Способ получения стали

Опубликовано 15.08.81. Бюллетень 30Дата опубликования описания 25.08.81 по делам изобретеиий и открытий(72) Авторы изобретен й С. В, Климов, В. А. Салаутин,Ю. В. Гавриленко, В. А. Марыш О. Е. Молчанов и Э. В Центральный ордена Трудового Красного Зн научно-исследовательский институт черной мета им, И. П. Бардина71) Заяви 54) СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ СТА окисление примесей еталла в ковш, в прол вводят десульфури щую из Иа 2 СО т СаО и честве 4 - 16 кг/т. Тастали позволяет сни-в литом металле (до ь получение металла ства поперечных тревках 2 . сплавление, м, выпуск м рого в метал месь, состоя ьция в коли б выплавки ржание серь и обеспечит ого количе итых загото ты, ее ра кислородо цессе кото рующую с силикокал кой спосо зить соде 0,015%) без больш щин на л Изобретение относится к чернолургии, а именно к выплавке сталиного назначения в дуговых печах.Известен способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихтовых материалов, расплавление, окисления примесей газообразным кислородом и твердыми окислителями, скачивание окислительного шлака и выпуск металла 1 .Недостатком известного способа выплавки стали является высокое содержание серы в литом металле из-за отсутствия приемов, способствующих удалению серы из нераскисленного металла. Высокое содержание серы (более 0,020%) не позволяет получать качественный литой металл, разливаемый на УНРС. Введение раскислителей в нераскисленный металл под окислительным шлаком приводит к высоким угарам легирующих элементов (марганца, крем" ния, алюминия и др,). При этом разное количество оставшегося в печи (например 100- тонной) окислительного шлака приводит к непопаданию в узкие пределы химсостава стали,Известен также способ выплавки стали в дуговых печах, включающий загрузку шихОднако 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 связи с чем увеличиваются расходы на электроэнергию; недостаточная сте- , пень десульфурации из-за применения твердых десульфураторов или высокой окисленности металла во время десульфурации; загрязнение атмосферы цеха при применении порошкообразных десульфураторов (наиболее рациональных с точки зрения десульЗ 1 фурации); большая окисленность нераскисленного металла и наличие после выпуска в ковше окислительного шлака, так как последний в печи не скачивается.Наиболее близким по технической сущ-,ности и достигаемому результату к предлагаемому является способ получения стали,при котором низкоуглеродистый полупродуктвыплавляют под известково-глиноземистымшлаком в одной печи и легирующий расплав с рафинировочным шлаком в другойс последующим их смешением 13.Недостатками данного способа являютсянеобходимость наличия в цехе печей разнойемкости или сталеразливочных ковшей в 2раза большей емкости, чем сталеплавильныепечи, что в современных цехах не предусмотрено, так как однозначно признано неэкономичным; высокие теплопотери (до 60) присмешивании (переливе металла из одногоковша в другой); дополнительные расходына наведение известково-глинозем истогошлака над полупродуктом,(7,9 руб. на 1 тстали) .Цель изобретения - сокращение угаралегирующих элементов, снижение содержания вредных примесей и себестоимости передела полупродукта в сталь,Поставленная цель достигается за счетвыплавки полупродукта под окислительнымшлаком в одной электропечи и стали подрафинировочным шлаком в другой, при этомперед выпуском полупродукта в ковш окислительный шлак скачивают на 70 - 90/, аполупродукт выпускают на рафинировочныйшлак от выплавки стали во второй печи.При высоком содержании закиси железа в окислительном шлаке (выше 20/)предусмотрено его раскисление (оставшегося его количества 1 О - 30 ц/о) до содержания закиси железа 2,5 - 20 вес./,.Возможен передел полупродукта в сталь,т, е. его легирование и раскисление проводят непосредственно в процессе выпускаего в ковш.Скачивание окислительного шлака передвыпуском на 70 - 80 й его количества в печипозволяет снизить содержание фосфора засчет удаления РаО вместе с окислительнымшлаком и резко сократить рефосфорациюпри последующем раскислении металла, а,следовательно, и шлака. Этот же прием способствует получению низких содержаний серы в стали из полупродукта за счет уменьшения количества окислительного шлака, попадающего в рафинировочный. Меньшее количество окислнтельного шлака легче И экономичней раскислять до низкого содержанияГеО, при этом сокращается угар легирующих элементов (Я, Мп, А 1, Сг и др.). Оставление в печи более 30/ окислительногошлака не позволяет получить в стали из полупродукта низкое содержание фосфора (менее 0,008/,) и серы (менее 0,015/). Скачивание шлака до его оставления менее 10/в крупных дуговых печах (100, 150, 200 т)практически неосуществимо.Затраты ручного (а также машинного)труда не рациональны. Такое малое коли 5 о 15 ю 25 эо м 4 О 45 50 55 чество шлака обеспечивает легкое снижение в шлаке содержания закиси железа с 21 - 60/ до 2,5 - 20 й. После выпуска окисленного полупродукта в ковш с рафинировочным шлаком состава,/ю. СаО 45 - 55; ЯО 10 - 25, МдО 12 - 20; А 108 - 20; МпО 3 - 7 значительно облегчается рафинирование его от серы, фосфора за счет более высокой основности шлака, а также легирование металла кремнием, алюминием и раскисление кальцием за счет более высокого содержания окислов указанных легирующих и раскислителей в рафинировочном шлаке, нежели в окислительном. Угары легирующих элементов и раскислителей сокращаются из-за повышенного содержания СаО, ЯОг, А 10 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) удается удалить лишь 70 - 75/ шлака. Вязкость окислительного шлака, которая зависит от его состава и температуры, глубина и площадь ванны печи определяют возможность скачивания шлака. Исходя 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 1 О - 30/ раскислять, например, дробью алюминия, при этом переводя ГеО в АгО з и, таким образом, увеличивать содержание АаОз в рафинировочном шлаке. Удалять 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,Раскислять оставшийся в печи окислительный шлак наиболее целесообразно с точки зрения затрат ручного труда до 2,5 - 20/, закиси железа, при содержании ГеО порядка 40 - 65/ - до 10 - 20 Й, а при 21 - 40/ в исходном шлаке - до 2,5 - 10/, перед выпуском. Остаток окислительн ого шлака над полупродуктом при наличии дальнейшей внепечной обработки, например вакуумной обезуглероживании, раскислять не обязательно. При получении стали из полупродукта без внепечной обработки целесообразно легирующие и раскислители для их равномерного распределения в стали вводить в процесс выпуска полупродукта.Пример 1. При получении электротехнической стали производят выплавку в двух 100.тонных дуговых печах, В первой расплавляют шихту, продувают расплав железо - углерод кислородом с интенсивностью 45 нм/мин до получения 0,05/, углерода. При этом образуется 4 т окислительного шлака состава, /,: СаО 7,0; 810,3; А 1 Оь 1,0; ГеО 60,5; ГеО з 13,6; МдО 10,0; МпО 3,6. Скачивают шлак на 70/о до оставления егов печи в количестве 1,2 т. Шлак раскисляют порошком алюминия в количестве 150 кг до получения в шлаке 20 О/о закиси железа (с учетом ГеО; т. е. ГеО экв-ГеО - 0,89 ГеОз). Во второй печи расплавляют шихту, продувают металл кислородом, скачивают окислительный шлак, легируют металл до получения стали 45, наводят рафинировочный шлак из 3 т извести, 0,5 т плавикового шпата и 0,5 т шамота. Раскисляют шлак порошком ферросилиция 4 кг/т и алюминия 2 кг/т. Получают рафинировочный шлак состава, %: СаО 49; ЯО 15; МцО 14; А 10 з 20; МпО 1; ГеО 1. Выпускают рафинировочный шлак из второй печи и ковш со шлаком подают под выпуск полупродукта из первой печи. Выпускают полупродукт из первой печи на рафинировочный шлак из второй. Подают полупродукт на установку УВСдля вакуумного обезуглероживания. После проведения обезуглероживания легируют, раскисляют полупродукт и подают готовую сталь на УНРС, Угар марганца сокращается на 9%, кремния на 15/о. Содержание серы составляет 0,008 О/о, фосфора 0,003 О/о. Себестоимость стали сокрагилась на 3,5 р/т.Пример 2. При получении трубной стали 17 Г 1 СУ производят выплавку в двух 50-тонных печах. В первой печи расплавляют шихту, продувают расплав кислородом до получения 0,10/о углерода. При этом образуется 2 т окислительного шлака состава, о/о: СаО 10; ЯО р 10, А 10 5; ГеО 35; МдО 25; МпО 5. Скачивают шлак на 80/ оставив в печи 0,4 т. Во второй печи производят то же самое, но после скачивания окислитель- ного шлака на 80% легируют металл марганцем, кремнием, наводят рафинировочный шлак из 20 кг/т извести, 5 кг/т шпата, 3 кг/т шамота. Раскисляют шлак дробью алюминия в количестве 3 кг/т вып скают рафинировочный шлак в ковш. Ковш подают к первой печи и на него выпускают полупродукт вместе с остатком окислительного шлака. В процессе выпуска полупродукта в металл вводят 15 кг/т ферромарганца, 5 кг/т ферросилиция и 2 кг/т силикокальция. Полученную таким образом из полупродукта сталь подают на разливку в 13,1-тонные листовые слитки. Угар марганца сокращается на 12/о, кремния на 17/ кальция на 21 О/о. Содержание серы в стали составляет 0,004 О/о, фосфора 0,005 О/о. Себестоимость стали снизилась на 5,7 руб/т.Пример 3. При выплавке трубной стали 15 в первой 10-тонной дуговой печи расплавляют шихту, продувают металл кислородом. При продувке металла кислородом образуется 1 т окислительного шлака состава, /о: СаО 12; ЯОи 16,6; А 1 хОз 5,0; ГеО 30,0; ГеаОз 10; МдО 15; МпО 10. Скачивают шлак на 90 О/о, т. е, до оставления его в печи в количестве 100 кг. Раскисляют остаток шлака коксом до содержания в нем закиси железа (с учетом ГеОь) 2,5 О/,. Во3035 40 455055 Формула изобретения 1. Способ получения стали, включающий выплавку полупродукта под окислительным шлаком в одной электропечи с последующим выпуском в ковш и стали под рафинировочным шлаком в другой, отличающийся тем, что, с целью сокращения угара легирующих элементов, снижения содержания вредных примесей и себестоимости предела полупродукта в сталь, перед выпуском полупродукта в ковш окислительный шлак скачивают на 70 - 90%, а полупродукт выпускают на рафинировочный шлак от выплавки стали во второй печи.2. Способ по п, 1, отличающийся тем, что оставшийся в печи окислительный шлак в количестве 10 - 30/о, раскисляют до содержания в нем закиси железа 2,5 - 20 вес. о/о.3. Способ по п, 1, отличающийся тем, что легирование и раскисление полупродукта про изводят в процессе выпуска его из электропечи.Источники информации,принятые во внимание при экспертизе1. Авторское свидетельство СССР582297, кл. С 21 С 5/52, С 21 С 7/00,1976.2. Авторское свидетельство СССР558944, кл. С 21 С 5/52, С 21 С 7/00,1977.3. Авторское свидетельство СССР435284, кл. С 21 С 5/52, 1974. второй печи расплавляют шихту, продувают металл кислородом, скачивают окислительный шлак, легируют металл кремнием и марганцем до получения стали 15, наводят рафинировочный шлак из 25 кг/т извести, 5 кг/т 5 плавикового шпата. Раскисляют рафинировочный шлак 2 кг/т коксом, 3,5 кг/т ферросилицием и 3 кг/т порошком алюминия. Выпускают рафинировочный шлак из второй печи и подают ковш со шлаком под выпуск 1 Ополупродукта из первой. Выпускают полупродукт в ковш на рафинировочный шлак и одновременно в металл вводят 3 кг/т ферросилиция, 3 кг/т ферромарганца, 3 кг/т силикокальция и 0,3 кг/т алюминия. Полученную сталь продувают аргоном и подают на 5 разливку. Угар кремния сокращается на 10марганца на 8 О/ алюминия на 22 О/о. Содержание серы в полупродукте снижается 0,029- 0,007 О/о, фосфора до 0,008 О/о. Себестоимость стали снижается на 3,7 руб/т.Выплавка стали по предлагаемому способу увеличивает производительность одной 100-тонной дуговой печи на 8 в 10 тыс. т стали в год за счет исключения рафинировочного периода в печи при обеспечении качества стали двухшлаковой выплавки.Экономический эффект от использованияизобретения при объеме выплавки стали по предлагаемому способу 220 тыс. т в год составляет 770 тыс. руб.