RU2304622C1 - Способ производства углеродистой стали - Google Patents

Abstract

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано при производстве стали. Способ включает выплавку металла в сталеплавильном агрегате, последовательную присадку силикомарганца и алюминия в сталеразливочный ковш в процессе выпуска, внепечную обработку путем продувки металла в ковше нейтральным газом на установке доводки металла и корректирование окисленности металла подачей ферросилиция, расход которого определяют по заданной зависимости. Перед продувкой металла в ковше нейтральным газом на установке доводки металла замеряют толщину шлака и окисленность металла, а в процессе корректирования окисленности металла осуществляют корректирование окисленности шлака. Далее металл подают на машину непрерывного литья сортовых заготовок, где его разливают через промежуточный ковш со скоростью, определяемой из заданного выражения. Предлагаемый способ обеспечивает увеличение стойкости сталеразливочных ковшей, улучшение качества стали и повышение выхода годного.

Description

Изобретение относится к черной металлургии, в частности к металлургии стали, и может быть использовано при производстве стали, содержащей 0,14-0,22% углерода.

Известен способ производства низкоуглеродистой полуспокойной стали (SU №1353819, кл. С21С 7/06, опубл. 23.11.1987 г.), включающий выплавку стали в металлургическом агрегате, обработку ее в сталеразливочном ковше ферромарганцем и чушковым алюминием, расход которых определяют по зависимостям:

Q_FeMn=а+0,06/[С]; Q_Al=(1/[Al])×(b+1,2/С);

где Q_FeMn, Q_Al - расходы соответственно ферромарганца и чушкового алюминия, кг/т;

а - коэффициент, а=3,8-4,6, кг/т;

0,06 - коэффициент, кг×%/т;

[С] - массовая доля углерода в стали перед выпуском из металлургического агрегата, %;

[Al] - массовая доля алюминия в чушковом алюминии, %;

b - коэффициент, b=120-130, кг×%/т;

1,2 - коэффициент, кг×(%)/т.

К недостаткам известного способа следует отнести раскисление металла в ковше только ферромарганцем и алюминием без отсечки высокоокисленного печного шлака (в котором содержание FeO достигает 20%) и отсутствие дальнейшего корректирования химического состава во время внепечной обработки на агрегате доводки стали. Это приводит, во-первых, к увеличению содержания эндогенных неметаллических включений за счет разрушения футеровки ковша, снижению стойкости ковша и выхода годного. Во-вторых, - к повышенному угару алюминия и марганца, образованию большого количества оксидов этих элементов, которые плохо удаляются из металла за время выпуска, что приводит к ухудшению качества стали и требует проведения внепечной обработки (в том числе, продувки аргоном) для получения требуемого химического состава стали и свойств готового проката.

Наиболее близким аналогом заявляемого изобретения является способ производства низкоуглеродистой полуспокойной стали (SU №1675345, кл. С21С 5/52, опубл. 07.09.1991 г.), включающий выплавку металла в сталеплавильном агрегате, присадку силикомарганца в сталеразливочный ковш в процессе выпуска и внепечную обработку путем продувки металла в ковше нейтральным газом на установке доводки металла, причем металл в ковше в процессе выпуска плавки раскисляют алюминием в количестве Q_Al=K₁(0,35-5,0/C₁), при этом 65-80% алюминия присаживают перед вводом силикомарганца, остальное - после ввода, а окончательное корректирование окисленности металла производят в процессе продувки ферросилицием, обеспечивая произведение С₂×а_о=0,0008, а расход ферросилиция определяют по выражению:

Q_FeSi=K₂(a_o-0,0008/C₂),

где Q_Al, Q_FeSi - расход соответственно алюминия и ферросилиция, кг/т;

K₁ - коэффициент = 0,9-1,1;

К₂ - коэффициент для 65%-ного ферросилиция = 50-60 кг/т;

a_o - фактическая активность кислорода, %;

C₁, С₂ - массовая доля углерода в стали соответственно перед выпуском плавки и после усреднительной продувки в ковше нейтральным газом, %.

Признаки ближайшего аналога, совпадающие с существенными признаками заявляемого изобретения: выплавка металла в сталеплавильном агрегате; присадка силикомарганца и алюминия в сталеразливочный ковш в процессе выпуска; внепечная обработка путем продувки металла в ковше нейтральным газом на установке доводки металла; корректирование окисленности металла подачей ферросилиция.

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

Сталь, полученная известным способом, имеет низкое качество, низкий выход годного, реализация способа приводит к низкой стойкости сталеразливочных ковшей.

Приведенная в известном способе последовательность ввода раскислителей в металл во время выпуска его из сталеплавильного агрегата способствует формированию в металле таких неметаллических включений, которые не удаляются в процессе внепечной обработки. Кроме того, при одном и том же содержании углерода перед выпуском содержание кислорода может быть различным и зависит от многих факторов. Присадка большей части алюминия перед вводом силикомарганца в нераскисленный металл во время выпуска плавки приводит к нестабильному угару алюминия, образованию большого количества алюминатов, которые во время разливки на сортовых машинах непрерывного литья заготовок (МНЛЗ) оседают на стенках разливочных стаканов. Это оксиды алюминия, которые в процессе раскисления образуют соединения в виде глинозема, герценида и других трудно удаляемых комплексов. При разливке стали такие комплексы, вступая в реакцию с материалом футеровки сталеразливочного ковша и разливочного стакана, образуют тугоплавкие соединения, в результате чего снижается стойкость футеровки ковша, происходит зарастание отверстия в разливочном стакане и нарушается процесс разливки, что приводит к зарастанию отверстий разливочных стаканов, увеличивая аварийность при разливке, ухудшению качества стали и уменьшению выхода годного.

Появление в металлическом расплаве трудно удаляемых неметаллических включений препятствует организации регламентированных параметров разливки стали, приводит к неуправляемости процессом разливки, ухудшая при этом качество стали и снижая выход годного.

Последующая продувка ферросилицием подразумевает установку специального оборудования для вдувания его, а также оборудования для его подготовки перед вдуванием и прокладку специальных трасс для транспортирования порошка ферросилиция. Образовавшиеся в процессе выпуска алюминаты при продувке металла ферросилицием не изменяют свое количество и структуру. Продувка ферросилицием предусматривает корректирование окисленности металла и не предусматривает корректирование окисленности шлака, а наличие высокоокисленного шлака (содержание FeO до 20%) приводит к нестабильному окислению легирующих элементов и раскислителей в металле, сложности получения заданного содержания их в стали, что ухудшает качество стали и снижает выход годного.

Найденный в известном способе технологический прием производства стали из-за возможной опасности зарастания отверстий разливочных стаканов, в том числе и в промежуточных ковшах, позволяет разливать металл только в изложницы, что сужает область его использования после реконструкции сталеплавильных цехов, замены разливки в изложницы на разливку на сортовых МНЛЗ.

В основу изобретения положена задача усовершенствования способа производства углеродистой стали путем регламентации технологических приемов.

Ожидаемый технический результат - формирование в металле неметаллических включений, легко удаляемых в процессе внепечной обработки, предотвращающих зарастание отверстий разливочных стаканов, что обеспечивает возможность разливки металла с оптимальной скоростью и приводит к увеличению стойкости сталеразливочных ковшей, улучшению качества стали и повышению выхода годного.

Технический результат достигается тем, что в способе производства углеродистой стали, включающем выплавку металла в сталеплавильном агрегате, присадку силикомарганца и алюминия в сталеразливочный ковш в процессе выпуска, внепечную обработку путем продувки металла в ковше нейтральным газом на установке доводки металла и корректирование окисленности металла подачей ферросилиция, по изобретению присадку силикомарганца и алюминия в сталеразливочный ковш ведут последовательно, перед продувкой металла в ковше нейтральным газом на установке доводки металла замеряют толщину шлака и окисленность металла, а в процессе корректирования окисленности металла осуществляют корректирование окисленности шлака, при этом расход ферросилиция определяют из выражения:

Q_FeSi=(2,72h_шл-286,9С_вып+201,7×Si_отд-290,8×Si_нач+1,9×О_отд-1,01×О_пр+27,9)×0,0055,

где

Q_FeSi - расход ферросилиция, кг/т;

h_шл - толщина шлака в ковше перед продувкой, мм;

С_вып - содержание углерода в металле перед выпуском, %;

О_отд - требуемое содержание кислорода в металле перед разливкой, ррм;

О_пр - содержание кислорода в металле перед продувкой, ррм;

Si_отд - требуемое содержание кремния в металле перед разливкой, %;

Si_нач - содержание кремния в металле после проведения усреднительной продувки;

2,72; 286,9; 201,7; 290,8; 1,9; 1,01; 27,9; 0,0055 - эмпирические коэффициенты, полученные опытным путем,

затем металл подают на машину непрерывного литья сортовых заготовок, где его разливают через промежуточный ковш со скоростью, определяемой из выражения:

V=0,16×Si/Mn+0,0077×Т+0,48×⌀-10,85,

где

Si/Mn - отношение кремния к марганцу в металле перед разливкой;

Т - температура металла в промежуточном ковше, °С;

⌀ - диаметр отверстия разливочного стакана в промежуточном ковше, мм;

0,16; 0,0077; 0,48; 10,85 - эмпирические коэффициенты, полученные опытным путем.

Сущность заявляемого технического решения заключается во вводе ферросилиция на установке доводки металла в зависимости от толщины шлака в ковше, окисленности металла и разливки его на сортовой МНЛЗ с учетом температуры металла и диаметра отверстия разливочного стакана в промежуточном ковше. Попадающий в сталеразливочный ковш печной шлак из-за высокого содержания в нем оксидов железа и незначительных массообменных процессов в ковше после окончания выпуска металла не может быть раскислен подаваемыми в ковш силикомарганцем и алюминием. Поэтому система металл - шлак после окончания выпуска находится в состоянии, далеком от термодинамического равновесия, и, если не предпринять усилий по приведению системы в состояние, близкое к равновесию, то медленный и неуправляемый самопроизвольный процесс усреднения уровня окисленности металла и шлака будет сопровождаться повышением количества неметаллических включений в объеме метала, снижением содержания в нем легирующих добавок, что приведет к непопаданию в заданный химический состав стали, ухудшению качества стали и снижению выхода годного. Подача ферросилиция с регламентированным расходом на установке по доводке металла с учетом определяемой предварительно толщины печного шлака, а также требований по достижению технологически необходимой температуры разливки в промежуточном ковше через отверстие разливочного стакана известного размера обеспечивает интенсивное раскисление металла и печного шлака, стабильное получение в системе металл - шлак необходимой окисленности и заданного химического состава по всем элементам.

Необходимость обеспечения в системе металл - шлак требуемой окисленности связана, прежде всего, с наличием и формированием в металле легко удаляемых неметаллических включений и их минимизацией. Было установлено, что при соблюдении заявленной последовательности ввода в металлический расплав во время его выпуска из сталеплавильного агрегата раскислителей образуются легко удаляемые неметаллические включения из-за раскисления металла вначале менее активными по отношению к кислороду элементами - марганцем и кремнием, а затем и более активным - алюминием. При этом предотвращается образование и большое скопление в металле трудно удаляемых алюминатов. Последующее корректирование окисленности металла и шлака путем регламентированного ввода ферросилиция позволяет получить требуемое содержание кремния в готовой стали, снизить содержание неметаллических включений, получить требуемую макроструктуру непрерывнолитой сортовой заготовки.

Расход ферросилиция определяют с учетом параметров, оказывающих влияние на окисленность металла после его выпуска из сталеплавильного агрегата и окисленность шлака: толщины шлака в ковше перед продувкой, содержания углерода в металле перед выпуском, требуемого содержания кислорода в металле перед разливкой, содержания кислорода в металле перед продувкой, требуемого содержания кремния в металле перед разливкой, содержания кремния в металле после проведения усреднительной продувки по найденной зависимости.

Отношение кремния к марганцу в металле перед разливкой было положено в основу определенного опытным путем выражения для наиболее приемлемой скорости разливки при допустимой технологическим регламентом температуры разливки через отверстие разливочного стакана промежуточного ковша заданного размера.

Пример.

Осуществляли выплавку стали марки 3сп. В сталеплавильный агрегат загрузили 60 тонн металлического лома и 8 тонн извести, залили 148 тонн жидкого передельного чугуна. Плавку продували тремя фурмами с интенсивностью 7500 м³ т/ч в течение 1 ч 10 мин. По ходу плавки и перед выпуском отбирали пробы металла и шлака для определения содержания химических элементов. Химический состав металла перед выпуском следующий, мас.%: 0,025 углерода, 0,04 марганца, 0,018 серы и 0,012 фосфора.

Выпуск металла из сталеплавильного агрегата осуществляли по достижению температуры 1610°С.

Во время выпуска металл в ковше раскисляли силикомарганцем (1,5 т), ферросилицием (0,4 т), алюминием чушковым (0,15 т), добавили около одной тонны свежеобожженной извести и одновременно продували металл через пористые пробки аргоном.

После выпуска металла под сталевыпускной желоб подвели желоб для отсечки печного шлака и произвели частичную отсечку печного шлака.

Сталеразливочный ковш с металлом передали на установку печь-ковш, где замеряли толщину шлака, составившую 120 мм, и осуществили продувку металла аргоном через пористые пробки со средним расходом 306,5 л/мин. Температура металла в ковше составила 1590°С, содержание кислорода 78 ррм, при допускаемом технологической инструкцией перед разливкой 35 ррм. Затем на поверхность шлака в ковше загрузили 400 кг извести и 200 кг плавикового шпата. Расплавление шлакообразующих осуществляли путем электронагрева металла на третьей ступени. Через 3 минуты, проведя усреднительную продувку, отобрали пробу металла для определения химического состава. Химический состав металла через три минуты усреднительной продувки составил, мас.%: 0,14 углерода, 0,12 кремния и 0,49 марганца. Согласно требованиям технологической инструкции требуемое содержание кремния перед началом непрерывной разливки должно составлять 0,17-0,21%, а определенное опытным путем содержание марганца должно втрое превышать содержание кремния. Корректирование температуры металла и его химического состава проводили одновременно путем электронагрева металла и добавки в него ферросилиция. Сначала ввели ферросилиций с расходом, определенным из выражения:

Q_FeSi=(2,72h_шл-286,9С_вып+201,7×Si_отд-290,8×Si_нач+1,9×О_отд-1,01×О_пр+27,9)×0,0055=1,87 кг/т

затем добавили ферромарганец. Введя ферросплавы, отобрали пробу металла для определения химического состава. Была получена сталь следующего химического состава, мас.%: 0,14 углерода, 0,185 кремния, 0,57 марганца, 0,18 серы, 0,12 фосфора. После подогрева металла до температуры 1604°С сталеразливочный ковш передали для разливки на сортовой МНЛЗ.

Ковш установили на стенд, находящийся в резервной позиции, где к шиберным затворам подключили гидроцилиндры. Ковш перевели в позицию разливки и накрыли огнеупорной крышкой. В процессе разливки уровень металла в промежуточном ковше поддерживали равным 20-22 тонны, при этом температура металла составляла 1554°С. Диаметр отверстия установленного в промежуточном ковше разливочного стакана - 18 мм. Разливку осуществляли со скоростью, определяемой из выражения:

V=0,16×3,1+0,0077×1554+0,048×18-10,85=2,47 м/мин.

Выплавку стали марки 3сп по способу - ближайшему аналогу осуществляли в том же сталеплавильном агрегате. По достижению температуры 1610°С металл химического состава, мас.%: 0,03 углерода, 0,04 марганца, 0,20 серы, 0,11 фосфора выпускали в сталеразливочный ковш, куда вначале добавили алюминий с удельным расходом 1,3 кг/т, что составляет 70% от общего расхода алюминия, определенного из выражения:

Q_Al=K₁(0,35-5,0/C₁).

Затем в ковш загрузили необходимое для получения заданного химического состава стали количество силикомарганца, а окончательное корректирование окисленности металла, обеспечившее произведение С₂×а_о=0,0008, произвели путем продувки металла ферросилицием марки ФС 65, расход которого определяли из выражения

Q_FeSi=K₂(a_o-0,0008/C₂),

где Q_Al, Q_FeSi - расход соответственно алюминия и ферросилиция, кг/т;

K₁ - коэффициент = 1,0;

К₂ - коэффициент для 65%-ного ферросилиция = 55 кг/т;

a_о - фактическая активность кислорода, %;

C₁, С₂ - массовая доля углерода в стали соответственно перед выпуском плавки и после усреднительной продувки в ковше нейтральным газом, %.

Плавку разлили на сортовой МНЛЗ в соответствии с требованиями технологической инструкции.

Результаты оценки загрязненности по неметаллическим включениям опытной и сравнительной стали показали, что в стали, полученной предлагаемым способом при общей сумме оксидов 0,0037-0,0043%, количество Al₂О₃ составляет 0,0009-0,0011%, а в стали, полученной по технологии ближайшего аналога, соответственно 0,0067-0,0073% и 0,0019-0,0023%.

Использование заявляемого способа производства низкоуглеродистой стали позволяет получить требуемое содержание кремния в готовой стали при меньших затратах, повысить выход годного, увеличить стойкость печей и сталеразливочных ковшей, улучшить качество стали.

Claims (1)

1. Способ производства углеродистой стали, включающий выплавку металла в сталеплавильном агрегате, присадку силикомарганца и алюминия в сталеразливочный ковш в процессе выпуска, внепечную обработку путем продувки металла в ковше нейтральным газом на установке доводки металла и корректирование окисленности металла подачей ферросилиция, отличающийся тем, что присадку силикомарганца и алюминия в сталеразливочный ковш ведут последовательно, перед продувкой металла в ковше нейтральным газом на установке доводки металла замеряют толщину шлака и окисленность металла, а в процессе корректирования окисленности металла осуществляют корректирование окисленности шлака, при этом расход ферросилиция определяют из выражения

   Q_FeSi=(2,72h_шл-286,9С_вып+201,7×Si_отд-290,8×Si_нач+1,9×О_отд-1,01×О_пр+27,9)×0,0055, где

   Q_FeSi - расход ферросилиция, кг/т;

   h_шл - толщина шлака в ковше перед продувкой, мм;

   С_вып - содержание углерода в металле перед выпуском, %;

   О_отд - требуемое содержание кислорода в металле перед разливкой, ррм;

   О_пр - содержание кислорода в металле перед продувкой, ррм;

   Si_отд - требуемое содержание кремния в металле перед разливкой, %;

   Si_нач - содержание кремния в металле после проведения усреднительной продувки;

   2,72; 286,9; 201,7; 290,8; 1,9; 1,01; 27,9; 0,0055 - эмпирические коэффициенты, полученные опытным путем, затем металл подают на машину непрерывного литья сортовых заготовок, где его разливают через промежуточный ковш со скоростью V=0,16×Si/Mn+0,0077×Т+0,48×⌀-10,85, где

   Si/Mn - отношение кремния к марганцу в металле перед разливкой;

   Т - температура металла в промежуточном ковше, °С;

   ⌀ - диаметр отверстия разливочного стакана в промежуточном ковше, мм;

   0,16; 0,0077; 0,48; 10,85 - эмпирические коэффициенты, полученные опытным путем.