Патент на изобретение №2299247

(54) СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В КОНВЕРТЕРЕ

(57) Реферат:

Изобретение относится к черной металлургии, в частности к способам выплавки стали в кислородных конвертерах. Способ включает завалку в ванну металлического лома, заливку чугуна, продувку кислородом, присадку извести и шлакообразующего материала. После израсходования 85-90% кислорода на продувку присаживают известь. Расход извести (Q_Cao) определяют из выражения Q_Cao=0,0011·Q_кисл+850,46·N_мзпп-1557,56·N_пов-17,97, где Q_кисл – количество израсходованного кислорода перед присадкой извести, м³/мин; N_мзпп – содержание азота в пробе, отобранной машиной замера параметров плавки по ходу продувки, %; N_пов – требуемое содержание азота в пробе, отобранной на повалке конвертера, %; 0,0011; 850,46; 1557,56 и 17,97 – эмпирические коэффициенты. Использование изобретения обеспечивает повышение стойкости кислородного конвертера и получение требуемого содержания азота в металле.

Изобретение относится к черной металлургии, в частности к способам выплавки стали в кислородных конвертерах.

Известен способ выплавки стали в конвертере, включающий завалку в конвертер металлического лома, заливку чугуна, продувку металла кислородом, присадку извести и шлакообразующего материала, содержащего оксиды кальция, магния и железа. В качестве шлакообразующего материала в конвертер присаживают ожелезненный известково-магнезиальный флюс в количестве 5-40 кг/т годной стали, изготовленный путем спекания тонкоизмельченных материалов, содержащих оксиды кальция, магния и железа, при этом 10-80% флюса присаживают в завалку конвертера до начала подачи кислорода, а остальное количество флюса вводят до 8-й минуты продолжительности продувки металла. Вводимый в конвертер флюс содержит, мас.%: оксид кальция 45-60; оксид магния 26-35 и оксид железа 5-15 (см. описание к патенту Российской Федерации №2164952, МПК 7 С21С 5/28).

К недостаткам известного способа следует отнести увеличение насыщения металла азотом в процессе продувки металла, из-за ухудшения шлакообразования, связанное с увеличением вязкости конвертерного шлака.

Наиболее близким аналогом заявляемого изобретения является способ выплавки стали в кислородном конвертере, включающий завалку в ванну металлического лома, заливку чугуна, продувку кислородом, присадку извести, обожженного доломита и ожелезненного известково-магнезиального флюса. Обожженный доломит и ожелезненный известково-магнезиальный флюс присаживают в ванну при их соотношении 0,1-9,0, при этом общее количество вводимых доломита и флюса равно 10-45 кг/т стали. Обожженный доломит вводят в ванну при завалке шихты и по ходу продувки до начала интенсивного обезуглероживания, а ожелезненный известково-магнезиальный флюс вводят в это же время, а также за 1-3 мин до окончания продувки металла в количестве 2.0-10.0 кг/т стали. Содержание оксидов магния в обожженном доломите и в ожелезненном известково-магнезиальном флюсе составляет одинаковую величину, равную 25-35% (см. описание к патенту Российской Федерации №2196181, МПК 7 С21С 5/28).

Признаки ближайшего аналога, совпадающие с существенными признаками заявляемого изобретения: завалка металлического лома, заливка чугуна, продувка кислородом и присадка извести и шлакообразующего материала, содержащего оксиды кальция, магния и железа.

Известный способ не обеспечивает получения требуемого технического результата по следующим причинам.

Найденный в известном способе технологический прием использования обожженного доломита и ожелезненного известково-магнезиального флюса приводит к необходимости использования дополнительных расходных бункеров для их отдельного хранения.

В тоже время присадка ожелезненного известково-магнезиального флюса за 1-3 мин до окончания продувки без учета содержания азота в металле приводит к перерасходу материала, получению содержания MgO выше необходимого, загущению шлака, снижает его рафинирующую способность, затрудняет удаление азота из металла.

Кроме того, для изготовления ожелезненного известково-магнезиального флюса требуется применение дополнительного дорогостоящего оборудования для мокрого измельчения компонентов флюса и обжига его в окислительной атмосфере во вращающихся печах.

В основу изобретения поставлена задача усовершенствования способа выплавки стали в конвертере, при котором при минимальных затратах шлакообразующих материалов и увеличении стойкости конвертера получается требуемое содержание азота в готовой стали.

Поставленная задача решается тем, что в способе выплавки стали в конвертере, включающем завалку в ванну металлического лома, заливку чугуна, продувку кислородом, присадку извести и шлакообразующего материала, содержащего оксиды кальция, магния и железа, перед присадкой извести определяют количество израсходованного на продувку кислорода и содержание азота в металле и после израсходования 85-90% кислорода присаживают известь с расходом, определяемым из выражения

Q_Сао=0,0011×Q_кисл+850,46×N_мзпп-1557,56×N_пов-17,97,

где Q_Сао – расход извести, т;

Q_кисл – количество израсходованного кислорода, м³/мин;

N_мзпп – содержание азота перед присадкой извести, %;

N_пов – требуемое содержание азота в металле, %;

0,0011; 850,46; 1557,56 и 17,97 – эмпирические коэффициенты.

Сущность заявляемого технического решения заключается в присадке извести после израсходования 85-90% кислорода на продувку в зависимости от содержания азота в пробе, отобранной машиной замера параметров плавки по ходу продувки перед присадкой извести. Присадка извести приводит к увеличению удельной поверхности на границе металл – пузырь СО, улучшается деазотация металла.

Расчет расхода извести в зависимости от содержания азота позволяет снизить суммарный расход шлакообразующих материалов, вязкость шлака, повысить стойкость кислородного конвертера и получить требуемое содержание азота в металле.

Данный способ иллюстрируется следующим примером.

На плавку было завалено 65 т металлического лома, 35 т чушкового чугуна и залито 319 т жидкого чугуна следующего химического состава: 0,73% кремния, 0,16% марганца, 0,005% серы и 0,056% фосфора. Температура чугуна составляла 1374°С. В завалку было отдано 4,1 т свежеобожженной извести. В 16:33 начата продувка металла. Интенсивность продувки до проведения промежуточного скачивания шлака составляла 1100 м³/мин кислорода. По израсходованию 7463 м³ кислорода в 16:40 было проведено промежуточное скачивание шлака продолжительностью 4 мин. В начале промежуточного скачивания в конвертерную ванну было присажено 1,6 т извести.

После окончания скачивания шлака в 16:44 продувка металла была продолжена с интенсивностью 1098 м³/мин. Для наведения шлака в конвертер по ходу продувки присадили 25 тонн извести (порциями по 2-4 тонны) и 350 кг алюмофлюса.

В 16:58 по израсходованию 19887 м³ кислорода сделан замер температуры ванны машиной замера параметров плавки (МЗПП) и отобрана проба металла. Температура ванны составила 1615°С.

После получения результатов содержания азота в пробе металла (0,0051%) в конвертер было отдано извести исходя из выражения:

Q_Cao=0,0011×19887+850,46×0,0051-1557,56×0,0033-17,97=4,1 т

В 17:02 продувка закончена.

Суммарный расход кислорода на продувку составил 24602 м³, извести 34,8 т, алюмофлюса 0,35 т.

После окончания продувки сделана повалка конвертера. Температура ванны на повалке составила 1726°С.

В 17:08 начало выпуска плавки. Во время выпуска в сталеразливочный ковш отдано 0,7 т ФМн70; 1,2 т извести; 55 кг чушкового алюминия и 60 кг МГР. В 17:16 выпуск плавки окончен. Продолжительность выпуска составила 7 мин 34 сек. Химический состав металла, полученный после выпуска плавки, представлен ниже, %:

После отбора пробы ковш с плавкой был передан для дальнейшей обработки на агрегаты доводки.

Формула изобретения

Способ выплавки стали в конвертере, включающий завалку в ванну металлического лома, заливку чугуна, продувку кислородом, присадку извести и шлакообразующего материала, содержащего оксиды кальция, магния и железа, отличающийся тем, что перед присадкой извести определяют количество израсходованного на продувку кислорода и содержание азота в металле и после израсходования 85-90% кислорода присаживают известь с расходом, определяемым из соотношения

Q_cao=0,0011·Q_кисл.+850,46·N_мзпп-1557,56·N_пов-17,97,

где Q_cao – расход извести, т;

Q_кисл – количество израсходованного кислорода, м³/мин;

N_мзпп – содержание азота перед присадкой извести, %;

N_пов – требуемое содержание азота в металле, %;

0,0011; 850,46; 1557,56 и 17,97 – эмпирические коэффициенты.