2. Анализ состава чугуна, внедоменная обработка чугуна, определение расхода реагентов на обработку
Химический состав чугуна: С Si Mn S P 4,8 0,85 0,75 0,08 0,24. Содержание примесей в целом соответствует оптимальному, за исключением серы, содержание которой в чугуне составляет 0,08 % и является недопустимым, т. к. невозможно тогда получить сталь с содержанием серы менее 0,035 %. С целью уменьшения содержания серы в чугуне проводится внедоменная десульфурация порошкообразной известью в потоке природного газа в ковшах миксерного типа.
Десульфурация чугуна известью: [S]н=0,08 [S]к=0,03 Tч=1315°С [S]к=0,005+4,05[S]н/2,2q+0,23(S) изв.
[S] изв. =0,022 q=4,05[S]н/{2,2([S]к-0,005-0,23(S) изв.) } q=4,05*0,08/2,2(0,03-0,005-0,23*0,022) =7,39 кг/т чуг.
3. Определение максимально возможной доли лома
Приход тепла:
1. Qчуг. физ. =100[0,745*1200+217+0,88(1290-1200) ]=119020 кДж
2. DС=4,8-0,905*0,3=4,528 DSi=0,85 DMn=0,75-0,905*0,1=0,66 DP=0,24-0,905*0,02=0,222Qчуг.хим. =14786*4,528+28160*0,85+7000*0,66+29606*0,222=102079 кДж
3. Gшл. =100[(1+3) *2,14*0,85+1,29*0,66+2,29*0,222+1]/(100-10) =10,71 кДж Q еFeO=4225*0,01*10*10,71=4525 кДж
4. Q Fe дым=5100*1,5=7650 кДж Qприх. =233274 кДж
Расход тепла:
1. Qст. физ. =90,3[0,7*1500+276+0,84(1539-80*0,3+100-1500) ]=128400 кДж
2. Qшл. физ. =10,17(1,25*1615+210) =22666,4 кДж
3. Qгаз. физ. =0,9*4,528*1500*1,176*28/12+0,1*4,528*1500*1,892*44/12=20204 кДж
4. Qдым=(1,23*1500+210) *2,14=4398 кДж
5. Qпот. =(128400+22666+20204+4398) *3/97=5433 кДж Qрасх. =181101 кДж DQ=233274-181101=52173 кДж DQ'=-1020,79+1284+214,521=477,7 кДж Gл=52173*[1+477,7/(1190,2+1020,79) ]/(1190,2+1020,79) =28,69 %
Повышение доли лома в шихте конвертера достигается путем увеличения прихода тепла в рабочее пространство конвертера. При переходе на работу с комбинированным дутьем несколько снижается количество поступающего в конвертер тепла вследствие меньшего развития окислительных реакций в ванне по сравнению с обычной продувкой кислородом сверху, а также охлаждающего действия донного дутья инертным газом.
С целью увеличения прихода тепла в рабочее пространство конвертера используют комбинацию увеличения степени дожигания СО и предварительный нагрев лома.
Для увеличения степени дожигания CO используют двухъярусные фурмы. При этом большая часть образующегося CO2 является результатом взаимодействия с СО вторичного кислорода дутья верхнего яруса. При этом объем отходящих газов не увеличивается и нагрузка на газоочистку не возрастает.
Кроме того используют предварительный нагрев лома до 600 °С в полости конвертера природным газом: Qдоп. Лом = (600-20) *28,69*0,7 = 11648 кДж Dq = 11648/(1190,2+1020,79) = 5,27 % Qco = 0,3*23583*0,3*4,528 = 9610,5 кДж Dq = 9610,5/(1190+1020,8) = 4,35 % Gл. Max = 28,69+5,27+4,35=38,31 % 4.
Комбинированное дутье способствует более полному рафинированию металла от примесей, обеспечивает повышение выхода годного.
Применение донной продувки инертным газом способствует интенсивному перемешиванию металлической ванны и соответственно приближает к равновесию реакции между металлом и шлаком.
Наибольшее распространение из этой группы процессов получил LBE-процесс (Lance-Bubling-Equilibrum), разработанный фирмой ABBED (Люксембург) и институтом IRSID (Франция). Процесс LBE предусматривает вдувание в металлическую ванну через пористые огнеупорные блоки в днище конвертера инертного газа (Ar, N2, CO2) в сочетании с верхним кислородным дутьем. Для верхней продувки используют специальную двухъярусную фурму, в которой кроме обычных сопел, предназначенных для вдувания кислорода в ванну, имеется ряд отверстий для потока кислорода для дожигания CO до CO2. Продувку инертным газом через пористые блоки начинают за несколько минут до окончания кислородной продувки сверху и продолжают ее в течение 1 – 2 мин после прекращения верхнего дутья. Опыт работы 310 и 210-т конвертеров LBE свидетельствует о повышении выхода годного на 0,5 – 0,6 %, снижении расхода алюминия и кислорода на 1,2 м3/т. Благодаря высоким технико-экономическим показателям LBE-процесс широко внедрен в практику кислородно-конвертерного производства.
Для футеровки используются периклазоуглеродистые огнеупоры. Они обладают высокой термостойкостью, повышенной устойчивостью к проникновению шлака; на их поверхности образуется прочное шлаковое покрытие, которое обеспечивает высокую стойкость футеровки.
С целью повышения стойкости футеровки применяется доломитизированная известь.
Продувка: С Si Mn S P Cu Cr Ni Чугун 61,7 % 4,80,850,750,030,24 Лом 38,3 % 0,2680,120,760,0390,0390,060,060,06 ЖУР3,060,570,750,0330,1630,020,020,02
Полупродукт: 0,300,10,0250,020,020,020,02
Количество окислившихся примесей, кг/100 кг м. ш.: С: 3,06-0,905*0,3=2,788 Si: 0,57 Mn: 0,75-0,905*0,1=0,659 S: 0,033-0,905*0,025=0,01 P: 0,163-0,905*0,02=0,145
Расход кислорода на окисление примесей:
C: 0,7*2,788*16/12+0,3*2,788*32/12=4,832
Si: 0,57*32/28=0,65
Mn: 0,659*16/55=0,192 S: 0,1*0,01*32/32=0,001
P: 0,145*5*32/4/31=0,187
Fe: 1,5*3*32/4/56=0,643 [O]: 0,9*0,01*16/32=0,0045 S=4,832+0,65+0,192+0,001+0,187+0,643-0,0045=6,5
Определение расхода извести: состав SiO2 CaO MgO Al2O3 Fe2O3 CH2O CO2 известь 37023112 боксит 20452186 футеровка 6,879,214,0 CaO SiO2 из футеровки 0,02 из боксита 0,024 0,12 из извести 0,7y 0,03y из металлошихты 1,22 3=(0,044+0,7y) /1,34+0,03y) y=6,518
Химический состав шлака источник шлака SiO2 CaO MgO Al2O3 S MnO P2O5 Fe2O3 FeO металлошихта 1,220,0090,8510,3320,0880,78 футеровка 0,020,28 боксит 0,120,0220,3120,108 известь 0,1954,561,50,065 итого, кг 1,5134,6021,780,3120,0090,8510,3320,2610,78,1648,184,164,490,0019,213,7792,57,5
Масса шлака без оксидов Fe = 9,399 кг SFeO=10 % Mшл. =8,319/0,9=10,44 кг
Масса оксидов Fe = 10,44-9,399=0,921 кг FeO=0,783 кг Fe2O3=0,261 кг 0,261-0,065-0,108=0,088 Fe2O3 поступит из Ме 0,792 Fe уходит в шлак 0,2 кислорода расходуется на окисление до FeO и Fe2O3 g=100-0,792-1-0,5-1,5-4,172=92,04 1000/0,9204=1086,78 кг/т - расход металлошихты 383/0,9204=416,12 кг/т - расход лома SO2=6,5+0,2=6,7 кг 95 % O2 усвоится.
Состав технического кислорода: 99,5 % O2,0,5 % № 2
Расход технического кислорода: 6,7*22,4/(32*0,95*0,995) =4,962 м3 V N2 =4,962*0,005=0,0248 м3 M N2 =0,0248*28/22,4=0,031 кг V O2 неусв. =(4,962-0,031) *0,05=0,246 м3 M O2 неусв. =0,246*32/22,4=0,352 кг M O2 техн. =6,7+0,031+0,352=7,083 кг q O2 =49,62/0,9204=53,91 м3/т t=53,91/3,5=15,4 мин
q Ar =6*0,1=0,6 м3/т
Cостав и количество отходящих газов кг/100 кг м. ш. м3 %:
CO2 3,06681,431225,92CO4,5543,643265,98
H2O 0,06880,08561,55O20,3520,24644,46
N2 0,0310,02480,46SO20,0020,00070,01
Ar0,060,08961,62S8,11465,5215100
4. Внепечная обработка
Разливка: С Si Mn S P Cu Cr Ni
Полупродукт: 0,30,10,0250,020,020,020,02
Сталь: 0,31-0,390,17-0,371,4-1,8? 0,035? 0,035? 0,30? 0,30? 0,30
Легирование силикомарганецем: СМн14 р=1,4/0,8*0,65=2,69 кг/100 кг [Si]=2,69*0,14*0,8=0,3 кг [Mn]=0,1+1,4=1,5 кг [C]=0,3+2,69*0,8*0,025=0,354 кг [P]=0,02+2,69*0,8*0,0025=0,025 кг [S]=0,025+2,69*0,8*0,0003=0,026 кг
Ввиду ответственности выплавляемой стали необходимо провести ее внепечную обработку с целью дегазации и усреднения.
Для внепечной обработки используется установка циркуляционного вакуумирования (RH-процесс). Для этого процесса характерна высокая степень удаления водорода, большая гибкость и экономичность. Продолжительность обработки составляет 25 мин.
Разливка производится на МНЛЗ.
Это позволяет увеличить выход годного проката на 6 – 12 %. Вследствие малых поперечных размеров слитка и высокой скорости кристаллизации стали ограничивается развитие ликвации. Слиток, отлитый на МНЛЗ, затвердевает в стабильных условиях и имеет высокую структурную и химическую однородность. Непрерывно литые слитки или заготовки прокатывают непосредственно на листовых или сортовых станах. Применение непрерывной разливки стали позволяет исключить из производственного цикла операции по подготовке разливочного состава или канавы, прокатке на обжимных станах и других. Все это приводит к снижению капитальных затрат, устранению ряда трудоемких операций, сокращению длительности производственного цикла от выпуска стали до получения готового проката.
Используется криволинейная МНЛЗ, которая имеет меньшую общую высоту.
5. Годовая производительность цеха
Продолжительность цикла в минутах:
1. Осмотр конвертера — 6
2. Завалка лома и извести — 2
3. Подогрев лома — 15
4. Заливка чугуна — 2
5. Продувка — 18
6. Отбор проб, замер температуры, ожидание анализа — 4
7. Выпуск металла — 5
8. Выпуск шлака — 2
Итого: 54
Производительность цеха в составе 3-х конвертеров, работающих без использования резервного времени: P=1440*300*0,97*365*2/54=5664800 т/год.
Библиографический список
1. Антипин В. Г., Афонин С. З., Косырев Л. К. О направлении развития и структуре сталеплавильного производства.// "Сталь". — № 3. — 1993.
2. Леонтьев Д. Черная металлургия России не ждет помощи от государства.// "Финансовые известия". — № 45. — 1993.
3. Сосковец О. Н. Техническое перевооружение и развитие металлургии в России.// "Сталь". — № 6. — 1993.
4. Явойский В. И. и др. Металлургия стали.// "Металлургия". — 1983.
5. Арсентьев П. П. и др. Конвертерный процесс с комбинированным дутьем.// "Металлургия". — 1991.
6. Клюев М. П. Лекции по металлургии стали. — М., 1993.
7. Марочник сталей и сплавов.// "Машиностроение". — 1989.