Предварительное рафинирование, которое сводится к удалению из чугуна серы, фосфора и других примесей. Проводят его до подачи чугуна в сталеплавильный агрегат, как правило, - в чугуновозных ковшах.

Основное рафинирование, которое проводится в сталеплавильном агрегате за счет окисления примесей кислородом дутья, газовой фазы и твердых окислителей.

Дополнительное рафинирование, которое проводят обычно в сталеразливочном ковше путем обработки металла ТШС, в основном для удаления серы.

Дегазация металла с целью удаления водорода, кислорода и азота. Её проводят методом вакуумной обработки или продувки нейтральным газом в сталеразливочном ковше.

Первая стадия по предварительному рафинированию чугуна сводится, главным образом, к обработке чугуна кальцинированной и каустической содой, магнием и жидким синтетическим шлаком в чугуновозных ковшах, с целью его десульфурации.

Процесс обезуглероживания металла регулируется изменением расхода кислорода, поступающего в ванну. При этом характерно, что реакция окисления углерода может быть как явно экзотермической, если она протекает за счет газообразного кислорода, так и резко эндотермической, если она протекает за счет кислорода твердых окислителей.

Этот факт используется для регулирования температуры ванны при синхронизации процессов обезуглероживания и нагрева ванны.

Процессы дефосфорации и десульфурации осуществляются регулированием шлакового режима плавки, т.е. изменением химического состава и количества шлака.

Химический состав и количество шлака зависят, в основном, от количества кремния в чугуне и от расхода шлакообразующих материалов.

Поэтому расчеты, связанные с управлением шлаковым режимом (десульфурация и дефосфорация) сводятся к определению количества шлака и соответственного расхода флюсов.

Раскисление - легирование металла является обязательным и заключительным этапом плавки, обеспечивающим получение заданного содержания примесей в готовой стали. Поэтому этот этап является весьма ответственным, поскольку определяет качество литого и готового металла.

1.2 Перспективы развития кислородно-конвертерного

6 ноября 1980 года введен в действие цех с 400 тонными конвертерами и МНЛЗ на Череповецком металлургическом комбинате, причем впервые в мировой практике с использованием низкомарганцовистого чугуна (0,2% Mn). Разработанная в цехе ресурсосберегающая технология передела такого чугуна включает динамический режим регулирования параметров кислородной продувки в соответствии с интенсивностью обезуглероживания и условиями раннего шлакообразования. В цехе разработана и освоена комплексная технология выплавки с внепечной обработкой и непрерывной разливкой качественных сталей широкого сортамента.

На базе разработанных технологических основ также с использованием низкомарганцовистого чугуна 2 ноября 1990 года был введен ныне самый современный конвертерный цех на Магнитогорском металлургическом комбинате.

Впоследствии ведущие металлургические предприятия в условиях жесткой рыночной экономики объединили усилия, разработали и внедрили комплекс технологических мероприятий и нового оборудования для увеличения производительности цехов до 8 млн. тонн в год, коренного улучшения качества металла, включая освоение новых высококачественных сталей.

Увеличение производительности цехов достигнуто в результате ввода новых мощностей (третьего 400 тонного конвертера на ММК), повышения эффективности и надежности работы оборудования (приводы поворота конвертеров, опоры подшипников, панели котла-охладителя, трубы Вентури газоочистки с регулируемым зазором), организации ремонта и монтажа в короткие сроки (за 4-5 суток) крупнотоннажного оборудования конвертеров без сокращения объемов производства в цехе; внедрение технологии плавки на магнезиальных шлаках с наращиванием шлакового гарнисажа, повышающего стойкость футеровки до 2800-4500 плавок; введения системы АСУТП плавки с использованием измерительного зонда, обеспечивающей сокращение плавки на 3 минуты; в непрерывной разливке - внедрение методики контроля состояния оборудования и прогнозирования дефектных участков роликового полотна, что позволяет сократить простои МНЛЗ на проведение плановых ремонтов; применение гранулированных шлакообразующих смесей, обеспечивающих ослабления усилия вытягивания и увеличения стойкости стенок кристаллизатора. Выполненный комплекс работ позволил увеличить годовой объем выплавки конвертерной стали с 4.81 млн. тонн в 1996 году до 7.31 млн. тонн в 1999 году в ОАО ММК и с 4.8 млн. тонн в 1996 году до 7.35 млн. тонн в 1999 году в ОАО «Северсталь», повысить стойкость футеровки конвертеров до 2500 плавок в ОАО ММК и до 4500 плавок в ОАО «Северсталь», что считается лучшими показателями в России.

Для улучшения качества металла и расширения сортамента качественных сталей разработаны и внедрены технология производства особо низко сернистой стали (менее 0,005% серы), включая внедоменную десульфурацию чугуна высокоэффективной смесью (25% оксида магния + 75% флюитизированной СаО), выплавку в конвертере полупродукта из чистой железорудной металлошихты взамен металлолома, глубокую дегазацию с промывкой конвертерной ванны инертными газами, внепечную обработку стали рафинирующими шлакообразующими смесями с последующей продувкой порошками и вводом порошковой проволоки на основе металлического кальция с целью глубокой десульфурации и модифицирования неметаллических включений; в непрерывной разливке - технология защиты жидкого металла на участке разливочный ковш - кристаллизатор с применением уплотнительного материала и подачи аргона в защитную трубу и диффузор, что позволило подавать вдвое увеличенное содержание азота во время разливки и стабильно получать не более 0,006%.

Реструктуризация сталеплавильного производства градообразующих металлургических комбинатов с переориентацией мартеновского производства на конвертерное с МНЛЗ позволило значительно улучшить экологическую обстановку (сократить вредные выбросы в 7 раз - от 76,8 до 10,53 тысячи тонн). В приземном слое жилой зоны концентрация пыли уменьшилась от 0,68 - 1,07 до 0,064 - 0,08мг/м³.

В настоящее время в СНГ работают 16 конвертерных цехов с 47 конвертерами емкостью от 40 до 400 тонн.

Современные отечественные конвертерные цехи - это крупные сталеплавильные комплексы с 350-400 тонными конвертерами и высокопроизводительными МНЛЗ; они оборудованы установками десульфурации чугуна и внепечной обработки стали, а также АСУТП. На базе использования новейших научных разработок в конвертерном производстве достигнуты значительные успехи: освоена технология передела чугунов различного состава (фосфористого, ванадиевого, низкомарганцовистого и др.) и выплавки качественных сталей широкого сортамента, включая стали ответственного назначения.

Для дальнейшего развития и совершенствования конвертерного производства проводятся теоретические и экспериментальные исследования с последующим полупромышленным опробованием и доработкой по созданию новых технологических процессов и разновидностей самого конвертерного процесса, направленных на расширение сырьевой базы конвертерного производства и сортамента высококачественной стали ответственного назначения, включая «чистые стали»; энерго - и ресурсосбережение, охрану окружающей среды, комплексную автоматизацию и управление не только технологическим процессом, но и производством стали в целом.

2 Расчет плавки при переделе обычного чугуна в кислородном

Химический состав неметаллической шихты, %

Из расчета на 100 кг

2.2 Материалы из малозначащих источников, участвующие

в плавке

Такими источниками поступления являются: футеровка конвертера, миксерный и доменный шлак, оксиды железа, кремния и алюминия, попадающие с металлом.

К этой категории материалов, участвующих в плавке, относят также боксит и плавиковый шпат.

Поскольку все указанные выше материалы поступают из малозначащих источников, их точный качественный учет невозможен.

Но их влияние на процесс шлакообразования не вызывает сомнения и поэтому соответствующие данные для таких материалов обычно принимают на основе среднестатистических данных теории и практики плавки.

2.3 Расчет общего количества образующегося шлака

где:

Возможную степень дефосфорации определяем по формуле:

где:

[Р]ших - содержание фосфора в металлической шихте - для плавки на обычном чугуне с одношлаковым режимом принимают [Р]ших =[Р]чуг

qм1 - выход жидкого металла (для кислородно - конвертерного процесса составляет):88

где:

Таким образом, по степени десульфурации металла одно-шлаковый режим в полной мере допустим, поскольку содержание серы в готовой стали не

Превышает 0,03%. Следовательно, по степеням дефосфорации и десульфурации плавка может быть проведена по одно-шлаковому варианту.

2.4 Максимально возможный расход металлического лома

Поскольку лом в кислородно-конвертерном переделе является основным охладителем и цена одной тонны его меньше цены тонны чугуна, то максимально возможный расход лома способствует улучшению технико-экономических показателей процесса плавки, снижению себестоимости стали.

Максимально возможный расход лома q^л кг, рассчитывают по формуле:

Нчуг^хим и Нл^хим - количество тепла, выделяющегося при полном окислении 100 кг примисей чугуна и лома, кДж

tчуг и tлом - температура чугуна и лома

0,88 и 0,7 - удельные теплоемкости чугуна и лома, кДж/кгК

Qшо, QFeO^обр, QCO^дож - приход тепла в результате шлакообразования, образования оксидов железа (FeO, Fe2O3) шлака и дожигания СО до СО2 соответственно, кДж

tм = 1530 + 80 * [C] + t

где:

обычно

[C]раск =0,054%

принимаем: [C]гот =0,18%

t=89C

[C] =0,18-0,054=0,126%

tм =1530 +80*0,126+89=1629,08С

Общее содержание оксидов в шлаке:

QCO^дож =10100 * qCO *UCO * Z

где:

10100 -теплота дожигания СО до СО2, кДж

UCO -доля дожигаемого количества СО в кислородно-конвертерном процессе =0,195

Z -доля тепла дожигания, передаваемая ванне - коэффициент использования тепла дожигания =0,795

q_CO -общее количество СО, выделяющееся из ванны (поскольку неизвестно количество расхода лома, то берем ориентировочно 25%)

Определяем содержание углерода в шихте:

Cших =0,75*[Cчуг]+0,25*[Cлом]=0,75 *3,9+0,25*0,2=2,98%

Количество углерода, удаляемого во время продувки:

[C] =Cших -[C] =2,98-0,126=2,85кг

при этом образуется оксида углерода:

т.е. Тепло от дожигания СО в полости конвертера до СО2 составит:

QCO^дож =10100 *6,65* 0,195*0,795=10412,3кДж

Физическое тепло металла составит:

QМ^физ =(54,8+0,84tm)*qм¹

tм =tшл=1629,08С

qм =88кг

QМ^физ =(54,8+0,84 *1629,08) *88=125244кДж

Физическое тепло шлака:

QШЛ^физ =(2,09*tшл-1379)*qшл¹=(2,09*1629,08-1379)*14,19=28745,8кДж

Физическое тепло газов определяем с учетом только СО и СО2:

Qгаз^физ=(1,32*tгаз-220)*(qCO+qCO2)

Qм^хим =(НС⁰*[C]+HP⁰*[P]+HMn⁰*[Mn])*10^-2 * qm¹

НС⁰- стандартный тепловой эффект окисления углерода =14770кДж

HMn⁰- стандартный тепловой эффект окисления марганца =7000кДж

HP⁰- стандартный тепловой эффект окисления фосфора =21730кДж

Допускаем, что в металле остается 0,25 % марганца чугуна.

[Mn]=0,25*[Mn]чуг =0,25*0,7=0,175%

Определяем химическое тепло:

Qм^хим =10^-2*(14770*0,126+21730*0,0326+7000*0,175)*90=3415кДж

Тепло расходуемое на полное разложение оксидов железа, содержащихся в 100 кг лома, составит:

НFeOрл^раз =4800 * nрл

_то =0,062*Feто- 0,014*(Feто) - 0,633

Известно

(Feто) =1,3% количество оксидов железа в ржавчине лома.

Общее содержание железа в твердом окислителе определяем как:

Feто=0,7 * (Fe2O3) + 0,778 * (FeO)то = 0,7 * 86+0,778 *1,3=61,21%

тогда:

_то =0,062 *61,21-0,014 *1,3-0,663=3,11

Принимаем расход твердых окислителей: qок =0,3кг, тогда количество лома, которое необходимо заменить, составит:

qл =то * qок=3,11*0,3=0,933

таким образом, фактический максимальный расход лома с учетом твердых окислителей составит:

qфл =q^л - qл = 25,76-0,933=24,827кг

[Si] =[Si]ших - [Si]ост =0,639-0=0,639%

[P] = [P]ших - [P]ост =0,123-0,0326=0,09%

Для упрощения расчетов примем суммарное поступление SiO2 из футеровки, миксерного шлака, мусора лома и окатышей qSiO2^др = 0,848

Аналогично для СаО - qCaO^др = 0,663

Таким образом расход извести составит:

Здесь (FeO) - вносимое футеровкой, миксерным шлаком, бокситом, металлоломом и окатышами, для сокращения расчета принимаем равным

(FeO)=18%, при соотношении (FeO)=12%, (Fe2O3)=6%

[Mn]= [Mn]_ших -[Mn]_ост=0,65-0,45=0,2

2.8 Предварительный расчет количества газа

Принимаем, что 80% углерода окисляется до СО, а 20% до СО2

[C]=[C]ших-[C] =2,981-0,18=2,801

тогда имеем:

qCO=2,801*1,867 = 5,229 кг

qCO2=2,801*0,733 = 2,054 кг

Количество сернистого газа SO2 определяем из допущения, что 5% серы из [S]ших окисляется с образованием газообразного оксида.

Количество влаги

q_Н2О=0,156кг

Выход жидкой стали qм¹ определяется ее балансом:

Приход:

1. Масса чугуна и лома (завалки) - qм^зав =100кг

2. Массв железа восстановленного из оксидов -

Расход:

Масса железа перешедшего в шлак в виде оксидов - q_Fe^ок

qFeO =12 *14,671* 10^-2=1,761кг

qFe2O3 =6 *14,671* 10^-2=0,88кг

qFe^ок =1,761* 0,78 +0,88* 0,7 =1,99кг

Масса удаленных примесей состоящих из суммы основных, кг:

q[]=[C]+[Si]+[P]+[Mn]+[S]=2,801+0,639+0,09+0,2+0,0214=3,75

qкор =0,03 *14,671=0,44кг

Потери металла с выбросами (принимаем 2%) составят:

qвыб =0,02*100=2кг

2.10 Потери металла с пылью (угар)

qFe^п =10^-5*5,423* 75*100=0,407кг

Принимаем:

qмл =0,989кг - масса ржавчины (окалины) и мусора в ломе

qмшл =0,8кг - масса миксерного шлака и определяем выход жидкой стали

qм¹=(qм^зав+qFe^восст)-(qFe^ок+q[]+qкор+qвыб+qFe^п+qмл+qм.шл)