Способ получения стали

 

Союз Советских

Социалнстическнк

Республик

ОПИСАНИЕ «855006

ИЗОБРЕТЕНИЯ

К АВТОРСКОМУ СВИДЕТЕЛЬСТВУ (61) Дополнительное к авт. свид-ву— (22) Заявлено 03.12.79 (21) 2845990/22-02 с присоединением заявки №вЂ” (23) Приоритет— (51) М.К .

С 21 С 5/52

Гес дарственный камнтет (53) УДК 669.18..27 (088.8) Опубликовано 15.08.81. Бюллетень № 30

Дата опубликования описания 25.08.81 не делам изобретений и открытий

С. В. Климов, В. А. Салаутин, Б. Я. Балдаев 1

Ю. В. Гавриленко, В. А. Марышев, Ю. В. Зайце

О. Е. Молчанов и Э. В. Ткаченко (72) Авторы изобретен йя

Центральный ордена Трудового Красного Зна научно-исследовательский институт черной метал им. И. П. Бардина (71) Заявитель (54) СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ СТАЛИ

Изобретение относится к черной металлургии, а именно к выплавке стали различного назначения в дуговых печах.

Известен способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихтовых материалов, расплавление, окисления примесей газообразным кислородом и твердыми окислителями, скачивание окислительного шлака и выпуск металла (1) .

Недостатком известного способа выплавки стали является высокое содержание серы в литом металле из-за отсутствия приемов, способствующих удалению серы из нераскисленного металла. Высокое содержание серы (более 0,020%) не позволяет получать качественный литой металл, разливаемый на УНРС. Введение раскислителей в нераскисленный металл под окислительным шлаком приводит к высоким угарам легирующих элементов (марганца, кремния, алюминия и др.). При этом разное количество оставшегося в печи (например 100тонной) окислительного шлака приводит к непопаданию в узкие пределы химсостава стали.

Известен также способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку ших2 ты, ее расплавление, окисление примесей кислородом, выпуск металла в ковш, в процессе которого в металл вводят десульфурирующую смесь, состоящую из Na 2СО т СаО и силикокальция в количестве 4 — 16 кг/т. Такой способ выплавки стали позволяет снизить содержание серы в литом металле (до

0,015%) и обеспечить получение металла без большого количества поперечных трещин на литых заготовках (2).

Однако этому способу присущи большие потери температуры металла (до 25—

30 С при 100-тонной плавке) при вводе твердых десульфураторов в количествах 4—

16 кг/т, в связи с чем увеличиваются расходы на электроэнергию; недостаточная сте1, пень десульфурации из-за применения твердых десульфураторов или высокой окисленности металла во время десульфурации; загрязнение атмосферы цеха при применении порошкообразных десульфураторов (наиболее рациональных с точки зрения десульЗ1 фурации); большая окисленность нераскисленного металла и наличие после выпуска в ковше окислительного шлака, так как последний в печи не скачивается.

855006

Наиболее близким по технической сущ-, ности и достигаемому результату к предлагаемому является способ получения стали, при котором низкоуглеродистый полупродукт выплавляют под известково-глиноземистым шлаком в одной печи и легирующий расплав с рафинировочным шлаком в другой с последующим их смешением (3).

Недостатками данного способа являются необходимость наличия в цехе печей разной емкости или сталеразливочных ковшей в 2 раза большей емкости, чем сталеплавильные печи, что в современных цехах не предусмотрено, так как однозначно признано неэкономичным; высокие теплопотери (до 60 ) при смешивании (переливе металла из одного ковша в другой); дополнительные расходы на наведение известково-глиноземистого шлака над полупродуктом,(7,9 руб. на 1 т стали) .

Цель изобретения — сокращение угара легирующих элементов, снижение содержания вредных примесей и себестоимости передела полупродукта в сталь.

Поставленная цель достигается за счет выплавки полупродукта под окислительным шлаком в одной электропечи и стали под рафинировочным шлаком в другой, при этом перед выпуском полупродукта в ковш окислительный шлак скачивают на 70 — 90 /р, а полупродукт выпускают на рафинировочный шлак от выплавки стали во второй печи.

При высоком содержании закиси железа в окислительном шлаке (выше 20 / ) предусмотрено его раскисление (оставшегося его количества 10 — 30 /p) до содержания закиси железа 2,5 — 20 вес. />.

Возможен передел полупродукта в сталь, т. е. его легирование и раскисление проводят непосредственно в процессе выпуска его в ковш.

Скачивание окислительного шлака перед выпуском на 70 — 80 /р его количества в печи позволяет снизить содержание фосфора за счет удаления Р О вместе с окислительным шлаком и резко сократить рефосфорацию при последующем раскислении металла, а, следовательно, и шлака. Этот же прием способствует получению низких содержаний серы в стали из полупродукта за счет уменьшения количества окислительного шлака, попадающего в рафинировочный. Меньшее количество окислнтельного шлака легче И экономичней раскислять до низкого содержания

FeO, при этом сокращается угар легирующих элементов (Si, Мп, Al, Cr и др.). Оставление в печи более 30 /ц окислительного шлака не позволяет получить в стали из полупродукта низкое содержание фосфора (менее 0,008 /,) и серы (менее 0,015 /p). Скачивание шлака до его оставления менее 10 / в крупных дуговых печах (100, 150, 200 т) практически неосуществимо.

Затраты ручного (а также машинного) труда не рациональны. Такое малое коли5 о

15 ю

25 эо з

4О

55 чество шлака обеспечивает легкое снижение в шлаке содержания закиси железа с 21—

60 /pдо 2,,5 — 20 /<. После выпуска окисленного полупродукта в ковш с рафинировочным шлаком состава, /p. СаО 45 — 55; ЯОа

10 — 25, MgO 12 — 20; А1 0 8 — 20; МпО 3 — 7 значительно облегчается рафинирование его от серы, фосфора за счет более высокой основности шлака, а также легирование металла кремнием, алюминием и раскисление кальцием за счет более высокого содержания окислов указанных легирующих и раскислителей в рафинировочном шлаке, нежели в окислительном. Угары легирующих элементов и раскислителей сокращаются из-за повышенного содержания СаО, SiOz, A1 0 в рафинировочном шлаке.

Если в мелких (до 10 т) электропечах скачать окислительный шлак в принципе возможно до 85 — 90 /р его количества, то в средних (15 — 60 т) и крупных (100 — 200 т) удается удалить лишь 70 — 75 / шлака. Вязкость окислительного шлака, которая зависит от его состава и температуры, глубина и площадь ванны печи определяют возможность скачивания шлака. Исходя из опыта работы печей различной емкости и серий замеров количества окислительного шлака при его скачивании на печах емкостью 5 †2 т при выплавке полупродукта установили, что скачивать шлак целесообразно на 70 — 90 /p его количества, а 10 — 30 /р раскислять, например, дробью алюминия, при этом переводя FeO в А!гО з и, таким образом, увеличивать содержание А1 0з в рафинировочном шлаке. Удалять менее 70 /р окислительного шлака нецелесообразно из-за дальнейшей рефосфорации из него в металл, а более 90 /р шлака удалить из крупной электропечи, как показали замеры, невозможно.

Раскислять оставшийся в печи окислительный шлак наиболее целесообразно с точки зрения затрат ручного труда до 2,5—

20 /р закиси железа, при содержании ГеО порядка 40 — 65 /p — до 10 — 20 /р, а при 21—

40 /< в исходном шлаке — до 2,5 — 10 /< перед выпуском. Остаток окислительного шлака над полупродуктом при наличии дальнейшей внепечной обработки, например вакуумном обезуглероживании, раскислять не обязательно. При получении стали из полупродукта без внепечной обработки целесообразно легирующие и раскислители для их равномерного распределения в стали вводить в процесс выпуска полупродукта.

Пример 1. При получении электротехнической стали производят выплавку в двух

100-тонных дуговых печах. В первой расплавляют шихту, продувают расплав железо — углерод кислородом с интенсивностью

45 нм /мин до получения 0,05/< углерода.

При этом образуется 4 т окислительного шлака состава, /p.. СаО 7,0; SiO z,3; Al-.Oç

1,0; FeO 60,5; FeqOq 13,6; NgO 10,0; МпО 3,6.

Скачивают шлак на 70 /о до оставления его

855006 в печи в количестве 1,2 т. Шлак раскисляют порошком алюминия в количестве 150 кг до получения в шлаке 20О/р закиси железа (с учетом FeqOq. т. е. FeO экв-FeO — 0,89

Fe>Oq). Во второй печи расплавляют шихту, продувают металл кислородом, скачивают окислительный шлак, легируют металл до получения стали 45, наводят рафинировочный шлак из 3 т извести, 0,5 т плавикового шпата и 0,5 т шамота. Раскисляют шлак порошком ферросилиция 4 кг/т и алюминия

2 кг/т. Получают рафинировочный шлак состава, о/p. СаО 49; SiO 15; MgO 14; А! Оз

20; МпО 1; FeO 1. Выпускают рафинировочный шлак из второй печи и ковш со шлаком подают под выпуск полупродукта из первой печи. Выпускают полупродукт из первой печи на рафинировочный шлак из второй. Подают полупродукт на установку УВС-130 для вакуумного обезуглероживания. После проведения обезуглероживания легируют, раскисляют полупродукт и подают готовую сталь на УНРС. Угар марганца сокращается на 9/р, кремния на 15/р. Содержание серы составляет 0,008 /p, фосфора 0,003 /о. Себестоимость стали сокрагилась на 3,5 р/т.

Пример 2. При получении трубной стали

17Г1СУ производят выплавку в двух 50-тонных печах. В первой печи расплавляют шихту, продувают расплав кислородом до получения 0,10 /p углерода. При этом образуется 2 т окислительного шлака состава, о/о.

СаО 10; SiO z 10, А1 0 5; FeO 35; MgO 25;

МпО 5. Скачивают шлак на 80 /О, оставив в печи 0,4 т. Во второй печи производят то же самое, но после скачивания окислительного шлака на 80О/о легируют металл марганцем, кремнием, наводят рафинировочный шлак из 20 кг/т извести, 5 кг/т шпата, 3 кг/т шамота. Раскисляют шлак дробью алюминия в количестве 3 кг/т вып скают рафинировочный шлак в ковш. Ковш подают к первой печи и на него выпускают полупродукт вместе с остатком окислительного шлака. В процессе выпуска полупродукта в металл вводят 15 кг/т ферромарганца, 5 кг/т ферросилиция и 2 кг/т силикокальция. Полученную таким образом из полупродукта сталь подают на разливку в 13,1-тонные листовые слитки. Угар марганца сокращается на 12 /р, кремния на 17/р, кальция на 21 /p. Содержание серы в стали составляет 0,004О/О, фосфора 0,005О/p. Себестоимость стали снизилась на 5,7 руб/т.

Пример 3..При выплавке трубной стали

15 в первой 10-тонной дуговой печи расплавляют шихту, продувают металл кислородом.

При продувке металла кислородом образуется 1 т окислительного шлака состава, /о..

СаО 12; ЯОг 16,6; А1хОз 5 0; FeO 30,0;

ГегОз 10; MgO 15; МпО 10. Скачивают шлак на 90О/р, т. е. до оставления его в печи в количестве 100 кг. Раскисляют остаток шлака коксом до содержания в нем закиси железа (с учетом Ре Оз) 2,5О/р. Во второй печи расплавляют шихту, продувают металл кислородом, скачивают окислительный шлак, легируют металл кремнием и марганцем до получения стали 15, наводят рафинировочный шлак из 25 кг/т извести, 5 кг/т

5 плавикового шпата. Раскисляют рафинировочный шлак 2 кг/т коксом, 3,5 кг/т ферросилицием и 3 кг/т порошком алюминия. Выпускают рафинировочный шлак из второй печи и подают ковш со шлаком под выпуск

io полупродукта из первой. Выпускают полупродукт в ковш на рафинировочный шлак и одновременно в металл вводят 3 кг/т ферросилиция, 3 кг/т ферромарганца, 3 кг/т силикокальция и 0,3 кг/т алюминия. Полученную сталь продувают аргоном и подают на

i5 разливку. Угар кремния сокращается на 10 марганца на 8 /p, алюминия на 22 /p. Содержание серы в полупродукте снижается 0,0290,007/р, фосфора до 0,008/p. Себестоимость стали снижается на 3,7 руб/т.

Выплавка стали по предлагаемому способу увеличивает производительность одной

100-тонной дуговой печи на 8 — 10 тыс. т стали в год за счет исключения рафинировочного периода в печи при обеспечении качества стали двухшлаковой выплавки.

Экономический эффект от использования изобретения при объеме выплавки стали по предлагаемому способу 220 тыс. т в год составляет 770 тыс. руб.

Формула изобретения

Зо

l. Способ получения стали, включающий выплавку полупродукта под окислительным шлаком в одной электропечи с последующим выпуском в ковш и стали под рафинировочным шлаком в другой, отличающийся тем, что, с целью сокращения угара легирующих элементов, снижения содержания вредных примесей и себестоимости предела полупродукта в сталь, перед выпуском полупродукта в ковш окислительный шлак скачивают на 70 — 90О/p, а полупродукт выпускают на рафинировочный шлак от выплавки стали во второй печи.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что оставшийся в печи окислительный шлак в количестве 10 — 30 /о, раскисляют до содержания в нем закиси железа 2,5 — 20 вес. о/p.

3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что легирование и раскисление полупродукта про изводят в процессе выпуска его из электропечи.

Источники информации, принятые во внимание при экспертизе

1. Авторское свидетельство СССР № 582297, кл. С 21 С 5/52, С 21 С 7/00, 1976.

2. Авторское свидетельство СССР № 558944, кл. С 21 С 5/52, С 21 С 7/00, 1977.

3. Авторское свидетельство СССР № 435284, кл. С ?l С 5/52, 1974.