Применение отходов производства в качестве шлакообразующих
В последние годы расширяется применение в качестве шлакообразующих материалов различных отходов производств, обеспечивающих ускорение шлакообразования и ресурсосбережение.
Шлак от производства силико-марганца применяют на ряде заводов при переработке маломарганцовистых чугунов. Эти шлаки содержат 16—19 % МnО; 10—16 % СаО 34—50% SiO2; 8—10 % А12О3; 3-5% МgО; 0,6—1,0% S. Расход шлака обычно вводимого в завалку составляет 6—12 кг/т стали, Обеспечивается существенное 'ускорение шлакообразования; снижается расход плавикового шпата; в результате восстановления МnО шлака повышается содержание марганца в металле, что приводит к экономии марганцевых ферросплавов в количестве 0,2—1,3 кг/т.
Шлак от производства силумина. В конвертерах металлургического комбината «Криворожсталь» применили шлак производства силумина следующего состава, %: А1Мет26; Siмет17; SiС 18; А12О3 30; SiO2 2; (N3 + К) 2. Шлак в количестве 3,5—4 кг/т стали вводили в конвертер двумя порциями в начале продувки. При этом улучшились усло-вия шлакообразования и десульфурации, достигнуто уменьшение расхода чугуна на 10 кг/т и плавикового шпата на 1,3 кг/т.
Твердый оборотный шлак. На ряде заводов при переделе низкомарганцовистых чугунов опробовано использование твердого конвертерного шлака предыдущих плавок. Шлак вводят в конвертер во время завалки вместо части извести в количестве от 6 до 20 кг/ т стали. При этом обеспечивается ускорение шлакообразования, мягкое без выносов и выбросов начало продувки, снижение расхода извести и плавикового шпата, некоторое увеличение выхода годного и снижение окисленности шлака. По опыту ЧерМК применение оборотного шлака позволяет обойтись без применения плавикового шпата.
8 .6. Выпуск, раскисление и науглероживание
Выпуск стали в соответствии с типовой технологической инструкцией должен продолжаться для конвертеров вместимостью до 60 т — 3—5 мин, 100—200 т — 3—8 мин, 200— 350 т — 3—10 мин. В существующих цехах скорость выпуска в 130—160-т конвертерах находится в пределах 25,5—32,3 т/ мин; в 250— 350-т — 37—60 т/мин. Установлено, что при увеличении длительности выпуска (длительности контакта струи металла с воздухом) повышается содержание азота в стали. По опыту НЛМК для получения стали с жестким ограничением по содержанию азота длительность выпуска не должна превышать 4 мин. Сталевоз с ковшом при выпуске должен передвигаться так, чтобы струя металла не попадала на стенки ковша.
Загущение и отсечка шлака. При попадании конвертерного шлака в сталеразливочный ковш возможны рефосфация (переход фосфора из шлака в металл); повышенный угар раскислителей и легирующих в результате взаимодействия с оксидами железа шлака; переход FеО из шлака в металл, что вызывает увеличение загрязненности стали оксидными неметаллическими включениями. Особенно сильно это будет проявляться в процессе внепечной обработки.
В связи с изложенным рекомендуется ограничивать количество попадающего в ковш шлака путем своевременного подъема конвертера при начале выхода шлака из летки; толщина слоя шлака должна составлять 150—200 мм. Рекомендуется загущение шлака путем присадки извести и обожженного доломита в ковш до окончания выпуска после присадки ферросплавов. Наиболее эффективным способом является отсечка шлака в процессе выпуска с последующей засыпкой поверхности металла в ковше тепло-изолирующими смесями.
Рис. 43. Схема отсечки шлака при помощи шара-стопора:
1 — огнеупорная обмазка; 2 — шар-стопор; 3 — подвеска; 4 — машина для ремонта летки и введения шара; 5 — рабочая площадка
Предложены различные варианты способа и устройства для отсечки шлака. Хорошо зарекомендовал себя способ отсечки при помощи шара-стопора (рис. 43), разработанный на НЛМК. Стальной шар-стопор диаметром 160—190 мм покрывают слоем огнеупорной обмазки из порошка МgО с добавкой шлака феррохромового производства (8—10%) и жидкого стекла (35% сверх 100% огнеупорных составляющих); поверхность шара имеет неровности (приваренные шипы) для улучшения удержания массы. Плотность такого шара меньше, чем у расплавленного металла, но больше, чем шлака. За 0,5—1 мин до окончания выпуска при помощи машины для ремонта летки шар-стопор сбрасывают в район летки и он плавает на границе шлак — металл. С последними порциями металла он попадает к летке, перекрывая отверстие и обеспечивая отсечку шлака.
Раскисление конвертерной стали производят путем введения раскислителей в ковш, что позволяет избежать их большого угара. В качестве раскислителей (см. п. 2.2) обычно используют марганец, кремний, алюминий и в некоторых случаях другие элементы (кальций, РЗМ и др.).
При раскислении спокойной стали ставится задача снижения до минимума количества растворенного в стали кислорода путем его перевода в оксиды с их удалением из металла. При раскислении кипящей и полуспокойной стали ставят задачу снижения содержания в металле растворенного кислорода до такого уровня, который обеспечивает требуемую интенсивность кипения металла в изложнице. При раскислении всех сталей одновременно решают и задачу получения в стали заданного содержания марганца и кремния.
Спокойную сталь раскисляют ферромарганцем, силикомарганцем, 45%- и 65 %-ным ферросилицием и алюминием с введением их в ковш в указанной последовательности Для некоторых марок стали дополнительно используют ферротитан, отходы титана, силикокальций. Кипящую сталь раскисляют ферромарганцем, причем сталь, содержащую <0,12 % С, раскисляют ферромарганцем с содержанием < 1 % Si Полуспокойную сталь раскисляют силикомарганцем или ферросилицием и ферромарганцем; их расход должен обеспечивать длительность искрения (кипения) металла в изложнице в течение 10—40 с. Необходимое количество ферросплавов Gф (т) рассчитывают по формуле:
Gф= (CсT, +сm) Gст*100/[сф*(100 – У)], где CсT, сm и сф – соответственно содержание элемента (раскислителя) в готовой стали, в металле в конце продувки и в ферросплаве, %: (GСТ - масса жидкой стали, т; У — угар элемента, %.
При введении в ковш угар марганца составляет 10—20%, угар кремния— 15—25%; при раскислении кипящей стали угар марганца равен 15—30%. Угар алюминия составляет 60— 90%, его вводят в количестве 0,15—1,2 кг/т стали, обычно тем больше, чем ниже содержание углерода в стали. Ферросплавы необходимо вводить в ковш в кусках размером в поперечнике 5—50 мм (ферротитан — 5—25 мм). Присадку ферросплавов начинают при наполнении ковша металлом на 1/5 высоты и заканчивают при наполнении на 2/3 высоты. Алюминий вводят в ковш в виде чушек массой 13—15 кг, кусками массой >4 кг. Алюминий также вводят после окончания выпуска в виде блоков массой 350—400 кг (по ТУ 48-26-54—84) при помощи погружаемой в металл штанги, после чего про усреднение состава продувкой аргоном. Практикуют также введение алюминия в виде катанки при помощи трайб-аппарата (на установках внепечной обработки).
Науглероживание производят присадкой в ковш под струю металла молотого кокса, термоантрацита, электродного порошка. Их введение начинают с началом выпуска и заканчивают при наполнении ковша на 1/2 высоты; при науглероживании в начале выпуска в ковш также вводят 10—50% алюминия, расходуемого на плавку.
Дата добавления: 2015-09-03 | Просмотры: 824 | Нарушение авторских прав
1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 | 10 | 11 | 12 | 13 | 14 | 15 | 16 | 17 | 18 | 19 | 20 | 21 | 22 | 23 | 24 | 25 | 26 | 27 | 28 | 29 | 30 | 31 | 32 | 33 | 34 | 35 | 36 | 37 | 38 | 39 | 40 | 41 | 42 | 43 | 44 | 45 | 46 | 47 | 48 | 49 | 50 | 51 | 52 | 53 | 54 | 55 | 56 | 57 | 58 | 59 | 60 | 61 | 62 | 63 | 64 | 65 | 66 | 67 | 68 | 69 | 70 | 71 | 72 | 73 | 74 | 75 | 76 | 77 |
|