 °С водой, подаваемой через форсунки. Затем газы попадают в первую ступень газоочистки, выполненную в виде двух параллельно расположенных труб Вентури с прямоуголь­ным регулируемым сечением горловины, и далее во вторую ступень, состоящую из одной трубы Вентури с прямоугольным регулируемым сечением. В трубах Вентури частицы пыли сли­ваются с каплями подаваемой в трубы воды. Затем поток га­зов поступает в каплеуловитель, где капли, содержащие частицы пыли, отделяются от газа. Далее очищенные газы выбрасываются дымососом в атмосферу через свечу с дожига­ющим устройством, обеспечивающим дожигание СО до С0₂. Это необходимо, чтобы в атмосферу не попадал ядовитый газ СО; вместе с тем при сжигании СО образуется некоторое коли­чество вредных оксидов азота, попадание которых в атмос­феру также считается недопустимым.

Отделяемая от газов смоченная водой пыль в виде шлама — взвеси частиц в воде — удаляется из нижней части каплеуловителя и из бункеров под трубами Вентури. Далее шлам обезвоживают, после чего воду вновь направляют в систему газоочистки, а сухой шлам используют, добавляя в шихту агломерации.

6 11. АВТОМАТИЗАЦИЯ И КОНТРОЛЬ КОНВЕРТЕРНОЙ ПЛАВКИ

Новые конвертерные цехи оборудуют автоматизированной сис­темой управления (АСУ), которая должна обеспечить управ­ление как отдельными технологическими процессами и агре­гатами, так и производством цеха в целом. Составной частью такой АСУ является автоматизированная система управления технологическим процессом плавки в кислородном конвертере (АСУ ТП "Плавка"); подобные АСУ ТП созданы во многих ранее построенных цехах.

Основными задачами такой АСУ являются расчет расхода шихтовых материалов и кислорода; выработка, по возможнос­ти, управляющих воздействий для регулирования хода про­дувки и, что особенно важно, точное определение момента окончания продувки при заданном содержании углерода в ме­талле.

Важность последнего объясняется тем, что из-за быстро­течности и краткости продувки нельзя применять обычный для других сталеплавильных процессов метод контроля со­держания углерода, заключающийся в периодическом отборе проб металла и их последующем анализе. Поэтому обычно применяют следующий метод окончания плавки. По количеству израсходованного кислорода, длительности продувки, пока­заниям ЭВМ определяют момент окончания продувки, примерно соответствующий требуемому содержанию углерода. Далее конвертер наклоняют, отбирают пробу металла для экспресс-анализа и измеряют температуру металла термопарой погру­жения. Затем на основании результатов анализа и замера температуры проводят корректировку состава и температуры ванны методами, описанными ранее.

При таком методе работы велики непроизводительные про­стои конвертера, так как длительность корректировочных операций достигает 3-5 мин, увеличиваются теплопотери, снижается стойкость футеровки конвертера.

Существующие АСУ ТП работают в статическом или динамическом режиме управления процессом. В первом случае ЭВМ выполняет расчеты по статической математической моде­ли процесса. Она построена на использовании только из­вестной до начала плавки информации: в ЭВМ вводят данные о составе и температуре чугуна, составе шлакообразующих материалов, чистоте кислорода, состоянии и температуре футеровки, требуемых составе и температуре стали, основ­ности шлака и др. На основании этих данных по заданной программе ЭВМ рассчитывает параметры плавки, не являющие­ся функцией времени, — расход чугуна и стального лома, расход шлакообразующих и кислорода, программу изменения расхода кислорода и положения фурмы, длительность продув­ки и момент ее окончания. Однако точность выдаваемых ЭВМ рекомендаций невелика, так как в реальных условиях ход продувки отличается от стандартного, заложенного в мате­матическую модель процесса.

При работе в динамическом режиме управления ЭВМ выпол­няет расчеты по динамической модели процесса, которая учитывает как исходные данные, так и получаемую по ходу продувки текущую информацию о параметрах процесса (соста­ве и температуре металла и др.). С учетом этих дополни­тельных данных ЭВМ вырабатывает динамические управляющие воздействия, выполнение которых обеспечивает полную авто­матизацию управления ходом плавки. В этом случае при на­личии надежно работающих при высоких температурах датчи­ков будет обеспечиваться остановка продувки с точным по­лучением заданных содержания углерода в металле и его температуры.

Однако проблема создания надежных датчиков для контро­ля всех необходимых параметров конвертерной плавки пока не решена. Не представляет проблемы контроль при низких температурах множества параметров с помощью серийно вы­пускаемых приборов (контроль массы материалов, давления и расхода воды, кислорода и других газов, расхода сыпучих материалов и др.). В то же время непрерывный контроль па­раметров высокотемпературной конвертерной ванны, и в пер­вую очередь, состава и температуры металла, пока не осво­ен, хотя работы в этом направлении ведутся много лет. Ос­новной трудностью при этом является создание датчиков, способных длительное время работать в условиях разрушаю-

щего воздействия высокотемпературных сред — шлаковой и газовой фаз. Поэтому предложено и опробовано много кос­венных методов контроля, например непрерывного определе­ния содержания углерода по количеству и составу отходящих газов, уровню шума в > конвертере, интенсивности излучения конвертерных газов, данным о вибрации конвертера и др. Однако все они не вышли пока из стадии промышленной отра­ботки.

В настоящее время наиболее надежным методом остановки продувки при заданном содержании углерода считают приме­нение в сочетании с ЭВМ измерительной фурмы-зонда, вводи­мой в ванну сверху за 2—3 мин до окончания продувки. Фурма-зонд подобна продувочной фурме, на ее конце крепит­ся сменный измерительный блок, а внутри проложен кабель, соединяющий блок с ЭВМ. В сменном керамическом блоке име­ется термопара для замера температуры металла; снабженная термопарой полость, куда затекает металл и при его зат­вердевании по температуре ликвидус определяют содержание углерода; полость для отбора пробы металла, которую ана­лизируют после вывода зонда из конвертера. В момент пог­ружения зонда в ванну данные о содержании углерода в ме­талле и его температуре поступают в ЭВМ, что позволяет точно рассчитать расход кислорода, необходимого для окис­ления углерода до заданного содержания, обеспечивая оста­новку продувки точно при нужном содержании углерода. При повышенной температуре в конвертер вводят охладители, при дефиците тепла вводят теплоноситель (например, * уголь, ферросилиций), что позволяет за оставшиеся 2—3 мин про­дувки получить требуемую перед выпуском температуру металла.