CN115261560A - 一种ch1t超低碳冷镦钢的lf精炼方法 - Google Patents

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CN115261560A CN202210923876.8A CN202210923876A CN115261560A CN 115261560 A CN115261560 A CN 115261560A CN 202210923876 A CN202210923876 A CN 202210923876A CN 115261560 A CN115261560 A CN 115261560A
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Abstract

本发明公开了一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,涉及冶金技术领域;该方法包括转炉出钢,并进行合金化和渣洗处理;LF进站,在钢水中加入石灰G1和第一批次的萤石G2并进行送电化渣,且送电化渣中通入氩气,并进行搅拌;用粘渣杆伸入钢液进行粘渣,并测量粘渣杆上渣块的横截面厚度D1,以渣块的横截面厚度相对于预设值D0每增加Amm补加Bkg/吨钢的萤石通过公式B*(D1‑D0)/A进行第二批次的萤石G3的补加继续通入氩气继续送电。该方法通过粘渣测厚度的方法可以准确计算LF精炼过程中加入的萤石的量,从而能保证炉渣的流动性,提高钢液脱氧和脱硫效率,节约成本,并间接地提高后续RH吹氧脱碳过程的效率和质量。

Description

一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法
技术领域
本发明涉及冶金技术领域,具体而言,涉及一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法。
背景技术
CH1T超低碳冷镦钢属于工业纯铁的一种,它工艺条件复杂,主要应用于深冲成型。由于其有害元素低、钢质纯净度高、材质柔软,韧性极好,可以冲压成极复杂的形状,被广泛用于各行各业。
相关技术中,CH1T超低碳冷镦钢在LF精炼时,在转炉出钢后需要加入渣洗渣料进行合金化和造渣作业,但针对CH1T超低碳冷镦钢的渣洗渣料的石灰量少,在LF精炼过程中若萤石加入不足或不加萤石会严重影响炉渣的粘稠度,导致炉渣流动性较差,钢液脱氧和脱硫效率低,且间接地降低了后续RH吹氧脱碳过程的效率和质量。
鉴于此,特提出本发明。
发明内容
本发明的目的在于提供一种能精确控制LF精炼过程中萤石的加入量的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,能保证炉渣的流动性,提高钢液脱氧和脱硫效率,节约成本,并间接地提高后续RH吹氧脱碳过程的效率和质量。
本发明的实施例是这样实现的:
第一方面,本发明提供一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,包括:
转炉出钢,并进行合金化和渣洗处理;
LF进站,在钢水中加入石灰G1和第一批次的萤石G2并进行送电化渣,且送电化渣中通入氩气,并进行搅拌;
用粘渣杆伸入钢液进行粘渣,并测量粘渣杆上渣块的横截面厚度D1,以渣块的横截面厚度相对于预设值D0每增加Amm补加Bkg/吨钢的萤石通过公式B*(D1-D0)/A进行第二批次的萤石G3的补加
继续通入氩气继续送电。
在可选的实施方式中,在送电化渣的过程中,G1为4~4.8kg/吨钢,优选4.8kg/吨钢;G2为0.8~1.2kg/吨钢,优选1kg/吨钢;D0为0.5~1.5mm;A为1mm;B对应为0.7~0.9kg/吨钢,优选0.8kg/吨钢。
在可选的实施方式中,进行合金化和渣洗处理的过程中,加入的渣料包括2.4~2.6kg/吨钢的石灰和4~4.2kg/吨钢的铝铁,优选地,加入的渣料包括2.5kg/吨钢的石灰和4.1kg/吨钢的铝铁。
在可选的实施方式中,还包括在整个送电过程中,加入铝粒进行脱氧,且铝粒的总加入量W0通过以下步骤确定:
确定送电过程中铝含量的初始量a0、损失量a1和目标量a2;
根据初始量a0、损失量a1、目标量a2以及钢水中每增加0.001%的铝含量时所需加入的铝粒质量b通过公式W0=b*(a2+a1-a0)确定铝粒的总加入量。
在可选的实施方式中,整个送电过程分温度阶段进行,温度阶段包括温度逐渐递增的第一温度阶段、第二温度阶段和第三温度阶段;第一温度阶段为送电化渣至第二批次的萤石G3的补加且搅拌结束,第二温度阶段为继续送电过程中,第一温度阶段结束后至加入低碳锰铁搅拌进行合金化作业的过程,第三温度阶段为第二温度阶段结束后继续送电的过程;
第一温度阶段的目标值a2为第二温度阶段的初始值a0,第二温度阶段的目标值a2为第一温度阶段的初始值a0;且第一温度阶段加入的铝质量为W1,第二温度阶段加入的铝质量为W2,第三温度阶段加入的铝质量为W3,W0=W1+W2+W3。
在可选的实施方式中,第一温度阶段的初始值为LF进站前,在氩站测得的铝含量,a0为0.040~0.060%,优选为0.050%;第一温度阶段的目标值a2为0.020%~0.025%,优选为0.023%;第二温度阶段的目标值a2为0.12%~0.018%,优选为0.016%;第三温度阶段的目标值a2为0.005%~0.008%,优选为0.006%;b为0.005~0.015kg/吨钢,优选为0.01kg/吨钢。
在可选的实施方式中,每个温度阶段的损失量a1通过以下步骤确定:
确定每个温度阶段中送电过程的送电时间S1和送电过程中铝的损失速率v1;
确定每个温度阶段中通入氩气并搅拌的过程中搅拌时间t以及搅拌所带来的铝的损失速率v2;
通过公式a1=(S1*v1)+(t*v2)确定每个温度阶段的损失量a1;
其中,在第一温度阶段和第二温度阶段中,v1为0.001~0.003%/min,优选为0.002%/min,t为2~5min,优选为3min,v2为0.003~0.005%/min优选为0.004%/min;在第三温度阶段中,v1为0.001~0.003%/min,优选为0.002%/min,t和v2均为零。
在可选的实施方式中,每个温度阶段的送电时间S1通过以下步骤确定:
确定每个温度阶段的化渣时间S2;
确定每个温度阶段的初始温度值T0、控制温度值T1以及送电升温速率v3;
确定每个温度阶段的合金加入的温降△T1和搅拌的温降△T2;
通过公式S1=S2+(T1-T0+△T1+△T2)/v3确定每个温度阶段的送电时间S1;
其中,在第一温度阶段中,S2为2~5min,优选为3min;T0为钢水的进站温度,为1560~1570℃,优选为1564℃;T1为1610~1630℃,优选为1620℃;v3为4~6℃/min,优选为6℃/min;△T1=v4*G4,v4为1kg/吨钢渣料降温速率,v4为2~3℃/min,优选为2.5℃/min,G4为渣料重量,G4=G1+G2+G3;△T2=v5*t,v5为搅拌降温速率,v5为3~5℃/min,优选为4℃/min,t为2~5min,优选为3min;
在第二温度阶段中,S2为0min,T0为1610~1630℃,优选为1620℃;T1为1640~1660℃,优选为1650℃;v3为4~6℃/min,优选为6℃/min;△T1=v6*G5,v6为1kg/吨钢低碳锰铁降温速率,v6为2~3℃/min,优选为2.2℃,G5为低碳锰铁重量,G5=e*(f-h),e为每增Mn为0.01%时需添加低碳锰铁的质量,e为0.12~0.15kg/吨钢,优选为0.13kg/吨钢,f为LF钢水的目标含Mn量,为0.09~0.11%,优选为0.10%,h为第一温度阶段后的测得的钢水的含Mn量;△T2=v7*t,v7为搅拌降温速率,v7为3~5℃/min,优选为4℃/min,t为2~5min,优选为3min;
在第三温度阶段中,S2为0min,T0为1640~1660℃,优选为1650℃,T1为1670~1690℃,优选为1680℃,v3为4~6℃/min,优选为6℃/min;△T1=0,△T2=0。
在可选的实施方式中,在第一温度阶段中,氩气流量为35~40Nm3/h,钢水裸露直径均为25~30cm,优选均为28cm;且在第一温度阶段中,在搅拌时,氩气的流量调整为58~62Nm3/h,优选为60Nm3/h,钢水裸露直径调整为55~60cm,优选为60cm;
和/或,
在用粘渣杆伸入钢液进行粘渣的过程中,氩气的流量为5~10Nm3/h,钢液裸露直径为0~5cm;
和/或,
在第二温度阶段以及第三温度阶段的过程中,氩气流量为35~40Nm3/h、钢水裸露直径为25cm~30cm,优选28cm。
在可选的实施方式中,转炉出钢的过程中,钢水温度按1630±20℃控制,C含量按0.03%~0.05%控制,P含量≤0.010%控制。
本发明的实施例至少具备以下优点或有益效果:
本发明的实施例提供了一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,包括转炉出钢,并进行合金化和渣洗处理;LF进站,在钢水中加入石灰G1和第一批次的萤石G2并进行送电化渣,且送电化渣中通入氩气,并进行搅拌;用粘渣杆伸入钢液进行粘渣,并测量粘渣杆上渣块的横截面厚度D1,以渣块的横截面厚度相对于预设值D0每增加Amm补加Bkg/吨钢的萤石通过公式B*(D1-D0)/A进行第二批次的萤石G3的补加继续通入氩气继续送电。该方法通过粘渣测厚度的方法可以准确计算LF精炼过程中加入的萤石的量,从而能保证炉渣的流动性,提高钢液脱氧和脱硫效率,节约成本,保证LF精炼后钢水质量,以间接地提高后续RH吹氧脱碳过程的效率和质量。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚,下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。实施例中未注明具体条件者,按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者,均为可以通过市售购买获得的常规产品。
以下结合实施例对本发明的特征和性能作进一步的详细描述。
本发明的实施例提供了一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其包括以下步骤:
S1:转炉出钢,并进行合金化和渣洗处理;
S2:LF进站,在钢水中加入石灰G1和第一批次的萤石G2并进行送电化渣,且送电化渣中通入氩气,并进行搅拌;
S3:用粘渣杆伸入钢液进行粘渣,并测量粘渣杆上渣块的横截面厚度D1,以渣块的横截面厚度相对于预设值D0每增加Amm补加Bkg/吨钢的萤石通过公式B*(D1-D0)/A进行第二批次的萤石G3的补加
S4:继续通入氩气继续送电。
详细地,在步骤S1中,转炉出钢C按0.03%~0.05%控制,P按≤0.010%控制。同时,转炉出钢的过程中,进行的合金化和渣洗处理,加入的渣洗渣料包括2.4~2.6kg/吨钢的石灰和4~4.2kg/吨钢的铝铁,优选地,加入的渣料包括2.5kg/吨钢的石灰和4.1kg/吨钢的铝铁。通过渣洗渣料的加入一方面能改善钢的组织和性能,保证钢的重量,另一方面能去除杂质元素,保证脱硫和脱氧效率,以进一步地保证钢的重量。
需要说明的是,转炉出钢的钢水温度按1630±20℃控制,使合金及渣洗料有足够温度熔化干净,从而保证脱硫效果。
还需要说明的是,在此过程中,用低档位8档送电化渣,通入氩气35~40Nm3/h,钢水裸露直径为25cm~30cm,优选28cm。且,在搅拌时,氩气的流量调整为58~62Nm3/h,优选为60Nm3/h,钢水裸露直径调整为55~60cm,优选为60cm,以保证搅拌质量,使得加入的渣料能快速熔化。
详细地,在步骤S2中,在送电化渣的过程中,加入石灰能补充损失的石灰,以保证合金化和渣洗处理的效果。而加入萤石能改善炉渣的流动性,以能充分改善炉渣的粘稠度,以减少炉渣发稠的情况出现,保证脱硫和脱氧的效率和质量。其中,G1为4~4.8kg/吨钢,优选4.8kg/吨钢;G2为0.8~1.2kg/吨钢,优选1kg/吨钢。
详细地,在步骤S3中,渣块横截面厚度值渣样横截面厚度值D1越大,说明炉渣越粘稠、流动性越差、钢渣界面反应越弱,钢液脱O及脱S效果差,在下一工序RH吹氧脱碳过程中容易发泡。因而通过精确计算补加的萤石的量,能得到整个LF精炼环节中加入的萤石的总量,从而能保证炉渣的流动性,提高钢液脱氧和脱硫效率,节约成本,保证LF精炼后钢水质量。同时,由于炉渣发稠容易影响后续RH吹氧脱碳过程中发泡的问题,以及会增加RH氧耗,因而通过对萤石的添加量的准确计算,还能缓解RH吹氧脱碳过程中发泡的问题,减少RH吹氧脱碳过程中的氧气消耗,以进一步地节省成本。
需要说明的是,在本发明的实施例中,D0为0.5~1.5mm;A为1mm;B对应为0.7~0.9kg/吨钢,优选0.8kg/吨钢,使得G3=B*(D1-D0)/A=0.8*(D1-1)。在生产实践中发现,CH1T超低碳冷镦钢渣样为薄状玻璃、渣块横截面厚度值为1mm时,其流动性最佳、钢渣界面反应强烈,脱O、脱S及降低钢液Als效果理想,且在下一工序RH吹氧脱碳过程中不会发泡,因而D0优选为1mm。在其他实施例中,针对不同种类的钢种,或者针对转炉出钢不同的成分控制,此用量可以进行调整,本发明的实施例不再赘述。
还需要说明的是,在本发明的实施例中,在用粘渣杆伸入钢液进行粘渣的过程中,氩气的流量为5~10Nm3/h,钢液裸露直径为0~5cm。此过程中由于需要进行粘渣作业,因而在步骤S2完成化渣,则停电、关小氩气以保证粘渣作业的正常进行。
详细地,在步骤S4中,在完成萤石的补加和搅拌作业后,炉渣的流动性已经调整到最佳状态,此时可以高档位4档继续送电,通入氩气35~40Nm3/h、钢水裸露直径为25cm~30cm,优选28cm。
作为可选的方案,在本发明的实施例中,还包括在整个送电过程中,加入铝粒进行脱氧,且铝粒的总加入量W0通过以下步骤确定:
Sa:确定送电过程中铝含量的初始量a0、损失量a1和目标量a2;
Sb:根据初始量a0、损失量a1、目标量a2以及钢水中每增加0.001%的铝含量时所需加入的铝粒质量b通过公式W0=b*(a2+a1-a0)确定铝粒的总加入量。
通过对铝粒的质量进行计算,能精确控制脱氧效率和脱氧时间,能提高脱氧质量,保证成品钢的质量。
详细地,在步骤Sa中,整个送电过程分温度阶段进行,温度阶段包括温度逐渐递增的第一温度阶段、第二温度阶段和第三温度阶段;第一温度阶段为送电化渣至第二批次的萤石G3的补加且搅拌结束,第二温度阶段为继续送电过程中,第一温度阶段结束后至加入低碳锰铁搅拌进行合金化作业的过程,第三温度阶段为第二温度阶段结束后继续送电的过程。并且,第一温度阶段的目标值a2为第二温度阶段的初始值a0,第二温度阶段的目标值a2为第一温度阶段的初始值a0;且第一温度阶段加入的铝质量为W1,第二温度阶段加入的铝质量为W2,第三温度阶段加入的铝质量为W3,W0=W1+W2+W3。
更详细地,第一温度阶段的初始值为LF进站前,在氩站测得的铝含量,a0为0.040~0.060%,优选为0.050%。第一温度阶段的目标值a2为0.020%~0.025%,优选为0.023%,此目标值也为第二温度阶段的初始值;第二温度阶段的目标值a2为0.12%~0.018%,优选为0.016%,此目标值也为第三温度阶段的初始值;第三温度阶段的目标值a2为0.005%~0.008%,优选为0.006%;b为0.005~0.015kg/吨钢,优选为0.01kg/吨钢。
也即,第一温度阶段的加入的铝质量为W1=b*(a2+a1-a0)=0.01*(0.006%+a1-0.023%),第二温度阶段的加入的铝质量为W2=b*(a2+a1-a0)=0.01*(0.023%+a1-0.016%),第三温度阶段加入的铝质量W3=b*(a2+a1-a0)=0.01*(0.016%+a1-0.006%)。通过分温度阶段确定各个步骤所需加入的铝量,能精确脱氧所需的铝质量,能在节约成本的同时有效地保证脱氧效果,以能提高成品刚的质量。
进一步地,在步骤Sb中,每个温度阶段的损失量a1通过以下步骤确定:
Sb1:确定每个温度阶段中送电过程的送电时间S1和送电过程中铝的损失速率v1;
Sb2:确定每个温度阶段中通入氩气并搅拌的过程中搅拌时间t以及搅拌所带来的铝的损失速率v2;
Sb3:通过公式a1=(S1*v1)+(t*v2)确定每个温度阶段的损失量a1;
其中,由于第一温度阶段中加入了渣料,因而渣料加入后会进行搅拌,以辅助渣料融入钢液,而搅拌则会带来铝的损失,同理,在第二温度阶段中加入了低碳锰铁,加入之后也会进行搅拌,因而也存在铝的损失,因而,在第一温度阶段和第二温度阶段中,v1为0.001~0.003%/min,优选为0.002%/min,t为2~5min,优选为3min,v2为0.003~0.005%/min优选为0.004%/min。同时,由于在第三温度阶段中,无需加入合金,也无需加入渣料,因而无需再进行搅拌,因而在第三温度阶段中,v1为0.001~0.003%/min,优选为0.002%/min,t和v2均为零。
也即,在第一温度阶段中,铝的损失量a1=(S1*v1)+(t*v2)=(S1*0.002%)+(3*0.004%),在第二温度阶段中,铝的损失量a1=(S1*v1)+(t*v2)=(S1*0.002%)+(3*0.004%),在第三温度阶段中,铝的损失量a1=(S1*v1)+(t*v2)=(S1*0.002%)。本实施例通过精确计算每个阶段的铝的损失量,能精确铝的加入量,从而能保证脱氧效率和效果,节省成本。而在本发明的其他实施例中,每个阶段的铝的损失量也可以根据经验进行确定,但根据经验进行确定比通过本发明的实施例采用公式进行计算存在精确度相对较低的缺点。
更进一步地,在步骤Sb1中,每个温度阶段的送电时间S1通过以下步骤确定:
Sb11:确定每个温度阶段的化渣时间S2;
Sb12:确定每个温度阶段的初始温度值T0、控制温度值T1以及送电升温速率v3;
Sb13:确定每个温度阶段的合金加入的温降△T1和搅拌的温降△T2;
Sb14:通过公式S1=S2+(T1-T0+△T1+△T2)/v3确定每个温度阶段的送电时间S1;
其中,在第一温度阶段中,由于加入了渣料,因而存在化渣的步骤,因而在第一温度阶段中,S2为2~5min,优选为3min;T0为钢水的进站温度,为1560~1570℃,优选为1564℃,此温度比转炉出钢的温度低,因为转炉出钢到LF进站之间存在温度损失。T1为1610~1630℃,优选为1620℃;v3为4~6℃/min,优选为6℃/min,6℃/min为四档送电的速率,4℃/min为八档送电的速率。由于第一温度阶段中存在渣料的加入,而渣料的加入会带来温降,因而需要精确计算此部分渣料所带来的温降△T1。△T1=v4*G4,v4为1kg/吨钢渣料降温速率,v4为2~3℃/min,优选为2.5℃/min,G4为渣料重量,G4=G1+G2+G3。同理,渣料加入后会进行氩气强搅,也会带来温降,此部分温降△T2=v5*t,v5为搅拌降温速率,v5为3~5℃/min,优选为4℃/min,t为2~5min,优选为3min。也即,在第一温度阶段中,S1=S2+(T1-T0+△T1+△T2)/v3=3+(1620-1564+2.5*(G1+G2+G3)+4*3)/6=3+(1620-1564+2.5*(4.8+1+G3)+4*3)/6。
在第二温度阶段中,由于没有加入渣料,因而化渣时间S2为0min,T0为1610~1630℃,优选为1620℃,这个温度也为第一温度阶段的目标温度;T1为1640~1660℃,优选为1650℃;v3为4~6℃/min,优选为6℃/min。同时,在第二温度阶段中,合金的加入也会带来温降,此部分温降△T1=v6*G5,v6为1kg/吨钢低碳锰铁降温速率,v6为2~3℃/min,优选为2.2℃,G5为低碳锰铁重量,G5=e*(f-h),e为每增Mn为0.01%时需添加低碳锰铁的质量,e为0.12~0.15kg/吨钢,优选为0.13kg/吨钢,f为LF钢水的目标含Mn量,为0.09~0.11%,优选为0.10%,h为第一温度阶段后的测得的钢水的含Mn量。同理,合金加入后也需要进行短暂时间的氩气强搅,此强搅也会带来温降,此部分温降△T2=v7*t,v7为搅拌降温速率,v7为3~5℃/min,优选为4℃/min,t为2~5min,优选为3min。也即,在第二温度阶段中,S1=S2+(T1-T0+△T1+△T2)/v3=0+(1650-1620+2.2*0.13*(0.1%-h)+4*3)/6。
在第三温度阶段中,由于没有渣料的加入,化渣时间S2为0min,T0为1640~1660℃,优选为1650℃,T1为1670~1690℃,优选为1680℃,v3为4~6℃/min,优选为6℃/min。同时,由于没有渣料和合金的加入,△T1=0,△T2=0。也即,在第三温度阶段中,S1=S2+(T1-T0+△T1+△T2)/v3=0+(1680-1650+0)/6=5min。
经过将各个阶段的送电时间计算完毕后,再带入a1=(S1*v1)+(t*v2)确定每个温度阶段的损失量a1,最后将每个温度阶段的损失量a1带入W=b*(a2+a1-a0),以计算出各个阶段分别的加入量W1、W2以及W3,最后通过W0=W1+W2+W3计算得到总加入量即可。也即,本发明的实施例通过精确计算各个阶段的送电时间,能进一步地精确每个阶段的温度损失量,从而能进一步地精确每个阶段的铝加入量,能在保证脱氧质量的同时,节约成本。当然,在本发明的其他实施例中,每个温度阶段的送电时间也可以直接通过经验精确,以带入公式计算损失量。根据经验确定的方案相较于通过公式计算存在精确度相对较低的缺陷。
另外,需要说明的是,在本发明的实施例中LF精炼后可输入RH进行吹氧脱碳作业,吹氧脱碳作业完成后还可以依次进行小方坯连铸机连铸、铸坯堆冷、坯料检验、清理、钢坯冷装加热炉加热、炼轧厂、高线控轧控冷、精整、检验、打包、称重以及入库等作业,本发明的实施例不再赘述。
同时,还需要说明的是,RH真空处理完结束后的冶炼工艺卡规定:C范围:≤0.01%,Si范围:≤0.04%,Mn:0.05%~0.25%,P≤0.015%,S:≤0.010%。同时,C内控:≤0.008%,Si内控:≤0.04%,Mn内控:0.08%~0.20%,P内控≤0.012%,S内控:≤0.008%。目标C:≤0.005%,目标Si:≤0.01%,目标Mn:0.10%,目标P:≤0.008%,目标S:≤0.006%。入炉铁水S≤0.010%。
下面通过具体的实施例对上述方法流程和计算过程进行详细地介绍:
实施例1
本实施例提供了一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其包括以下步骤:
S1:转炉出钢,并进行合金化和渣洗处理;其中,转炉出钢的钢水温度按1630控制,转炉出钢C按0.03%控制,P按≤0.010%控制;加入的渣料包括2.5kg/吨钢的石灰和4.1kg/吨钢的铝铁;
S2:LF进站,在钢水中加入石灰G1和第一批次的萤石G2并进行送电化渣,用低档位8档送电化渣,通入氩气35Nm3/h,钢水裸露直径为28cm,且送电化渣中通入氩气,并进行搅拌,在搅拌时,氩气的流量调整为60Nm3/h,,钢水裸露直径调整为60cm;
S3:用粘渣杆伸入钢液进行粘渣,并测量粘渣杆上渣块的横截面厚度D1,并通过公式B*(D1-D0)/A进行第二批次的萤石G3的补加
S4:继续通入氩气继续送电,氩气流量为35Nm3/h、钢水裸露直径为28cm;
同时,在整个送电过程中,加入铝粒进行脱氧,且整个送电过程分温度阶段进行,温度阶段包括温度逐渐递增的第一温度阶段、第二温度阶段和第三温度阶段。第一温度阶段为送电化渣至第二批次的萤石G3的补加且搅拌结束,第二温度阶段为继续送电过程中,第一温度阶段结束后至加入低碳锰铁搅拌进行合金化作业的过程,第三温度阶段为第二温度阶段结束后继续送电的过程;且第一温度阶段加入的铝质量为W1=b*(a2+a1-a0),第二温度阶段加入的铝质量为W2=b*(a2+a1-a0),第三温度阶段加入的铝质量为W3=b*(a2+a1-a0);每个温度阶段的损失量a1通过公式a1=(S1*v1)+(t*v2)确定,每个温度阶段的送电时间S1通过S2+(T1-T0+△T1+△T2)/v3确定。
为了明确实施例1各参数的取值,实施例1中与萤石加入量相关的参数选择如表1所示,与铝粒加入量相关的参数如表2所示:
表1.实施例1中萤石相关各参数
Figure BDA0003778801200000121
Figure BDA0003778801200000131
表2.实施例1铝粒相关各参数
Figure BDA0003778801200000132
Figure BDA0003778801200000141
实施例2
本实施例提供了一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其包括以下步骤:
S1:转炉出钢,并进行合金化和渣洗处理;其中,转炉出钢的钢水温度按1640℃控制,转炉出钢C按0.04%控制,P按≤0.010%控制;加入的渣洗渣料包括2.4kg/吨钢的石灰和4kg/吨钢的铝铁;
S2:LF进站,在钢水中加入石灰G1和第一批次的萤石G2并进行送电化渣,用低档位8档送电化渣,通入氩气38Nm3/h,钢水裸露直径为25cm,且送电化渣中通入氩气,并进行搅拌,在搅拌时,氩气的流量调整为58Nm3/h,钢水裸露直径调整为55cm;
S3:用粘渣杆伸入钢液进行粘渣,并测量粘渣杆上渣块的横截面厚度D1,并通过公式B*(D1-D0)/A进行第二批次的萤石G3的补加
S4:继续通入氩气继续送电,氩气流量为38Nm3/h、钢水裸露直径为25cm;
同时,实施例2中与萤石加入量相关的参数选择如表3所示,与铝粒加入量相关的参数如表4所示:
表3.实施例2中萤石相关各参数
项目 参数
G1(kg/吨钢) 4
G2(kg/吨钢) 0.8
B(kg/吨钢) 0.7
D1(mm) 1.6
D0(mm) 0.5
A(mm) 1
G3(kg/吨钢) 0.77
表4.实施例2铝粒相关各参数
Figure BDA0003778801200000151
Figure BDA0003778801200000161
实施例3
本实施例提供了一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其包括以下步骤:
S1:转炉出钢,并进行合金化和渣洗处理;其中,转炉出钢的钢水温度按1650℃控制,转炉出钢C按0.05%控制,P按≤0.010%控制;加入的渣洗渣料包括2.6kg/吨钢的石灰和4.2kg/吨钢的铝铁;
S2:LF进站,在钢水中加入石灰G1和第一批次的萤石G2并进行送电化渣,用低档位8档送电化渣,通入氩气40Nm3/h,钢水裸露直径为30cm,且送电化渣中通入氩气,并进行搅拌,在搅拌时,氩气的流量调整为62Nm3/h,钢水裸露直径调整为58cm;
S3:用粘渣杆伸入钢液进行粘渣,并测量粘渣杆上渣块的横截面厚度D1,并通过公式B*(D1-D0)/A进行第二批次的萤石G3的补加
S4:继续通入氩气继续送电,氩气流量为40Nm3/h、钢水裸露直径为30cm;
同时,实施例3中与萤石加入量相关的参数选择如表5所示,与铝粒加入量相关的参数如表6所示:
表5.实施例3中萤石相关各参数
项目 参数
G1(kg/吨钢) 4.5
G2(kg/吨钢) 1.2
B(kg/吨钢) 0.9
D1(mm) 1.9
D0(mm) 1.5
A(mm) 1
G3(kg/吨钢) 0.36
表6.实施例3铝粒相关各参数
Figure BDA0003778801200000171
Figure BDA0003778801200000181
对比例1
对比例1提供了一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其与实施例1提供的精炼方法的区别在于,其不具备实施例的步骤S3的步骤。
对比例2
对比例2在对比例1的基础之上,其与实施例1提供的精炼方法的区别在于,还不具备分温度段计算铝粒用量的步骤,其铝粒加入量为定值,且控制在1.2~2.8kg/吨钢。
对比例3
对比例3在对比例2的基础之上,其与实施例1提供的精炼方法的区别在于,其采用硅铁粉进行脱氧,且硅铁粉的用量控制在2.4~4.3kg/吨钢。
实验例1
将实施例1-3与对比例1-3提供的方坯CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法的脱氧时间以及脱硫时间进行检测,结果如表7所示:
表7.实验数据
项目 脱氧时间min 脱硫时间min
实施例1 10 12
实施例2 12 14
实施例3 11 13
对比例1 22 25
对比例2 18 20
对比例3 16 18
根据表7显示的数据可知,本实施例1-3提供的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法通过精确萤石的使用量能有效地缩短脱氧和脱硫时间,从而能显著的提高脱氧和脱硫效率。同时,本实施例1-3提供的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法通过精确铝粒的加入量,能进一步地保证脱氧效率,节约脱氧成本。
实验例2
将实施例1-3与对比例1-3提供的方坯CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法的LF精炼出站时的铝含量进行检测,结果如表8所示:
表8.实验数据
Figure BDA0003778801200000191
Figure BDA0003778801200000201
根据表8的数据可知,本实施例1-3提供的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法通过精确萤石的使用量能有效地降低出站时的铝含量,能减少铝氧反应中又产生了Al2O3夹杂物的生成,能提高钢液纯净度,以能降低RH氧耗,降低成本。
实验例3
将实施例1-3与对比例1-3提供的方坯CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法的精炼后的钢水进行RH吹氧脱碳处理,并对发泡情况以及氧耗情况进行检测,结果如表9所示,其中,RH吹氧发泡后的炉渣厚度值-RH到站炉渣厚度,即增长的炉渣厚度值为发泡厚度值:
表9.实验数据
项目 RH发泡(mm) RH氧耗(Nm<sup>3</sup>)
实施例1 2 118
实施例2 3 127
实施例3 5 135
对比例1 20 187
对比例2 22 192
对比例3 25 201
根据表9的数据可知,本实施例1-3提供的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法通过精确萤石的使用量能改善炉渣发稠问题,能改善RH吹氧脱碳过程中容易引起发泡问题,能减少铝氧反应中又产生了Al2O3夹杂物的生N成,能提高钢液纯净度,以能降低RH氧耗,降低成本。
综上所述,本发明的实施例提供了一种能精确控制LF精炼过程中萤石的加入量的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,能保证炉渣的流动性,提高钢液脱氧和脱硫效率,节约成本,并间接地提高后续RH吹氧脱碳过程的效率和质量。
以上仅为本发明的优选实施例而已,并不用于限制本发明,对于本领域的技术人员来说,本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于,包括:
转炉出钢,并进行合金化和渣洗处理;
LF进站,在钢水中加入石灰G1和第一批次的萤石G2并进行送电化渣,且所述送电化渣中通入氩气,并进行搅拌;
用粘渣杆伸入钢液进行粘渣,并测量所述粘渣杆上渣块的横截面厚度D1,以所述渣块的横截面厚度相对于预设值D0每增加Amm补加Bkg/吨钢的萤石通过公式B*(D1-D0)/A进行第二批次的萤石G3的补加
继续通入氩气继续送电。
2.根据权利要求1所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于:
在所述送电化渣的过程中,G1为4~4.8kg/吨钢,优选4.8kg/吨钢;G2为0.8~1.2kg/吨钢,优选1kg/吨钢;D0为0.5~1.5mm;A为1mm;B对应为0.7~0.9kg/吨钢,优选0.8kg/吨钢。
3.根据权利要求1所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于:
进行合金化和渣洗处理的过程中,加入的渣料包括2.4~2.6kg/吨钢的石灰和4~4.2kg/吨钢的铝铁,优选地,加入的渣料包括2.5kg/吨钢的石灰和4.1kg/吨钢的铝铁。
4.根据权利要求1所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于,还包括在整个送电过程中,加入铝粒进行脱氧,且所述铝粒的总加入量W0通过以下步骤确定:
确定送电过程中铝含量的初始量a0、损失量a1和目标量a2;
根据所述初始量a0、所述损失量a1、所述目标量a2以及钢水中每增加0.001%的铝含量时所需加入的铝粒质量b通过公式W0=b*(a2+a1-a0)确定所述铝粒的总加入量。
5.根据权利要求4所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于:
整个送电过程分温度阶段进行,温度阶段包括温度逐渐递增的第一温度阶段、第二温度阶段和第三温度阶段;所述第一温度阶段为送电化渣至所述第二批次的萤石G3的补加且搅拌结束,所述第二温度阶段为继续送电过程中,所述第一温度阶段结束后至加入低碳锰铁搅拌进行合金化作业的过程,所述第三温度阶段为所述第二温度阶段结束后继续送电的过程;
所述第一温度阶段的目标值a2为所述第二温度阶段的初始值a0,所述第二温度阶段的目标值a2为所述第一温度阶段的初始值a0;且所述第一温度阶段加入的铝质量为W1,所述第二温度阶段加入的铝质量为W2,所述第三温度阶段加入的铝质量为W3,W0=W1+W2+W3。
6.根据权利要求5所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于:
所述第一温度阶段的初始值为LF进站前,在氩站测得的铝含量,a0为0.040~0.060%,优选为0.050%;所述第一温度阶段的目标值a2为0.020%~0.025%,优选为0.023%;所述第二温度阶段的目标值a2为0.12%~0.018%,优选为0.016%;所述第三温度阶段的目标值a2为0.005%~0.008%,优选为0.006%;b为0.005~0.015kg/吨钢,优选为0.01kg/吨钢。
7.根据权利要求5所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于,每个所述温度阶段的损失量a1通过以下步骤确定:
确定每个所述温度阶段中送电过程的送电时间S1和送电过程中铝的损失速率v1;
确定每个所述温度阶段中通入氩气并搅拌的过程中搅拌时间t以及搅拌所带来的铝的损失速率v2;
通过公式a1=(S1*v1)+(t*v2)确定每个所述温度阶段的损失量a1;
其中,在所述第一温度阶段和所述第二温度阶段中,v1为0.001~0.003%/min,优选为0.002%/min,t为2~5min,优选为3min,v2为0.003~0.005%/min优选为0.004%/min;在所述第三温度阶段中,v1为0.001~0.003%/min,优选为0.002%/min,t和v2均为零。
8.根据权利要求7所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于,每个所述温度阶段的送电时间S1通过以下步骤确定:
确定每个所述温度阶段的化渣时间S2;
确定每个所述温度阶段的初始温度值T0、控制温度值T1以及送电升温速率v3;
确定每个所述温度阶段的合金加入的温降△T1和搅拌的温降△T2;
通过公式S1=S2+(T1-T0+△T1+△T2)/v3确定每个所述温度阶段的送电时间S1;
其中,在所述第一温度阶段中,S2为2~5min,优选为3min;T0为钢水的进站温度,为1560~1570℃,优选为1564℃;T1为1610~1630℃,优选为1620℃;v3为4~6℃/min,优选为6℃/min;△T1=v4*G4,v4为1kg/吨钢渣料降温速率,v4为2~3℃/min,优选为2.5℃/min,G4为渣料重量,G4=G1+G2+G3;△T2=v5*t,v5为搅拌降温速率,v5为3~5℃/min,优选为4℃/min,t为2~5min,优选为3min;
在所述第二温度阶段中,S2为0min,T0为1610~1630℃,优选为1620℃;T1为1640~1660℃,优选为1650℃;v3为4~6℃/min,优选为6℃/min;△T1=v6*G5,v6为1kg/吨钢低碳锰铁降温速率,v6为2~3℃/min,优选为2.2℃,G5为低碳锰铁重量,G5=e*(f-h),e为每增Mn为0.01%时需添加低碳锰铁的质量,e为0.12~0.15kg/吨钢,优选为0.13kg/吨钢,f为LF钢水的目标含Mn量,为0.09~0.11%,优选为0.10%,h为所述第一温度阶段后的测得的钢水的含Mn量;△T2=v7*t,v7为搅拌降温速率,v7为3~5℃/min,优选为4℃/min,t为2~5min,优选为3min;
在所述第三温度阶段中,S2为0min,T0为1640~1660℃,优选为1650℃,T1为1670~1690℃,优选为1680℃,v3为4~6℃/min,优选为6℃/min;△T1=0,△T2=0。
9.根据权利要求5所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于:
在所述第一温度阶段中,氩气流量为35~40Nm3/h,钢水裸露直径均为25~30cm,优选均为28cm;且在所述第一温度阶段中,在搅拌时,氩气的流量调整为58~62Nm3/h,优选为60Nm3/h,钢水裸露直径调整为55~60cm,优选为60cm;
和/或,
在用所述粘渣杆伸入钢液进行粘渣的过程中,氩气的流量为5~10Nm3/h,钢液裸露直径为0~5cm;
和/或,
在所述第二温度阶段以及所述第三温度阶段的过程中,氩气流量为35~40Nm3/h、钢水裸露直径为25cm~30cm,优选28cm。
10.根据权利要求1所述的CH1T超低碳冷镦钢的LF精炼方法,其特征在于:
转炉出钢的过程中,钢水温度按1630±20℃控制,C含量按0.03%~0.05%控制,P含量≤0.010%控制。
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