3 Конвертерное производство стали

3.1 История конвертерного производства стали

Конвертерный способ получения стали был предложен в 1855г. английским механиком Генри Бессемером. Метод заключался в переделе чугуна в сталь путем продувки жидкого чугуна воздухом, подаваемым через днище конвертера. Разработанный Бессемером агрегат для продувки чугуна, (от англ. con­verter — преобразователь), представлял собой вращающийся вокруг горизонталь­ной оси сосуд, состоящий из металлического кожуха, футерованного изнутри кислым (динасовым) огнеупорным кирпичом. В футерованное днище вставляются шамотные фурмы с отверстиями для подачи воздуха, кото­рые называются соплами.

Наличие кислой футеровки предопределяло работу бессемеровского конвертера с кислыми шлаками, поэтому Бессемеровский процесс применялся только для пере­дела низкофосфористых руд.

В 1878 г. англичанином Сиднеем Томасом была решена задача удаления фос­фора из чугуна продувкой в конвертере с основной футеровкой, в качестве кото­рой был использован обожженный доломит, и при наличии высокоосновного шла­к. Для получения высокоосновного шлака в конвертер загружали известь. Спо­соб переработки высокофосфористых чугунов путем продувки воздухом в кон­вертерах с основной футеровкой получил название томасовского, а конвертер с основной футеровкой — томасовского конвертера.

Достоинства и недостатки бессемеровского и томасовского процессов

Достоинства бессемеровского и томасовского процессов — высокая произво­дительность, простота устройства конвертера, отсутствие необходимости применять топливо, малый расход огнеупоров и связанные с этим более низкие, чем при марте­новском и электросталеплавильном процессах капитальные затраты и расходы по переделу.

Однако обоим процессам присущ большой недостаток — повышенное содержа­ние азота в стали (0,010—0,025 %), вызываемое тем, что азот воздушного дутья растворяется в металле. По этой причине бессемеровская и томасовская сталь обла­дают повышенной хрупкостью и склонностью к старению. Для получения стали с пониженным содержанием азота в 1950—65 применялись способы продувки снизу парокислородной смесью и смесью кислорода и углекислого газа, а также метод продувки дутьем, обогащен­ным кислородом.

В 50-х годах XX века в ряде стран Европы были разработаны и внедрены многочисленные варианты конвертерного процесса с при­менением кислорода. Эти процессы получили общее название кисло­родных конвертерных процессов.

В период с 1955 по 1975 гг. бессемеровский и томасовский про­цессы и их разновидности были вытеснены кислородно-конвертер­ными процессами с верхней и нижней подачей дутья.

3.2 Устройство кислородного конвертера с верхней продувкой

Рекомендуемые материалы

Кислородно-конвертерный процесс — это выплавка стали из жидкого чугуна с добавкой лома в конвертере с основной футе­ровкой и продувкой кислородом сверху через водоохлаждаемую фурму.

Кислородно-конвертерный процесс, обладает рядом преимуществ по сравнению с мартеновским и электростале­плавильным процессами:

1) более высокая производительность одного работающего ста­леплавильного агрегата (часовая производительность мартеновских и электродуговых печей не превышает 100 т/ч, а у большегрузных конвертеров достигает 400—500 т/ч);

2) более низкие капитальные затраты, т. е. затраты на сооруже­ние цеха, что объясняется простотой устройства конвертера и воз­можностью установки в цехе меньшего числа плавильных агрегатов;

3) меньше расходы по переделу, в число которых входит стои­мость электроэнергии, топлива, огнеупоров, сменного оборудова­ния, зарплаты и др;

4) процесс более удобен для автоматизации управления ходом плавки

Благодаря использованию для продувки чистого кислорода, кислородно-конвертерная сталь содержит азота не более, чем марте­новская и по качеству не уступает мартеновской. Тепла, которое выделяется при окислении составляющих чугуна с избытком хва­тает для нагрева стали до температуры выпуска и позволяет использовать до 24-28% лома в шихте.

Устройство кислородного конвертера

Кислородный конвертер представляет собой поворачивающийся на цапфах сосуд грушевидной формы, футерованный изнутри и снабженный леткой для выпуска стали и отверстием сверху для ввода в полость конвертера кислородной фурмы, отвода газов, заливки чугуна, загрузки лома и шлакообразующих и слива шлака (см. рисунок 4). Емкость существующих конвертеров составляет 10—450 т.

1 — опорный подшипник; 2 — цапфа; 3 — защитный кожух; 4 — опорное кольцо;

 5 —корпус ведомого колеса; 6 — навесной электродвигатель с редуктором;

 7 — ведомое зубчатое колесо; 8 — демпфер навесного электродвигателя;

 9 — демпфер корпуса ведо­мого колеса; 10 — опорная станина

Рисунок 4 – Устройство кислородного конвертера

Форма конвертера. В конфигурации кожуха и внутреннего рабочего объема конвертера можно выделить три части: суживающуюся верхнюю часть (горловину), цилиндрическую часть и днище, которое может быть либо сферическим, либо иметь суживающуюся часть, к которой примыкает днище.

Размеры, конвертера. Они влияют на многие показатели процесса и должны, прежде всего, обеспечивать продувку без выбросов ме­талла через горловину, поскольку выбросы уменьшают выход годной стали и требуют периодических остановок конвертера для уда­ления настылей металла с горловины и входной части котла-утили­затора. Размеры некоторых конвертеров приведены в таблице.

Размеры некоторых кислородных конвертеров

Основные параметры, определяющие возможность работы кон­вертера без выбросов — это удельный объем (объем рабочей полости, приходящийся на 1 т жидкой стали, м³/т) и отношение высоты рабочего объема к его диаметру, H/D.

Удельный объем должен нахо­диться в оптимальных пределах. Если он недостаточен, то при продувке возникают выбросы вспенивающихся металла и шлака. Вместе с тем, если удельный объем чрезмерно велик, то неоправданно возрас­тают габариты конвертера и высота конвертерного цеха, теплоотдающая поверхность кожуха и теплопотери, расход огнеупоров на кладку футеровки.

В последние годы для проектируемых конвертеров емкостью 100—400 т с учетом сложившегося режима продувки (150— 250 м³/мин кислорода на одно сопло фурмы) величину удельного объема принимают в пределах от 0,8—0,85 до 1,0 м³/т, причем эта величина должна понижаться при росте емкости конвертера.

Выбирая величину H/D учитывают, что при ее снижении стенки конвертера отдаляются от высокотемпературной подфурменной зоны, что способствует повышению их стойкости; возрастает также пло­щадь контакта металл-шлак, что облегчает удаление в шлак фосфора и серы. Вместе с тем при чрезмерном снижении H/D, т. е. уменьше­ние высоты конвертера, начинаются выбросы, поскольку вспенива­ющийся металл достигает низко расположенной горловины. При росте H/D вероятность появления выбросов снижается, но и увели­чение H/D сверх оптимальной величины не рекомендуется, поскольку это требует увеличения высоты здания цеха.

Для проектируемых в последние годы конвертеров емкостью 100—400 т величину H/D принимают в пределах 1,8—1,35, причем в этих пределах она обычно снижается пропорционально увеличе­нию емкости конвертера. Это связано с тем, что для предотвращения выбросов, расстояние от уровня ванны в спокойном состоянии до верха горловины для конвертеров емкостью 100—400 т должно составлять примерно 6—8 м.

Глубина ванны жидкого металла в спокойном состоянии изме­няется от 1,0 до 1,8—1,9 м, возрастая при увеличении емкости кон­вертера. Даже для конвертеров малой емкости (50 т) она не должна быть менее 1 м во избежание разрушения футеровки днища кисло­родными струями. Увеличение глубины ванны сверх 1,9 м также не рекомендуется, так как при этом из-за недостаточного проникнове­ния вглубь ванны кислородных струй и ухудшения перемешивания ванны затрудняется плавление стального лома.

Диаметр горловины Dг существующих конвертеров емкостью от 50 до 400 т находится в пределах (0,4—0,6)D и изменяется от 1,0 до 4,1 м, обычно увеличиваясь при увеличении емкости конвертера. При выборе величины Dг учитывают, что горловина больших раз­меров позволяет производить завалку стального лома в один прием, что сокращает длительность плавки. Вместе с тем, при увеличении Dг возрастают теплопотери и несколько повышается содержание азота в выплавляемой стали, поскольку через большую горловину в по­лость конвертера подсасывается больше воздуха, азот которого растворяется в металле. Поэтому горловина не должна быть больше, чем это необходимо для загрузки шихты.

Угол наклона стенок горловины к вертикали в существующих конвертерах составляет 20—35°. На основании отечественной практики признано нецелесообразным делать угол более 25°, так как при большем уклоне ухудшается стойкость футеровки горло­вины.

Кожух и днище. Кожух конвертера выполняют сварным из листовой стали толщиной от 20 до 110 мм и делают его либо цельно­сварным, либо с отъемным днищем, которое крепится болтами или клиновыми соединениями. Горловина в большей степени, чем другие элементы кожуха подвержена воздействию высоких температур и короблению и мо­жет быть повреждена при удалении за­стывших выплесков металла и в процессе слива шлака. Поэтому верх горловины защищают сварным или литым шлемом, который в случае повреждения легко заменить.

Днище конвертеров обычно делают сферическим. Эта форма облегчает циркуляцию металла при верхней подаче дутья и спо­собствует снижению износа футеровки. Широко применяются как неотъемные, так и отъемные днища. Отъемные днища могут быть приставными и вставными.

Цапфы и опорное кольцо. Конвертер цапфами опирается на роли­ковые опорные подшипники, закрепленные в опорных станинах. Подшипники обеспечивают возможность вращения конвертера во­круг оси цапф; при этом один подшипник фиксированный, а другой «плавающий», что дает возможность перемещения вдоль оси цапф на 15—30 мм.

Механизм поворота. Он обеспечивает вращение конвертера во­круг оси цапф на 360° со скоростью до 1 об/мин. Поворот кон­вертера необходим для выполне­ния технологических операций: заливки чугуна, завалки лома, слива стали и шлака и др.

Механизм поворота может быть односторонним (для малык конвертеров – до 100т) и двусторонним (для большегрузных конвертеров), позволяющим более равномерно распределить нагрузки при наклоне конвертера.

Механизмы поворота бывают стационарными и навесными. В последние годы применяют более совершенные навесные (за­крепленные на цапфе) многодвигательные механизмы поворота.

Навесной многодвигательный привод обладает следующими пре­имуществами: перекос цапф не влияет на его работоспособность; при выходе из строя одного двигателя привод остается работоспо­собным; в 2—3 раза уменьшается масса привода; существенно умень­шается площадь, необходимая для его установки.

Футеровка. Футеровка конвертера работает в тяжелых условиях, подвергаясь воздействию высоких температур; термических напря­жений, возникающих при колебаниях температуры футеровки; ударов кусков шихты при загрузке и знакопеременных нагрузок, возникающих при вращении конвертера. Она изнашивается также в результате химического взаимодействия со шлаком и размыва­ющего действия потоков металла и шлака.

Футеровку обычно делают двухслойной. Примыкающий к ко­жуху арматурный слой толщиной 110—250 мм умень­шает теплопотери и защищает кожух в случае прогара рабочего слоя. Арматурный слой выполняют из магнезитового или магнезито-хромитового кирпича. Внутренний или рабочий слой изнашивается во время ра­боты и его заменяют при ремонтах футеровки; его толщина в зави­симости от емкости конвертера составляет 500—750 мм.

Для кладки рабочего слоя используют огнеупоры на основе доломита (CaO-MgO) и магнезита на связке из каменноугольной смолы.

Стойкость футеровки в зависимости от качества огнеупоров и условий работы конвертера составляет 400—900 плавок (2—5 кг на 1 т стали).

С целью повышения стойкости футеровки конвертеров применяется горячее торкретирование футеровки. Суть торкретирования сводится к нанесению с помощью торкрет-машин огнеупорной массы на изношенные участки футе­ровки.

Длительность торкретирования обычно не пре­вышает 5 мин, его проводят после каждой или после нескольких плавок. Рекордная стойкость футеровки при торкретировании достигнута на одном из японских заводов — 10 110 плавок при расходе огне­упорного кирпича и торкрет-массы 0,19 и 1,38 кг/т стали соот­ветственно.

Кислородная фурма. Кислород подают в конвертер через вер­тикально расположенную водоохлаждаемую фурму, которую вводят в полость конвертера через горловину строго по его оси. Давление кислорода перед фурмой составляет 1,0—1,6 МПа. Высоту фурмы над ванной можно изменять по ходу плавки; обычно она увеличи­вается при росте емкости конвертера и находится в пределах 0,8— 3,3 м от уровня ванны в спокойном состоянии.

Фурма выполнена из трех концентрично расположенных сталь­ных труб и снабжена снизу медной головкой с соплами. Полости, образованные трубами, служат для подачи кислорода, подвода и отвода охлаждающей воды.

Медная головка фурмы имеет от 3 до 7 сопел типа сопла Лаваля, возрастая при увеличении расхода кислорода и емкости конвертера. Многосопловые фурмы благодаря рассредоточению кислородного потока на несколько струй обеспечивают «мягкую» продувку и минимальное количество выбросов. Кроме того, они дают возможность увеличить интенсивность подачи кислорода и сократить, благодаря этому, длительность плавки. Стойкость головок фурм составляет 50—250 плавок.

3.3 Шихтовые материалы и требования к ним

Основным шихтовым материалом кислородно-конвертерного про­цесса является жидкий чугун. Состав чугунов, перерабатываемых на разных заводах изменяется в широких пределах: 3,7—4,6 % С; 0,4—2,6 % Mn; 0,3—2,0 % Si; 0,02—0,08 % S; <0,3 % P.

Оптимальное содержание кремния в чугуне [Si]опт = 0,6—0,9 %. При излишне высоком содержании кремния возрастает расход извести для ошлакования образующейся SiO₂ и увеличивается ко­личество шлака в конвертере, что ведет к росту потерь железа со шлаком и способствует появлению выбросов; понижается также стойкость футеровки конвертера. Вместе с тем при очень низком (<0,3 %) содержании кремния замедляется шлакообразование в связи с мед­ленным растворением извести из-за слишком низкого содержания SiO₂, в первичных шлаках, а также снижается приход тепла.

Содержание марганца в чугунах, используемых на большинстве отечественных заводов, находится в пределах 0,2—1,1 %. Наличие в первичных шлаках закиси марганца ускоряет растворение извести, ускоряет шлакообразование, что улучшает дефорсфорацию и десульфурацию, а также уменьшает количество выбросов и повышает стойкость футеровки. Кроме того, наличие MnO снижает поверхностное натяжение шлака, который изолирует металл от воздействия атмосферы (азот). Поэтому для конвертерного передела желательно иметь содержание марганца в чугуне не менее 0,8%.

Содержание фосфора в чугуне не должно превышать 0,2—0,3 %, поскольку при большем его содержании необходимо осуществлять промежуточный слив шлака во время продувки и наведение нового, что снижает производительность конвертера.

Поскольку десульфурация металла при плавке в кислородном конвертере протекает недостаточно полно, чугун должен содержать менее 0,03—0,04 % серы.

Температура жидкого чугуна, перерабатываемого в кислородных конвертерах обычно составляет 1300—1450 °С. Применять чугун с более низкой температурой нежелательно, так как это ведет к хо­лодному началу продувки и замедлению шлакообразования.

Количество стального лома доходит до 25—27 % от массы шихты. К лому, как и при прочих сталеплавильных процессах, предъяв­ляется требование о недопустимости высокого содержания фосфора, серы, примесей цветных металлов и ржавчины. Кроме того, ограни­чивают максимальный размер кусков лома, поскольку слишком большие куски могут не успевать раствориться в металле за время продувки, а во время загрузки могут повредить футеровку конвер­тера. Для конвертеров емкостью 100—350 т размер кусков лома не должен быть более 0,3х0,3х1,0 м, а пакетов лома не более 0,7х1х2 м.

Основные шлакообразующие материалы — это известь и плавиковый шпат, иногда в качестве шлакообразующих или охладителей используют также железную руду, прокатную окалину, боксит, агломерат, рудно-известковые окатыши.

Известь должна быть свежеобожженной и содержать >90 % СаО, <3 % SiO₂ и <0,05—0,1 % S. Куски извести должны иметь размеры от 10 до 50 мм. При­менение более мелких кусков извести не допускается, так как они будут вынесены из конвертера отходящими газами.

Плавиковый шпат — эффективный разжижитель шлака. Он со­держит 75—92 % CaF₂, основной примесью является SiO₂. Желез­ная руда, агломерат и окатыши должны содержать не более 8 % SiO₂, размер кусков руды должен быть 20—50 мм.

Боксит содержит 37—50 % А₂О₃, 10—20 % SiO₂ и 12—25 % Fe₂O₃; обычно в нем также много влаги (10—20 %), что требует предварительной просушки во избежание внесения в сталь водорода.

3.4 Технология кислородно-конвертерной плавки

Наиболее простым и самым распространенным вариантом кон­вертерных процессов является проведение плавки в одношлако­вом (моношлаковом) режиме. В этом случае технологический цикл обычно состоит из нескольких операций, продолжительность которых приведена ниже, мин:

Продолжительность отдельных операций и цикла (плавки), как правило, не зависит от вместимости конвертера. Это объясняется тем, что по мере повышения вместимости конвертера повышается интенсивность дутья (3-7 м³/т-мин) и совершенствуется оборудование, позволяющее уменьшить продолжи­тельность таких операций, как завалка лома, заливка чугуна и т.д.

Перед началом каждой плавки осу­ществляют ее шихтовку (планирование), то есть определяют оптимальные для данных условий количества (расходы) чугуна, лома, шлакообразующих материалов и кислорода, обеспечивающие по окончании продувки получение металла с заданной массой, темпе­ратурой и концентрацией углерода, фосфора и серы.

Ход плавки. Плавку начинают с загрузки в конвертер лома. Завалка лома осуществляется в наклонном положе­нии конвертера при помощи совков, объем которых принимают такими, чтобы весь лом был подан в одном совке, т. е. загрузку осуществить в один прием. Равномерное распределение лома на днище достигается наклоном конвертера в противоположную от загрузки сторону. Затем из заливочного ковша через горловину наклоненного конвертера заливают жидкий чугун. Заливка чугуна в требуемом количестве, известного химического состава и температуры осуществляется в один прием при помощи чугуновозных ковшей соответствующей вместимости.

 После заливки чугуна конвертер поворачивают в вертикальное рабочее положение. В полость конвертера вводят фурму, включая подачу кислорода – период продувки. Затем загружают первую порцию шлакообразующих (известь с плавиковым шпатом и иногда с добавкой руды, окалины, окатышей, боксита). В первую порцию входит. 1/2—2/3 шлакообразующих, оставшееся количество вводят несколькими порциями в течение первой трети длительности про­дувки. Эти материалы вводят порциями 1% массы металла, чтобы не вызвать переохлаждения ванны и нарушения нормально­го хода плавки. Часть извести (20-40%) иногда вводят до заливки чугуна.

За счет вводимого кислорода окисляются избыточный углерод, а также кремний, марганец и небольшое количество железа, причем окисление кремния и марганца заканчивается в первые 3—4 мин продувки.

Из образующихся окислов (исключая СО) и загружаемой в кон­вертер извести и других сыпучих формируется шлак. Основность его по мере растворения извести увеличивается и к концу продувки составляет 2,5—3,7. В течение всей продувки в шлак из металла удаляются фосфор и сера.

Образующиеся при окислении углерода пузырьки СО вспени­вают металл и шлак и существенно усиливают циркуляцию шлака и металла, что ускоряет процессы окисления, дефосфорации, десульфурации, нагрева металла и др. Вместе с пузырьками окиси угле­рода из металла удаляются растворенные в нем вредные газы — водород и азот.

Выделяющееся при реакциях окисления тепло обеспечивает нагрев металла до требуемой перед выпуском температуры и расплавление стального лома. Плавление лома обычно заканчивается в течение первых 2/3 длительности продувки.

Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного СО₂) покидают конвертер через горловину, образуя высокотемпературный поток отходящих газов, в котором содержится много (до 250 г/м³) мелкодисперсных частиц Fе₂О₃. Наличие в отходящих газах большого количества оксидов железа связано с интенсивным испарением железа и его оксидов (дымовыделение). С отходящими газами выносятся также мелкие капели металла и шлака, мелкие частицы сыпучих мате­риалов, а также возможны выбросы (выливания через горлови­ну) металла и шлака.

Для очистки конвертерного газа от пыли 50-200 г/м³ каждый конвертер оборудуется сложной системой охлаждения и очистки отходящих газов с фильтрами "мокрого" или "сухого" ти­пов.

Продувка в зависимости от интенсивности подачи кислорода (3-7 м³/т мин) и удельного расхода кислорода на процесс 45-55 м³/т  продолжается от 10 до 25 мин и должна быть закончена на заданном для выплавляемой марки стали содержании углерода. К этому моменту металл должен быть нагрет до необходимой темпера­туры (1600—1650 °С), а содержание серы и фосфора в нем не должно превышать допустимых для данной марки стали пределов.

Окончив продувку из полости конвертера выводят кислородную фурму и осуществляют отбор пробы металла и шлака на химический анализ, а также измерение температуры металла. При отклонении от заданного состава или температуры металла осуществляют операции по исправлению плавки:

а) при избыточном содержании углерода проводится кратковре­менная додувка, обеспечивающая получение заданного содержания углерода.

б) при излишне высокой температуре проводят охлаждение металла, вводя в него охладители и делая выдержку после их ввода в течение 3—4 мин.

в) при недостаточной температуре металла проводят додувку при повышенном положении фурмы или же вводят в конвертер ферро­марганец или снликомарганец с последующей додувкой;

г) при недостаточном содержании углерода производят науглероживание металла присадками молотого кокса или графита на струю металла при его выпуске в ковш.

После любой корректировки, проведен­ной в конвертере, снова отбирают пробы металла и шлака, изме­ряют температуру.

После выполнения необходимых операций по исправлению плавки конвертер наклоняют, осуществляя выпуск стали в ковш через летку. Выпуск металла совмещается с его раскислением-легированием (присад­кой ферросплавов и алюминия в ковш), поэтому продолжитель­ность этой операции должна быть достаточной для полного расплавления и равномерного распределения в объеме металла вво­димых присадок. Она зависит от вместимости конвертера, но не должна быть < 5 мин. Конвертерный шлак отсекают, забрасывая специальные шары внутрь конвертера в конце выпуска или пода­вая инертный газ в сталевыпускное отверстие снаружи.

Слив шлака осуществляют в шлаковую чашу через горловину конвертера, повернув его в противоположную от выпуска металла сторону (рис. 65д).

Осмотр и подготовка конвертера к очередной плавке сводят­ся к осмотру и восстановлению футеровки, устранению обнаружен­ных повреждений. К обычным повреждениям относятся неизбеж­ный износ (более или менее равномерное разрушение) футеровки и образование настылей, в первую очередь на горловине. Неиз­бежный износ футеровки восстанавливают торкретированием.

Общая длительность плавки в конвертерах емкостью от 50 до 400 т составляет 30—55 мин.

3.5 Дутьевой режим плавки

Режим подачи кислорода в конвертерную ванну оказывает большое влияние на длительность продувки, ход шлако­образования, величину входа жидкой стали и ее качество, на стой­кость футеровки конвертера.

Дутьевой режим плавки можно считать оптимальным, если обеспечивается выполнение следующих основных требований: 1) высокая скорость удаления примесей металла (окисления углеро­да) при наиболее полном и примерно постоянном усвоении кисло­рода; 2) быстрое шлакообразование; 3) отсутствие выбросов ме­талла и шлака; 4) минимальное образование выносов и дыма; 5) минимальное содержание газов в конечном металле. Выполнение этих требований возможно лишь при поддержании в заданных пределах основных параметров дутьевого режима, к которым от­носятся интенсивность подачи дутья (продувки), давление и чисто­та кислорода, положение (высота) фурмы над уровнем спокойной ванны и удельный расход кислорода.

Удельный расход кислорода изменяется в пре­делах от 47 до 57 м³/т стали, возрастая при увеличении содержания окисляющихся примесей в чугуне и снижаясь при увеличении доли стального лома в шихте, поскольку лом содержит меньше окисля­ющихся элементов, чем чугун.

Давление  кислорода перед фурмой должно быть в определенных пределах. Выходные сопла Лаваля кислородной фурмы преобразуют энергию давления газа в кинетическую. Для достаточного заглубления кислородных струй в ванну и полного усвоения металлом кислорода необходима высокая кинетическая энергия струй, поэтому размеры сопел рассчитывают так, чтобы скорость струи на выходе из них составляла 450—500 м/с. Давление кислорода перед фурмой при этом должно быть 1,2—1,6 МПа.

Высота расположения фурмы имеет оптималь­ные пределы. При чрезмерно высоком расположении фурмы кислородные струи не будут внедряться в металл («поверхностный обдув») и будет низка степень усвоения кислорода; при чрезмерно низком положении («жесткая продувка») усиливается вынос капель металла отходящими газами и абразивный износ фурмы каплями металла, существенно замедляется шлакообразование и др. С учетом этого в конвертерах разной емкости фурму устанавливают на высоте, соответствующей расстоянию до уровня ван­ны в спокойном состоянии от 0,8 до 3,3 м. В этих пределах высота обычно возрастает при увеличении емкости конвертера и за­висит также от конкретных условий работы данного конвертера.

Изменение  высоты  положения фурмы во время продувки обычно используют для регулирования окисленности шлака и ускорения его формирования.

Интенсивность  продувки (в отличие от расхода кислорода в единицу времени, который возрастает при росте емко­сти конвертера и для большегрузных конвертеров достигает 2000 м³/мин), не зависит от емкости; она определяется главным обра­зом конструкцией кислородной фурмы (числом сопел в ней) На разных заводах величина интенсивности J находится в пре­делах 3—5,0 и иногда доходит до 7 м³/т-мин при применении 7-ми сопловых фурм.

Интенсивность продувки J определяет длительность продувки t. Связь между величинами t и J примерно можно вы­разить следующим уравнением: t = Q/J, где Q — удельный расход кислорода, равный как выше отмечалось 47—57 м³/т.

Чистота кислорода оказывает большое влияние на качество стали, поскольку от нее зависит содержание в стали азота. Так, например, при использовании кислорода со степенью чистоты 98,3—98,7 % сталь содержит 0,004—0,008 % N, а при степени чистоты кислорода 99,5—0,002—0,004 % N. Для предотвра­щения насыщения металла азотом необходимо применять кислород c чистотой не менее 99,5 %.

3.6 Поведение составляющих чугуна при продувке

Реакции окисления. В течение продувки за счет подаваемого в конвертер кислорода окисляется избыточный углерод, а также, кремний, большая часть марганца и некоторое количество железа.

Для продувки в конвертере характерно прямое окисление железа в зоне контакта кислородной струи с металлом (в «первичной реакционной зоне») и окисление прочих составляющих металла за счет вторичных реакций на границе с первичной реакцион­ной зоной и в остальном объеме ванны.

Соответственно окисление, например, углерода идет по следующим схемам:

Fe + 1/2О₂ = FeO;   Fe + 1/2О₂  = FeO;

FeO = [О] +Fe;        FeO = (FeO);

[C] + [О] == CO;    [C] + (FeO) = CO + Fe.

Если просуммировать уравнения реакций правого или левого столбцов, то в обеих случаях получим итоговую реакцию окисления углерода: [С] + 1/2О₂ = СО, которая, таким образом, отражает лишь начальное и конечное состояние процесса окисления.

Окисление  кремния и марганца, так же как и углерода начинается с момента подачи кислорода (рисунок 5), причем весь кремний и большая часть марганца выгорают в первые минуты продувки. Более быстрое их окисление по сравне­нию с углеродом объясняется разли­чием в химическом сродстве разных элементов к кислороду при различных температурах.

Рисунок 5 – Динамика состава металла и шлака в процессе продувки кислородом

На рисунке 6 приведена зависимость химического сродства ряда элементов к кислороду от температуры; при этом величина химического сродства тем больше, чем больше по абсолютной ве­личине отрицательное значение ΔG.

Из рисунка 6 следует, что при температурах ниже 1450—1500 °С кремний и марганец обладают более высоким сродством к кислороду, чем углерод; при более же высоких температурах сродство углерода к кислороду превышает сродство марганца и кремния. В соответствии с этим марганец и кремний окисляются в начале продувки, когда температура в конвертере сравнительно не­высока.

Окисление кремния заканчивается в первые 3—5 мин продувки и в дальнейшем по ходу плавки жидкий металл кремния не содер­жит. Реакция окисления кремния протекает до его полного израсходования и является необратимой, поскольку продукт окисления кислотный окисел SiO₂, связывается в основном шлаке в прочное соединение 2CaO-SiO₂.

Интенсивное окисление марганца наблюдается в начале продувки, когда при низких температурах его химическое сродство к кислороду велико; к 3—5 мин продувки окисляется около 70 % марганца, cодержащегося в чугуне. В дальнейшем поведение марганца опре­деляется равновесием экзотермической реакции

[Мn] + (FеО) = (МnО) + Fе + 122 950 Дж/моль.

В соответствии с этой реакцией отмечаются (см. рисунок 5) следую­щие особенности поведения марганца: при уменьшении содержа­ния FеО в шлаке во второй половине продувки содержание марганца в металле возрастает; в конце продувки, когда вследствие усиливающегося окисления железа содержание окислов железа в шлаке возрастает, наблюдается вторичное окисление марганца. Конечное содержание марганца в металле зависит прежде всего от его содержания в чугуне и воз­растает при увеличении температуры металла в конце продувки и снижении окисленности шлака. В обычных условиях выплавки рядовых марок сталей к концу плавки в металле остается 20-30% Mn от общего содержания его в шихте.

Окисление углерода в кислородном конвертере происходит преимущественно до СО. В начале продувки (см. рисунок 5), когда интенсивно окисляются кремний и марганец, а тем­пература ванны мала, скорость окисления углерода сравнительно невелика (0,10—0,15 %/мин). В дальнейшем, вследствие повышения сродства углерода к кислороду при росте температуры (см. рисунок 6) и уменьшения расхода кислорода на окисление марганца и кремния, скорость окисления углерода возрастает, достигая к середине про­дувки максимума (0,35—0,45 %/мин). В конце продувки она вновь снижается вследствие уменьшения содержания углерода в металле.

Дефосфорация — то есть удаление из металла в шлак фосфора, осуществляется по экзотермической реакции

2 [Р] + 5 (FeO) + 3 (CaO) = (ЗСаО.Р₂О₅) + 5Fe + 767 290 Дж/моль,

для успешного протекания которой необходимо повышенные основность и окисленность шлака и невысокая температура.

Дефосфорация начинается сразу после начала продувки (см. рисунок 6), что объясняется быстрым началом формирования основного железистого шлака в конвертере. Поскольку реакция удаления фосфора сопровождается выделением тепла, дефосфорация наиболее интенсивно протекает в первой половине продувки при сравнительно низкой температуре.

В итоге величина коэффициента распределения фосфора между шлаком и металлом (P₂O₅)/[P], характеризующего результат дефосфорации, изменяется от 40 до 80—100 и в этих пределах обычно тем выше, чем выше основность и окисленность шлака и чем ниже температура металла в конце продувки. Обычно при содержании фосфора в чугуне менее 0,15—0,20 % металл в конце продувки содержит 0,002—0,004 % фосфора.

Десульфурация  в кислородном конвертере происходит в течение всей продувки и, главным образом, путем удаления серы из металла в шлак. Вместе с тем, часть серы (менее 10%) удаляется в виде SO₂ в результате ее окисления кислородом дутья.

Как известно для успешного протекания реакции десульфурации

[FeS] + (СаО) = (CaS) + (FeO)

необходимы высокая основность шлака и низкое содержание в нем окислов железа. Конвертерный же шлак содержит значительное количество FeO (7—20 % и более), поэтому десульфурация получает ограниченное развитие. Степень десульфурации обычно составляет 30—40 %, а коэффициент распределения серы между шлаком и ме­таллом - (S)/[S] невелик (от 2 до 10).

3.7 Шлакообразование и требования к шлаку

Параметры шлакового режима — состав, вязкость, количество шлака и скорость его формирования оказывают сильное влияние на результаты плавки.

Требования к шлаку. Шлаковый режим должен обе­спечить достаточно полное удаление фосфора и серы из металла во время продувки. С этой целью основность шлака должна быть достаточно высокой (от 2,5 до 3,7), а вязкость невелика, так как в густых шлаках замедляются процессы диффузии компонентов, участвующих в реакциях дефосфорации и десульфурации.

Скорость формирования шлака. В связи с кратковременностью продувки чрезвычайно важно обеспечить как можно более раннее формирование шлака.

В кислородно-конвертерном процессе с верхней подачей дутья имеются благоприятные ус­ловия для шлакообразования (растворения извести): 1) высокая температура в шлаковой зоне ванны (до 2000°С), вызываемая взаимодействием струи кислорода с металлом; 2) интенсивное перемешива­ние ванны под действием струи кислорода и выделяющегося из ванны СО; 3) возможность изменения содержания оксидов же­леза в шлаке изменением положения кислородной фурмы отно­сительно поверхности ванны.

Формирование основного шлака сводится к растворению загру­жаемой в конвертер кусковой извести в жидкой шлаковой фазе—продуктах окисления составляющих чугуна (SiO₂, MnO, FeO). Известь тугоплавка (тем­пература плавления СаО составляет 2570 °С), поэтому для ее раство­рения необходимо взаимодействие СаО с окислами шлаковой фазы с образованием легкоплавких химических соедине­ний.

Для ускорения шлакообразования в конвертер в начале продувки обычно присаживают плавиковый шпат (CaF₂), а также обогащают шлак оксидами железа за счет продувки при повышенном положении фурмы, и иногда за счет присадок железной руды, агло­мерата, окатышей, боксита.

Шлаковый режим. После начала продувки в конвертер вводят первую порцию шлакообразующих — примерно 1/2—2/3 их общего количества. В эту порцию обычно входят известь и плавиковый шпат; иногда вместо плавикового шпата применяют боксит, агломерат, окатыши, железную руду. Оставшееся количество шлакообразующих вводят одной или несколькими порциями в течение 1/3 длительности продувки. Иногда для ускорения шлакообра­зования часть извести (20-40%) загружают в конвертер перед заливкой чугуна.

Общий расход извести составляет 5—8 % от массы плавки; его определяют расчетом так, чтобы обеспечивалась требуемая основность шлака. Расход плавикового шпата обычно составляет 0,15—0,3 % и иногда достигает 1 %.

Кроме плавикового шлака, разжижающего первичные шлаки, для ускорения формирования шлака продувку начинают при повышенном положении фурмы для насыщения шлака оксидами железа.

 По ходу продувки состав шлака изменяется: в результате растворения извести содержание СаО в шлаке возрастает, а содержание SiO₂, MnO и FeO снижается. Заметно уменьшается содержание FeO в период наиболее интенсивного окисления углерода (середина продувки), когда сильное развитие получает реакция окисления углерода за счет окислов железа шлака. В конце продувки, когда углерода в ме­талле мало, начинает окисляться железо и содержание FeO в шлаках возрастает.

3.8 Поведение железа и выход годного металла

В кислородно-конвертерном процессе, как в любом другом сталеплавильном процессе, в зависимости от периода плавки возможно как окисление, так и восстановление железа. Во время присадки твердых окислителей происходит восстановление железа в первую очередь углеродом металла по реакции Fe₂O₃ + 3[С] = 3{СО} + 2[Fe]. В период интенсивного формирования шлака в начале и конце плавки (при [С] < 0,1%) железо окисляется.

Если рассматривать плавку в целом, то в кислородно-конвертерных процессах наблюдается окисление железа, так как обычно присаживаемое количество оксидов железа в виде твердых окис­лителей (< 1 % от садки) меньше их количества, необходимого для формирования шлака (2-3%), поэтому неизбежные потери железа в результате его окисления и перехода в шлак обычно составляют 0,7-1,5%. Если плавка в целях возможно большей переработки лома ведется без твердых окислителей, то потери железа в результате его окисления повышаются до 1,5-2,0%. Кроме того, же­лезо испаряется и уносится газами в виде частичек Fе₂О₃ бурого цвета. Средний выход газа в кисло­родных конвертерах составляет - 70 м³/т, а среднее содержание в нем пыли (в основном оксиды железа) 100-150 г/м³, следователь­но, потеря железа в результате испарения в среднем составляет 1-1,5 от массы металла и уменьшаются при сокращении длительности продувки.

Часть железа теряется с корольками железа шлака. Содержание корольков железа в шлаке неиз­бежно и в конечном конвертерном шлаке колеблется в пределах 2-5%. Нижний предел относится к случаям выплавки низкоуглеро­дистой стали (< 0,1% [С] жидкий высокозакисный шлак), верхний - высокоуглеродистой (>0,5% [С] низкоокисленный шлак). Количество шлака 11-16%, поэтому потери с король­ками составляют > 0,5%.

Вынос мелких капель металла отходящими газами наблюдается в начале продувки, когда поверхность металла не защищена шлаком и усиливается при приближении фурмы к поверхности ванны. В связи с этим следует обеспечивать раннее образование шлака. Общие потери металла с выбросами и выносом составляют в среднем около 1 %.

В целом общие потери железа при плавке стали в конвертерах с верхней подачей дутья обычно 3-4%, но могут достигать >5%, если продувка и шлакообразование протекают не в оптимальном режиме.

Кроме железа в процессе продувки окисляется весь кремний, большая часть углерода и марганца чугуна. Выход жидкой стали (выход годного) при кислородно-конвертерном процессе с учетом всех потерь составляет 88—90 % от массы металлической шихты.

3.9 Материальный и тепловой баланс кислородно-конвертерной плавки

Материальный баланс. В оптимальном случае, когда выход металла максимален (90%), а расход чугуна минимален (74%), расход чугуна на 1 т жидкой стали составляет (74:90) х 1000 = 822 кг. Учитывая, что жидкий чугун поступает с некоторым количеством доменного (миксерного) шлака, лом обычно содержит мусор и при разливке неизбежна некоторая потеря металла, для рассматрива­емого случая минимальный фактический расход чугуна составляет ~ 830 кг/т и расход металлошихты (чугуна и лома) 1140-1150 кг/т литой стали. При плавке стали в мартеновских печах расход на 1 т литой стали металлошихты <1135 кг, а расход чугуна может быть снижен до < 500 кг. Таким образом, кислородно-конвертерный процесс отличается от мартеновского не только высоким потребле­нием чугуна, но и металлошихты в целом, т. е. большей емкостью главных видов материальных ресурсов.

Тепловой баланс. Сталь, выпускаемая из конвертера, должна быть нагрета до температуры 1600—1650 °С, в то время как заливаемый в кислород­ный конвертер чугун обычно имеет температуру 1250—1400 °С. Источником тепла для нагрева стали со шлаком, а также для воспол­нения потерь тепла с отходящими газами и через кожух конвертера является тепло, выделяющееся при окислении примесей чугуна.

Расчеты теплового баланса и практика показывают, что общее количество тепла, выделяющегося при окислении примесей чугуна при любом его составе, значительно превышает потребность в тепле для нагрева стали и шлака до температуры выпуска и для компен­сации теплопотерь. В связи с этим при кислородно-конвертерной плавке обязательно применение охлаждающих добавок. Их коли­чество определяется температурой чугуна, содержанием в нем крем­ния и других примесей, а также темпом работы конвертера, поскольку при удлинении пауз между продувками возрастают потери тепла в результате охлаждения конвертера.

В качестве охладителей можно использовать железную руду, стальной лом, агломерат, железо­рудные окатыши, известняк, доломит, известково-рудные брикеты.

Обычно в качестве охладителя применяют стальной лом. Избыточное тепло процесса расходуется при этом на его нагрев и расплавление (1420 кДж на 1 кг лома); расход лома доходит до 25—28 % от массы металлической шихты. Увеличение расхода лома снижает себестоимость стали, а также вызы­вает повышение выхода годного, так как лом содержит меньше, чем чугун примесей, окисляющихся при продувке. Достоинством лома считается также то, что он вносит мало вредных примесей, то есть не требует повышения расхода шлакообразующих.

Недостатком лома является то, что его завалку производят в на­чале плавки, в то время как выделение тепла происходит в течение всей продувки. В связи с этим начало продувки получается «холод­ным». Недостатком считают и то, что его охлаждающее воздействие не затрагивает непосредственно зоны максимальных температур в конвертере — подфурменной реакционной зоны, поскольку лом находится под слоем жидкого чугуна. Затраты времени на загрузку лома и возможность повреждения кусками лома футеровки конвертера также является недостатком этого охладителя.

Железная руда как охладитель применяется сравнительно редко. При использовании руды избыточное тепло расходуется на ее нагрев и восстановление железа из окислов; восстановленное железо несколько повышает выход годной стали. Охлаждающее воздействие руды в 3,0—3,8 раза выше охлаждающего воздействия равного коли­чества лома; расход руды доходит до 8 %.

По сравнению с ломом руда как охладитель имеет ряд преиму­ществ: она обеспечивает охлаждение высокотемпературной подфурменной зоны; для загрузки руды не требуется останавливать продувку; содержащиеся в руде окислы железа ускоряют раство­рение в шлаке извести, т. е. ускоряют шлакообразование; наличие кислорода в руде снижает (на 10—15 %) расход газообразного кислорода.

Недостатки руды. Она вносит в шлак много SiO₂, в связи с чем возрастает расход извести и количество шлака, что обычно вызывает уменьшение выхода годного. Кроме того, при большом расходе руды на плавку (> 5— 6 %) и ее введении одной порцией возрастает количество выбросов и снижается выход годного металла.

Применение в качестве охладителей агломерата, окатышей и бри­кетов оказывает такое же охлаждающее действие как и железная руда.

Основной причиной использо­вания лома, а не руды в качестве охладителя является то, что лом заменяет значительное количество дорогостоящего чугуна.

При использовании в качестве охладителей известняка и доло­мита тепло расходуется на разложение содержания в них CaCO₃ и MgCO₃. Охлаждающая способность доломита и известняка близки к охлаждающей способности руды. Редкое использование этих охладителей связано с тем, что они не увеличивают выход годного металла.

3.10 Переработка лома в конвертерах

Основным недостатком конвертерных процессов является низкий расход лома в шихте, обычно составляющий не более 25-28% при средней доле лома в сталеплавильной шихте примерно ~ 45-50%.

Известны различные методы повышения доли лома в шихте кон­вертерных процессов, которые можно объединить в две основные группы: 1) методы, позволяющие лучше использовать тепло самого процесса (дожигание СО до СО, в полости конвертера, исключение применения твердых окислителей, уменьшение потерь тепла во вре­мя перевозок жидкого чугуна, остановок конвертера и т. д.); 2) методы дополнительного подвода тепла, прежде всего нагрева лома в поло­сти конвертера или в специальных устройствах.

Дожигание СО в полости конвертера. Для проведения дожигания в верхнюю часть полости конвертера над ванной подают кислород (через двухъярусную фурму), обеспечивающий протекание реакции: СО + 1/2O₂ = CO₂; + 282 980 Дж/моль, тепло от которой передается ванне, что и позволяет увели­чить расход охладителя — стального лома. Однако попытки использовать этот источник тепла показали, что реальное увеличение доли лома не превышает 10-15%, а стой­кость футеровки конвертера резко снижается.

Подогрев лома в конвертере сжиганием твердого топлива (кок­са, антрацита). Кусковой каменный уголь (антрацит) или кокс загружают в конвертер на стальной лом или после заливки чугуна и начала продувки.

При расходе угля около 1 % от массы шихты уменьшается расход чугуна на 2,5—3,5 % (от массы шихты), но в то же время возрастает длительность плавки, что снижает производительность конвертера примерно на 6 %. Недостатки – увеличение продолжительности плавки и наличие серы в топливе.

Вдувание пылевидного угля. Молотый каменный уголь или кокс вдувают в ванну в струе кислорода, подаваемого через фурму сверху или через донные фурмы. Тепло, выделяющееся при окислении вводимого углерода позволяет увеличить расход лома. Способ часто применяют в сочетании с подачей кислорода в верхнюю полость конвертера для дожигания СО до CO₂ при такой комбинированной технологии доля стального лома в шихте может быть увеличена до 50 % и более. Недостаток – усложнение конструкции

Подогрев лома в конвертере сжиганием газообразного или жидкого топлива. Загруженный в конвертер стальной лом подогре­вают с помощью топливно-кислородной горелки, после чего заливают жидкий чугун и проводят плавку по обычной технологии. При этом достигают увеличения количества стального лома в шихте на 4—9 % (от массы шихты); длительность подогрева на разных заводах состав­ляет 8—18 мин, расход природного газа 5—13 и кислорода на нагрев 15—20 м³/т стали.

Для повышения доли лома в шихте иногда применяют ферросилиций, карбиды кремния (SiC) и кальция (СаС₂). Эти матери­алы, загружаемые с ломом, во время продувки окисляются со значи­тельным тепловым эффектом. Однако они дороги и дефицитны, поэтому их систематическое применение бесперспективно.

Предварительный подогрев лома вне конвертера в простых устройствах (совках и ковшах) малоэффективен, поскольку в них удается нагреть лом только до 500-600°С, а сооружение специаль­ных устройств, более совершенных в теплотехническом отношении, увеличивает капитальные и текущие затраты.

3.11 Конвертерные процессы с донной продувкой кислородом

Первые попытки замены воздушного дутья в бессемеровском и томасовском процессах не дали положительных результатов из-за отсутствия технологии продувки, обеспечивающей высокую стойкость днища конвертеров. Однако разработка способов донной продувки металла кислородом продолжалась, поскольку широкое промышленное применение процесса с верхней подачей дутья выявило его серьезные недостатки, к которым прежде всего относятся:

1 Высокие потери железа с отходящими газами, шлаком, выбросами и выносами.

2 Неполное и непостоянное от плавки к плавке усвоение вдува­емого кислорода ванной.

3 Большая дополнительная высота, требующаяся для размеще­ния кислородных фурм.

Для исключения указанных недостатков разрабатывались воз­можности применения донного кислородного дутья. Задача состояла в том, чтобы предотвратить активное взаимодействие струй кислоро­да с металлом непосредственно у выхода из фурм, т.е. отодвинуть вглубь металла реакционную зону, имеющую очень высокую темпе­ратуру (>2000°С) и значительное содержание оксидов железа, а по­этому вызывающую интенсивное разрушение (эрозию) днища.

Проводившиеся впоследствии в ряде стран исследования привели к разработке пригодного для промышленного использования метода введения кислорода снизу в виде струй, окруженных коль­цевой защитной оболочкой из углеводородов. Кольцевая оболочка предотвращает контакт кислорода с чугуном у фурм и обеспечивает охлаждение околофурменной зоны.

Охлаждение околофурменной зоны происходит потому, что на выходе из фурмы протекает ряд эндотермических процессов: разложение углеводородов (CН₄=С+2Н₂-Q); растворение углерода в металле с поглощением тепла (С=[С]-Q); неполное сгорание углеводородов (CH₄+1/2O₂= CO+2{H₂}- Q.

Отвод реакционной зоны вглубь металла происходит потому, что газ, будучи восста­новителем, предотвращает окисление железа вдуваемым кислоро­дом непосредственно у фурм.

При таких условиях в нижней части реакционной зоны не развивается очень высокая температура и не образуются оксиды железа, поэтому не наблюдается интенсивного износа фурм и днища уже при расходе топлива ~ 5 % от расхода кислорода (максимальный расход ~ 10 %).

В качестве источника углеводородов для создания защитной оболочки вокруг кислородной струи в конвертер подают тонкий слой природного газа (его основу составляет ме­тан СН₄), пропана (C₃H₈) и иногда жидкого топлива (сложные углеводороды типа СmНn). Расход природного газа составляет 6—8, пропана около 3,5 % от расхода кислорода.

Устройство конвертера

Конвертеры для донной кислородной продувки имеют отъемное днище, а в остальном схожи с конвертерами, применяемыми при верхней продувке кислородом. В днище в зависимости от емкости конвертера устанавливают от 7 до 22 фурм. Каждая фурма состоит из двух концентрически расположенных труб; по средней трубе из нержавеющей стали или меди с внутренним диаметром 24—50 мм подают кислород, внешняя труба из нержавеющей стали образует кольцевой зазор толщиной 0,5—2 мм вокруг наружной. Через зазор подается защитная среда — газообразные или жидкие углеводороды.

Технология плавки – отличительные особенности

Шлакообразование при донной подаче дутья и использовании кус­ковой извести ухудшается вслед­ствие снижения температуры шлака и содержания в нем оксидов желе­за. Снижение температуры шлака вызвано перенесением высокотем­пературной реакционной зоны из верхних горизонтов ванны в объем металла. В этих условиях температура шлака близка к температуре металла, которая в первой половине плавки < 1500°С.

Уменьшение содержания оксидов железа связано с интенсифи­кацией перемешивания металла и шлака и более восстановитель­ным характером газовой фазы (содержание СО₂ в газовой фазе при верхнем дутье - 10 %, а при донной не более 3-4%). В этих концентрация оксидов железа обычно не превышает 5-6% (при верхней продувке 15-20%).

Поэтому нормальная выплавка углеродистой стали в конвертерах с донной подачей кислорода воз­можна только при использовании порошкообразной извести, вду­вая ее также снизу в струе кислорода. В этом случае создаются благоприятные условия для шлакообразования, особенно в началь­ной стадии этого процесса.

Поведение примесей

За время продувки окисляется избыточный углерод, кремний, часть марганца; формируется шлак, в который удаляются фосфор и сера; расплавляется стальной лом; за счет тепла реакций окисле­ния нагревается металл. Вначале, как и при продувке сверху, пре­имущественно окисляются кремний и марганец. Вместе с тем для процесса характерен ряд отличий, связанных прежде всего с тем, что при подаче дутья через несколько фурм снизу обеспе­чивается резкое усиление интенсивности перемешивания ванны.

В этих условиях существенно увеличивается поверхность контакта металл—газ и металл-шлак, что ведет к снижению окисленности шлака. Поэтому содержание FeO в шлаке по ходу продувки не превышает 5—6 %.

Из-за низкого содержания FeO в шлаке реакция окисления мар­ганца [Мn] + (FeO) = (MnO) + Fe получает ограниченное разви­тие и количество окисляющегося за время продувки марганца (30-40 %) меньше, чем при верхней продувке (70-80%).

Окисление фосфора. При донной подаче дутья с применением порошкообразной изве­сти дефосфорация протекает несколько полнее, чем при верхней подаче дутья.

Удаление серы. При донной подаче дутья с порошкообраз­ной известью возрастает коэффициент распределения серы меж­ду шлаком и металлом (при В= 3-3,5 Lg= 6-8, может достигать 10), и доля серы, переходящей в газовую фазу (15-20%), поэтому общая степень десульфурации (переход в шлак и газовую фазу) уве­личивается и обычно составляет 50-60% (при верхней подаче дутья 30-50%).

Особенностью процесса является то, что водород, обра­зующийся в результате термического разложения вдуваемых угле­водородов, растворяется в металле и в конце продувки содержание водорода достигает 6—9 см³ на 100 г металла, что недопустимо для сталей многих марок. Для удаления избыточного водорода перед выпуском проводят кратковременную (в течение 10—60 с) продувку металла аргоном; содержание водорода при этом сни­жается до 2—4 см³ на 100 г.металла.

Длительность продувки в зависимости от интенсивности подачи кислорода изменяется от 8 до 14 мин, удельный расход кислорода 45-55 м³/т, природного газа 4—5 м³/т, пропана 1,5 м³/т, жидкого топлива 2—3 л/т. Расход азота на продувку металла и на подачу в межплавочные периоды через фурмы с целью их охлаждения дости­гает 15—20 м³/т.

Тепловой баланс плавки при донной подаче дутья, несмотря на введение некоторого количества топлива, ухудшается. Это связа­но в основном с тем, что сжигание топлива происходит неполно, выделяющееся тепло обычно не компенсирует затраты тепла на разложение углеводородов; кроме того, уменьшается окисление железа. Вследствие этого доля лома в шихте при донной подаче дутья снижается на 2-5% по сравнению с верхней подачей.

3.12 Сравнение процессов с верхней и донной продувкой кислородом

Конвертерный процесс с донной подачей кислорода по сравнению с верхней подачей дутья, обладая значи­тельно лучшими условиями взаимодействия дутья с ванной, имеет следующие основные преимущества:

1) в 3—5 раз уменьшаются потери железа с отходящими газами, поскольку наиболее крупные частицы бурого дыма (Fе₂О₃) поглощаются при прохождении через слой металла и шлака

2) почти отсутствуют потери с выбросами из-за более спокойного хода продувки;

3) в 1,5—2 раза уменьшаются потери железа со шлаком вследствие меньшего содер­жания в шлаке окислов железа;

4) увеличивается выход жид­кой стали на 1,5-2% из-за  п.1-3;

5) повышается и стабилизируется степень усвоения кис­лорода ванной, что облегчает управление процессом;

6) появляется возможность повышения интенсивности продувки, следовательно, производительности конвертера на 5-10%;

7) уменьшение расхода кислорода, объясняемое лучшим (на 5—10 %) его использованием в связи с тем, что окисляется меньше железа и меньшее количество углерода окисляется до СО₂ (в отходящих газах содержится <5 % СО₂, тогда как при продувке сверху до 10—15 %);

8) уменьшение количества окисляющегося при продувке марганца, что ведет к экономии ферромарганца;

9) более высокая степень дефосфорации и десульфурации;

10) уменьшается поглощение азота дутья вследствие понижения тем­пературы в зоне взаимодействия кислорода и металла;

11) создаются благоприятные условия для организации вдувания в ванну различных инертных газов (аргона, азота) и порошкообразных материалов (из­вести, графита, угля и др.).

12) уменьше­ние высоты конвертерной установки из-за отсутствия вертикально-перемещаемых фурм, что упрощает сооружение конвертерного цеха;.

Вместе с тем, для процесса с донной продувкой кислородом харак­терны следующие недостатки:

- необходимо применение порошкообразной извести, что требует специального оборудования для ее помола и вдувания;

- необходима продувка металла инертным газом для удаления водорода, а также подача через фурмы инертного газа или воздуха в межплавочные периоды для охлаждения фурм;

- усложняется конструкция и эксплуатация днища с системой подвода кислорода, защитной среды, инертного газа и измельченной извести;

- возникают простои конвертера при замене днищ, которая длится 8—20 ч;

- на 2—5 % уменьшается количество перерабатываемого лома, что связано с затратой тепла на разложение углеводородов и умень­шением прихода тепла от окисления железа (в шлак) и в результате уменьшения доли углерода, окисляющегося до CO₂;

- необходимы специальные устройства для улавливания дыма и вы­носимых из конвертера капель металла при его наклоне.

Конвертерный процесс с донным топливно-кислородным дутьем хотя и имеет ряд преимуществ по сравнению с процессом с верхней подачей дутья, однако его применение целесообразно лишь в спе­цифических условиях: при переделе высокофосфористых и ванадийсодержащих чугунов, а также при выплавке особонизкоуглеродистой стали (< 0,05% С) из любого чугуна. При переделе обычных чугунов на сталь с нормальным содержанием углерода предпочти­тельна верхняя подача дутья, поскольку можно работать на куско­вой извести и обеспечить стойкость футеровки конвертера на порядок выше.

3.13 Конвертерные процессы с комбинированной продувкой

Желание совместить преимущества конвертерных процессов с верхней и донной продувкой послужило основанием для разработки в последние годы технологии конвертерного процесса с комбинированной продувкой сверху и снизу.

Конвертерный процесс с комбинированной (верхней и дон­ной) подачей кислорода обладает наибольшими технологически­ми возможностями, но по конструкции агрегата и системы его обеспечения является самым сложным. Для максимального ис­пользования преимуществ верхнего и донного дутья необходи­мо обеспечить подачу в конвертер: сверху - кислорода, куско­вой извести и других флюсов; через дно - кислорода, защитного топлива, нейтрального газа, воздуха (для защиты фурм от затекания и забивания в межпродувочные периоды) и порошкообраз­ной извести.

Получает распространение ряд разновидностей комбинированной продувки, которые помимо подачи кислорода через фурму сверху могут включать:

- вдувание инертных газов через пористые огнеупорные элементы в днище

Информация в лекции "1.2 Подходы к определению понятия культура" поможет Вам.

- вдувание через донные фурмы смеси кислорода и инертного газа в кольцевой оболочке из углеводородных или нейтральных газов;

- вдувание через донные фурмы воздуха в кольцевой оболочке из инертных газов;

- подача части кислорода через донные фурмы в кольцевой обо­лочке из углеводородных или нейтральных газов

- перечисленные выше способы с дополнительным вдуванием извести через днище.

Наибольшее распространение получил конвертерный процесс с верхней подачей кислорода и донной подачей нейтрального газа через фурмы. Такая технология значительно проще, чем с комбинированной подачей кислорода, но позволяет сохранить основ­ное преимущество донной продувки - хорошее перемешивание ван­ны и связанные с ним технологические преимущества. Донные фур­мы изготавливают из коррозионностойкой стали в виде одной трубы или двух (труба в трубе с заглушенной внутренней трубой). Их диа­метр и число зависит от принятой интенсивности продувки. Удельная интенсивность подачи нейтрального газа может изменяться в широ­ких пределах: от 0,01-0,10 м³/т-мин до 3-4 м³/т-мин). Для увеличения расхода лома верхнюю фурму выполняют двухъярус­ной, что обеспечивает дожигание СО в полости конвертера. В качестве нейтрального газа обычно используют азот, посколь­ку инертный газ (аргон) дорог. Продувка металла азотом в течение всей плавки приводит к повышению содержания его в металле, кото­рое зависит от интенсивности донной продувки. При минимальной ин­тенсивности продувки поглощение азота незначительно и возможно достижение содержания его в готовой стали не более 0,003-0,004%. При необходимости снижения содержания азота в готовом металле в конце плавки ванну продувают аргоном. В межпродувочные пери­оды донные фурмы обычно переводят на воздушное дутье, посколь­ку оно дешевле азота.

Донная подача нейтрального газа может осуществляться также через пористые огнеупорные блоки. На­правленные каналы в огнеупорных блоках имеют небольшой диаметр (<2 мм), металл и шлак в них не затекают, поэтому продувку нейт­ральным газом можно вести не в течение всей плавки, а тогда, когда это необходимо. Обычно продувку нейтральным газом начинают за несколько минут до окончания кислородной продувки и заканчивают через несколько минут после окончания продувки кислородом. При удельной интенсивности продувки до 0,2-0,3 м³/т-мин) обеспечивает­ся снижение окисленности шлака и металла, при необходимости глубокое обезуглероживание, а также дополнительная дефосфорация и десульфурация металла.