способ обработки жидкой стали

Формула изобретения

1. Способ обработки жидкой стали, включающий подачу в расплав стали углеродсодержащего материала в виде отходов электролитического производства алюминия, отличающийся тем, что отходы электролитического производства алюминия подают в расплав стали на завершающей стадии ее обработки, при этом используют отходы электролитического производства алюминия с содержанием углерода не менее 91%.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в качестве отходов электролитического производства алюминия используют отработанные аноды электролизеров для производства алюминия.

3. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что в качестве отходов электролитического производства алюминия используют дробленые огарки обожженных анодов.

4. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что в качестве отходов электролитического производства алюминия используют дробленые отходы самообжигающихся анодов.

5. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что в качестве отходов электролитического производства алюминия используют дробленые огарки обожженных анодов и дробленые отходы самообжигающихся анодов.

6. Способ по любому из пп.1 и 2, отличающийся тем, что в качестве отходов электролитического производства алюминия используют дробленые отработанные аноды электролизеров для производства алюминия размером 3-25 мм.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к черной металлургии, к производству стали и может быть использовано для регулирования температуры и содержания углерода в жидкой стали.

Для повышения температуры стали, доведения содержания углерода до требуемого, а также для ускорения процесса шлакообразования и обеспечения необходимой жидкотекучести шлака в производстве стали используют углеродсодержащие материалы.

Углеродсодержащие материалы должны обеспечивать необходимые условия обработки с получением требуемых технологических и потребительских показателей и в то же время быть доступными в значительных количествах при невысокой цене. Поэтому вместо традиционно используемых, дорогостоящих, а иногда и дефицитных материалов в виде каменного угля, кокса используют более доступные и дешевые углеродсодержащие материалы, аналогичные или близкие по свойствам.

Одним из таких материалов являются углеродсодержащие отходы электролитического производства алюминия.

Известен способ выплавки стали в сталеплавильном агрегате, включающий рафинирование металла с использованием разжижающей шлакообразующей добавки, в котором в качестве разжижающей шлакообразующей добавки используют выбойку футеровки электролизных ванн производства алюминия в количестве 1-5 кг/т готовой стали (а.с. СССР № 840130, С21С 5/28, 1981 г. [1]). Использование выбойки футеровки электролизных ванн производства алюминия вместо плавикового шпата повышает степень десульфуризации металла, снижает окисленность конечного шлака и себестоимость стали.

Выбойка представляет собой кусковой материал, содержащий алюминий, щелочные металлы, фториды, окислы алюминия и углерод. Выбойку футеровки фракций 20-150 мм присаживают в два приема с известью и перед окончанием продувки.

Крупные куски данного материала срабатываются медленно, увеличивая время обработки расплава, возгоны фтористых соединений ухудшают экологическую обстановку в цехе.

Известен способ выплавки стали в кислородных конвертерах, включающий завалку лома, ввод в ванну отработанной угольной футеровки алюминиевых электролизеров в количестве 10-25 кг/т стали, заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом, в котором отработанную угольную футеровку алюминиевых электролизеров разделяют по содержанию углерода и вводят в ванну тремя порциями, причем 30-40% от расхода с содержанием углерода 40-70% запрессовывают в пакеты металла, 40-60% от расхода с содержанием углерода 71-80% вводят перед заливкой чугуна и 10-20% от расхода с содержанием углерода 71-80% вводят в агрегат по истечении 80-95% продолжительности продувки (а.с. СССР № 1305176, С21С 5/28, 1987 г. [2]).

По технической сущности, наличию сходных признаков данное решение выбрано в качестве ближайшего аналога.

Известное техническое решение обеспечивает снижение окисленности шлака, снижение расхода раскислителей, повышение качества стали за счет снижения содержания примесей и регулирования процесса шлакообразования.

Основной недостаток известного решения - наличие термически нестойких соединений фтора, содержащихся в используемых отходах - отработанной угольной футеровке алюминиевых электролизеров, что ухудшает экологическую обстановку. Невысокое содержание углерода в материале (71-80%) также снижает эффективность использования данных отходов электролитического производства алюминия при подаче их в расплав металла.

Задачей предлагаемого технического решения является повышение технико-экономических показателей процесса производства стали и повышение ее качества.

Техническим результатом является повышение эффективности обработки жидкой стали за счет загрузки на последнем переделе в расплав жидкой стали отходов электролитического производства алюминия с высоким содержанием углерода и практически не содержащих фтористые соединения.

Технический результат достигается тем, что в способе обработки жидкой стали, включающем подачу в расплав металла углеродсодержащего материала в виде отходов электролитического производства алюминия, отходы электролитического производства алюминия подают в расплав стали на завершающей стадии ее обработки, при этом используют отходы электролитического производства алюминия с содержанием углерода не менее 91%.

При этом в качестве отходов электролитического производства алюминия могут быть использованы отработанные аноды электролизеров для производства алюминия в виде дробленых огарков обожженных анодов, дробленых отходов самообжигающихся анодов или дробленые огарки обожженных анодов и дробленые отходы самообжигающихся анодов одновременно или последовательно.

Предпочтительно в качестве отходов электролитического производства алюминия могут быть использованы дробленые отработанные аноды электролизеров для производства алюминия размером 3-25 мм.

Сравнительный анализ предлагаемого технического решения и решения по ближайшему аналогу показывает следующее.

Предлагаемое решение и решение по ближайшему аналогу характеризуются сходными признаками:

- подача углеродсодержащего материала в виде отходов электролитического производства алюминия в расплав жидкой стали;

- подача отходов электролитического производства алюминия с повышенным содержанием углерода в расплав на завершающей стадии обработки жидкой стали.

Предлагаемое техническое решение характеризуется также признаком, отличным от признаков, характеризующих решение по ближайшему аналогу:

- используют отходы электролитического производства алюминия с содержанием углерода не менее 91%.

При этом в качестве отходов электролитического производства алюминия могут быть использованы отработанные аноды электролизеров для производства алюминия в виде дробленых огарков обожженных анодов, дробленых отходов самообжигающихся анодов или дробленые огарки обожженных анодов и дробленые отходы самообжигающихся анодов одновременно или последовательно.

Предпочтительно в качестве отходов электролитического производства алюминия могут быть использованы дробленые отработанные аноды электролизеров для производства алюминия размером 3-25 мм.

Наличие в предлагаемом решении признаков, отличных от признаков, характеризующих решение по ближайшему аналогу, позволяет сделать вывод о соответствии предлагаемого технического решения условию патентоспособности изобретения «новизна».

Техническая сущность предлагаемого решения заключается в следующем.

Использование углеродсодержащих отходов электролитического производства алюминия на различных технологических этапах производства стали известно и дает существенные технико-экономические преимущества как за счет замены традиционно используемых материалов на более дешевые отходы, так и за счет получения качественных результатов, которые обеспечивают применяемые отходы за счет комплексного воздействия на обрабатываемый металл.

В зависимости от технологических потребностей на различных этапах процесса требуются материалы с различными свойствами. При приготовлении сплава необходима обработка расплава материалом с высоким содержания углерода для повышения теплосодержания ванны за счет дополнительного притока тепла от экзотермического горения углерода. В этом случае обеспечивается переработка шихты с более высоким содержанием металлического лома и, соответственно, с более низким жидкого чугуна. Однако в период интенсивного окисления углерода ухудшается процесс шлакообразования, происходит «свертывание» шлака и увеличение открытой поверхности металла, что приводит к увеличению его газонасыщенности и ухудшает качество. Для предотвращения перечисленных выше отрицательных последствий, регулирования процесса шлакообразования за счет интенсификации образования шлака и повышения его жидкотекучести в расплав вводят фторсодержащие реагенты. Таким реагентом, вводимым в расплав металла для реализации вышеуказанных технологических потребностей, являются фторуглеродсодержащие отходы электролитического производства алюминия в виде отработанной угольной футеровки электролизеров. На завершающей стадии обработки жидкой стали необходимо снизить окисленность конечного шлака, повысить качество стали за счет снижения содержания примесей и, при необходимости, довести содержание углерода в стали до требуемого. На этом этапе обработки необходимо использовать материал с высоким содержанием углерода. В качестве такого материала с низким содержанием фтористых соединений в предлагаемом решении используют отходы электролитического производства алюминия с содержанием углерода не менее 91%. Таким видом отходов являются отработанные аноды. В процессе электролитического производства алюминия, в зависимости от типа используемых электролизеров, образуются либо огарки обожженных анодов, либо отходы самообжигающихся анодов в виде бракованных анодов после аварийного вывода электролизеров с самообжигающимися анодами из эксплуатации в капитальный ремонт. Нижняя часть такого анода (~150 мм от подошвы анода) представляет собой спеченную коксо-пековую композицию, пропитанную фторсодержащими соединениями электролита. Верхняя часть анода (~400 мм от верха анода) представлена неспеченной коксо-пековой массой. Средняя часть самообжигающегося анода (~1000 мм по высоте) состоит из твердого углеродистого материала с высоким содержанием углерода и практически не содержит фтора.

Отходы обожженных анодов (огарки) - остатки анода после его использования в электролизе, представляют собой дважды термообработанный (при изготовлении обожженного анода и при электролизе) графитированный углеродный материал.

Оба вида отработанных отходов анодов содержат не менее 91% углерода и являются полноценной заменой высокоуглеродистых материалов, например кокса, традиционно используемых при производстве стали. При этом дополнительные затраты на дробление анодов компенсируются как низкой стоимостью данных видов отходов, так и их потребительскими качествами - используется материал, прошедший термическую обработку (обожженные аноды - дважды) и содержащий достаточно плотный графитированный углерод, использование которого при производстве стали более эффективно, чем традиционных высокоуглеродистых материалов (коксового орешка и коксовой мелочи). Более высокая эффективность применения отработанных отходов анодов, по сравнению с коксом, обусловлена замедленной скоростью горения плотных графитированных отходов. Пористая структура кокса и его высокая реакционная способность приводят к потерям углерода за счет окисления кислородом воздуха в процессе обработки стали.

В зависимости от технологических потребностей возможна подача в расплав дробленых огарков обожженных анодов или дробленых отходов самообжигающихся анодов, или дробленых огарков обожженных анодов и дробленых отходов самообжигающихся анодов одновременно или последовательно. При этом возможно использование непосредственно данных видов отходов, так и их применение в комплексе с другими вспомогательными технологическими материалами.

Наиболее эффективно использование отработанных анодов с размером дробленого материала 3-25 мм. Частицы материала менее 3 мм использовать нецелесообразно - значительны потери при транспортировке и загрузке. Использование кусков материала размером более 25 мм увеличивает время технологической обработки, снижает производительность процесса.

Предлагаемое решение позволяет использовать в производстве стали в значительных количествах техногенный высокоуглеродистый материал, снижающий себестоимость товарной продукции и повышающий ее качество. При этом обеспечивается широкий диапазон технологических возможностей применения данных отходов при достаточно небольших затратах на их подготовку к использованию - дробление, классификация по фракциям.

Сравнительный анализ предлагаемого решения с известными техническими решениями в данной области показывает следующее.

1. Известен способ выплавки стали, включающий завалку лома и шлакообразующих материалов, ввод отработанной футеровки алюминиевых электролизеров, заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом, в котором отработанную футеровку алюминиевых электролизеров загружают в количестве 10-25 кг/т стали, причем 50-80% ее количества вводят на подину печи с присадкой на нее шлакообразующих материалов и лома, а 20-50% вводят в жидкий чугун за 20-30 минут до его слива (а.с. СССР № 1189883, С21С 5/04, 1985 г. [3]).

В известном решении фторуглеродсодержащие отходы электролитического производства алюминия в виде отработанной угольной футеровки электролизеров в количестве 20-50% вводят в жидкий чугун за 20-30 минут до его слива для интенсификации процессов десульфуризации и дефосфоризации и удаления серы и фосфора с первичным шлаком. Вместе с тем за счет подачи отходов на данном технологическом этапе происходит науглероживание расплава, повышение его температуры и сокращается продолжительность жидкого периода плавки. Выделения фтористых соединений ухудшают экологическую обстановку в цехе.

В предлагаемом решении основными задачами подачи отходов электролитического производства алюминия в расплав являются снижение окисленности конечного шлака и доведение содержание углерода в стали до требуемого. В этом случае целесообразно применение отходов с повышенным содержанием углерода и с минимальным содержанием фторидов. Таким требованиям отвечают дробленые отработанные аноды электролизеров для производства алюминия. Количество вводимого в расплав материала определяется технологическими потребностями процесса (количество и химический состав расплава, одновременное использование других вспомогательных материалов, применяемое оборудование и технология) и может варьироваться в достаточно широких пределах.

2. Известен способ производства стали в конвертере, в котором металлолом и/или металлоотходы подогревают подачей и сжиганием углеродсодержащего топлива, в качестве которого используют кокс, каменные угли, бой угольных футеровок и электродов, нефть, мазут и природный газ (патент РФ № 2105072, С21С 5/28, 1998 г. [4]).

Известен способ выплавки стали в конвертере, включающий завалку металлолома, заливку жидкого чугуна, продувку металла кислородом, присадку по ходу продувки порциями выбойки футеровки электролизных ванн производства алюминия, выпуск металла, в котором выбойку футеровки электролизных ванн производства алюминия вводят в конвертер в количестве 10-40 кг/т годной стали, при этом первую порцию выбойки в количестве 60-90% от ее навески вводят на оставленный в конвертере от предыдущей плавки шлак, а остальное количество выбойки вводят в течение 10-95% времени продувки кислородом, и, кроме того, при получении температуры металла ниже необходимой перед выпуском стали дополнительно вводят выбойку футеровки электролизных ванн производства алюминия и производят додувку металла кислородом (патент РФ № 2140993, С21С 5/28, 1999 г. [5]).

В известных решениях используют фторуглеродсодержащие отходы электролитического производства алюминия для интенсификации процесса шлакообразования и для повышения температуры металла. При использовании таких отходов происходит выделение фтористых соединений, что ухудшает экологическую обстановку в цехе.

В предлагаемом решении подача отходов электролитического производства алюминия в расплав направлена на снижение окисленности конечного шлака, повышение качества стали и доведение содержание углерода в стали до требуемого.

3. Известен способ выплавки стали в конвертере, включающий завалку металлолома, присадку шлакообразующих и углеродсодержащих материалов, прогрев кислородом в течение 15-45% от общей продолжительности продувки, заливку жидкого чугуна, продувку расплава кислородом, в котором дополнительно осуществляют порционную присадку алюминийсодержащих отходов, при этом первую порцию алюминийсодержащих отходов присаживают на металлолом в количестве 40-60% от общего их расхода одновременно со шлакообразующими и углеродсодержащими материалами в соотношении 1:(6-9):(2-6) соответственно, а остальное количество алюминийсодержащих отходов присаживают после заливки чугуна по ходу продувки одновременно со шлакообразующими материалами в соотношении 1:(4-12) соответственно. В качестве алюминийсодержащих отходов может быть использована выбойка углеродистой футеровки электролизных ванн производства алюминия, отработанные аноды и катоды электролизных ванн производства алюминия (патент РФ № 2287018, С21С 5/28, 2006 г. [6]).

Известен способ выплавки стали в кислородном конвертере, включающий завалку металлического лома и извести, ввод в конвертер углеродсодержащих материалов, заливку жидкого чугуна и продувку металла кислородом, в котором в конвертер совместно с металлическим ломом вводят отходы анодов и (или) катодов электропечей производства алюминия (а.с. СССР № 988877, С21С 5/04, 1983 г. [7]).

В известных решениях используют фторуглеродсодержащие отходы электролитического производства алюминия в виде отработанных анодов и катодов электролизных ванн для интенсификации процесса шлакообразования и для повышения температуры металла. Причем содержание углерода в используемых материалах составляет 60-80%, содержание натрия и фтора варьируется от 10 до 30%.

В предлагаемом техническом решении в расплав жидкой стали на завершающей стадии ее обработки подают отходы электролитического производства алюминия с содержанием углерода не менее 91%. При этом в качестве отходов электролитического производства алюминия могут быть использованы отработанные аноды электролизеров для производства алюминия в виде дробленых огарков обожженных анодов, дробленых отходов самообжигающихся анодов или дробленые огарки обожженных анодов и дробленые отходы самообжигающихся анодов одновременно или последовательно.

Предпочтительно в качестве отходов электролитического производства алюминия могут быть использованы дробленые отработанные аноды электролизеров для производства алюминия размером 3-25 мм.

Подача такого высокоуглеродистого материала (огарки обожженных анодов и средняя часть самообжигающихся анодов) с содержанием фтора в несколько десятых процента является равноценной заменой дорогостоящих, традиционно используемых материалов без ухудшения потребительских качеств товарной продукции.

Не выявлено в процессе поиска и сравнительного анализа технических решений, характеризующихся аналогичной с предлагаемым решением совокупностью признаков, позволяющих получить при использовании аналогичные результаты, что позволяет сделать вывод о соответствии предлагаемого технического решения условию патентоспособности изобретения «изобретательский уровень».

Предлагаемая технология реализуется следующим образом.

Проводили обработку жидкой стали тремя видами углеродсодержащего материла с получением стали марки Ст6сп:

- отработанной угольной футеровкой алюминиевых электролизеров (прототип);

- отработанными анодами электролизеров для производства алюминия (предлагаемая технология);

- коксовым орешком (традиционная технология).

Содержание основных и некоторых примесных элементов в отработанной угольной футеровке, в огарках анодов и самообжигающихся анодах приведено в таблице 1.

Таблица 1
Усредненный состав углеродсодержащих материалов
Материал	Содержание элементов, % вес.
С	F	Na	Al	Fe	S
Отработанная угольная футеровка	56,0	11,8	10,2	9,5	2,30	0,36
Огарки обожженных анодов	93,0	0,18	0,12	0,29	0,65	0,85
Бракованные самообжигающиеся аноды	93,5	0,12	0,10	0,27	0,18	0,45

Содержание углерода в исходном металле во всех случаях было одинаково и составляло 0,28±0,03% вес. Отдача углеродсодержащих материалов производилась при выпуске стали в сталеразливочный ковш. При этом оценивали наличие пироэффекта (факелирования), вскипания металла и шлака. Контроль степени науглероживания стали осуществляли отбором проб металла после полного усвоения присадки.

Исходные данные и результаты опытных плавок приведены в таблице 2.

Таблица 2
Сравнительные данные по обработке стали
№	Показатели	Углеродсодержащий материал
Отработанная футеровка (прототип)	Огарки анодов (предлагаем.)	Коксовый орешек (традиц.)
1	Содержание углерода, % вес.	75,0±0,06	94,0±0,07	94,0±0,06
2	Наличие пироэффекта, вскипания расплава	Не наблюдалось	Не наблюдалось	Факелирование, вскипание
3	Расход добавки, кг/т стали	4,18	3,09	4,07
4	Усвоение углерода, %	70,1	75,9	57,5
5	Содержание в готовой стали, %:
	- углерод	0,497	0,499	0,498
	- марганец	0,61	0,63	0,66
	- сера	0,021	0,019	0,020
	- фосфор	0,029	0,028	0,027

Из полученных экспериментальных данных следует, что использование при обработке стали огарков анодов, по сравнению с отработанной футеровкой и коксовым орешком, характеризуется следующим.

1. Снижением удельного расхода углеродсодержащей добавки соответственно на 26% и 24%.

2. Увеличением степени усвоения углерода расплавом соответственно на 8,3% и 32,0%.

При этом возможно использование как непосредственно этих видов отходов, так и их использование в комплексе с другими вспомогательными технологическими материалами.

Предлагаемое решение позволяет использовать в производстве стали в значительных количествах техногенный высокоуглеродистый материал, снижающий себестоимость товарной продукции и повышающий ее качество. При этом обеспечивается широкий диапазон технологических возможностей применения этих отходов при достаточно небольших затратах на их подготовку к использованию.

Источники информации

1. А.с. СССР № 840130, С21С 5/28, 1981 г.

2. А.с. СССР № 1305176, С21С 5/28, 1987 г.

3. А.с. СССР № 1189883, С21С 5/04, 1985 г.

4. Патент РФ № 2105072, С21С 5/28, 1998 г.

5. Патент РФ № 2140993, С21С 5/28, 1999 г.

6. Патент РФ № 2287018, С21С 5/28, 2006 г.

7. А.с. СССР № 988877, С21С 5/04, 1983 г.