(54) СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ СТАЛИ(54) METHOD OF GETTING STEEL
1one
Изобретение относитс к черной металлургии , а именно к выплавке стали различного назначени в дугово1х печах.The invention relates to ferrous metallurgy, namely to the smelting of steel for various purposes in arc furnaces.
Известен способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихтовых материалов, расплавление, окислени примесей газообразным кислородом и твердыми окислител ми, скачивание окислительного шлака и выпуск металла 1.There is a known method of steel smelting in arc furnaces, which includes loading charge materials, melting, oxidizing impurities with gaseous oxygen and solid oxidizing agents, downloading oxidizing slag, and releasing metal 1.
Недостатком известного способа выплавки стали вл етс высокое содержание серы в литом металле из-за отсутстви приемов , способствующих удалению серы из нераскисленного металла. Высокое содержание серы (более 0,020%) не позвол ет получать качеСтвенньш литой металл, разливаемый на УНРС. Введение раскислителей в нераскисленный металл под окислительным шлаком приводит к высоким угарам легируюш,их элементов (марганца, кремни , алюмини и др.). При этом разное количество оставшегос в печи (например 100тонной ) окислительного шлака приводит к непопаданию в узкие пределы химсостава стали.A disadvantage of the known method of steel smelting is the high sulfur content in the cast metal due to the lack of methods promoting the removal of sulfur from the undissolved metal. A high sulfur content (greater than 0.020%) does not allow the production of a quality cast metal poured on the GNSS. The introduction of deoxidizing agents in an unoxidized metal under oxidizing slag leads to high levels of alloyed metals, their elements (manganese, silicon, aluminum, etc.). At the same time, a different amount of the oxidative slag remaining in the furnace (for example, 100 tons) leads to non-falling into the narrow limits of the chemical composition of the steel.
Известен также способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихты , ее расплавление, окисление примесей кислородом, выпуск металла в ковш, в процессе которого в металл ввод т десульфурирующую смесь, состо щую из Na гСО з СаО и силикокальци в количестве 4-16 кг/т. Такой способ выплавки стали позвол ет снизить содержание серы в литом металле (до 0,015%) и обеспечить получение металла без большого количества поперечных трещин на литых заготовках 2.There is also known a method of steel smelting in arc furnaces, including loading of the charge, its melting, oxidation of impurities with oxygen, metal release into the ladle, during which a desulfurizing mixture consisting of Na gSO 3 CaO and silicocalcium in the amount of 4-16 kg is introduced into the metal / t. This method of steelmaking reduces the sulfur content in the cast metal (to 0.015%) and ensures the production of metal without a large number of transverse cracks in the cast billets 2.
Однако этому способу присущи большие потери температуры металла (до 25- 30°С при 100-тонной плавке) при вводе твердых десульфураторов в количествах 4- 16 кг/т, в св зи с чем увеличиваютс расходы на электроэнергию; недостаточна сте15-пень десульфурации из-за применени твердых десульфураторов или высокой окисленности металла во врем десульфурации; загр знение атмосферы цеха при применении порошкообразных десульфураторов (наиболее рациональных с точки зрени десуль20 фурации); больша окисленность нераскисленного металла и наличие после выпуска в ковше окислительного шлака, так как последний в печи не скачиваетс . Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому вл етс способ получени стали, при котором низкоуглеродистый полупродукт выплавл ют под известково-глиноземистым шлаком в одной печи и легирующий расплав с рафинировочным щлаком в другой с последующим их смещейием 3. Недостатками данного способа вл ютс необходимость наличи в цехе печей разной емкости или сталеразливочных ковшей в 2 раза больщей емкости, чем сталеплавильные печи, что в современных цехах не предусмотрено , так как однозначно признано неэкономичным; высокие теплопотери (до 60°) при смешивании (переливе металла из одного ковша в другой); дополнительные расходы на наведение известково-глиноземистого шлака над полупродуктом .(7,9 руб. на 1 т стали). Цель изобретени - сокращение угара легирующих элементов, снижение содержаНИИ вредных примесей и себестоимости передела полупродукта в сталь. Поставленна цель достигаетс за счет выплавки полупродукта под окислительным шлаком в одной электропечи и стали под рафинировочным шлаком в другой, при этом перед выпуском полупродукта в ковш окислительный шлак скачивают на 70-90°/о, а полупродукт выпускают на рафинировочный шлак от выплавки стали во второй печи. При высоком содержании закиси железа в окислительном шлаке (выше 20%) предусмотрено его раскисление (оставшегос его количества 10-30%) до содержани закиси железа 2,5-20 вес. %. Возможен передел полупродукта в сталь, т. е. его легирование и раскисление провод т непосредственно в процессе выпуска его в ковш. Скачивание окислительного шлака перед выпуском на 70-80% его количества в печи позвол ет снизить содержание фосфора за счет удалени PsOs вместе с окислительным шлаком и резко сократить рефосфорацию при последующем раскислении металла, а, следовательно, и шлака. Этот же прием способствует получению низких содержаний серы в стали из полупродукта за счет уменьшени количества окислительного шлака, попадающего в рафинировочный. Меньшее количество окислительного шлака легче у экономичней раскисл ть до низкого содержани FeO, при этом сокращаетс угар легирующих элементов (Si, Мп, А1, Сг и др.)- Оставление в печи более 30% окислительного шлака не позвол ет получить в стали из полупродукта низкое содержание фосфора (менее 0,008%) и серы (менее 0,015%). Скачивание щлака до его оставлени менее 10% в крупных дуговых печах (100, 150, 200 т) практически неосуществимо. Затраты ручного (а также машинного) труда не рациональны. Такое малое количестно шлака обеспечивает легкое снижение в шлаке содержани закиси железа с 21 - 60% до 2,5-20%. После выпуска окисленного полупродукта в ковш с рафинировочным шлаком состава, %: СаО 45-55; SiOz 10-25, MgO 12-20; AkOjS-20; МпО 3-7 значительно облегчаетс рафинирование его от серы, фосфора за счет более высокой основности шлака, а также легирование металла кремнием, алюминием и раскисление кальцием за счет более высокого содержани окислов указанных легирующих и раскислителей в рафинировочном щлаке, нежели в окислительном. Угары легирующих элементов и раскислителей сокращаютс из-за повышенного содержани СаО, SiO2, AljOj в рафинировочном шлаке. Если в мелких (до 10 т) электропечах скачать окислительный шлак в принципе возможно до 85-90% его количества, то в средних (15-60 т) и крупных (100-200 т) удаетс удалить лишь 70-75% шлака. В зкость окислительного шлака, котора зависит от его состава и температуры, глубина и плошадь ванны печи определ ют возможность скачивани шлака. Исход из опыта работы печей различной емкости и серий замеров количества окислительного шлака при его скачивании на печах емкостью 5-200 т при выплавке полупродукта установили, что скачивать шлак целесообразно на 70-90% его количества, а 10-30% раскисл ть, например , дробью алюмини , при этом перевод FeO в , таким образо.м, увеличивать содержание А1гОз в рафинировочном шлаке. Удал ть менее 70% окислительного шлака нецелесообразно из-за дальнейшей рефосфорации из него в металл, а более 90% шлака удалить из крупной электропечи, как показали замеры, невозможно. Раскисл ть оставшийс в печи окислительный шлак наиболее целесообразно с точки зрени затрат ручного труда до 2,5- 20% закиси железа, при содержании FeO пор дка 40-65% - до 10-20%, а при 21 - 40% в исходном шлаке - до 2,5-10% перед выпуском. Остаток окислительного щлака над полупродуктом при наличии дальнейшей внепечной обработки, например вакуумном обезуглероживании, раскисл ть не об зательно. При получении стали из полупродукта без внепечной обработки целесообразно легирующие и раскислители дл их равномерного распределени в стали вводить в процесс выпуска полупродукта. Пример 1. При получении электротехнической стали производ т выплавку в двух 100-тонных дуговых печах. В первой расплавл ют щихту, продувают расплав железо-углерод кислородом с интенсивностью 45 до получени 0,05% углерода. При этом образуетс 4 т окислительного шлака состава, %: СаО 7,0; SiOj ,3; AUOj 1,0; FeO 60,5; FejOj 13,6; MgO 10,0; MnO 3,6. Скачивают шлак на 70% до оставлени егоHowever, this method is characterized by large metal temperature losses (up to 25-30 ° C at 100-ton smelting) when solid desulphurisers are introduced in amounts of 4-16 kg / t, due to which energy costs increase; insufficient stent-desulfurization stump due to the use of solid desulphurisers or high oxidation of the metal during desulfurization; pollution of the workshop atmosphere when using powdered desulfurizers (the most rational from the point of view of desulfurization); the high oxidation of the unoxidized metal and the presence of oxidizing slag after the release in the ladle, since the latter is not downloaded in the furnace. The closest in technical essence and the achieved result to the proposed method is steel production, in which the low-carbon semi-finished product is smelted under calc-alumina slag in one furnace and alloying melt with refining slag in another and their subsequent displacement 3. The disadvantages of this method are the need the presence in the workshop of furnaces of different capacity or steel-teeming ladles is 2 times larger than the steel-smelting furnaces, which is not provided in modern workshops, since it is definitely recognized but uneconomic; high heat losses (up to 60 °) when mixed (overflow of metal from one ladle to another); additional costs for lime-alumina slag over the intermediate product (7.9 rubles per ton of steel). The purpose of the invention is to reduce the loss of alloying elements, reducing the content of harmful impurities and the cost of redistribution of the intermediate into steel. The goal is achieved by smelting the intermediate product under the oxidizing slag in one electric furnace and steel under the refining slag in the other, while before the intermediate product is released into the ladle, the oxidative slag is downloaded at 70-90 ° / o, and the intermediate product is released into the refining slag from steel melting ovens. With a high content of ferrous oxide in oxidizing slag (above 20%), its deoxidation (the remaining amount of 10–30%) to an iron oxide content of 2.5–20 wt. % It is possible to redistribute the intermediate product into steel, i.e., its alloying and deoxidation are carried out directly in the process of releasing it into the ladle. Downloading oxidizing slag before releasing 70-80% of its amount in the furnace reduces the phosphorus content by removing PsOs along with the oxidizing slag and drastically reducing refosporation during the subsequent deoxidation of the metal, and, consequently, slag. The same technique helps to obtain low sulfur contents in steel from the intermediate product by reducing the amount of oxidizing slag that enters the refining one. A smaller amount of oxidizing slag is easier to economize to a low FeO content, while reducing the waste of alloying elements (Si, Mn, A1, Cr, etc.) - Leaving more than 30% of the oxidizing slag in the furnace does not allow to get low in semi-finished steel phosphorus content (less than 0.008%) and sulfur (less than 0.015%). Downloading shlaka to its remaining less than 10% in large arc furnaces (100, 150, 200 tons) is practically impracticable. The costs of manual (and also machine) labor are not rational. Such a small amount of slag provides an easy reduction in the slag content of ferrous oxide from 21–60% to 2.5–20%. After the release of the oxidized intermediate in the ladle with the refining slag composition,%: CaO 45-55; SiOz 10-25, MgO 12-20; AkOjS-20; MpO 3-7 greatly facilitates refining it from sulfur, phosphorus due to the higher basicity of slag, as well as alloying the metal with silicon, aluminum and deoxidation with calcium due to the higher content of oxides of these alloying and deoxidizing agents in the refining millboard than in the oxidizing one. The fumes of alloying elements and deoxidizing agents are reduced due to the increased content of CaO, SiO2, AljOj in the refining slag. If in small (up to 10 tons) electric furnaces, oxidizing slag is possible in principle, up to 85-90% of its quantity, then in medium (15-60 tons) and large (100-200 tons) only 70-75% of slag can be removed. The viscosity of the oxidizing slag, which depends on its composition and temperature, the depth and area of the furnace bath, determine the possibility of slag downloading. Proceeding from the experience of operation of furnaces of various capacity and series of measurements of the amount of oxidizing slag when it was downloaded on furnaces with a capacity of 5–200 tons during smelting of the intermediate product, it was established that it is advisable to download slag by 70–90% of its amount and 10–30% deoxidize aluminum shot, while translating FeO into, thus, increase the A1gOz content in the refining slag. It is impractical to remove less than 70% of the oxidizing slag due to further refosporation from it into the metal, and more than 90% of the slag cannot be removed from a large electric furnace. To deacidify the oxidizing slag remaining in the furnace, it is most expedient from the point of view of manual labor costs up to 2.5-20% ferrous oxide, when the content of FeO is in the order of 40-65% up to 10-20%, and at 21-40% in the original slag - up to 2.5-10% before release. The remainder of the oxidizing slag over the intermediate product, in the presence of further after-furnace treatment, such as vacuum decarburization, is not necessary. When steel is obtained from a semi-finished product without secondary treatment, it is advisable to use alloying and deoxidizing agents for their uniform distribution in the steel to be introduced into the semi-finished product production process. Example 1. Upon receipt of electrical steel, smelting is carried out in two 100-ton arc furnaces. In the first, the melt melts, purging the iron-carbon melt with oxygen of intensity 45 to obtain 0.05% of carbon. This forms 4 tons of oxidizing slag composition,%: CaO 7.0; SiOj, 3; AUOj 1.0; FeO 60.5; FejOj 13.6; MgO 10.0; MnO 3.6. Download slag 70% before leaving it