Способ выплавки стали
Реферат
Использование: в черной металлургии. Сущность изобретения: продувку жидкого металла проводят одновременно кислородом и порошкообразным углеродсодержащим материалом раздельными струями, соотношение массового расхода порошка в единицу времени к объемному расходу кислорода составляет 1,1 - 4,5 кг/м3 O2 3 табл.
Изобретение относится к черной металлургии, конкретнее к способам выплавки стали в двухванных сталеплавильных агрегатах.
Изобретение также может найти применение при производстве стали скрап-рудным процессом, в прямоточных агрегатах, сталеплавильных агрегатах непрерывного действия и конвертерах. Известен способ выплавки стали, включающий науглероживание металла порошками, при котором ввод каждых 50-250 кг порошка чередуют по ходу плавки с продувкой окислительным газом, которую ведут в течение 3-10 мин с интенсивностью 500-1200 м3/ч [1]. Такой способ выплавки стали относится к способам выплавки стали в мартеновских печах, работающих скрап-процессом на твердой металлошихте в завалку, и не может быть реализован в условиях работы на жидком чугуне и интенсивной продувке ванны без значительного снижения производительности печи. Наиболее близким является способ выплавки стали, включающий вдувание порошкообразного углеродсодержащего материала в жидкий металл начиная после окончания заливки чугуна и до конца плавки одновременно с продувкой кислородом, причем отношение массового расхода порошка в единицу времени к объемному расходу кислорода составляет 0,05-1,0 кг/м3 О2 [2]. Недостатками этого способа являются: низкая степень использования углеродсодержащего материала; снижение производительности агрегата; повышенный угар ферросплавов при раскислении металла в ковше. Целью данного изобретения является повышение степени использования порошкообразного углеродсодержащего материала, увеличение стойкости огнеупоров, снижение расхода раскислителей и легирующих, увеличение выхода стали, повышение качества металла и производительности агрегата. Поставленная цель достигается тем, что в способе выплавки стали, включающем продувку жидкого металла одновременно кислородом и порошкообразным углеродсодержащим материалом, отношение массового расхода порошка в единицу времени к объемному расходу кислорода составляет 1,1-4,5 кг/м3 О2. При осуществлении заявляемого способа кислород подают в расплав через продувочные кислородные фурмы и кислородные сопла комбинированной кислородно-порошковой фурмы, а порошок - через порошкообразный канал комбинированной кислородно-порошковой фурмы в потоке газа-носителя (например, азота). Кислород для пневмотранспортирования порошкообразных углеродсодержащих материалов в связи с пожаро- и взрывоопасностью не используют. Степень использования порошкообразных углеродсодержащих материалов, вдуваемых в расплав металла при их малой концентрации в газе-носителе 2-7 кг/м3 в большой степени зависит от фракционного состава порошка. Однако, вышеуказанный интервал концентрации порошка в газе-носителе характерен для работы устаревших и не использующихся в настоящее время для вдувания углеродсодержащих материалов инжекционных пылепитателей. В течение последних 10-15 лет для продувки расплава металла углеродсодержащими материалами используют аэрационные пылепитатели, работающие в интервале концентраций порошка в газе-носителе около 30 и более кг/м3. Концентрация коксовой пыли в азоте для примера конкретного выполнения приведена в табл. 1. Из трудов Республиканской научной конференции 15-17 декабря 1970 г. "Интенсификация металлургических процессов вдуванием порошкообразных материалов" М., Металлургия, 1972, с. 108-112 для приведенных в табл. 1 концентраций порошка в газе-носителе (азоте) известно, что "...Высокие опытные значения (до 90%) при использовании высокодисперсного графита (68% фракции менее 0,14 мм) показывают необоснованность выводов, имеющихся в некоторых работах, о нецелесообразности использования карбонизаторов с размерами частиц менее 0,15 мм". Фракционный состав коксовой пыли установок сухого тушения кокса (СТК) приведен в табл. 2. При уменьшении отношения массового расхода порошка в единицу времени к объемному расходу кислорода менее 1,1 кг/м3 О2 (прототип) происходит следующее. Углерод вдуваемого порошка вступает во взаимодействие с закисью железа реакционной зоны, а также сгорает в кислородных струях. Проникновения углерода порошка за пределы реакционной зоны не происходит. Тепло, выделяемое при сгорании углерода в реакционной зоне (температура в ней 2000-2500оС), воспринимается расплавом последней в значительно меньшей степени, чем при окислении углерода вне реакционной зоны. Это приводит к снижению степени использования коксовой пыли, что проявляется в более низком содержании углерода в металле после окончания продувки металла кислородом при идентичности прочих условий, определяющих тепловой баланс процесса и агрегата. Кроме того, порошок, подаваемый с низкой интенсивностью в металл в течение всего периода продувки кислородом, охлаждает реакционную зону, что приводит к снижению производительности агрегата. Уменьшение потерь металла в виде пыли, образующейся за счет испарения железа, не компенсирует снижение производительности печи. Таким образом, в момент окончания периода доводки в ванне находится расплав с низким содержанием углерода и недостаточно высокой температурой нагрева (табл. 3), что вызывает необходимость дополнительной додувки металла кислородом с целью доведения его до заданной температуры выпуска. Додувка расплава кислородом влечет за собой увеличение переокисленности металла и шлака, что приводит к повышению износа огнеупоров и расхода раскислителей и легирующих, а также к снижению качества стали и выхода жидкого металла. Увеличение отношения массового расхода порошка в единицу времени к объемному расходу кислорода более 4,5 кг/м3 О2 нецелесообразно по следующим причинам. Скорость растворения углеродсодержащего порошка в металле в значительной степени зависит от содержания в нем углерода. Поэтому частички коксовой пыли, локально поступающей с высокой интенсивностью в металл, не успевают раствориться в последнем, всплывают и вспенивают шлак, попадая в него. Это приводит к выбросам шлака на рабочую площадку и снижению степени использования углеродсодержащего материала. Таким образом, в момент окончания периода доводки в ванне находится расплав с низким содержанием углерода и недостаточно высокой температурой нагрева, что вызывает необходимость дополнительной додувки металла кислородом с целью доведения его до заданной температуры выпуска. Додувка расплава кислородом влечет за собой увеличение переокисленности металла и шлака, что приводит к повышению износа огнеупоров и расхода раскислителей и легирующих, а также к снижению качества стали, производительности агрегата и уменьшению выхода жидкого металла. П р и м е р. При выплавке стали марки 08КП в двухванном сталеплавильном агрегате емкостью ванн по 300 т в левую ванну загружают 12 т известняка и 128 т лома. После прогрева шихты заливают 202 т жидкого чугуна. По окончании заливки чугуна в ванну опускают три сводовые водоохлаждаемые фурмы, центральная из которых комбинированная, то есть кислородно-порошковая, а боковые только кислородные, и по ходу кислородной продувки подают 10,5 т коксовой пыли. Основные технологические параметры процесса в зависимости от отношения массовой интенсивности подачи коксовой пыли к объемному расходу кислорода представлены в табл. 3. Использование предлагаемого способа позволяет: увеличить производительность печи; повысить степень использования коксовой пыли; снизить окисленность металла и шлака, увеличить стойкость огнеупоров печи и сталеразливочного ковша; увеличить выход жидкого металла.Формула изобретения
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ, включающий одновременную подачу в жидкий металл кислорода и порошкообразного углеродсодержащего материала отдельными струями, отличающийся тем, что, с целью повышения степени использования углеродсодержащего материала, увеличения стойкости огнеупоров, снижения расхода раскислителей и легирующих, отношение массового расхода порошкообразного углеродсодержащего материала в единицу времени к объемному расходу кислорода составляет 1,1 - 4,5 кг/м3 О2.РИСУНКИ
Рисунок 1, Рисунок 2, Рисунок 3, Рисунок 4