Вакуумирование стали в ковше, помещаемом в вакуумную камеру

(камерное). Установка для вакуумирования стали в ковше (рис. 7.3) состоит из цельносварной футерованной вакуумной камеры 2, в которую устанавливается ковш 1 с металлом на стенде 3 таким образом, чтобы его можно было извлечь даже в том случае, если весь металл из ковша окажется в вакуумной камере. Футерованная крышка 5 с вакуумным уплотнением закрывает камеру с помощью гидропривода. Раздельное введение ферросплавов производится с бункеров 4, оборудованных гидроприводами и вакуумными шлюзами. Для глубинного ввода в металл алюминия, РЗМ и ЩЗМ имеется специальное устройство 10.

Рис. 7.3. – Установка для вакуумирования стали в ковше (камерное вакуумирование).

 

Крышка оборудована гляделкой, шлюзами для отбора проб и защищена брызгоулавливающим теплозащитным экраном. Вакуумная камера сообщена с пароэжекторным вакуумным насосом трубопроводом 6 с вакуумной задвижкой 7. Продувка аргоном производится через пористую (щелевидную) вставку 9 в днище ковша.

На такой установке дегазируют нераскисленный металл в ковше с хорошо разогретой футеровкой, оборудованном шиберным затвором и имеющим запас высоты для предотвращения перелива металла через борт. Подогретые ферросплавы вводят в металл после углеродного раскисления, усредняя состав стали продувкой аргоном. Степень усвоения легирующих элементов достигается, %: Mn - 95, Si - 90, Cr - 98, Ti - 85, Al - 70. При этом снижается угар и теплота экзотермических реакций, из-за чего даже при раскислении 45% ферросилицием температура металла, понижается на 13˚С, тогда как при раскислении невакуумированного металла в этом случае температура его повысилась бы на 9˚С.

Достоинством камерного вакуумирования являются простота оборудования и технологии, относительно небольшие потери тепла при обработке. Высокая степень усвоения раскислителей и легирующих, степень дегазации до 75% по водороду, до 40% по азоту, уменьшение среднего размера неметаллических включений в 3 раза. В одной вакуумной камере можно вакуумировать сталь в ковшах разной вместительности, подогрев камеры не требуется, что не регламентирует график ее использования.

К недостаткам способа относятся:

- требуется предотвращение взаимодействия атмосферы с металлом во время разливки;

- необходимо предотвращать или ограничивать попадание печного шлака в ковш при выпуске плавки;

- недостаточно эффективна вакуумная обработка глубоко раскисленной стали;

- при вакуумировании стали в ковшах до 50 т необходимо дополнительно перегревать металл более, чем на 100˚С.

2. Вакуумирование стали в струе при переливе из ковша в ковш. Струйное вакуумирование обеспечивает многократное увеличение поверхности металл-газ при отсутствии гидростатического давления. Еще в канале разливочного стакана при числе Re = 10⁵ энергия турбулентных пульсаций достаточна для образования кавитационных полостей, преобразующихся в центры газообразования с последующим формированием пузырьковопленочной структуры с растягиванием пленок и непрерывным обновлением реакционной поверхности. Результаты вакуумирования струи определяют время существования и скорость развития пузырьковопленочной структуры, зависящие от глубины вакуума и газосодержания стали. При переливе нераскисленной стали, дегазация существенно повышается. Доля струи в процессе дегазации нераскисленного металла превышает 50%, но она мала при вакуумировании раскисленной стали, которая преимущественно дегазируется уже в накапливающемся объеме металла при наличии уже готовых зародышей пузырей.

Установки для вакуумирования стали при переливании из ковша в ковш (рис. 7.4) могут иметь отдельную вакуум-камеру, в которую помещается сталеразливочный ковш, или состоять из сталеразливочного ковша, оборудованного вакуумным фланцем и крышкой. При этом днище верхнего ковша выполняется так, чтобы можно было установить вакуумное уплотнение с крышкой камеры.

Впускная труба 9 ограничивает расширение струи, предотвращая потери металла. Остальные устройства выполняют такие же функции, как и при камерном вакуумировании. Для стимулирования зарождения газовых пузырьков в верхний ковш устанавливают стакан с острой кромкой и конической формой отверстия. В нижнем ковше вакуум создают до начала перелива металла.

Оптимальная степень дегазации при средних по вместимости ковшах и допустимых потерях температуры обеспечивается, если скорость перелива составляет 25-30 т/мин, а продолжительность не превышает 15 мин. Эффективнсть вакуумирования раскисленного металла повышают введением инертного газа в струю через стопор. При появлении шлака перелив металла и вакуумирование прекращается, в камеру напускается сначала инертный газ, чтобы избежать хлопкообразного горения паров ЩЗМ, а затем воздух. Крышку открывают при достижении атмосферного давления в камере, и зеркало металла утепляют теплоизолирующей смесью.

Рис. 7.4. – Вакуумная обработка стали при переливе из ковша в ковш с использованием вакуумкамеры (а) и без нее (б):

1 - первый сталеразливочный ковш; 2 – защитный экран; 3 – крышка вакуумной камеры (ковша); 4 – к вакуумным насосам; 5 – второй сталеразливочный ковш; 6 – подача легирующих элементов и раскислителей; 7 –вакуумная камера; 8 – гляделка; 9 – направляющая огнеупорная труба; 10 - шиберный затвор; 11 – подача инертного газа.

 

Основными преимуществами этого метода является возможность глубокого раскисления металла углеродом с высокой степенью дегазации при невысоком остаточном вакууме (650 Па). Вакуумированную сталь можно разливать в слитки любой массы.

Существенными недостатками способа являются: большие потери тепла и необходимость задалживания двух ковшей на каждую плавку. Для снижения потерь тепла при струйном вакуумировании разработан способ вакуумной обработки на выпуске плавок из наклоняющихся сталеплавильных агрегатов, (рис. 7.5).

Рис. 7.5. – Способ дегазации стали во время выпуска:

1 – сталеплавильный агрегат; 2 – защитный экран; 3 – вакуумная крышка; 4 – сталеразливочный ковш; 5 – шиберный затвор; 6 – промежуточный ковш; 7 – газоотсос; 8 – подача инертного газа.

 

Наклоном агрегата регулируется расход метала в пределах 10-15 т/мин для 100 т плавок. К преимуществам этого способа относят уменьшение потерь тепла, сокращение продолжительности операций, один из ковшей заменяется промежуточным ковшом, отпадают дополнительные операции по перемещению ковшей и несколько снижаются капитальные затраты, а степень дегазации повышается так как более горячий металл полнее диспергируется.

3. Вакуумирование стали при отливке крупных слитков.

Струйное вакуумирование применяется также при отливке единичных слитков, когда в вакуумную камеру на поддоне устанавливают изложницу с утеплительной надставкой, (рис. 7.6).

Удельный объем вакуум-камеры составляет 1,0-1,4 м³/т, уменьшаясь с увеличением массы слитка. Когда очень крупные слитки отливают из нескольких плавок, то первый ковш остается на крышке камеры, заменяя промежуточный ковш.

 

Рис. 7.6. – Вакуумная обработка при отливке крупных слитков.

 

При подготовке прибыльной надставки предъявляются повышенные требования к ее футеровке, которая перегревается в результате разбрызгивания и кипения стали. Для выделения из футеровки водяного пара перед разливкой производится выдержка в вакууме.

В изложницу поступает уже раскисленный металл, поэтому для лучшей дегазации в струю через стопор вдувают аргон, а скорость разливки снижается до 3-7 т/мин. Прибыльную надставку заполняют с перекрытиями стакана, иногда при атмосферном давлении, чтобы уменьшить эрозию футеровки и засорение металла экзогенными неметаллическими включениями. После отливки слитка камеру отключают от насосной станции, заполняют инертным газом и открывают крышку. Слиток утепляют люнкеритом и охлаждают в камере до тех пор, пока станет возможным его извлечение. Например, для 125 т слитка требуется 40 часов выдержки.

Преимуществом этого способа является, отсутствие контакта жидкой стали с окружающей средой и не требуется перегрева стали. Однако производительность вакуум-камеры очень низкая и нет возможности разливать нераскисленную сталь и десульфурировать металл.

4. Поточное вакуумирование. Промышленная установка поточного вакуумирования стали в струе, одновременно с непрерывной разливкой успешно эксплуатируется в конвертерном цехе №2 НЛМК, (рис. 7.7).

Рис. 7.7. – Схема установки поточного вакуумирования:

1 – сталеразливочный ковш; 2 – вакуум-камера; 3 – металлопровод; 4 – промежуточный ковш; 5 – гидроцилиндры; 6 – кристаллизатор.

 

К днищу 325 т ковша 1 герметично примыкает небольшая проточная вакуум- камера 2, удерживаемая над промежуточным ковшом 4 гидроцилиндрами 5. Учитывая подпор металла за счет разности давлений на зеркало металла в ковше и на выходе струи, разливку производят через стакан с диаметром канала 60 мм вместо 80 мм. Скорость перелива металла составляет 3,8-4,6 т/мин.

В проточной камере струя металла приобретает пузырьковопленочную структуру с развитой и постоянно обновляющейся межфазной поверхностью. Эффективное вакуумированаие продолжается в хорошо перемешивающемся и постоянно обновляющемся тонком слое металла на подине вакуумкамеры. Степень дегазации можно регулировать, изменяя скорость разливки и уровень установки камеры, а также подачей аргона в корень струи. Рафинированная сталь поступает по металлопроводу 3, погруженному под уровень металла в промежуточный ковш 4, а затем в кристаллизатор 6.

Так как окончательное раскисление стали алюминием производится в промковше, то эффект дегазации усиливается в результате развитого в камере раскисления стали углеродом с образованием СО. Однако, при вакуумировании недораскисленной стали, существенно снижается стойкость огнеупоров камеры.

Достоинством метода совмещения вакуумирования, непрерывной разливки и доводки состава стали являются:

- повышение степени рафинирования металла при малых скоростях перелива;

- сокращение операций и снижение потерь тепла металлом;

- предотвращение взаимодействия металла с атмосферой;

- увеличение скорости разливки металла и повышение стойкости футеровки ковша;

- получение заготовок с минимальным развитием центральной пористости;

- снижение капитальных затрат.

Однако не решается разливка методом «плавка на плавку», а в начале разливки каждой плавки металл первых порций не рафинируется до создания гидрозатвора.

5. Порционное вакуумирование - процесс ДН. Впервые процесс вакуумирования металла порциями внедрен в 1956 году фирмой Dortmund – Hőrder в Германии. Основным узлом установки является вакуумная камера с вакуум-плотным кожухом, сваренным из листовой стали (рис. 7.8). Внутри камера футерована в два слоя. Рабочий слой изготовлен из плавленых огнеупоров на основе периклаза, с добавкой 5-6% оксида хрома. Теплоизоляционный слой состоит из специальных плит пористых податливых огнеупоров, воспринимающих тепловое расширение рабочего слоя, который изготовляется без температурных швов с пришлифовкой соприкасающихся кирпичей.

Рис. 7.8. – Схема процесса порционного вакуумирования:

а – период вакуумной дегазации; б – слив обработанной порции металла; 1 – металл; 2 – ковш; 3 – патрубок с двухсторонней футеровкой; 4 – вакуумная камера; 5 – патрубок к вакуумному насосу; 6 – бункер для присадок необходимых материалов; 7 – графитовый нагреватель.

 

С помощью фланцевого соединения, к камере крепится всасывающий патрубок из стальной трубы толщиной стенки 15мм. Внутри патрубок футеруется хромомагнезитовым кирпичом, а снаружи на ошипованную поверхность патрубка наносят огнеупорную массу на основе корунда. Стойкость футеровки патрубка до 200 плавок, в нижней части камеры – до 500, а в верхней части камеры – до 4000 плавок. От теплоизлучения из ковша дно камеры защищено экраном, что повышает герметичность камеры.

«Натекание», зависящее от герметичности камеры, должно составлять на холодной камере не более 3%, а на горячей – не более 25% от производительности вакуумного насоса, подключаемого к патрубку, расположенному в верхней части камеры. «Натекание» определяется по формуле:

 

H = 0,093 · V ( P2 – P1 ) / τ (7.8)

где Н – «натекание». кг/час; Р1 и Р2 – первый и второй замер давления мм рт.ст.; V – объем системы, м³; τ - время между замерами давления, мин.

Разогрев камеры до рабочей температуры (1450 - 1550˚С) предпочтительнее графитовым нагревателем, обычно диаметром 80 мм. питающимся от понижающего трансформатора. При этом снижается вероятность пропитки огнеупоров оксидами железа в восстановительной атмосфере. Служит нагреватель до 50 часов. Для его смены в верхней части камеры размещена пара салазок, установленных в направляющих и оборудованных гидроприводом.

Вертикально–возвратное перемещение камеры обеспечивается гидравлическим подъемником и контргрузом. Узел подачи ферросплавов включает необходимое количество загрузочных бункеров с виброжелобами, бункерные весы, ленточный транспортер и двухкамерный вакуумный шлюз. Автоматика обеспечивает введение материалов только при заполненной камере металлом, что предотвращает закозление и ускоренный износ футеровки. Ковш с металлом перемещается сталевозной тележкой, на которой размещены тензодатчики взвешивающего устройства.

Процесс вакуумирования осуществляется следующим образом. Ковш с металлом устанавливается под вакуумную камеру. Камеру с перекрытым торцом проплавляемым конусом опускают, погружая в металл на 300-600 мм при расстоянии между камерой и бортом ковша не менее 100 мм. При остаточном давлении в камере 100 Па металл заполняет ее, поднимаясь на барометрическую высоту около 1,48 м. После выдержки камеру поднимают, оставляя нижнюю часть патрубка в металле. При этом металл с камеры сливается в ковш, сохраняя заполненным узкий патрубок на барометрическую высоту. Продолжительность цикла забора и сброса металла составляет 15-30 с. Процесс вакуумирования завершается после 30-50 циклов в течение 15-20 мин. Коэффициент циркуляции (отношение массы стали, прошедшей через камеру за время дегазации к массе металла в ковше) обычно равен 3-4. Оптимальная порция металла, забираемая за один цикл, составляет 10-12% от массы плавки при высоте заполнения камеры на 0,3-0,4м.

Скорость движения камеры регулируется автоматически в зависимости от того, как вакуумный насос справляется с откачкой газов. Вверх камера поднимается быстро, вниз – медленно. После окончания дегазации присаживают раскислители и легирующие, затем усредняют состав, делая еще 5-6 циклов забора металла. Камеру оставляют в верхнем положении и заполняют азотом до атмосферного давления, а ковш подают на разливку.

Совершенствуя процесс, шлак в ковше заменяют теплоизоляционной засыпкой, а в патрубок подают до 1500 л/мин. аргона, что позволяет получить более низкие содержания газов и углерода.

Порционное вакуумирование обеспечивает его точное регулирование состава металла, незначительное охлаждение (перегрев 20-30˚С), требует меньшей производительности насоса и производится в обычном сталеразливочном ковше. Степень удаления водорода достигает до 80%, азота - до 30%, кислорода – до 90%, снижая расход раскислителей, и в 2 раза загрязнение стали неметаллическими включениями.

К недостаткам способа относятся необходимость в дефицитных огнеупорах для камеры и погружных патрубков, требуется защита струи металла при разливке и поддержание футеровки камеры и патрубков в разогретом состоянии, что удается только при работе в непрерывном режиме.

6. Циркуляционное вакуумирование – процесс RH. Процесс впервые осуществлен в Германии в 1959 г. фирмой Ruhrstahl – Heraeus. В способе циркуляционного вакуумирования используется эрлифтный эффект для обеспечения циркуляции металла в проточной вакуумной камере (рис. 7.9).

Рис. 7.9. – Схема установки циркуляционного вакуумирования стали:

1 – бункер для ферросплавов; 2 – бункер дозатор; 3 – трансформатор.

 

Основное отличие установки RH от DH в том, что камера имеет форму удлиненного цилиндра (высота до 11м), а в металл ковша погружают два патрубка, в один из которых на двух – трех уровнях через трубки из нержавеющей стали подают аргон в количестве от 0,5 до 1,5 м³/ мин. Современные установки оборудуют стационарными камерами, а ковш с металлом подают на специальной тележке с гидравлическим подъемом ковша на высоту, необходимую для погружения патрубков в металл. Одновременно подают аргон и включают вакуумные насосы. Во всасывающем патрубке газ нагревается, увеличиваясь в объеме, поднимается вверх, увлекая металл, в камеру поступает смесь из одной части металла и 10 объемных частей газа со скоростью более 5м/с, фонтанируя на высоту до 10м и создавая многократно увеличивающуюся поверхность газ – металл. Дегазированный металл стекает в ковш сливным патрубком. Таким образом обеспечивается циркуляция стали через камеру.

Подача аргона на разных уровнях с разным давлением повышает скорость циркуляции, интенсифицирующей дегазацию металла. Скорость циркуляции повышается при увеличении диаметра всасывающего патрубка и расхода аргона, достигая 100т/мин. В конце обработки металл раскисляют и легируют, усредняя химсостав еще в течение 2 мин.

Метод RH и конструкция агрегата позволяет в потоке аргона вводить порошкообразную смесь СаО+СаF2, обеспечивая высокую степень десульфурации уже при расходе смеси около 3 кг/т, потому что металл содержит минимальное количество поверхностно активного кислорода. Для компенсации затрат тепла, в камеру вдувают кислород, предусматривая в металле соответствующее превышение содержания углерода. Вариант такой технологии назван VOF процессом (Vacuum – oxygen – flux).

В RH процессе из-за большой поверхности излучения металлом увеличиваются потери тепла и ухудшаются условия работы графитовых нагревателей при попадании на них брызг металла. Поэтому на некоторых установках обеспечивается индукционный нагрев металла в патрубках. В целом дегазация и обезуглероживание в RH процессе обеспечивается до более низких остаточных содержаний углерода, водорода и азота.

Удельный расход аргона 0,1 м³/т, вакуум около 100 Па, длительность обработки 10-30 мин., она выше при дегазации нераскисленного металла.

7. Вакуумно-кислородное рафинирование.

Для интенсификации процесса обезуглероживания металла вакуумные установки дополняют устройствами для одновременной продувки ванны кислородом. При этом можно обеспечить особо высокую степень обезуглероживания. Для реакции:

 

[C] +0,5 {O2 } = {CO } ( 7.9 )

 

; откуда (7.10)

 

Равновесие реакции при вакуумно-кислородной обработке сдвигается вправо, а содержание углерода в металле тем ниже, чем меньше РСО, которое снижается в вакууме, и чем выше Ро₂ которое повышается при продувке кислородом. Этот принцип положен в основу вакуум-кислородного обезуглероживания VOD процесс (от анг. Vacuum, Oxygen, Decarburisation ).

Получение очень низких концентраций углерода особенно важно для ряда марок высокохромистой коррозионностойкой стали и некоторых специальных сталей. В обычных условиях обезуглероживание высокохромистых сталей сопровождается окислением хрома с образованием тугоплавких оксидов хрома, загущающих шлак. Предотвратить значительное окисление хрома можно: или повысив температуру процесса более чем до 1810˚С, или при создании вакуума. В вакууме равновесие реакции:

 

(Cr2O3 ) + 3 [C ] = 2 [Cr] + 3{CO} (7.11)

 

для которой и (7.12)

 

сдвигается вправо с уменьшением Рсо и хром не только не окисляется, но и восстанавливается из шлака. Поэтому в вакууме можно получить низкоуглеродистую сталь без заметных потерь хрома, обеспечивая дегазацию и снижение содержания неметаллических включений. Поскольку реакция (7.10) идет преимущественно на границе раздела фаз, ее интенсифицируют, перемешивая ванну вдуванием инертного газа. При этом также увеличивается поверхность газ-металл и снижается Рсо. Один из вариантов конструкции установки вакуумкислородного обезуглероживания показан на рис. 7.10.

Рис. 7.10. – Схема установки для обезуглероживания металла обдувом кислородом под вакуумом:

1 – бункер с вакуумным затвором для введения легирующих в ковш; 2 – фурма для подачи кислорода; 3 – вакуумная камера; 4 – ковш с металлом.

 

Кислород подается через водоохлаждаемую фурму 2, а аргон – через пористую (щелевидную) пробку снизу. Установка оснащена системой подачи легирующих материалов в ковш через вакуумный затвор.

В процессе используют полупродукт, выплавляемый в электродуговой печи с продувкой ванны кислородом. Металл обезуглероживают не более чем до 1%, окисляя кремний почти полностью. Металл без шлака выпускают в ковш, присаживая известь и плавиковый шпат. Ковш устанавливают в вакуумную камеру, понижают давление до 18-26 кПа и начинают продувку кислородом, продолжая ее около часа с понижением давления до 4-10 кПа. Затем давление снижают до 100 Па, увеличивая подачу аргона. Для восстановления хрома и марганца из шлака присаживают ферросилиций, а для десульфурации – известь и плавиковый шпат.

В процессе VOD содержание углерода снижается до 0,01%, азота до 0,01%, серы до 0,001%. Степень усвоения хрома до 98%, никеля и молибдена до 99%, марганца и ниобия до 95%, алюминия и титана до 90%.

Переработку хромсодержащего полупродукта производят также в специальном конверторе, рис. 7.11, имеющем больший объем рабочего пространства.

Рис. 7.11. – Вакуумный конвертер для рафинирования высокохромистых сталей:

1 – глуходонный конвертер; 2 – фланец; 3 – крышка; 4 – уплотнительная прокладка; 5 – вакуумпровод; 6 – фурма для продувки аргоном.

 

Технологический процесс аналогичный процессу VOD, но основные показатели VODK процесса выше, чем VOD процесса.

8. Получение стали со сверхнизким содержанием углерода.

Достаточно низкое содержание углерода в стали обеспечивается в процессах VODK, VOF и VOD. Для получения еще более низких содержаний углерода в стали японскими фирмами предложено несколько технологий. В процессе REDA используется донная продувка стали аргоном в агрегате DH – вакууматоре с увеличением диаметра погружного патрубка (или только диаметра нижней его части). Достигается снижение углерода до 3·10^-6%.

Примером комплексной технологии для получения очень низких содержаний углерода в стали служит использование агрегата VCR (Vacuum converter refiner). Процесс предназначен для выплавки нержавеющей стали с ничтожными концентрациями углерода и азота, процесс организуется в две стадии: на первой стадии аргонокислородной продувкой углерод окисляется до 0,1%; на второй стадии горловину конвертера закрывают герметично крышкой и вакуумируют металл, перемешивая инертным газом. В конце обработки присаживается ферросилиций, продолжая в течение 5 мин продувку аргоном. Получают нержавеющую сталь с суммарным содержанием углерода и азота на уровне 0,00016%.

С помощью комплексной технологии при выплавке в ДСП полупродукта из первородной шихты, вакуумировании его и доводке на агрегате ковш-печь получают сталь для автомобилестроения. Нормированное количество титана в стали позволяет полностью исключить наличие свободных атомов внедрения (углерода и азота), что существенно повышает пластические свойства. Такая сталь названа ULC (ultra low carbon ) или IF-сталь. Эту сталь разливают и подогревают перед прокаткой в атмосфере аргона.

7.2. Обработка металла в ковше инертными газами

 

Эффективность продувки стали инертным газом в 1943 г. теоретически обосновал В.З. Геллер. В 1956 г. Г.Н. Ойкс опробовал продувку стали в электрических печах. В 1966 г. в Англии был выдан патент на продувку нейтральными газами металла в ковше через пористые пробки днища ковша. В 1973 г. в СССР за разработку и внедрение продувки стали аргоном И.П. Бармотину и др. была присуждена Государственная премия. Сейчас это наиболее востребованный способ внепечной обработки стали. в качестве нейтрального газа чаще всего применяется аргон. Это одноатомный газ, состоящий из смеси изотопов Ar³⁶, Ar³⁸ и Аr⁴⁰ со средней атомной массой 39,948 и плотностью 1,78 кг/м³. Содержание аргона в воздухе составляет 0,932% или 0,32 л/м³. Запасы аргона неисчерпаемы. Получают аргон на установках разделения воздуха, используя различные температуры конденсации. Температура кипения кислорода - минус 183˚С, аргона - минус 186˚С, азота - минус 196˚С.

Аргон – элемент восьмой группы таблицы Менделеева, полностью нейтрален, без запаха и цвета, не образует никаких химических соединений. Удельная теплоемкость аргона 520 Дж/(кг^. град), поэтому он лишь незначительно охлаждает металл при продувке. Несмотря на нейтральность аргона, имелись случаи удушья людей, когда аргон вытеснял из приямков воздух (на МНЛЗ Череповецкого МК).

В некоторых странах для обработки стали наряду с аргоном применяют гелий. Гелий также элемент восьмой группы, одноатомный нейтральный газ с атомной массой 4,003, плотностью 0,18 кг/м³, удельной теплоемкостью 5,24 кДж (кг^. град). Содержание гелия в воздухе около 5·10^{- 4}%. Гелий накапливается в недрах земли в результате некоторых реакций радиоактивного распада. Значительными его запасами располагают США. При его использовании может возникнуть опасность из-за вытеснения воздуха из подпотолочных пространств.

Для продувки металла, не содержащего нитридообразующих элементов, можно применять осушенный азот. Плотность азота 1,25 кг/м ³, удельная теплоемкость 1,03 кДж/(кг^. град), содержание в воздухе 78,2%. Азот иногда используется для продувки сталей с повышенным содержанием поверхностно активных кислорода и серы, которые блокируют растворение азота в металле.

 

7.2.1. Устройства для подачи газа в сталь

В цех газ подают по трубопроводам от центрального источника снабжения. Продувку ведут на стендах, оборудованных регулирующими устройствами, приборами для контроля давления и расхода газа, измерения температуры металла, отбора проб и пр. Ковш оснащают специальной крышкой для локализации вредностей. Футерованные крышки снижают потери тепла металлом, уменьшая облученность персонала и оборудования.

Ввиду большой сложности процессов взаимодействия газов с металлом в ковше, конструкции устройств и режимы продувки сначала изучаются на прозрачных моделях, а затем совершенствуются в реальных условиях. В зависимости от поставленной цели для подачи газов непосредственно в металл применяются различные устройства по сложности и надежности.

1. Погружные фурмы. Эти устройства применяют при подводе аргона сверху. Фурма состоит из стальной трубки с наружным диаметром до 60 мм и внутренним диаметром 8-35 мм. Футеруют фурмы высокоглиноземистыми огнеупорными трубками. Придание торцевой части фурмы щелевидного или серповидного сечения позволяет измельчать газовые пузыри и увеличивать интенсивность продувки. Еще мельче пузыри при использовании фурм с пористыми наконечниками. При давлении газа 0,2-0,8 МПа расход его составляет 20-200 м³/час. Верхний предел ограничивается предотвращением выбросов металла за борт ковша и оголением его от шлака. Схема установки для заглубления фурмы в металл ковша, рис.7.12 предусматривает жесткую направляющую конструкцию, предотвращающую выброс фурмы из металла, так как ее усредненная плотность значительно ниже плотности металла. Эффективность обработки металла повышается при смещении фурмы от стенки ковша на 0,3-0,5 его радиуса и при погружении фурмы на глубину до 200-1200 мм от футеровки днища.

Рис. 7.12. – Схема установки для продувки металла газами в ковше:

1 – навесная фурма; 2 – устройство для крепления и перемещения продувочной фурмы; 3 – бункера с вибропитателями для подачи добавок в ковш; 4 – устройство для замера температуры металла; 5 – пульт управления продувкой.

 

В этом случае снижается трение восходящих потоков металла о стенки футеровки ковша и обеспечивается простор для нисходящих потоков металла. Погружение фурмы регулируется так, чтобы не было расплющивания нисходящего потока об днище ковша, а путь всплывания пузырей был максимальным.

Имеется положительный опыт применения вращающихся фурм, наклонных, клюшкообразных, с соплами, с завихрителями потоков и др, которые обеспечивают увеличение продолжительности всплывания пузырей иногда в 5 раз с соответствующим увеличением рафинирующей способности. Длительность продувки в средних по вместимости ковшах для гомогенизации ванны составляет 6-12 мин. при удельном расходе газа до 0,05м³/т. Средняя стойкость фурм составляет 6-12 плавок при их подогреве в период между продувками. Наибольший износ фурмы происходит в зоне шлакового пояса, поэтому здесь рекомендуется для футеровки использовать цирконовые огнеупоры. Фурменные устройства безопасны в эксплуатации. так как футеровка ковша не затрагивается. Выход со строя фурмы не приводит к потерям металла, а лишь сокращает продолжительность обработки. Недостатками погружных фурм является загрязнение металла продуктами эрозии огнеупоров, интенсивно размываемых восходящими газометаллическими потоками. При использовании открытых сопел значительно ниже удельная поверхность металл-газ и рафинирующая способность газа.

2. Устройства для продувки металла газом через шиберные затворы. Из многих вариантов устройств, предпочтение отдается способу продувки металла через шиберный затвор конструкции, предложенной Дон НТУ, рис.7.13.

Рис.7.13.–Шиберный затвор для продувки стали в ковше конструкции ДПИ.

1 – щелевая фурма; 2 – подвижная огнеупорная плита; 3 – неподвижная огнеупорная плита; 4 – огнеупорная засыпка; 5 – днище ковша; 6 – колпак.

 

Фурма фиксируется в разливочном канале металлическим колпаком, закрепленным на корпусе коллектора винтами. Колпак удерживает огнеупорную засыпку в разливочном канале. Фурма с соплами щелевидной формы сечением 80 мм² в нижней части имеет утолщенные стенки. В момент прекращения подачи аргона в узком щелевидном отверстии металл застывает, и нет необходимости подвижной плитой шиберного затвора перекрывать разливочное отверстие. Разливка стали производится через резервный шиберный затвор.

Для установки сопла и уплотнения канала затвора засыпкой требуется около 8 мин. Продувочный узел затвора к источнику газа подключается с помощью быстроразъемного соединения. Подачу газа начинают перед выпуском металла и по мере наполнения ковша расход его увеличивают с 0,5 до 3 м ³/мин при давлении 0,4-0,5 МПа. Если в ковше нет рафинирующего шлака, то продувку заканчивают после слива металла в ковш.

Применение продувки через шиберные затворы не требует специальных стендов и механизмов, а используемые устройства простые и надежные в эксплуатации. Затраты на обработку в 1,5-2 раза ниже, чем при использовании погружных фурм.

3. Пористые вставки в днище ковша. Основным элементом продувочного узла является огнеупорная вставка с направленной пористостью или щелевидными каналами. Получают пористые вставки из высокоглиноземистых или магнезитовых порошков определенного фракционного состава. Усилия прессования должны исключать разрушение частиц шихты, а оптимальная температура обжига в пределах 1600-1760 ˚С должна обеспечивать оплавление добавок, упрочняющих огнеупор. Для повышения пористости в шихту добавляют газотворные материалы, а щелевидные отверстия получают, закладывая пластины из легкоплавких металлических сплавов, которые при обжиге плавятся и сплав вытекает, оставляя щелевидные направленные отверстия толщиной 0,6-1,0 мм. Щелевидные отверстия удобны тем, что в случае заметалливания их можно восстанавливать продувкой кислородом.

Узел для продувки монтируется в днище ковша, рис. 7.14.

Рис. 7.14. – Схема установки щелевидной вставки в днище ковша:

1 – вставка; 2 – гильза; 3 – гнездовой кирпич.

 

Вставка находится в конической металлической оболочке. Нейтральный газ подводят по патрубку. Гнездовой кирпич и вставка выступают над уровнем днища ковша для предотвращения образования скрапин на поверхности вставки после разливки. Располагают узел на расстоянии 0,3-0,5 радиуса от стенки со смещением на 90˚ относительно оси канала для выпуска стали. Стойкость вставок составляет от 4 до 10 плавок.

При продувке металла с использованием рассмотренных устройств различают две характерные зоны: барботажную и циркуляционную. Барботажная факелообразная зона восходящих потоков формируется над продувочным устройством, а в остальной части объема металла потоки преимущественно направлены вниз, рис.7.15. Удельная энергия перемешивания ванны по Е.Т. Туркдогану оценивается формулой, Вт/т:

 

Е = 14,23 (V ^. T/M) ^. ℓoq [1+H ^. 10 ⁵/(1,46^. P_O)] (7.13)

 

где V- объемный расход газа, м³/мин; Т- температура металла, К;

М - масса жидкого металла, м; Н - глубина ввода газа, м; Р_О - давление газа на поверхности расплава, Па.

 

Рис. 7.15. – Схема образования потоков металла в ковше при продувке газом:

1 – ковшовый шлак; 2 – поток металла вблизи поверхности; 3 – поток вдоль стенки ковша; 4 – поток металла, увлекаемый газом; 5 – зона оголения металла.

 

С увеличением энергии перемешивания продолжительность продувки до полной гемогенизации расплава сокращается. С учетом геометрического фактора, эта зависимость оценивается формулой:

 

τ=100[(D²/H)²/E]^0,337 (7.14)

 

где H и D – глубина и диаметр ванны, м; τ, с.

Из приведенных зависимостей следует, что продолжительность гомогенизации расплава сокращается с увеличением расхода газа, температуры металла, глубины ванны и при снижении давления над расплавом.

4. Пористые швы днища ковша. Пористые швы футеровки днища ковша изготавливают из массы на основе кварцевого песка фракции 0,8-1,0 мм. Оптимальные условия обработки металла обеспечиваются при использовании кольцеобразного продувочного элемента, расположенного на периферии днища ковша шириной 0,5 радиуса ковша. Подача газа к пористым швам футеровки осуществляется через перфорированный лист двойного днища ковша или через слой щебенки из сырого доломита. уложенный под футеровкой. Газопропускная способность такого днища достигает 360м³/(м^2.час). Стойкость футеровки днища не снижается по сравнению с обычной футеровкой, достигая 20 плавок, но при разливке недостаточно нагретого металла швы заметалливаются.

Преимущество этого варианта продувки состоит в обеспечении лучшей дегазации металла из-за увеличения поверхности металл-газ.

 

7.2.2. Результаты обработки металла нейтральными газами

 

Обработка металла нейтральным газом в ковшах в течение до 10 мин. обеспечивает существенное снижение колебания содержания основных элементов в стали, рис.7.16.

Рис. 7.16. – Частотное распределение колебания содержания С, Мn, S в стали типа 20Г, полученной без продувки (1) и с продувкой (2) в ковше аргоном.

 

Даже в 350т кошах разница между максимальным и минимальным содержанием основных элементов по ходу разливки обработанного металла составляла только около 0,01%. Одновременно с этим усредняется и снижается температура металла в объеме ковша, рис.7.17.

 

 

Рис. 7.17. – Сопоставление температуры на выпуске из конвертора стали 17ГС после усреднения в ковше (Т_к1) и после окончания обработки (Т_к2).

 

Перепад температуры в объеме ковша снижается примерно в 2 раза, а в зависимости от температуры футеровки ковша во время обработки температура металла понижается на 1,5 – 4,5˚С/мин. Это позволяет оптимизировать температуру разливки перегретого металла, регламентируя продолжительность продувки после контрольного замера температуры.

Рафинирующее воздействие продувки стали в ковше нейтральным газом во многом аналогично обработке вакуумом, но менее эффективно. Продувка аргоном раскисленной стали обеспечивает коагуляцию, флотацию и ассимиляцию неметаллических включений покровным шлаком. Общее содержание кислорода в стали в течение 6 мин. обработки снижается более чем в 2 раза, рис.7.18.

 

Рис. 7.18. – Изменение общего содержания кислорода в стали [О]_общ при обработке металла продувкой аргоном.

 

При этом замена шамотной футеровки ковшей на основную и снижение окисленности покровного шлака существенно улучшают ситуацию. Если продувается не полностью раскисленный металл, то при уменьшении парциального давления СО увеличивается активность углерода, становится возможным дораскисление металла, восстановление некоторых оксидных неметаллических включений и за счет увеличения количества газовых пузырей интенсифицируется взаимодействие металла с покровным шлаком. Возможна дополнительная десульфурация металла в результате снижения окисленности ванны. Дегазация металла при продувке инертным газом обуславливается тем, что в пузырьках аргона начальное парциальное давление водорода, азота и оксида углерода равны нулю и далеки от равновесных с металлом. Степень дегазации повышается с увеличением межфазной поверхности металл-газ, исходной концентрации газов в металле, времени всплывания пузырьков и мощности перемешивания металла. Для дегазации важно ввести в расплав мелкие пузыри аргона равномерно распределенные в объеме. В результате нагрева, уменьшения ферростатического давления при всплывании и перехода в пузыри растворенных газов они растут с увеличением поверхности металл-газ.

Первоначальные размеры и время всплывания пузырьков газа зависят от конструктивных параметров продувочных устройств. Если используются сопла, то размер пузырей определяется объемным расходом аргона q:

 

r_{n =} 0,48^. q ^1,5 (7.15)

 

При продувке через пористые вставки:

 

r¹_{n =} 3^. σ·d_n / (4^.q^. ρ_m) (7.16)

где σ - поверхность натяжения; d_n – диаметр пор; ρ_m – плотность металла. Содержащиеся в стали сера и кислород снижают поверхностное натяжение, но затрудняют адсорбцию азота в поверхностном слое.

Оценивают необходимый удельный расход аргона для дегазации металла по формуле, м ³/т:

(7.17)

 

где M_г – молекулярная масса удаляемого газа; μ - К.П.Д. продувки; Р – давление газа над расплавом, Па; [C] _K и [C]_H – конечное начальное содержание удаляемого газа, %; К – константа равновесия реакции растворения газа в металле при данной температуре Т по шкале Кельвина.

 

ℓg K_H = - - 1,577 (7.18)

 

ℓg K_N = - - 0,95 (7.19)

 

Из рисунка 7.19 следует, что для ощутимой дегазации стали расход аргона должен быть на уровне 3 м³/т, что приведет к значительному понижению температуры металла и увеличению затрат.

Рис. 7.19. – Удаление водорода при продувке аргоном спокойной (1) и кипящей (2) стали (А) – область обычных расходов аргона.

 

Обработка стали в ковше аргоном кроме повышения качества за счет рафинирования, позволяет повысить некоторые физические и механические свойства в результате изменения структуры в жидком состоянии. Перемешивание микронеравновесного расплава способствует ускорению диффузионных процессов и частично разрушает существующие в расплаве неравновесные комплексы сильно взаимодействующих частиц. Расплав приближается к состоянию равновесия с более равномерным распределением атомов основных, легирующих и примесных элементов. Часть прочных внутренних связей в неравновесных комплексах высвобождается, при этом увеличивается средняя энергия межчастичного взаимодействия, в результате чего увеличивается поверхностное натяжение расплава, энергия активации вязкого течения и кинематической вязкости расплава. Увеличивается также плотность, теплопроводность, магнитная восприимчивость и пр. Стабилизация свойств достигается обычно после продувки в течение 10 мин.

Обработанный металл затвердевает с увеличенной толщиной ламинарного слоя у фронта кристаллизации при меньшем развитии ликвации. Обеспечивается получение более плотной и однородной структуры, а излом ударных образцов становится преимущественно вязким, чашечным.

Это приводит к росту ударной вязкости и прочности металла, особенно в сталях и сплавах с повышенным содержанием карбидообразующих элементов.

К недостаткам технологии обработки стали аргоном в ковше относятся:

- высокий расход аргона для дегазации стали;

- большое снижение температуры металла при длительной обработке;

- наличие застойных зон в нижней части ковша;

- оголение металла из-под шлака;

- несовершенство техники ввода аргона;

- необходимость запаса объема ковша;

- рефосфорация при попадании в ковш плавильных шлаков.

 

7.2.3. Варианты совершения обработки металла аргоном в ковшах

Процесс САВ, разработанный в Японии, предусматривает наличие на зеркале металла в ковше, накрытом крышкой, синтетического шлака, рис.7.20.

Рис. 7.20. – Схема САВ – процесса:

1 – ковш с металлом; 2 – крышка ковша; 3 – устройство для загрузки ферросплавов; 4 – отверстие для отбора проб; 5 – синтетический шлак; 6 – шиберный затвор; 7 – пористая пробка для ввода аргона.

 

Обеспечивается вытеснение воздуха из пространства над металлом продувочным аргоном и снижение потерь тепла излучением. Металл предохраняется от взаимодействия с атмосферой, а дополнительный запас тепла позволяет удлинить обработку.

SAB – процесс (рис.7.21) применяется тогда, когда не удается полностью отсекать шлак при выпуске плавки. Метод предусматривает установку погружного колпака над продувочным устройством, которым отсекается основная масса покровного шлака, а внутри колпака вводимыми добавками формируется синтетический шлак.

Ферросплавы вводятся через колпак. пространство которого заполняется аргоном, что обеспечивает большую степень их усвоения.

 

Рис. 7.21. – Схема SAB – процесса:

1 – ковш с металлом; 2 – погружной огнеупорный колпак; 3 – отверстие для подачи материалов; 4 – синтетический шлак; 5 – окислительный шлак; 6 – шиберный затвор; 7 – пористая пробка для ввода аргона.

 

CAS – процесс (рис.7.22) предусматривает отсечку покровного шлака при погружении огнеупорного колпака, торец которого закрыт расплавляющимся металлическим конусом. Ковш и колпак перекрыты сверху крышками. Обеспечивается снижение потерь тепла и нейтральная атмосфера в колпаке, через который вводятся ферросплавы и др. добавки. Степень усвоения алюминия достигает 90%, а углерода и легирующих элементов – до 100%.

Фирмой «Симимото металл индастриз» разработан процесс IR – UT, (рис.7.23) предусматривающий инжекцию в металл рафинирующих порошков и химический нагрев ванны со скоростью до 7˚С/мин. Установка оборудована двумя фурмами для подачи кислорода и рафинирующих реагентов в потоке аргона (азота). Зеркало металла в ковше перекрывается погружным огнеупорным колпаком, через который вводят раскислители и легирующие. Обеспечивается регулирование температуры металла, рафинирование и гомогенизация.

Рис. 7.22. – Схема СAS – процесса:

1 – ковш с металлом; 2 – погружной колпак из высокоглиноземистых огнеупоров; 3 – отверстие для отбора проб; 4 – люк для ввода ферросплавов; 5 – расправляющийся конус из листовой стали, препятсвующий попаданию шлака при опускании колпака в металл; 6 – пористая пробка для ввода аргона.

 

Широкое распространение способов обработки стали в ковшах, с применением продувки аргоном, оправдывается следующими достигаемыми результатами:

- минимальные капитальные и эксплуатационные затраты и большие возможности по совершенствованию технологий;

- усреднение химического состава стали с обеспечением отклонения содержания элементов от среднего значения на уровне погрешности анализа при снижении брака по химическому составу до 4%;

Рис. 7.23. – Схема IR – UT – процесса:

1 – кислород; 2 – аргон (азот); 3 – бункер с присадками; 4 – бункер с порошковыми реагентами; 5 – инжектирующий газ; 6 – лебедка погружного колпака; 7 – кислородная фурма; 8 – погружной калпак; 9 – отвод газов; 10 – фурма; 11- ковш; 12 – тележка.

 

- снижение угара раскислителей и легирующих элементов, позволяющих снизить расход ферросплавов;

- исключение в металле неметаллических включений размером более 40мкм и существенное снижение общего их содержания;

- достижение определенной степени дегазации металла по водороду и азоту;

- обеспечение оптимизации температурного режима разливки стали;

- осуществление непрерывной разливки металла с горячей посадкой заготовок, не требующих зачистки;

- повышение микронеоднородности и механических свойств металла;

- интенсификация процесса вакуумирования, обработки металла синтетическими шлаками и порошкообразными реагентами.

 

7.2.4. Аргонно – кислородная продувка

В основе способа аргонокислородного обезуглероживания (AOD) используется повышение активности углерода при разбавлении пузырей СО аргоном с уменьшением Р_СО.

Наиболее распространенный вариант конструкции AOD- конвертера показан на рис.7.24.

Рис. 7.24. – Конструкция конвертера для аргоно–кислородной продувки:

а – конвертер; б – фурма.

 

Несколько сопел конвертера располагают в футеровке вблизи днища с противоположной стороны от сталевыпускного отверстия по сегменту равному ¹/₃ диаметра конвертера. При наклоне конвертера сопла с металлом не соприкасаются. Сопло конвертера состоит из двух концентрических труб. По внутренней трубе подают смесь кислорода и аргона, а по кольцевому зазору защитный аргон. Соотношение расходов О₂:Ar в окислительный период уменьшают от 3:1 до 1:3, рис.7.25.

Рис. 7.25. – Ход продувки металла в агрегате АКР (АОД) при

производстве низкоуглеродистой высокохромистой стали.

 

В начале продувки хромистого полупродукта допускается замена аргона азотом. В восстановительном периоде присаживают ферросилиций, восстанавливая хром до остаточного содержания в шлаке Cr₂O₃ около 1,7%. После этого скачивают ²/₃ шлака и в конвертер загружают известь и плавиковый шпат, продолжая продувку ванны аргоном. В восстановительном периоде восстанавливается хром, снижается содержание в металле серы и кислорода. Общая продолжительность продувки составляет около 80 мин. Расход кремния на восстановления хрома – 11кг/т, расход извести – 70кг/т, плавикового шпата – 6кг/т.

Метод AOD уступает методу VOD по степени использования хрома и достижении низких содержаний углерода, но в нем используется простое оборудование, обеспечивается высокая производительность агрегатов и возможность в широких пределах изменять окислительный потенциал газовой фазы. В связи с этим метод AOD распространяется не только для производства коррозионностойких, но и электротехнических, конструкционных и др. сталей.

Этим способом в шихте может использоваться хромистая руда. В Японии методом AOD получают хромоникелевые стали из никелевых (~14%Ni) и хромистых (~42%Cr) полупродуктов, получаемых из первородного сырья в рудовосстановительных печах. Сталь отличается низким содержанием азота и примесных цветных металлов.

Разрабатывается вариант переработки хромосодержащего и никельсодержащего металлолома непосредственно в OAD – конвертере с использованием вдувания каменноугольных порошков.

 

7.3. Обработка металла синтетическим шлаком

В сталеплавильных агрегатах не удается обеспечить получение высокоосновных низкоокисленных шлаков и хорошее их перемешивание с рафинируемым металлом для существенного повышения коэффициента распределения серы и кислорода. Предпочтительней сказалось интенсифицировать переход в шлак серы и кислорода в сталеразливочных ковшах с подогретой основной или с высокоглиноземистой футеровкой. Впервые в 1925 году рафинирование стали в ковше жидким синтетическим шлаком было предложено советским инженером Ф.С. Точинским. В 1933 году способ обработки металла жидкими известково – глиноземистыми шлаками был запатентован французом Р. Перреном. В 1966 году группе советских металлургов С.Г. Воинову, А.С. Точинскому и др. за разработку и внедрение технологии рафинирования стали синтетическими шлаками присуждена Ленинская премия.

Технологии обработки стали в ковшах жидкими известково-железистыми шлаками для снижения содержания фосфора и обработки кислым шлаком основной стали для снижения содержания неметаллических включений не нашли широкого применения. В тоже время различные варианты десульфурации металла в ковше известково-глиноземистыми безокислительными шлаками получили широкое распространение. Так как переход серы из металла в шлак интенсифицируется с увеличения поверхности взаимодействия этих фаз, то только предварительный слив в ковш шлака восстановительного периода электродуговой плавки позволяет при последующем перемешивании с ним выпускаемого металла этой же плавки увеличить η_s в 4 раза (с 15 до 60).

При сливе в ковш и раскислении части конечного конвертерного шлака, с последующим выпуском на него металла, обеспечивается дополнительная степень десульфурации на 40% с уменьшением количества неметаллических включений на 30%.

В основном варианте этой технологии предусматривается получение жидкого шлака в дуговой электропечи с заданным составом и температурой. Предпочитают стационарную печь. С графитовых (угольных) блоков изготовляют подину и откосы, а свод и верхнюю часть стенок – из магнезитовых огнеупоров. Экономичней производить наплавку шлаков при непрерывной работе печи или большими сериями. Состав синтетического шлака регламентируется по следующим компонентам,%: CaO 50-55; Al₂O₃ 37-43; SiO₂ обычно до 7; MgO до 7; (FeO+MnO) не более 1,5. Содержание фосфора в шлаках исключается, так как при обработке он перейдет в металл. Температура шлака перед выпуском из печи не ниже 1650˚. Расход шлака 3-5% от массы обрабатываемого металла.

Более экономичным способом является выплавка синтетических шлаков в циклонной шлакоплавильной установке (рис.7.26), состоящей из циклона и расположенного под ним копильника.

 

Рис. 7.26. – Схема циклонной шлакоплавильной установки.

 

В циклоне обеспечивается эффективный прогрев частиц шихты в газовом потоке и пленочное плавление на стенках. В окислительной атмосфере из шихты удаляется до 97% содержащейся в ней серы, что позволяет организовать многократное использование шлаков по безотходной технологии, добиваясь значительной экономии дефицитных исходных шихтовых материалов. Капитальные затраты здесь ниже по сравнению электродуговой плавкой и в 5 раз ниже эксплуатационные расходы.

Необходимое количество наплавленного шлака сливают в нагретый ошлакованный ковш за 15 мин до выпуска плавки. Металл из плавильного агрегата сливают в этот же ковш, обеспечивая оптимальную скорость истечения струи. Присадку раскислителей и легирующих в ковш заканчивают при наполнении ковша на 0,5 высоты. Интенсивность рафинирования металла во многом определяется удельной межфазной поверхностью, зависящей от степени дисперсности частиц шлака. С увеличением высоты свободного падения струи выпускаемого металла и гидростатического давления его в ванне агрегата увеличивается мощность перемешивания фаз, что в первую очередь определяет дисперсность частиц шлака. Размеры частиц шлака находятся в пределах от 0,01 – 3,0 мм, а удельная межфазная поверхность составляет 100 – 300 м ²/м³ металла. Она тем больше, чем меньше вязкость шлака и поверхностное натяжение σ_м-ш.

Следует отметить. что при высоком исходном содержании в металле поверхностно активных серы и кислорода, снижающих σ_м-ш, облегчается измельчение шлака, повышая степень рафинирования. В конце обработки содержание серы и кислорода понижается, повышается σ_м-ш, облегчая отделение шлака от металла.

Основным результатом обработки металла синтетическим шлаком является его десульфурация. Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом в зависимости от состава шлака можно оценить следующим выражением:

 

η_s=2,3· (CaO¹)/(FeO) (7.20)

 

где (CaO¹) = (CaO) + 1,4(MgO) -1,86(SiO₂) – 0,55(Al₂O₃) – содержание свободной (CaO¹) в шлаке,%; (FeO), (CaO), (MgO), (SiO₂) и (Al₂O₃) - содержание этих окислов в шлаке, %. Коэффициент распределения серы между синтетическим шлаком и металлом изменяется в основном в пределах 40-200. Большие его значения относятся к высокоосновным шлакам с низким содержанием (FeO) и к высокоуглеродистым и раскисленным сталям.

Из баланса серы при ее перераспределении в процессе обработки можно оценить необходимый расход синтетического шлака для заданного снижения содержания серы в металле, используя выражение:

q _ш = 100 ( S_H – S_K)) / (S_{K ·} η_S - S_Ш) (7.21)

 

где S_H, S_K, S_Ш - соответственно начальное и конечное содержание серы в металле и содержание серы в синтетическом шлаке, %;

q _ш – расход синтетического шлака в % от массы металла. Если нужно оценить конечное содержание серы в металле при заданном расходе синтетического шлака, то из выражения (7.21) его можно выразить в виде формулы:

 

S_K = (100·S _{H +} q_{ш ·} S_Ш) / (100 + q_{Ш ·} η_s ) (7.22)

 

На результаты десульфурации отрицательное влияние оказывает разбавление синтетического шлака в ковше окислами FeO и SiO₂ , особенно при неудовлетворительной отсечке окислительного плавильного шлака. При шамотной футеровке ковша шлак разбавляется продуктами эрозии огнеупоров. Некоторое количество SiO₂ поступает в шлак в результате угара кремния при раскислении стали кремний содержащими ферросплавами.

Обычно в заводской практике степень десульфурации в ковше синтетическими шлаками составляет 60-80%.

Одновременно с десуфрурацией металла при обработке металла синтетическим шлаком обеспечивается раскисление металла. В соответствии с законом распределения L_O = а_(FeО) / а[o] , откуда а[o] = а_(FeO) / L_O. Так как в синтетическом шлаке значение а_(FeO) ничтожно мало, то окисленность металла снижается в 1,5 -2,0 раза. Дальнейшее удаление кислорода достигается за счет раскислителей с соответствующим уменьшением их расхода. Содержание кислорода в стали при обработке снижается еще и в результате защиты зеркала металла в ковше синтетическим шлаком во время выпуска металла.

Важным результатом является также удаление неметаллических включений со всплывающими каплями синтетического шлака. Обычно межфазное натяжение на границе капли синтетического шлака с неметаллическими включениями меньше, чем на границе металл-неметаллические включения. Поэтому неметаллические включения отделяются от металла и всплывают со шлаковыми частицами, ассимилируясь покровным шлаком. Содержание неметаллических включений уменьшается примерно в 2 раза.

Разновидностью метода обработки стали жидкими синтетическими шлаками, является метод смешения, когда в ковш сливают сталь на синтетический шлак, смешанный с лигатурой. Если синтетический шлак плавят вместе с лигатурой в одной дуговой печи, то процесс называют совмещенным. В этих вариантах не требуется иметь запас тепла металла на прогрев и плавление холодных ферросплавов, а более раннее раскисление металла в ковше повышает степень его рафинирования. Если используется высокоуглеродистая лигатура и перекиосленный полупродукт, то процесс рафинирования интенсифицируется дополнительным перемешиванием ванны всплывающими пузырями СО.

Рафинирование стали жидкими синтетическими шлаками в ковше, обеспечивает следующие технико-экономические преимущества.

1. Процесс осуществляется вне сталеплавильного агрегата во время выпуска металла в ковш без специально задалживаемого времени. Это позволяет рафинировать сталь, выплавленную в любом агрегате в том числе из низкосортной шихты. При этом повышается производительность и долговечность сталеплавильных агрегатов, так как операции рафинирования и раскисления стали переносятся в ковш и сокращается высокотемпературный период плавки.

2. С увеличением вместимости агрегатов и ковшей эффективность обработки повышается из-за повышения удельной энергии перемешивания, уменьшения отрицательного влияния футеровки и сокращения удельных потерь тепла.

3. Состав рафинировочного шлака не зависит от особенностей технологии выплавки стали, а выбирается, исходя из высокой его рафинирующей способности.

4. Надежно обеспечивается степень десульфурации до 80%, снижается окисленность металла в 1,5-2,0 раза, примерно в два раза снижается общее содержание неметаллических включений в стали, улучшаются показатели механических, технологических и служебных свойств металла.

5. Уменьшается и стабилизируется угар и расход раскислителей, надежно обеспечивается требуемый химический состав стали, достигается некоторое восстановление алюминия из шлака в металл и получение мелкозернистой структуры.

6. При совместном использовании повышается эффективность вакуумирования, обработки стали шлаками в разливочном и промежуточном ковшах для более глубокого рафинирования металла.

 

7.4. Обработка шлака в ковше твердыми шлакообразующими смесями и порошкообразными материалами

При наличии избытка тепла или средств подогрева металла определенная степень рафинирования металла обеспечивается и без предварительной подготовки жидких шлаков. Чаще всего используется смесь, состоящая из свежеобожженной извести и плавикового шпата в соотношении 4:1, размер кусков до 40-50 мм с расходом до 10кг/т. Технологией предусматривается перегрев металла перед выпуском на 15˚С, отсечка плавильного шлака, определенная последовательность ввода в ковш раскислителей и ферросплавов из расчета обеспечения до 0,02% алюминия в стали. ТШС присаживается в ковш после наполнения его металлом на 0,3-0,5 высоты. Степень десульфурации составляет от 20 до 50%. Она тем выше, чем больше расход ТШС и раскислителей и чем тщательнее отсекается плавильный шлак. Продувка ванны аргоном повышает степень десульфурации. Этот способ применяется и при частичной замене синтетического шлака.

На комбинате «Азовсталь» при использовании многокомпонентной ТШС обеспечивается содержание в трубной стали не более 0,010% серы. В составе смеси 60% извести, 20% плавикового шпата, 10% магнезитового порошка и 10% алюмошлака (в его составе 85% металлической части).

Технология применения ТШС отличается простотой, но она не всегда обеспечивает высокие стандартные результаты по повышению качества металла.

Существенно повысить степень использования рафинирующих реагентов удается при измельчении их до порошкообразного состояния и глубинном вводе в обрабатываемый металл вместе с металлическими составляющими (Al, Ca, Mg и их сплавами). Применение измельченных реагентов обеспечивает максимальную контактную поверхность, быстрый прогрев и взаимодействие их с металлом.

Помол материалов производится на шаровых мельницах со взрывобезопасным исполнением в атмосфере нейтрального газа. Фракции до 0,4 мм должно быть не менее 85%, а фракция более 2 мм отсеивается на контрольном сите. Для обеспечения хорошей текучести смеси необходимо уменьшать шероховатость частиц. что достигается, например, повышением температуры обжига извести до 1400˚С. При этом снижается и гигроскопичность смеси. Кальций магний и др. активные реагенты безопасней применять в виде гранул в оболочке из хлористых солей ЩЗМ.

Сначала была внедрена инжекционная технология ввода порошковой смеси в глубь металла в потоке газа носителя (аргон, азот, воздух, окислительные и восстановительные газы). Схема типовой установки для вдувания порошкообразных материалов в ковш приведена на (рис.7.27).

Рис. 7.27. – Принципиальная схема установки для ввода порошкообразных реагентов в ковш кислородно-конвертерного цеха комбината «Азовсталь»:

1 – 3 пневмопитатели с силикокальцием; 4 – загрузочный контейнер; 5 – пневмоцилиндры; 6 – клапан загрузочный; 7 – фурма; 8 – переключатель потоков; 9 – материалопроводы; 10 – весоизмерительное устроство; 11 – отсечной клапан; 12 – инжектор; 13 – отсечные клапаны с электромагнитным управлением.

 

В составе установки пневмопитатели аэрационного типа, загрузочное устройство, весоизмерительная аппаратура, инжектор и пр. Доставляют порошкообразный материал в специальных герметических контейнерах с пневмовыдачей материалов. Срок использования порошковой извести 24 часа. Отечественные установки работают при расходе газа по системе 10-30 л/кг смеси. Непосредственно в металл ковша порошковые реагенты вводят через погружную фурму сверху или через газопорошковые сопла, установленные в канале шибера.

Обработка металла порошкообразными материалами применяется с целью дефосфорации, десульфурации, науглероживания, модифицирования, раскисления и пр.

7.4.1. Дефосфорация металла

Возможна окислительная и восстановительная дефосфорация.

Для окислительной дефосфорации, когда кислородный потенциал Ро₂ более 10^-3Па, в струе кисл