CN109161785A - 降低无铝脱氧钢中b类夹杂物的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,包括如下步骤:1)转炉炼钢:避免过氧化出钢;出钢时采用低铝硅钡钙、硅铁和中碳锰铁进行脱氧合金化,再加入石灰和萤石,钢水中硅含量控制在0.55wt%~0.65wt%;2)LF炉精炼:LF炉加热化渣中分批次加入石灰和萤石,终渣碱度控制在2.0~3.0;钢水中硅含量控制在0.60wt%~0.70wt%,氩气80~200L/min软吹10~20min后进真空处理;3)RH炉精炼:RH炉在极限真空度下保持15~25min后破空,再将氩气流量调至150~250L/min,吹氩1~3min后将氩气流量调至80~200L/min,软吹8~15min后离站上铸机。本发明通过工艺改进降低了钢产品中B类夹杂物的超标率。
Description
技术领域
本发明涉及一种无铝脱氧钢的质量改进方法,特别是指一种降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法。
背景技术
B类夹杂物是钢轨产生疲劳断裂的主要原因,新铁标对350km/h高速重轨夹杂物要求B类≤1级,w(Alt)≤40×10-6。采用无铝脱氧工艺,基本上能消除Al2O3夹杂,将B类夹杂控制在较低水平。
申请号为201310629016.4的中国专利申请公开了一种经济高效的高速重轨钢无铝脱氧方法,该方法是在一个出钢周期的三个不同时段分别加入脱氧剂,所述第一次加入的脱氧剂包括:金属锰:0.64~0.68%、特硅:0.19~0.24%、硅钙钡:0.04~0.06%,所述第二次加入的脱氧剂包括:金属锰:0.36~0.40%、特硅:0.09~0.12%、硅钙钡:0.04~0.06%,所述第三次加入的脱氧剂包括:金属锰:0.14~0.17%、特硅:0.04~0.06%、硅钙钡:0.25~0.38%,余量为铁和其他不可避免的杂质。前述无铝脱氧方法可满足重轨钢氧含量的要求,并且能够在一定程度上降低B类夹杂含量。
但在生产实际中,由于耐材、下渣、合金、渣料带入等原因,钢水中不可避免的含有铝。生产过程中,钢水中w(Alt)≥40×10-6的现象时有发生,B类夹杂物超标率平均为2.63%,导致高速重轨降级甚至判废,增加了生产成本。
发明内容
本发明的目的在于提供一种能够降低的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法。
为实现上述目的,本发明所提供的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,包括如下步骤:
1)转炉炼钢:
转炉炼钢时控制钢水中碳元素不低于0.04wt%(质量百分比,下同),避免过氧化出钢;出钢时采用无铝脱氧合金采用低铝硅钡钙、硅铁和中碳锰铁(比例根据产品元素成分要求而定)进行脱氧合金化,再加入石灰和萤石,出完钢后,钢水中硅含量控制在0.55wt%~0.65wt%;
2)LF炉精炼:
LF炉加热化渣中分批次加入石灰和萤石,确保熔渣具有良好的流动性,终渣碱度控制在2.0~3.0;
化渣后,补充硅铁将钢水中硅含量控制在0.60wt%~0.70wt%,成分调整后,将氩气流量调整至80~200L/min,软吹10~20min后进真空处理;
3)RH炉精炼:
RH炉在极限真空度下保持15~25min后破空,破空后将氩气流量调至150~250L/min,吹氩1~3min后将氩气流量调至80~200L/min,软吹8~15min后离站上铸机。
优选地,所述步骤1)中,转炉出钢合金化后,钢水中硅含量控制在0.60wt%~0.65wt%。
优选地,所述步骤1)中,出钢时加入的石灰总量为每吨钢水2.5~4.2kg,萤石总量为每吨钢水0.4~0.84kg。
优选地,所述步骤2)处理后钢水中总铝质量含量在40×10-6以下。
优选地,所述步骤2)中,补充硅铁将钢水中硅含量控制在0.65wt%~0.70wt%。
优选地,所述步骤2)中,分批加入的石灰总量为2.5~4.2kg每吨钢水,萤石总量为0.4~0.84kg每吨钢水。
优选地,所述步骤2)加入硅铁总量≤2.63kg/t。
优选地,所述步骤3)中,极限真空度不高于绝对真空度100Pa。
以下对本发明的关键工艺参数进行说明。
钢水中有关铝和硅的反应如下:
1/2[Si]+1/3(Al2O3)=2/3[Al]+1/2(SiO2) (1)
其中,[Si]、[Al]为钢水中成分,(Al2O3)、(SiO2)为渣中成分,为减少B类夹杂物,需减小进入钢水中的总铝含量Alt,即应抑制反应(1)的进行。对高速重轨的渣样进行统计分析,渣中的Al2O3含量在3%~6%之间,对反应的影响不大,反应主要受碱度和[Si]的控制。
1)碱度的控制
分析表明,在LF炉精炼过程中,当炉渣碱度从2~5变化时,钢水中Alt的含量随碱度的增加而增大,特别是在碱度为3~5之间时,Alt的含量增加幅度更大,钢水中w(Alt)平均增加量达到20×10-6。因此,在满足钢水造白渣脱氧、脱硫的精炼条件下,控制碱度在2~3之间,可降低渣中Al2O3的活度,抑制反应(1)的进行。
2)硅含量的控制
加入硅铁进行脱氧及合金化,会促进反应(1)的进行,特别是在LF炉精炼后期,温度1580~1600℃,熔渣已脱氧变白时,此时加入硅铁进行合金化,精炼过程钢水中w(Alt)增加明显,对产品B类夹杂物的控制不利。
分析表明,当碱度相差不大时,硅铁加入量增加使钢水中w(Alt)的增加量变大,并且随着硅铁加入量的增大,w(Alt)的增加幅度也增大。吨钢硅铁加入量≤2.63kg,钢水中硅含量增加值≤0.15%时,精炼过程钢水中w(Alt)平均增加小于20×10-6。
在精炼过程中,脱氧及合金化应在精炼前期进行,转炉脱氧合金化过程将钢水中硅含量控制在0.55%~0.65%之间,LF炉精炼过程将钢水中硅含量控制在0.60%~0.70%之间,减少精炼过程硅铁的加入量,降低精炼过程钢水中w(Alt)的增加量。
3)其他工艺参数说明
转炉出钢时加入石灰起到保温和调整渣碱度的作用,加入萤石可降低渣的粘度,提高渣的流动性。
LF炉精炼进行软吹时,80~200L/min的氩气流量、10~20min的软吹氩气时间可以有效的去除钢液中的非金属夹杂物,减少RH进站时的夹杂物可大幅降低RH终点夹杂物数量。
RH炉精炼时,钢水在极限真空度下保持15~25min结束。由于真空处理过程中存在温降,结束后熔渣结壳变黏,因此软吹前将氩气流量调至150~250L/min,待炉渣软化后氩气流量调至80~150L/min。
与现有技术相比,本发明的有益效果在于:本发明通过控制终渣碱度、硅铁含量等方式,使钢水中w(Alt)含量得到降低,整个过程钢水中w(Alt)≤40×10-6,产品中B类夹杂物超标率由2.63%降为0.11%~1.1%。
具体实施方式
下面以重轨钢U75V为例,结合具体实施例对本发明作进一步的详细说明。
实施例1
工艺流程:喷吹脱硫—转炉吹炼—LF炉精炼—RH炉精炼—方坯连铸。
1)转炉吹炼工艺
转炉出钢碳按0.08%的目标值控制(下文中百分数如未特别说明,均为质量百分数),避免过氧化出钢,出钢时采用低铝硅钡钙,硅铁,中碳锰铁进行脱氧合金化,出钢时采用滑板挡渣,转炉控制下渣量,出钢时加入石灰400kg(钢水总量为120吨,下同),萤石80kg,出完钢合金化后,钢水中硅含量控制在0.55%。
2)LF炉精炼工艺
LF炉加热化渣中分批次加入石灰、萤石,加入石灰总量为400kg,萤石总量为80kg,确保熔渣具有良好的流动性,终渣碱度控制在2.5~3.0之间。脱氧化渣后,将钢水中硅含量控制在0.68%,将氩气流量调整至110L/min,软吹15min后进真空处理。
3)RH炉精炼工艺
RH炉在极限真空度下保持20min后破空,破空后将氩气流量调至200L/min,吹氩2min后将氩气流量调至100L/min,软吹时间10min,然后离站上铸机。
实施例2
工艺流程:喷吹脱硫—转炉吹炼—LF炉精炼—RH炉精炼—方坯连铸
1)转炉吹炼工艺
转炉出钢碳按目标值0.08%控制,避免过氧化出钢,出钢时采用低铝硅钡钙,硅铁,中碳锰铁进行脱氧合金化,出钢时采用滑板挡渣,转炉控制下渣量,出钢时加入石灰400kg,萤石80kg,出完钢合金化后,钢水中硅含量控制在0.60%。
2)LF炉精炼工艺
LF炉加热化渣中分批次加入石灰、萤石,加入石灰总量为400kg,萤石总量为80kg,确保熔渣具有良好的流动性,终渣碱度控制在2.5~3.0之间。脱氧化渣后,将钢水中硅含量控制在0.68%,将氩气流量调整至110L/min,软吹15min后进真空处理。
3)RH炉精炼工艺
RH炉在极限真空度下保持20min后破空,破空后将氩气流量调至200L/min,吹氩2min后将氩气流量调至100L/min,软吹时间10min,然后离站上铸机。
实施例3
工艺流程:喷吹脱硫—转炉吹炼—LF炉精炼—RH炉精炼—方坯连铸
1)转炉吹炼工艺
转炉出钢碳按目标值0.08%控制,避免过氧化出钢,出钢时采用低铝硅钡钙,硅铁,中碳锰铁进行脱氧合金化,出钢时采用滑板挡渣,转炉控制下渣量,出钢时加入石灰400kg,萤石80kg,出完钢合金化后,钢水中硅含量控制在0.65%。
2)LF炉精炼工艺
LF炉加热化渣中分批次加入石灰、萤石,加入石灰总量为400kg,萤石总量为80kg,确保熔渣具有良好的流动性,终渣碱度控制在2.5~3.0之间。脱氧化渣后,将钢水中硅含量控制在0.68%,将氩气流量调整至110L/min,软吹15min后进真空处理。
3)RH炉精炼工艺
RH炉在极限真空度下保持20min后破空,破空后将氩气流量调至200L/min,吹氩2min后将氩气流量调至100L/min,软吹时间10min,然后离站上铸机。
实施例4
工艺流程:喷吹脱硫—转炉吹炼—LF炉精炼—RH炉精炼—方坯连铸
1)转炉吹炼工艺
转炉出钢碳按目标值0.08%控制,避免过氧化出钢,出钢时采用低铝硅钡钙,硅铁,中碳锰铁进行脱氧合金化,出钢时采用滑板挡渣,转炉控制下渣量,出钢时加入石灰400kg,萤石80kg,出完钢合金化后,钢水中硅含量控制在0.55%。
2)LF炉精炼工艺
LF炉加热化渣中分批次加入石灰、萤石,加入石灰总量为400kg,萤石总量为80kg,确保熔渣具有良好的流动性,终渣碱度控制在2.0~2.5之间。脱氧化渣后,将钢水中硅含量控制在0.60%,将氩气流量调整至80L/min,软吹10min后进真空处理。
3)RH炉精炼工艺
RH炉在极限真空度下保持15min后破空,破空后将氩气流量调至150L/min,吹氩1min后将氩气流量调至80L/min,软吹时间8min,然后离站上铸机。
实施例5
工艺流程:喷吹脱硫—转炉吹炼—LF炉精炼—RH炉精炼—方坯连铸
1)转炉吹炼工艺
转炉出钢碳按目标值0.08%控制,避免过氧化出钢,出钢时采用低铝硅钡钙,硅铁,中碳锰铁进行脱氧合金化,出钢时采用滑板挡渣,转炉控制下渣量,出钢时加入石灰400kg,萤石80kg,出完钢合金化后,钢水中硅含量控制在0.65%。
2)LF炉精炼工艺
LF炉加热化渣中分批次加入石灰、萤石,加入石灰总量为400kg,萤石总量为80kg,确保熔渣具有良好的流动性,终渣碱度控制在2.5~3.0之间。脱氧化渣后,将钢水中硅含量控制在0.70%,将氩气流量调整至200L/min,软吹20min后进真空处理。
3)RH炉精炼工艺
RH炉在极限真空度下保持25min后破空,破空后将氩气流量调至250L/min,吹氩3min后将氩气流量调至150L/min,软吹时间15min,然后离站上铸机。
本发明实施例1~3的成品氧含量、硫含量、铝含量分析结果见下表。
表1各实施例成品参数
类别 | 成品氧含量(%) | 成品硫含量(%) | 成品铝含量(%) |
实施例1 | 0.00172 | 0.0045 | 0.0035 |
实施例2 | 0.00168 | 0.0047 | 0.0032 |
实施例3 | 0.00153 | 0.0042 | 0.0028 |
实施例4 | 0.00178 | 0.0046 | 0.0032 |
实施例5 | 0.00152 | 0.0041 | 0.0036 |
从上表可以看出,各实施例成品均满足新铁标对350km/h高速重轨夹杂物的要求,即B类≤1级,w(Alt)≤40×10-6。
Claims (8)
1.一种降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,其特征在于:包括如下步骤:
1)转炉炼钢:
转炉炼钢时控制钢水中碳元素不低于0.04wt%,避免过氧化出钢;出钢时采用低铝硅钡钙、硅铁和中碳锰铁进行脱氧合金化,再加入石灰和萤石,出完钢后,钢水中硅含量控制在0.55wt%~0.65wt%;
2)LF炉精炼:
LF炉加热化渣中分批次加入石灰和萤石,确保熔渣具有良好的流动性,终渣碱度控制在2.0~3.0;
化渣后,补充硅铁将钢水中硅含量控制在0.60wt%~0.70wt%,成分调整后,将氩气流量调整至80~200L/min,软吹10~20min后进真空处理;
3)RH炉精炼:
RH炉在极限真空度下保持15~25min后破空,破空后将氩气流量调至150~250L/min,吹氩1~3min后将氩气流量调至80~150L/min,软吹8~15min后离站上铸机。
2.根据权利要求1所述的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,其特征在于:所述步骤2)处理后钢水中总铝质量含量在40×10-6以下。
3.根据权利要求1所述的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,其特征在于:所述步骤1)中,转炉出钢合金化后,钢水中硅含量控制在0.60%~0.65%。
4.根据权利要求1所述的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,其特征在于:所述步骤1)中,出钢时加入的石灰总量为2.5~4.2kg每吨钢水,萤石总量为0.4~0.84kg每吨钢水。
5.根据权利要求1所述的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,其特征在于:所述步骤2)中,补充硅铁将钢水中硅含量控制在0.65wt%~0.70wt%。
6.根据权利要求1所述的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,其特征在于:所述步骤2)中,分批加入的石灰总量为每吨钢水2.5~4.2kg,萤石总量为每吨钢水0.4~0.84kg。
7.根据权利要求1~6中任一项所述的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,其特征在于:所述步骤2)加入硅铁总量≤2.63kg/t。
8.根据权利要求1~6中任一项所述的降低无铝脱氧钢中B类夹杂物的方法,其特征在于:所述步骤3)中,极限真空度不高于绝对真空度100Pa。
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PB01 | Publication | ||
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RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20190108 |
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