способ производства углеродистой стали

Формула изобретения

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.

Описание изобретения к патенту

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=K ₁(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 С ₂×а_о=0,0008, а расход ферросилиция определяют по выражению:

Q_FeSi=K ₂(a_o-0,0008/C₂ ),

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

K₁ - коэффициент = 0,9-1,1;

К ₂ - 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 м ³ 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=K ₁(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 С ₂×а_о=0,0008, произвели путем продувки металла ферросилицием марки ФС 65, расход которого определяли из выражения

Q_FeSi=K ₂(a_o-0,0008/C₂ ),

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

K₁ - коэффициент = 1,0;

К ₂ - 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 Al₂О ₃ 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.