Способ выплавки стали в дуговой электропечи

Способ выплавки стали в дуговой электропечи

Реферат

Предлагаемое изобретение относится к черной металлургии, в частности к способам выплавки стали в дуговых электропечах.

Известен способ выплавки стали в дуговой электропечи, включающий завалку металлолома и извести, расплавление металлолома, заливку жидкого чугуна в количестве 30-60% от массы завалки при содержании в нем, масс.%: углерода 2,0-3,5, менее 0,01 кремния, менее 0,015 фосфора, менее 0,025 серы при температуре 1280-1400°C сверху в печь после проплавления металлолома при расходе электроэнергии 180-300 кВт·ч/т металлолома, окисление углерода газообразным кислородом при температуре не более 1700°C, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш с отсечкой печного шлака с оставлением 10-15% от общей массы жидкого металла в печи и присадку в ковш во время выпуска шлакообразующей смеси при соотношении извести и плавикового шпата (0,8-1,2)/(0,2-0,5) с расходом 10-17 кг/т стали, и присаживают ферросплавы (Патент РФ №2258084, C21C 5/52).

Однако используемый металлический лом в известном способе выплавки стали в дуговой электропечи содержит включения цветных металлов и вредных примесей, что снижает качество получаемой стали. Низкая насыпная плотность металлолома (0,5-1,5 т/м³) обуславливает дополнительные затраты на его разделку и необходимость проведения процесса завалки в несколько приемов, что приводит к увеличению длительности плавки и, как следствие, к ухудшению технико-экономических показателей (например, увеличение расхода электроэнергии, огнеупоров, заправочных материалов).

Технический результат, достигаемый предлагаемым изобретением, заключается в повышении качества стали за счет снижения содержания цветных металлов и азота, в сокращении времени плавки за счет повышения плотности металлошихты в завалке, сокращении количества подвалок и в снижении энергопотребления при использовании горячебрикетированного железа (ГБЖ) и/или железосодержащих отходов, образующихся при производстве и транспортировке ГБЖ.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе, включающем в себя завалку в печь металлолома и извести, заливку жидкого чугуна, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш с отсечкой печного шлака и оставлением 10-15% от общей массы жидкого металла в печи, подачу в ковш шлакообразующей смеси и ферросплавов, согласно предлагаемому изобретению в состав завалки в количестве 5-40% от общей массы металлолома вводят горячебрикетированное железо, получаемое в результате прямого восстановления окисленных руд, и/или железосодержащий материал фракцией 4-25 мм с массовой долей железа металлического не менее 70%, закиси железа в пределах 15-20%, углерода не менее 0,8%, образующийся после отсева на грохотах горячебрикетированного железа.

Снижение включений цветных металлов пропорционально доле ГБЖ и/или железосодержащего материала в завалке.

Углерод, содержащийся в ГБЖ и/или железосодержащем материале, используется для соединения с кислородом, восстановления железа из закиси, а также удаления азота и водорода и в четыре раза эффективней углерода, загружаемого отдельно. Кроме того, выделение оксида углерода способствует интенсивному пенообразованию в шлаке/металле и, как следствие, снижению энергопотребления за счет экранирования дуг.

Содержание азота в стали снижается на 6 десятитысячных долей на каждые 10% ГБЖ и/или железосодержащего материала в завалке.

За счет высокой насыпной плотности (не менее 5 т/м³) ГБЖ и/или железосодержащий материал при подвалке опускается через шлак (плотность 2,5-3,3 т/м³), что повышает плотность металлошихты, а значит приводит к уменьшению количества подвалок металлолома, снижает расход электроэнергии и сокращает длительность плавки.

Заявляемые пределы подобраны опытным путем. Параметры и показатели опытных плавок приведены в таблицах 1 и 2.

Увеличение фракции вводимого материала более 25 мм не обеспечивает равномерное его распределение в объеме металлозавалки, что приводит к увеличению длительности плавки. Использование железосодержащего материала фракции менее 4 мм приводит к его потерям в процессе скачивания шлака и снижению выхода годного.

Применение ГБЖ и/или железосодержащего материала с содержанием металлического железа менее 70% приводит к повышенному шлакообразованию, снижению выхода годного и увеличению длительности плавки.

Введение ГБЖ и/или железосодержащего материала более 40% от общей массы металлолома приводит к увеличению длительности плавки и, в ряде случаев, к вскипанию ванны и выбросам шлака из печи. При снижении расхода ГБЖ и/или железосодержащего материала менее 5% от общей массы металлолома повышается вязкость шлака в начальный период шлакообразования, в результате чего увеличиваются потери ГБЖ и/или железосодержащего материала со скачиваемым шлаком.

Заявляемый способ выплавки стали был реализован при выплавке стали в дуговой 120-т электропечи.

Вариант 1. Выплавку производили с использованием жидкого чугуна в количестве 25-50% от массы металлошихты. Завалку металлолома производили на оставшийся от предыдущей плавки шлак и металл массой 10-15%. ГБЖ и железосодержащий материал (отходы ГБЖ) загружали в середину бадьи в количестве 5-40% от общей массы металлолома. В процессе расплавления шихты в печь через рабочее окно заливали чугун с помощью чугунозаливочной машины, после чего производили продувку металла кислородом через стеновые комбинированные фурмы-горелки с общим расходом до 12000 м³/час. После достижения необходимой температуры и содержания углерода нераскисленный металл выпускали без шлака в ковш. В процессе выпуска в ковш присаживали шлакообразующую смесь, состоящую из 500 кг извести и 200 кг глиноземсодержащего материала, и ферросплавы. После выпуска ковш транспортировался на установку «ковш-печь», где производилось дальнейшее доведение стали до заданного химического состава и температуры разливки. Разливку металла производили на слябовой МНЛЗ с сечением кристаллизатора 190×1200 мм.

Вариант 2. Выплавку производили с использованием жидкого чугуна в количестве 35-50% от массы металлошихты. Завалку металлолома производили на оставшийся от предыдущей плавки шлак и металл массой 10-15%. ГБЖ загружали в середину бадьи в количестве 10-20% от общей массы металлолома. В процессе расплавления шихты в печь через рабочее окно заливали чугун с помощью чугунозаливочной машины, после чего производили продувку металла кислородом через стеновые комбинированные фурмы-горелки с общим расходом до 12000 м³/час. После достижения необходимой температуры и содержания углерода нераскисленный металл выпускали без шлака в ковш. В процессе выпуска в ковш присаживали шлакообразующую смесь, состоящую из 500 кг извести и 200 кг глиноземсодержащего материала, и ферросплавы. После выпуска ковш транспортировался на установку «ковш-печь», где производилось дальнейшее доведение стали до заданного химического состава и температуры разливки. Разливку металла производили на слябовой МНЛЗ с сечением кристаллизатора 270×1200 мм.

Вариант 3. Выплавку производили с использованием жидкого чугуна в количестве 25-45% от массы металлошихты. Завалку металлолома производили на оставшийся от предыдущей плавки шлак и металл массой 10-15%. Железосодержащий материал (отходы ГБЖ) загружали в середину бадьи в количестве 5-20% от общей массы металлолома. В процессе расплавления шихты в печь через рабочее окно заливали чугун с помощью чугунозаливочной машины, после чего производили продувку металла кислородом через стеновые комбинированные фурмы-горелки с общим расходом до 12000 м³/час. После достижения необходимой температуры и содержания углерода нераскисленный металл выпускали без шлака в ковш. В процессе выпуска в ковш присаживали шлакообразующую смесь, состоящую из 500 кг извести и 200 кг глиноземсодержащего материала, и ферросплавы. После выпуска ковш транспортировался на установку «ковш-печь», где производилось дальнейшее доведение стали до заданного химического состава и температуры разливки. Разливку металла производили на слябовой МНЛЗ с сечением кристаллизатора 190×1200 мм.

Заявляемый способ обеспечивает снижение содержания меди, никеля, хрома, молибдена на 15-45%, серы и фосфора - на 40-50%.

Снижение вредных примесей в металле позволяет уменьшить количество переводов плавок в пониженные марки стали, снизить количество прорывов при разливке стали на слябовой МНЛЗ за счет повышения пластичности литой заготовки, сократить отсортировку листового проката по поверхностным дефектам в зависимости от толщины листов и марки стали на 0,40-0,75%.

Высокая насыпная плотность ГБЖ и/или железосодержащего материала позволяет повысить плотность металлошихты в завалке и сократить количество подвалок и, как следствие, сократить продолжительность плавки на 3-5 минут. При этом расход электроэнергии на плавку снижается на 5-10%, расход заправочных и ремонтных масс на 0,15 кг/т, расход печных огнеупоров на 0,22 кг/т.

Таблица 1
Наименование	Длительность плавки, мин	Выход годного (в пересчете на 100% железа в ГБЖ)
Прототип	60	1,127
ГБЖ с Fe<70%	63	1,129
ГБЖ с Fe>70% от массы металла	57	1,125
Фракция<4 мм	58	1,126
ГБЖ<5%	62	1,132
Предлагаем	55	1,122

Таблица 2
Вариант выплавки	Расход материалов на электропечах	Отсортировка листового проката, %	Продолжительность плавки, мин	Количество съездов с МНЛЗ, шт./месяц
Электроэнергия, кВтч/т	Заправочные и ремонтные массы, кг/т	Огнеупоры, кг/т
Прототип	291	5,60	1,91	2,1	63	2,0
Предлагаемый	271	5,45	1,69	1,4	59	0,5

Способ выплавки стали в дуговой электропечи, включающий завалку в печь металлолома и извести, заливку жидкого чугуна, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш с отсечкой печного шлака и оставлением 10-15% от общей массы жидкого металла в печи, отличающийся тем, что в состав завалки в количестве 5-40% от общей массы металлолома вводят горячебрикетированное железо, полученное в результате прямого восстановления окисленных руд, и/или образующийся после отсева на грохотах горячебрикетированного железа железосодержащий материал фракцией 4-25 мм, с массовой долей железа металлического не менее 70%, закиси железа в пределах 15-20% и углерода не менее 0,8%.