способ выплавки стали в дуговой электросталеплавильной печи
Классы МПК: | C21C5/52 получение стали в электрических печах |
Автор(ы): | Девяткин Юрий Дмитриевич (RU), Кузнецов Евгений Павлович (RU), Обшаров Михаил Владимирович (RU), Годик Леонид Александрович (RU), Козырев Николай Анатольевич (RU), Тяпкин Евгений Сергеевич (RU), Бойков Дмитрий Владимирович (RU), Шуклин Алексей Владиславович (RU) |
Патентообладатель(и): | Открытое акционерное общество "Новокузнецкий металлургический комбинат" (RU) |
Приоритеты: |
подача заявки:
2007-06-19 публикация патента:
10.01.2009 |
Изобретение относится к черной металлургии, в частности к способам выплавки стали в дуговых электропечах. Способ включает завалку металлолома в печь, заливку жидкого чугуна, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш с отсечкой печного шлака и оставлением 10-15% от общей массы жидкого металла в печи, подачу в ковш шлакообразующей смеси и ферросплавов. Вводят в состав завалки железосодержащий концентрат фракцией 80-300 мм и массовой долей железа не менее 75% в количестве 3-8% от массы завалки. Использование изобретения позволяет снизить себестоимость, сократить длительность плавки, повысить степень дефосфорации стали.
Формула изобретения
Способ выплавки стали в дуговой электросталеплавильной печи, включающий загрузку в печь завалки, содержащей металлолом, заливку жидкого чугуна, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш с отсечкой печного шлака и оставлением 10-15% от общей массы жидкого металла в печи, подачу в ковш шлакообразующей смеси и ферросплавов, отличающийся тем, что в состав завалки в количестве 3-8% от ее массы вводят железосодержащий концентрат, полученный в результате переработки отвальных шлаков мартеновского и доменного производства, фракцией 80-300 мм и массовой долей железа не менее 75%.
Описание изобретения к патенту
Изобретение относится к черной металлургии, в частности к способам выплавки стали в дуговых электропечах.
Известен выбранный в качестве прототипа способ выплавки стали в дуговой электропечи, включающий завалку металлолома и извести, расплавление металлолома, заливку жидкого чугуна, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш и присадку в ковш во время выпуска шлакообразующей смеси, состоящей из извести и плавикового шпата, отличающийся тем, что заливают жидкий чугун в количестве 30-60% от массы завалки при содержании в нем, мас.%: углерода 2,0-3,5, менее 0,01 кремния, менее 0,015 фосфора, менее 0,025 серы, причем чугун заливают при температуре 1280-1400°С сверху в печь после проплавления металлолома при расходе электроэнергии 180-300 кВт·ч/т металлолома, температуру в печи при окислении углерода поддерживают не более 1700°С, выпуск стали в ковш проводят с отсечкой печного шлака с оставлением 10-15% от общей массы жидкого металла в печи, подают в ковш во время выпуска стали шлакообразующую смесь при соотношении в ней извести и плавикового шпата (0,8-1,2):(0,2-0,5) с расходом 10-17 кг/т стали и присаживают ферросплавы [1].
Существенными недостатками данного способа выплавки стали в дуговой электропечи являются:
- повышенная себестоимость стали в связи с использованием дорогостоящего металлического лома;
- увеличенная длительность плавки из-за продолжительного времени, затрачиваемого на формирование печного шлака;
- низкая степень дефосфорации стали.
Желаемыми техническими результатами изобретения являются: снижение себестоимости, сокращение длительности плавки, повышение степени дефосфорации стали.
Для этого предлагается способ выплавки стали в дуговой электросталеплавильной печи, включающий загрузку в печь завалки, содержащей металлолом, заливку жидкого чугуна, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш с отсечкой печного шлака и оставлением 10-15% от общей массы жидкого металла в печи, подачу в ковш шлакообразующей смеси и ферросплавов, причем в состав завалки в количестве 3-8% от ее массы вводят железосодержащий концентрат, полученный в результате переработки отвальных шлаков мартеновского и доменного производства, фракцией 80-300 мм и массовой долей железа не менее 75%.
Заявляемые пределы подобраны опытным путем.
Увеличение фракции вводимого железосодержащего концентрата более 300 мм приводит к снижению насыпной плотности металлошихты и увеличению длительности плавки. Использование железосодержащего концентрата фракции менее 80 мм приводит к образованию большого количества шлака, снижению производительности электропечных установок.
Применение железосодержащего концентрата с содержанием железа менее 75% приводит к повышенному шлакообразованию и увеличению длительности плавки.
Введение железосодержащего концентрата более 8% от массы завалки в ряде случаев приводит к поломке электродов в связи с высоким содержанием нетокопроводящей составляющей в концентрате. При снижении количества железосодержащего концентрата менее 3% от массы завалки не удавалось обеспечить более раннее по сравнению с существующей технологией формирование шлака и повысить степень дефосфорации стали.
Заявляемый способ выплавки стали был реализован при выплавке стали в дуговых электросталеплавильных печах типа ДСП-100И7. Выплавку проводили с использованием жидкого чугуна в количестве 25-40% от массы металлозавалки. Завалку металлолома проводили на оставшийся от предыдущей плавки шлак и металл массой 10-15 тонн. В составе завалки использовали железосодержащий концентрат, полученный в результате переработки отвальных шлаков мартеновского и доменного производства. Железосодержащий концентрат получали на установках переработки шлаков цеха шлакопереработки, фракцией 80-300 мм, массовой долей железа 75-89% и 11-25% шлаковой составляющей доменного и мартеновского производства. Железосодержащий концентрат загружали в середину бадьи, предназначенной для основной завалки. Для ускорения процесса проплавления металлошихты и окисления углерода использовали виртуальные фурмы горелки фирмы BSE, продувку кислородом проводили с общим расходом кислорода 8000-10000 м3 /ч. Заливку чугуна осуществляли в печь сверху через носок чугуновозного ковша. Дефосфорацию осуществляли присадкой в печь через сводовое отверстие извести по 100-200 кг и спуском шлака самотеком через порог рабочего окна. Использование железосодержащего концентрата позволило (в связи с содержанием шлаковой составляющей) за счет раннего формирования шлака в печи повысить степень дефосфорации с 38-46% до 54%.
После достижения необходимой температуры и содержания углерода нераскисленный металл выпускали без шлака при включенной печи в ковш. Во время выпуска металла из печи в ковш присаживали шлакообразующую смесь, состоящую из 400 кг извести и 200 кг плавикового шпата, а также силикомарганец из расчета введения марганца на нижний предел содержания его в готовой стали. Во время выпуска стали в ковш металл продувался азотом через донную пористую фурму с расходом до 20 м 3/ч при давлении до 0,7 МПа. После выпуска ковш транспортировался на агрегат «ковш-печь» (АКП), где производилось дальнейшее доведение стали до требуемого химического состава и температуры разливки. Разливка стали проводилась на четырехручьвых МНЛЗ с сечением кристаллизатора 300×330 мм.
Заявляемый способ обеспечил снижение себестоимости стали на 0,94%, сокращение длительности плавки на 1 мин, повышение степени дефосфорации стали на 1,8%.
Источник информации
1. Пат. РФ 2258084 С21С 5/52.
Класс C21C5/52 получение стали в электрических печах