Кислородно-конвертерный процесс с верхней продувкой

15.3.1. Конструкция конвертера. В кис­лородном конвертере продувку ванны осуществляют кислородом через фур­му, которую вводят сверху по оси кон­вертера. Управление процессом плав­ки ведут в основном посредством из­менения положения фурмы и давле­ния кислорода.

Емкость (вместимость) конверте­ров изменяется в широких пределах. В нашей стране эксплуатируют конвер­теры емкостью от 160 до 400 т. В уст­ройстве современного конвертера (рис. 15.6) можно выделить цилиндри­ческую среднюю часть, концентричес­кую горловину (в виде усеченного ко­нуса) и сферическое днище.

Исходя из опыта последних лет, минимальные потери металла при нормальном ходе продувки (без выб­росов) достигаются при объеме рабо­чего пространства конвертера, превы­шающем в 5—7 раз объем расплава в спокойном состоянии. Поэтому в ГОСТ заложено, что удельный объем конвертеров независимо от их емкос­ти должен составлять 0,8-1,0 м³/т. От­ношение полноц высоты рабочего пространства к его диаметру должно быть в пределах 1,2—1,6.

Объем ванны кислородного кон­вертера и все основные параметры оп­ределяются его емкостью с учетом ин­тенсивности продувки.

На рис. 15.7, а показаны основные размеры, принимаемые при конструи­ровании рабочего пространства агрегата. Эти размеры обычно принимаются на основе опыта действующих агрегатов и результатов моделирования. Нарис. 15.7, б показаны разновидности профилей и размеры действующих агрегатов. При проектировании учитывают состав шихты, принятую технологию продув­ки, вероятность выбросов, массу обра­зующегося шлака и необходимость вместить всю массу металла и шлака и иметь оптимальные размеры ванны (диаметр и глубину), строительную прочность огнеупоров (рис. 15.8) и др.

В современных конвертерах глуби­на ванны 1,6—1,9 м, удельная площадь поверхности ванны 0,12-0,18 м²/г.

Рис. 15.6. Кислородный конвертер:

/ — корпус с футеровкой; 2 — кислородная фурма; 3 — рабочее пространство; 4—опорные узлы; 5 — механизм поворота; 6— опорное кольцо

Рис. 15.7. Профиль рабочего пространства конвертера:

а —основные размеры D₁ , D _2, D₃ — диаметры соответственно горловины, цилиндрической части и днища; R— радиус шаровой части днища; h_в,к, h_н.к., h_ц, h_в, и h_ш — высота соответственно верхней и нижней коничес­кой частей, цилиндрической части, ванны и шаровой части; Н и Н₁ — полная высота и высота свободного пространства соответственно); б— разновидности профилей действующих кислородных конвертеров

Пока еще нет четких теоретичес­ких рекомендаций относительно правильного выбора интенсивности продувки, числа сопел в фурме и рас­хода кислорода на одно сопло. В практике современного кислородно-конвертерного процесса интенсивность продувки обычно составляет /= 3 + 5 м³/(т • мин).

Корпус конвертера обычно глухо-донный, сварной конструкции. Дни­ща могут быть как глухие, так и отъем­ные (приставные или вставные). Кон­вертеры с отъемными днищами легче

ремонтировать, так как при отъеме днища футеровка охлаждается быстрее (рис. 15.9). Кроме того, возможна за­мена только футеровки отъемного днища (без корпуса). Корпус конвертера помещается в опорное кольцо и крепится в нем. Узлы крепления и опорное кольцо закрыты от попада­ний металла и шлака защитным кожу­хом, приваренным к корпусу. Крепле­ние корпуса конвертера к опорному кольцу осуществляют при помощи си­стемы шарнирных подвесок и упоров, исключающих раскачивание конвер­тера при продувке металла кислоро­дом и под воздействием колебаний жидкого металла. В системе крепле­ния должна быть учтена неодинаковая степень колебаний температуры кор­пуса и опорного кольца и обеспечена независимость их температурных де­формаций. Привод конвертера пред­ставляет собой систему, состоящую из нескольких электродвигателей и меха­низма поворота (обычно один боль­шой тихоходный и несколько быстро­ходных редукторов). При разработке конструкции конвертера учитывается основное требование, предъявляемое к сосудам с жидким металлом, — обес­печение их устойчивости при любых углах наклона, т. е. возможность воз­врата в исходное положение при непо­ладках в работе двигателей. Для этого необходимо, чтобы опрокидывающий момент при повороте конвертера на любой угол был положительным. Од­новременно нужно стремиться по воз­можности к уменьшению максималь­ного опрокидывающего момента, с тем чтобы была минимальной мощ­ность двигателей поворотного приво­да. При расчетах опрокидывающих моментов учитывают возможную степень разгара футеровки конвертера. Масса конвертера емкостью 300—350т с комплектующим оборудованием равна 1200 т. Корпус конвертера имеет жесткую съемную горловину и приварную летку (или «сталевыпускное отверстие») со сменным обрамляю­щим фланцем.

15.3.2. Футеровка конвертера. Усло­вия эксплуатации футеровки кисло­родных конвертеров тяжелые, причем в наиболее тяжелых условиях оказыва­ется футеровка цилиндрической части

Рис. 15.8. Двухслойная футеровка (А — арма­турный слой; Б — рабочий слой) конвертера на череповецком металлургическом комби­нате ОАО «Северсталь», выполненная из ма­териалов:

/ — периклазохромитовые огнеупоры; 2— известково-периклазовые огнеупоры на пековой связке; 3 — периклазовые огнеупоры;

4— блоки из плавленого периклаза; 5— металлический корпус; 6— асбест или периклазовая масса; 7— набивная периклазовая масса

конвертера и особенно район так на­зываемого шлакового пояса. В этом районе футеровка контактирует со шлако-металлической эмульсией, об­разующейся при воздействии кисло­родной струи на поверхность ванны. Стойкость футеровки обычно измеря­ется числом плавок от одного капи­тального ремонта до другого. При ра­боте без систематического торкрети­рования поверхности стойкость футе­ровки составляет до 1000 плавок; в случае систематического торкретиро­вания поверхности стойкость футеров­ки возрастает в несколько раз. Сто­имость высококачественных огнеупо­ров, используемых для футеровки конвертеров, велика, поэтому непре­рывно испытываются новые техноло­гии, позволяющие снизить расход ог­неупоров.

Помимо торкретирования широкое

Рис. 15.9. Общая схема процесса перефутеровки конвертера:

1 — ломка футеровки; 2 — демонтаж днища; 3 — футеровка донной части корпуса; 4 — роботизированная футеровка барабана конвертера; 5— футеровка верхнего конуса; 6— монтаж днища

распространение получает так называ­емый способ раздува шлака в кислород­ном конвертере. Способ предусматри­вает вдувание азота под высоким дав­лением через верхнюю кислородную фурму конвертера с целью раздува шлака по поверхности футеровки. Шлак, покрывая огнеупор, охлаждает­ся, затвердевает и создает прочный слой, являющийся защитным для ра­бочего слоя футеровки. Затвердевший шлаковый слой способствует сниже­нию скорости износа огнеупоров, по­вышению эксплуатационной стойкос­ти агрегата и снижению эксплуатаци­онных затрат. Процесс раздува прово­дят либо после полного выпуска стали, когда в конвертере остается только шлак, либо при наличии в кон­вертере и стали, и шлака. Режим раз­дува в обоих случаях неодинаков; раз­личны и зоны футеровки, на которых образуется гарнисаж.

Технология раздува шлака включа­ет следующие этапы:

— выпуск плавки из конвертера;

— визуальный контроль состояния шлака с целью оценки необходимости ввода добавок для его кондицирования;

— визуальный контроль состояния футеровки конвертера с целью выявления зон, требующих особого внима­ния при проведении раздува;

— качание конвертера для нанесе­ния покрытия на загрузочный и вы­пускной участки футеровки;

— опускание кислородной фурмы в заданную позицию и начало продувки азотом (расход азота равен расчетному для данной фурмы расходу кислоро­да);

— изменение положения фурмы при управлении вручную или от ЭВМ с целью формирования шлакового по­крытия на всей поверхности футеров­ки или сохранение постоянного поло­жения фурмы для покрытия опреде­ленного участка футеровки;

— ведение операции в течение за­данного времени;

— прекращение продувки и подъем фурмы;

— выпуск остатка шлака в шлаковозный ковш, после чего в конвертер можно загружать шихту для следую­щей плавки.

Состояние шлака — один из наибо­лее важных параметров процесса раз­дува. Если шлак очень жидкий, то он будет стекать по стенке конвертера. На практике в большинстве конвер­терных цехов, где применяют техноло гию раздува, не требовалось вносить изменений в состав конечного шлака, кроме как по содержанию MgO (его оптимальное содержание в шлаке дол­жно составлять 8—14 %).

В качестве корректирующих состав шлака добавок используют уголь, из­вестняк, доломит и материалы, содер­жащие оксид магния. Если плавку подвергают додувке, то для охлажде­ния шлака добавляют обычный или доломитизированный известняк, по­вышают вязкость шлака и снижают содержание в нем оксидов железа.

Описанная технология защиты фу­теровки имеет еще одно достоинство. Благодаря раздуву шлака появляется возможность легирования стали азо­том при вдувании газа на конечной стадии конвертерной плавки. В систе­ме трубопроводов для подачи азота в этом случае потребуются дополни­тельные клапаны и средства управле­ния, чтобы обеспечить смешивание кислорода с азотом. Однако в конеч­ном счете это приведет к значитель­ной экономии азотсодержащих фер­росплавов, которые обычно расходу­ются для этих целей.

Практически на всех заводах, где внедрили новую технологию раздува, удалось увеличить вдвое длительность кампании без увеличения расхода тор­крет-материала. При этом удельный его расход значительно снизился.

Расчеты показывают, что достиже­ние стойкости футеровки конвертера свыше 5000—5500 плавок уже практи­чески не сказывается на его годовой производительности (рис. 15.10). При выпуске в сутки 30—40 плавок достиг­нутая стойкость футеровки — это 4— 6 мес непрерывной работы, т. е. пери­од, в течение которого по инструкции необходима ревизия корпуса конвер­тера, вспомогательного оборудования и т. п.

На заводах Великобритании и США получает распространение орга­низация испарительного охлаждения корпуса конвертера. Метод назван HiVap (от англ, high — интенсивный и vapourize— испаряться). Благодаря скры­той теплоте испарения (2287 кДж/кг) удалось ограничиться сравнительно небольшим расходом воды. При HiVap-способе с помощью специаль­ных форсунок достигается тонкое и

Рис. 15.10. Влияние стойкости футеровки (N) на производительность 350-т конвертера (Р)

интенсивное распыление воды и обес­печивается температура поверхности кожуха конвертера 250-300 °С (на практике иногда бывает до 750 °С). Та­ким образом решена проблема пере­грева кожуха и других несущих частей. Внешний вид такого конвертера пока­зан на рис. 15.11.

Наибольшее распространение для футеровки конвертера в настоящее время получили относительно деше­вые и достаточно стойкие смолодоло-митовые и смолодоломитомагнезито-вые огнеупоры. Добавляемая при про­изводстве огнеупоров смола (7—8 %) образует (при их обжиге) углеродис­тую связку, благодаря чему они полу­чают высокую прочность. Кроме того, связка выполняет роль защитного по­крова на зернах доломита и магнезита и повышает устойчивость огнеупора к гидратации..

Рис. 15.11. Внешний вид конвертера с фор­суночным (водяным) охлаждением кожуха шлемовой части

Коксовые пленки (так на­зываемый коксовый скелет), образую­щиеся после обжига огнеупора, опре­деляют в известной мере физико-хи­мические и эксплуатационные свой­ства огнеупоров. Футеровка перед вводом конвертера в эксплуатацию подвергается коксующему разогреву до 1100—1200 °С. Для каждого состава огнеупорного материала устанавлива­ется оптимальный режим нагрева и обжига, чтобы исключить растрески­вание. Вопрос о выборе огнеупорного материала решается с учетом получе­ния предполагаемых технико-эконо­мических показателей. Обычно футе­ровку выполняют из кирпичей, одна­ко на ряде предприятий предпочитают использовать крупные блоки из огне­упоров. Можно изготавливать также набивную и «наливную» футеровки. Футеровка состоит обычно из не­скольких слоев:

1. Арматурного, прилегающего к кожуху конвертера и служащего для предохранения кожуха от перегрева и прогара. Этот слой выполняют из магнезитохромитового или обожжен­ного доломитового огнеупорного ма­териала.

2. Рабочего, непосредственно со­прикасающегося с металлом, шлаком и газами. Этот слой выполняют из пе-риклазошпинелидного или смолодо-ломитового кирпича.

3. Промежуточного, расположен­ного между арматурным (редко сменя­емым) и рабочим (сменяемым после каждой кампании). Промежуточный слой выполняют обычно из смолодо-ломитовой массы. Иногда ограничи­ваются двухслойной футеровкой (см. рис. 15.8).

Днище конвертера также изготав­ливают из нескольких слоев: снизу шамотный кирпич, затем несколько слоев магнезитового и сверху смоло-домитовый кирпич.

Для футеровки горловины, работа­ющей в очень тяжелых условиях, при­меняют высокостойкие смолодоломи-товые или магнезитохромитовые огне­упоры.

На каждом предприятии выработа­на своя система футеровки конвертера с учетом имеющихся высокоогнеупорных материалов и их стойкости. То же относится и к определению ра­циональной толщины футеровки. В зависимости от условий процесса плавки (глубины и площади поверх­ности ванны, состава чугуна, высоты подъема и конструкции фурмы, дав­ления кислорода и др.) в каждом кон­кретном случае в период опытных кампаний определяют характер разга­ра футеровки конвертера и с учетом полученных данных при очередном ремонте делают утолщенными части футеровки, которые изнашиваются быстрее.

Регулярное применение для ре­монта футеровки торкретирования или раздува шлака дает возможность уменьшать первоначальную толщину футеровки. Принято считать, что минимальная толщина ее в конце кампании конвертера (перед оста­новкой на ремонт) должна состав­лять 100 мм.

На стойкость футеровки влияют технологические факторы, а именно:

1. Организация загрузки твердой шихты (возможность ударов тяжело­весного лома при загрузке).

2. Температурный режим плавки (при перегреве металла и высокой температуре отходящих газов процесс разрушения футеровки заметно уско­ряется, в шлаке возрастает содержа­ние MgO).

3. Шлаковый режим (износ увели­чивается при увеличении количества шлака, его жидкоподвижности, при повышении окисленности шлака из-за образования легкоплавких ферритов кальция и магния и при увеличении в шлаке содержания кремнезема из-за образования легкоплавких силикатов кальция и магния).

4. Колебания температуры в пери­од между плавками.

5. Образование настылей на горло­вине конвертера (при их обрушении они увлекают за собой приваривший­ся к ним слой футеровки).

При использовании огнеупоров на смоляной связке важную роль в про­цессе износа играют прослойки гра­фита, или так называемые коксовые пленки, образующиеся при обжиге та­ких огнеупоров. Эти пленки плохо смачиваются шлаком и препятствуют миграции и взаимодействию компо­нентов шлака с огнеупором.

Лучшие показатели стойкости по­лучены при использовании для изго­товления огнеупоров смолы, при сжи­гании которой образуется больший коксовый остаток. Обычно характер газовой атмосферы при работе кон­вертера восстановительный (в газах много СО), однако при остановках че­рез полость конвертера попадает воз­дух и имеет место процесс С_тв + + О₂(возд) → СО_2(Г). Поэтому при длительных остановках желательно созда­вать в полости конвертера восстанови­тельную атмосферу.

Процесс окисления коксовых пле­нок может иметь место и при взаимо­действии с оксидами железа шлака. Интенсивность износа футеровки по ходу плавки изменяется: она макси­мальная в начальный период продувки (известь еще не успела раствориться, и в шлаке много SiO₂ и FeO) и в конеч­ный период (высокая температура и повышенная окисленность шлака). Все мероприятия, связанные с умень­шением продолжительности этих двух периодов, приводят к повышению стойкости футеровки. Например, при повышении интенсивности продувки имеет место более энергичное пере­мешивание металла, а также шлака, при этом возрастает эрозионный из­нос огнеупоров; однако одновремен­но ускоряется процесс шлакообразо­вания и уменьшается продолжитель­ность плавки. В целом стойкость фу­теровки увеличивается.

Возрастает стойкость и при ис­пользовании извести лучшего качества (быстрее формируется основной шлак) или при вдувании с этой же це­лью извести в порошкообразном виде, а также при снижении содержания кремния в чугуне и т. д.

15.3.3. Процессы в зоне действия струи. Физико-химические процессы в реакционной зоне конвертера доста­точно сложны и зависят от одновре­менного действия множества факто­ров. Этим объясняются трудности по­лучения экспериментального материа­ла. Наибольшее распространение получили представления о процессах, развитые, в частности, школой проф. В. И. Баптизманского. Согласно этим представлениям реакционная зона мо­жет быть условно поделена на первич­ную и вторичную. В первичной реакци­онной зоне основным процессом явля­ется усвоение вдуваемого кислорода, протекающее на границе раздела окислительный газ—металл. Внедре­ние газовой струи в жидкость вызыва­ет эжекцию металла в газовый поток и дробление газового потока на отдель­ные объемы. Степень эжекции метал­ла возрастает при увеличении динами­ческого напора газового потока (в ме­сте встречи с ванной металла). При этом происходит следующее:

1. Эжектированные металл и шлак, попадая в газовый поток, физически дробятся на капли разных размеров: максимальный размер стабильной капли 4с(тах) определяется из условия:

р _r w² rd_K(max)/ _ж <We_Kp.

где р_г, w_r — плотность и скорость газа; _ж — поверхностное натяжение дробимой жидко­сти; We_кр — критическое значение критерия Вебера (близко к 2,6).

2. Нестабильные капли металла и шлака, попадая в газовый поток, раз­рушаются под его воздействием в ре­зультате «сдирания» с их поверхности слоев жидкости.

3. Капли превращаются в пленку, надуваемую и лопающуюся под дей­ствием газового потока («парусный» эффект).

4. Капли металла подвергаются хи­мическому дроблению, а именно: при вза­имодействии с окислительным газом в капле металла растворяется кислород, взаимодействующий с содержащимся в ней углеродом. Выделение образующе­гося СО может носить взрывной харак­тер и приводить к разрыву капли на бо­лее мелкие. Согласно расчету в резуль­тате физического дробления образуют­ся капли размером 10—50 мкм. Размеры капель при химическом дроблении ме­талла в 5—10 раз меньше.

При малом динамическом напоре, когда дробления на капли не происхо­дит, вдуваемый газ взаимодействует уже не с каплями, а с основной массой металла; в этом случае с металлом вза­имодействуют или пузыри (5-10 мм), или струя кислорода, растекающаяся по поверхности металла. Взаимодействие кислорода сжидким металлом в обоих случаях происходит на границе раздела фаз.

Интенсивность массопереноса кислорода в газовой фазе к границе раздела

i _О= о(C_О2 - C_{О2 (равн)}),

где о — коэффициент массопереноса кисло­рода; С _O2 и С₀₂(_равн) — концентрации кис­лорода в объеме газа и равновесная с метал­лом на границе раздела.

Массоперенос элементов в металле

i_i ⁼ i (C_i — С_i(равн)).

где _i— коэффициент массопереноса i -го элемента; С _i и С _i (_равн) — концентрация эле­мента в объеме металла и равновесная с газо­вой фазой.

Величина р, в реальных условиях процесса определяется конвективной диффузией и зависит от интенсивнос­ти перемешивания.

Исследования показали, что массо-перенос кислорода к границе раздела практически в течение всего взаимо­действия превосходит массоперенос элементов /_s, т. е. i_o > i%. Основными причинами этого являются большие скорости движения окислителя в газо­вой фазе и малые размеры образую­щихся в реакционной зоне капель, в которых практически мгновенно по­давляется или прекращается конвек­тивная диффузия. Происходит как бы сжигание поверхностных слоев метал­ла; окисление имеет не избиратель­ный, а тотальный характер, а так как основной составляющей металла явля­ется железо, то продукты сжигания содержат преимущественно его окси­ды. Согласно экспериментальным данным в шлаковой фазе первичной реакционной зоны содержание окси­дов железа достигает 90-98 %.

При наличии на границе раздела газ—металл пленки оксидов передача кислорода металла через эту пленку происходит по схеме: 1) на границе с газом 2(FeO) + '/₂0₂→ (Fe₂O₃); 2) мас­соперенос Fе₂О₃ через пленку окси­дов; 3) на границе с металлом (Fe₂O₃) + Fе_ж → 3 (FeO); 4) растворе­ние кислорода в металле (FeO) → Fе_ж+[О].

В зависимости от условий подачи кислорода и перемешивания ванны может наступить момент, когда ско­рость окисления будет лимитировать­ся не массопереносом кислорода в га­зовой фазе, а массопереносом через пленку оксидов.

Образовавшаяся в первичной реак­ционной зоне пленка оксидов, состоящая в основном из оксидов железа, вступает в контакт с металлом ванны. Это так называемая вторичная реакционная зона, в которой протекают реакции:

[Si] + 2(FeO) → (SiO₂) + 2Fе_ж;

[Mn] + (FeO) → (MnO) + Fе_ж;

[С] + (FeO) → CO_r + Fе_ж.

Происходит также растворение кис­лорода в металле (FeO) → Fе_ж+ [О]. Растворенный кислород в результате перемешивания переносится на неко­торое расстояние от поверхности ра­створения, где возможны реакции:

[Si] + 2[0] → (Si0₂);

[Mn] + [О] → (MnO);

[С] + [О] → СО_Г.

В соответствии с результатами ис­следований, проведенных в последние годы, основная часть примесей ванны окисляется в пределах реакционной зоны. Большая роль при этом принад­лежит процессу окисления углерода. Выделение в зоне реакций СО способ­ствует перемешиванию ванны и в зна­чительной степени интенсифицирует процесс массопереноса.

В то же время при вдувании кисло­рода сверху в отдельных частях объема металла в конвертере могут существо­вать слабоперемешиваемые зоны, т. е. состав ванны может быть неравномер­ным.

15.3.4. Конструкция фурм для подачи кислорода и режим дутья. Комплекс ус­тройств для подачи кислорода сверху, включающий фурму, а также резерв­ную фурму и механизмы для подъема и перемещения, представляет собой сложное сооружение. Так, масса фур­мы (с охлаждающей водой и рукавами) современного большегрузного конвер­тера составляет ~ 1,5т. Оборудование для подъема и перемещения фурмы размещают на специальных площадках над конвертерами. Кислородные фурмы должны обеспечить необходимую интенсивность подачи кислорода, ра­циональные форму и организацию струи и иметь достаточно высокую стойкость при простоте конструкции. Интенсивность подачи кислорода обычно составляет 5—6 м³/(мин • т), т. е. в 350-т конвертер за 1 мин подают до 2100 м³ кислорода под давлением 1— 1,5 МПа. Фурмы могут быть односоп-ловыми (для конвертеров малой емкос­ти) и многосопловыми (4-6 сопел для конвертеров большой емкости). Оси сопел располагают под углом 15—20° к оси фурмы. Конусность сопла 8—10°. Размер, число и форма сопел зависят от следующих моментов:

1. В отдельные периоды плавки не­обходимо обеспечить возможно боль­шее заглубление кислородной струи в ванну металла (для организации про­цесса окисления углерода и улучше­ния перемешивания ванны).

2. В отдельные периоды плавки не­обходимо, наоборот, обеспечить воз­действие струи не на глубинные зоны ванны, а на ее поверхность, с тем что­бы ускорить процесс растворения в шлаке извести и добиться образования жидкоподвижного шлака с необходи­мой основностью.

3. Для предохранения от быстрого разрушения футеровки воздействие струй кислорода на поверхность ван­ны не должно сопровождаться раз­брызгиванием металла и шлака (т. е. необходимо обеспечить так называе­мую «мягкую» продувку).

4. Конструкция фурмы должна быть по возможности простой в изго­товлении и надежной в эксплуатации.

Выбор конструкции фурмы зависит от перечисленных требований. Опыт использования одновременно двух фурм или попеременного использова­ния двух фурм различной конструк­ции с заменой одной фурмы по ходу плавки другой показал, что такой ме­тод работы чрезмерно осложняет орга­низацию ведения плавки. Определен­ный эффект можно получить при ра­боте с двухъярусной фурмой (второй ярус сопел предназначен для подачи кислорода для дожигания выделяюще­гося из ванны оксида углерода). Такие фурмы называют также «двухконтур-ными» или «двухъярусными».

Расчет взаимодействия струи кис­лорода (окислителя) с ванной теорети­чески возможен. Например, в аэроди­намике известен сравнительно про­стой способ расчета истечения струи газа в газовую среду и удара этой струи о неупругую жидкость. Однако такая аналогия справедлива лишь для на­чального момента продувки. В момент начала продувки струя холодного кис­лорода, выходящая из сопла, взаимо­действует с поднимающимися от по­верхности ванны струями горячих от­ходящих газов, состав, температура и запыленность которых колеблются в широких пределах. Некоторая часть кислорода вступает во взаимодействие с отходящими газами, окисляя частич­ки плавильной пыли и монооксид уг­лерода (О₂ + 2СО = 2СО₂). При этом температура струи и ее состав изменя­ются, изменяется и характер поверх­ности ванны в момент продувки. По­мимо механического воздействия струй и перемешивания металла на поверхности ванны образуется шлако­вый покров, толщина которого непре­рывно изменяется. В результате среда, о которую ударяется струя, становится неупругой. Начинающийся процесс окисления углерода вызывает обиль­ное газовыделение; масса выделяю­щихся пузырей СО поднимает уровень ванны. При неподвижном положении фурмы это приводит к тому, что про­дувка продолжается с погружением фурмы в ванну (в режим заглубленной струи). Таким образом, по ходу про­дувки изменяются: 1) температурные условия и характер продувки в прин­ципе (свободная струя, заглубленная струя); 2) среда, на которую воздей­ствует струя (упругая, неупругая); 3) состав струи (кроме кислорода в со­ставе струи в разных соотношениях присутствуют СО и СО₂); 4) количе­ство газов, выделяющихся из ванны в направлении, противоположном на­правлению струи кислорода (в момент обезуглероживания при протекании реакции О₂ + 2С = 2СО на 1 м³ холод­ного кислорода выделяется 2 м³ СО или с учетом расширения при нагреве 12—15 м³ горячих газов на 1 м³ холод­ного кислорода), и т. д.

Таким образом, теоретические ис­следования взаимодействия струи кислорода с ванной и расчеты конст­рукции фурмы связаны со значитель­ными трудностями. Задача решается путем моделирования в лабораторных условиях, экспериментальной про­верки различных вариантов фурм в производственных условиях и состав­ления эмпирических уравнений для расчета.

В. И. Баптизманский и В. Б. Охот­ский на основе многочисленных иссле­дований предложили следующую схе­му строения конвертерной ванны при подаче кислорода сверху (рис. 15.12). При продувке сверху кислородные струи 2, истекающие через сопла фур­мы 1, внедряются в ванну 6, формируя первичную реакционную зону с грани­цами нисходящего струйного участ­ка 3. Скорость потоков в первичной ре­акционной зоне уменьшается от оси к периферии и от места встречи струи с ванной вниз по оси зоны. Ориентиро­вочно скорость составляет 10—100 м/с, а вектор динамического напора на­правлен вниз по потоку (здесь и далее направление вектора показано стрел­ками). В пределах границ вторичной реакционной зоны 4 выделяются про­дукты реакции оксидов железа с эле­ментами, растворенными в металле, в частности газовые объемы (пузыри) 5, состоящие из продуктов окисления уг­лерода. Каждый пузырь, всплывая на поверхность, выталкивает перед собой жидкий металл, а другие его порции за­нимают

Рис. 15.12. Схема состояния конвертерной ванны при подаче кислорода сверху

освобождающееся место, дви­гаясь в тылу газовых объемов. Это со­здает потоки металла в реакционной зоне, движущиеся со скоростью 10 м/с (здесь вектор скорости направлен вверх в соответствии с движением газо­вых объемов). Если размеры перифе­рийной части ванны не слишком вели­ки, то в каждом вертикальном сечении, проходящем через ось фурмы 7, обра­зуется один замкнутый цикл потоков. Если размеры периферийной части ванны значительны, то могут образо­ваться два цикла потоков, один из ко­торых будет находиться ближе к реак­ционной зоне, второй — к стенке кон­вертера. Скорость движения потоков в периферийных участках конвертерной ванны оценивается только косвенны­ми методами. Получаемые результаты отличаются даже по порядку величины (наиболее вероятное значение скорос­ти 1 м/с).

Газовые объемы разрушаются на поверхности металлической ванны, где образуются всплески 8. Вспенен­ный шлак 7 уменьшает высоту всплес­ков металла, и они могут не выходить за пределы шлакового слоя. Тогда вы­нос металла из конвертера потоком отходящих газов минимален. Разруша­ясь в шлаковой фазе, всплески дро­бятся на капли 9, размер которых со­ставляет 0,1—10 мм и более. Капли под действием собственной массы оседают в шлаке, причем чем меньше их масса, тем больше длительность оседания. В процессе оседания капли могут коагу­лировать между собой или сливаться с новыми всплесками. Их содержание в шлаке повышается с ростом скорости окисления углерода; оно максимально при основности шлака 1,5—1,7, так как вязкость шлака увеличивается вследствие появления в нем группиро­вок 2СаО • SiO₂ (двухкальциевого си­ликата).

В различные периоды продувки ме­таллические капли, называемые ко­рольками, по количеству могут состав­лять более 15 % от массы шлака. Шла­ковая фаза со взвешенными королька­ми образует шлако-металлическую эмульсию. Кроме того, в области реак­ционной зоны, в которой движение и перемешивание конденсированных фаз наиболее интенсивны, шлак вовле­кается в металл, образуя металло-шла-ковую эмульсию. Струя окислителя, верхняя часть которой значительную долю периода продувки находится в шлаке, затягивает последний в металл, действуя как струйный насос. По экс­периментальным данным, доля шлака в эмульсии в центральной части ванны растет снизу,вверх. После прекраще­ния продувки относительно крупные капли шлака всплывают; большая доля корольков оседает из шлака в ванну, но часть их остается во взвешенном состо­янии. Оседание происходит тем пол­нее, чем меньше вязкость шлака. Оста­ющиеся в шлаке корольки составляют 1—10 % от массы шлака. Потери метал­ла в виде корольков при промежуточ­ном скачивании шлака из конвертера в ходе продувки достигают 1 %, а с ко­нечным шлаком —0,5% от металли­ческой садки.

Поверхность контакта со шлаком взвешенных в нем корольков в процес­се продувки значительна, так как их много и они имеют небольшие разме­ры. На этой поверхности возможна ре­акция взаимодействия растворенного в корольке углерода с оксидами железа шлака [С] + (FeO) -> CO_r + Fe. Моно­оксид углерода в этом случае выделяет­ся в виде пузырей размером 0,01—1 см. Пузыри 10, число которых соответству­ет числу корольков, возникая в слое шлака и задерживаясь в нем вместе с газовыми объемами, поступающими из реакционной зоны, вызывают вспе­нивание шлака. Продолжительность пребывания пузырей в шлаке опреде­ляется их размерами, вязкостью и по­верхностными свойствами шлака. Особенно интенсивно вспениваются шлаки, основность которых ~2.

Газовые объемы 5, проходя из ре­акционной зоны, также вызывают уве­личение высоты слоя вспененного шлака. Возможно стечение обстоя­тельств, когда слой вспененного шла­ка в 30—50 раз превышает толщину не­вспененного шлака, а его уровень дос­тигает 3—6 м поверхности спокойной ванны (в зависимости от садки кон­вертера). При этом вспененная шла-ко-металлическая эмульсия подходит к горловине конвертера. В результате разрушения на вспененном шлаке газовых объемов образуются всплески шлако-металлической эмульсии 11. Если уровень шлако-металлической эмульсии располагается достаточно близко к горловине конвертера, то от­дельные всплески через горловину выбрасываются за пределы агрегата. Иногда эмульсия переливается через горловину. Это явление, называемое выбросами шлака, сопровождается по­терями металла в виде корольков, приводит к зарастанию брони конвер­тера и усложняет работу обслуживаю­щего персонала.

Увеличение объема вспученной конвертерной ванны Δ V пропорцио­нально скорости окисления углерода v_c и продолжительности пребывания объемов газа в ванне: Δ V =кv_с . Чем интенсивнее продувка ванны и в меньшей степени рассредоточено ду­тье, тем значительнее ее вспучивание и вероятнее выбросы.

Возникновение выбросов и их ин­тенсивность зависят от ряда факторов. Довольно часты выбросы при пере­окислении шлака. Если содержание оксидов железа повысилось в результа­те холодного начала процесса (низкая температура чугуна или значительное, количество легковесного лома в ших­те), выбросы возникают при переходе к интенсивному окислению углерода. Если окисленность шлака в какой-то период продувки возросла вследствие смягчения дутьевого режима при подъеме фурмы или добавок в конвер­тер железной руды, то выбросы воз­можны в начале периода интенсивного расхода оксидов железа на окисление углерода в металле ванны и корольков шлако-металлической эмульсии. Для исключения выбросов необходимо обеспечить снижение интенсивности вспенивания шлака, уровня ванны и его колебаний, т. е. требуется умень­шить окисленность шлака, скорость окисления углерода, рассредоточить дутье. Особенности протекания реак­ции обезуглероживания учитывают при разработке технологических при­емов управления процессом. К их чис­лу относятся методы организации пуль­сирующей продувки, продувки с цикли­ческим расходом кислорода и др. Боль­шое значение для рациональной организации процесса имеет правильное определение удельного объема конвертера и числа сопел в фурмах. Увеличение числа сопел позволяет ин­тенсифицировать продувку без ухуд­шения показателей процесса, однако пока не принято делать фурмы с чис­лом сопел более шести, так как при этом ухудшаются условия их охлажде­ния и снижается стойкость фурмы.

Определенное влияние на техноло­гию и условия ведения плавки оказы­вает и такой фактор, как постепенный (по ходу кампании) износ футеровки, сопровождаемый увеличением объема рабочего пространства и заметным (в 1,5 -1,6 раза) увеличением площади ванны с одновременным уменьшени­ем ее глубины. Все это изменяет усло­вия массопередачи и шлакообразова­ния, а также ход плавки в целом.

Увеличение в ходе продувки содер­жания СаО в шлаке приводит к повы­шению температуры его плавления. От начала к середине продувки с ростом скорости окисления углерода умень­шается содержание оксидов железа в шлаке (в результате восстановления). Поскольку марганец окисляется в на­чальный период продувки, то по мере увеличения количества шлака в нем уменьшается также и содержание ок­сидов марганца. Известно, что оксиды железа и марганца разжижают шлак, заметно снижают температуру его плавления. В результате одновремен­ного действия перечисленных факто­ров температура плавления конвертер­ного шлака по ходу продувки повыша­ется с 1200 (в начале) до 1600 °С (в кон­це) и возможна ситуация, когда температура плавления шлака превы­сит его фактическую температуру. Это приведет к выпаданию из раствора наиболее тугоплавких составляющих, в первую очередь двухкальциевого сили­ката. Наличие в шлаковом расплаве твердой фазы вызывает уменьшение его текучести. Если развитие описыва­емых явлений продолжится, то степень гетерогенности шлака увеличится и шлак «свертывается». Свертывание — это не только сгущение шлака, но и по­теря способности пениться, т. е. шлак оседает. В вязком шлаке замедляются процессы массопереноса, т. е. этот процесс нежелательный. Свертывание усиливается при вводе в конвертер шихтовых материалов и при охлажде­нии шлаковой фазы.

Свернувшийся шлак зачастую представляет собой полутвердую или твердую массу, которая отбрасывается с поверхности реакционной зоны к стенкам агрегата потоками выделяю­щегося газа. При этом теряется важ­ная защитная функция шлака — пре­пятствовать развитию всплесков и вы­носу металла в пространство над ван­ной и из конвертера. Если внутренняя высота конвертера сравнительно неве­лика, то возможен вылет всплесков через горловину на кожух конвертера, неизбежны значительные потери ме­талла и последующая очистка кожуха от застывших масс. И даже если всплески не вылетят из конвертера, капли металла, образующиеся из них при разрушении в полости агрегата, могут быть подхвачены газовым пото­ком и вынесены из конвертера через горловину. Этот менее заметный, чем крупные всплески металла, процесс вызывает значительные осложнения. Потери металла с выносом при нор­мальном состоянии вспененного шла­ка незначительны, но при свернув­шемся шлаке они достигают ~ 0,2 % садки за каждую минуту продувки.

В период продувки со свернувшим­ся шлаком вредные примеси (сера и фосфор) практически не переходят из металла в шлак, так как все процессы массопереноса в шлаке подавляются.

Таким образом, устранение сверты­вания шлака и снижение потерь метал­ла с выносом являются серьезными технологическими задачами, которые приходится решать во время продувки. Эффективной мерой против свертыва­ния являются добавки плавикового шпата, значительно разжижающего шлак. Шлак разжижают, повышая со­держание в нем оксидов железа, смягче­нием дутьевого режима главным обра­зом путем кратковременного увеличе­ния высоты фурмы над уровнем ванны или используя специально подготов­ленные шлаковые смеси (см. разд. 5.1).

На рис. 15.13 показана головка че-тырехсопловой фурмы. В процессе ра­боты фурма непрерывно охлаждается водой. В наиболее тяжелых условиях работает наконечник (головка) фур­мы. Наконечник обычно изготавлива ют из меди (медь — наиболее доступ­ный конструкционный материал с вы­сокой теплопроводностью, в 8 раз бо­лее высокой, чем у стали).

Предусмотрена возможность заме­ны наконечника.

Рис. 15.13. Головка четырехсопловой фурмы:

1—3 — стальные трубы; 4— сопловый коллектор; 5—сопло; б—распределитель воды; 7—торец го­ловки фурмы

15.3.5. Тепловой баланс конвертер­ной плавки. Состав шихты конвертер­ной плавки диктуется требованиями технологии и тепловым балансом. Ос­новные составляющие приходной час­ти теплового баланса следующие:

а. Физическое тепло чугуна, Q_чуг, кДж/кг чугуна, определяют как сумму:

Qчуг = 0, 74t_пл + 217 + 0,87 (t _факт - t _пл),

где 0,74 и 0,87 —теплоемкость соответствен­но твердого и жидкого чугуна, кДж/(кг К); 0,74 t _пл — энтальпия твердого чугуна, нагрето­го до температуры плавления; 217 — скрытая теплота плавления чугуна, кДж/кг; 0,87(t _факт - t _пл) — энтальпия жидкого чугуна при данной конкретной температуре нагрева

Температура плавления чугуна за­висит от его состава и в среднем принимается равной 1175°С. Любое ме­роприятие, направленное на повыше­ние температуры чугуна t _факт, заметно увеличивает приход тепла;

б. Тепло окисления примесей. Основ­ную долю тепла по этой статье прихо­да составляет тепло реакций окисле­ния С, Si, Mn и Fe; любое мероприя­тие, направленное на организацию до­жигания в полости конвертера СО до СО₂, также заметно увеличивает при­ход тепла. Определенное количество тепла поступает в результате окисле­ния железа, однако по мере окисле­ния железа уменьшается выход метал­ла и соответственно ухудшаются по­казатели теплового баланса, рассчи­танные не на 1 кг шихты, а на 1 кг жидкой стали.

Кроме этих двух основных состав­ляющих приходной части теплового баланса при точных расчетах учиты­вают тепло процессов шлакообразо­вания (образования силикатов каль­ция и магния, алюминатов кальция и т.д.), а также физическое тепло по­павшего в конвертер миксерного шлака. В тех случаях, когда шлакооб-разующие добавки или заливаемый в конвертер металлический лом пред­варительно подогревают, это тепло также учитывают.

Основные статьи расхода тепла в конвертерном процессе следующие:

а. Тепло нагрева стали. Физическое тепло стали, Q_CT, определяют как сумму:

Q_ст= 0.7 t _пл + 260 + 0,84(t _факт - t _пл),

где 0,7 и 0,84 — теплоемкость соответственно твердой и жидкой стали, кДж/(кг • К); 0, 7tпл — энтальпия твердой стали, нагретой до температуры плавления; 260 — скрытая теплота плавления стали, кДж/кг;

0,84(t _факт — t _пл) — энтальпия жидкой стали, нагретой в процессе плавки до определенной температу­ры.

Температура плавления и теплоем­кость зависят от состава стали. Обыч­но для расчетов температуру плавле­ния стали принимают равной 1500°С. Из приведенных данных следует, что получение высоких значений темпера­туры нагрева металла t _факт связано с заметным увеличением расхода тепла;

б. Тепло нагрева шлака. Физическое тепло бтгр.шл, кДж/кг шлака, определяют как следующую сумму:

Q_наг.шл. = c_шл t_шл + Q _пл.шл.

где с_шлt_шл — энтальпия шлака; с_шл — удельная теплоемкость шлака при данной температу­ре, кДж/(кг • К); t _шл — температура шлака; Q _пл.шл. — теплота плавления шлака.

Значения удельной теплоемкости шлака и теплоты его плавления для шлаков разного состава существен­но неодинаковы. В расчетах часто принимают t _ШЛ=1650°С, с_шл = 1,21 кДж/(кг • К), Q _пл.шл. = 210 кДж/кг;

в. Физическое тепло отходящих газов. Тепло отходящих газов определяют из произведения теплоемкости газа на температуру (т. е. находят энтальпию газа). Значения теплоемкости состав­ляющих отходящего газа — СО, СО₂, Н₂О, N₂ — существенно различаются, поэтому для конкретных расчетов не­обходимо возможно более точно знать состав газов. Чем большая доза СО до­горает в полости конвертера до СО₂, тем больше приход тепла. Однако при этом возрастает температура газов и со­ответственно увеличивается расход тепла на нагрев отходящих газов;

г. Потери тепла через футеровку кон­вертера, через горловину, на нагрев воды, охлаждающей фурмы, и т. п. Эти потери, находясь в зависимости от степени разгара футеровки, организации веде­ния плавки, продолжительности при­остановок продувки для отбора проб, конструкции фурмы и т. д., составля­ют обычно 2—4 % от общего прихода тепла.

Кроме перечисленных основных потерь для точных расчетов учитыва­ют тепло: 1) расходуемое на разложе­ние оксидов железа, вносимых с ших­той, и карбонатов, содержащихся в небольшом количестве в извести; 2) затраченное на нагрев и испарение влаги шихты; 3) содержащееся в кап­лях металла и шлака, вылетающих из конвертера (выбросах), и т. п. Если принять, что шихта состоит только из жидкого чугуна, то после соответству­ющих расчетов можно убедиться, что приход тепла существенно превышает расход. Во избежание перегрева стали (при перегреве быстро разрушается футеровка, металл насыщается газами и т. п.) в ванну вводят охладители. В качестве охладителей используют ме­таллический лом, железную руду, а также (в редких случаях) водяной пар. Расчет количества лома, которое целе­сообразно загрузить в конвертер для исключения перегрева ванны, ведут, используя формулу для расчета коли­чества тепла на нагрев стали (см. п. 1 в статьях расхода). Ориентировочно можно принять, что на расплавление и нагрев до 1600 °С 1 кг лома расходу­ется ~ 1,4 МДж тепла. Количество лома, которое можно загрузить в кон­вертер без опасения переохлаждения металла, зависит от прихода тепла и организации работы (чем меньше ин­тервал между плавками и продолжи­тельность остановок конвертера, тем меньше потери тепла) и обычно со­ставляет 20—30 % от общей массы металлошихты.

Распределение основных статей теплового баланса показано в табл. 15.2.

Таблица 15.2. Тепловой баланс кислородно-конвертерной операции

Статьи баланса	% от итога
Приход тепла: а. Физическое тепло жидкого чугуна б. Тепло экзотермических реакций В том числе от:	51-55 45-50
окисления углерода окисления других примесей (кроме углерода) окисления железа	25-30 12-15 5-6
в. Тепло шлакообразования	4-5
Расход тепла:
а. Тепло готовой стали	60-65
б. Тепло конечного шлака	12-17
в. Уносится отходящими газами	8-10
г. Нагрев и восстановление оксидов железа вводимой железной руды д. Тепло, уносимое с плавильной пылью и выбросами е. Нагрев воды, охлаждающей фурму ж. Потери тепла через кладку и горловину	5-10 0,5-1,5 1,0 2-3

Примечание. Общий расход тепла (равен приходу тепла) на 1т металлошихты -2000 МДж; он колеблется в зависимости от состава и температуры чугуна, вида охладителя (лом, руда, окатыши и т. п.), толщины огне­упорной кладки, организации производства (перерывов между плавками) и т. п.

Увеличение доли лома в шихте воз­можно либо при увеличении приход­ных статей, либо при уменьшении ста­тей расхода. Практическое примене­ние нашли следующие приемы: 1) по­вышают температуру заливаемого в конвертер жидкого чугуна (главным образом за счет снижения потерь теп­ла на пути от доменного цеха к кон­вертеру); 2) предварительно подогре­вают лом в конвертере при помощи газокислородных (или мазутокисло-родных) горелок; 3) вводят в шихту добавки, при окислении которых вы­деляется большое количество тепла (уголь, кокс, карбид кальция и т. п.); 4) снижают потери тепла путем улуч­шения организации производства, уменьшения продолжительности про­стоев, сокращения времени на оста­новки для отбора проб и т. п. Очень перспективной является организация подогрева лома с использованием теп­ла отходящих газов, однако этот метод технически пока не разработан.

15.3.6. Технология плавки. Много­летний опыт эксплуатации кислород­ных конвертеров позволил повсемест­но установить следующий порядок загрузки шихты. В освободившийся после предыдущей плавки конвертер загружают лом — лоток с ломом пред­варительно взвешивают и доставляют к конвертеру заблаговременно; в мо­мент загрузки лоток при помощи кра­на наклоняют (опрокидывают) и лом ссыпается в конвертер. После загрузки лома в конвертер заливают необходи­мое количество жидкого чугуна (со­став с чугуновозными ковшами зара­нее подают к конвертеру). После окончания заливки чугуна конвертер устанавливают в вертикальное поло­жение, опускают кислородную фурму и начинают продувку.

Шлакообразующие и добавочные материалы вводят в конвертер в пред­варительно измельченном виде (до фракции 20—25 мм). Такие материалы называют сыпучими. Подачу сыпучих материалов осуществляют тремя спо­собами: 1) все сыпучие загружают в конвертер до заливки чугуна (под чу­гун) или даже до загрузки лома; 2) сы­пучие материалы вводят непрерывно сверху по ходу продувки; 3) часть сы­пучих (около половины) присаживают

одновременно с началом продувки, остальное количество вводят в течение нескольких минут непрерывно по ходу продувки. Чаще всего используют тре­тий способ. Продолжительность плав­ки в современном конвертере состав­ляет 30—45 мин, в том числе:

мин

Завалка лома и заливка чугуна 5—10

Продувка кислородом 12—17

Повалка, отбор проб, замер темпера­туры 4 - 6

Слив металла и шлака, осмотр и ре­монт футеровки 8—12

Типичная диаграмма конвертерной плавки представлена на рис. 15.14, из которой видно, что, начиная с момен­та начала подачи кислорода, в конвер­тере одновременно идут процессы окисления примесей, нагрева ванны и шлакообразования. Все эти процессы взаимосвязаны; их протекание зависит также от состава и характера шихто­вых и шлакообразующих материалов, конструкции фурмы, давления и рас­хода кислорода и организации продув­ки.

15.3.7. Состав шихтовых материа­лов. В кислородном конвертере можно перерабатывать чугуны с широким ди-

Рис. 15.14. Изменение состава металла в шла­ке по ходу плавки в кислородном конвертере

апазоном колебаний состава, однако для организации наиболее простой технологии желательны некоторые ог­раничения по содержанию следующих элементов:

Si — образующийся при окислении кремния SiO₂ благодаря выделению тепла ускоряет процесс растворения извести в шлаке и процесс шлакообра­зования в целом. Выделяющееся тепло расходуется на нагрев металлического лома. Однако при очень высоком со­держании кремния образуется такая масса SiO₂, что для создания шлака необходимой основности требуется значительно увеличивать расход изве­сти. При этом возрастают масса шлака и соответственно потери железа со шлаком и др. Кроме того, при высо­ком содержании в шлаке SiO₂ снижа­ется стойкость основных огнеупоров, поэтому стремятся иметь в чугуне не более 0,8 % Si.

Мп — при решении вопроса о целе­сообразном содержании в чугуне мар­ганца учитывают ряд моментов. При окислении марганца выделяется теп­ло, а образующиеся оксиды марганца снижают температуру плавления ос­новных шлаков и ускоряют шлакооб­разование. Марганец при продувке ванны кислородом почти полностью выгорает, поэтому чем больше мар­ганца в чугуне, тем больше угар и тем меньше выход стали. Повышения со­держания марганца в чугуне при пере­работке в доменном цехе обычных же­лезорудных материалов можно до­биться, вводя в состав доменной ших­ты марганцевую руду, а это повышает стоимость чугуна. Марганец, содержа­щийся в чугуне, способствует десуль-фурации металла. Практически в большинстве случаев чугун содержит 0,3-0,8 % Мп.

Р и S — в чугуне должно быть ми­нимальное содержание этих элемен­тов. Обычно в чугуне содержится <0,2 % Р и <0,04 % S.

К лому, загружаемому в конвертер, предъявляют обычные требования о недопустимости высокого содержания вредных примесей. Кроме того, учи­тывая опасность повреждения футе­ровки, ограничивают размеры кусков лома. Требования, предъявляемые к качеству шлакообразующих материалов и твердых окислителей, обычные. Специальным требованием является недопустимость подачи сыпучих мате­риалов в виде пыли, так как пылевид­ные материалы уносятся отходящими газами.

15.3.8. Окисление примесей и шла­кообразование. При рассмотрении тех­нологии конвертерной плавки необхо­димо учитывать два непрерывно и од­новременно протекающих процесса:

интенсивную подачу кислорода (окис­лительная атмосфера в зоне реакции)

и шлакообразование (образование слоя шлака, постепенное повышение его основности и увеличение массы шлака по ходу продувки).

Процесс плавки в кислородном конвертере иногда условно делят на два периода: первый, когда концентрации примесей (С, Si, Mn, P) достаточно высоки; второй, когда в ванне почти не оста­лось примесей и интенсивно окисля­ется железо. Во время первого перио­да интенсивность (скорость) окисле­ния примесей определяется интенсив­ностью подачи кислорода (т. е. лимитируется внешним массопереносом). Чем больше интенсивность про­дувки, тем выше скорость окисления примесей.

На некоторых современных кон­вертерах достигали интенсивности по­дачи кислорода до 5—8 м³/(т • мин). При таком повышении интенсивности продувки общая продолжительность плавки несколько уменьшается; вмес­те с тем наблюдаются выбросы, ухуд­шаются условия службы футеровки, усложняется контроль за ходом плав­ки, замедляется шлакообразование, наблюдаются случаи запаздывания расплавления загружаемого в конвер­тер металлолома. Но даже при такой интенсивной подаче кислорода сте­пень его усвоения составляет 90—95 %, поэтому можно считать, что и при очень высоком расходе кислорода в первый период ванна в состоянии ус­воить весь подаваемый кислород.

Соотношение количеств примесей, окислившихся в результате взаимодей­ствия с кислородом и с оксидами желе­за, зависит от условий продувки. Если, не изменяя давления кислорода, под­нимать фурму, струи кислорода рас­текаются по поверхности и преимущественно окисляется железо. Много­численными исследованиями установ­лено, что чем больше (до известных ра­зумных пределов) расстояние между фурмой и поверхностью металла, тем больше железа в шлаке. Наличие желе­зистого шлака обеспечивает быстрое растворение загружаемой в конвертер извести и формирование жидкопод-вижного основного шлака (рис. 15.15). Процесс растворения извести в шлаке продолжается по ходу всей плавки. Технология ведения плавки должна обеспечить к концу операции полное растворение извести.

Проф. Р. В. Старов на основе обра­ботки большого массива эксперимен­тальных данных предложил следую­щую полуэмпирическую формулу для расчета скорости растворения извести в шлаке V_раст^изв, т/мин (для условий ра­боты 130-т конвертера):

V_раст^изв = 0,0716(FeO+MnO)+0, 0054t_мет = 9,39.

Из этой формулы следует, что чем выше концентрации FeO и МпО в шлаке и чем выше температура метал­ла, тем известь растворяется быстрее.

Окисление кремния, обладающего высоким химическим сродством к кислороду, происходит интенсивно в первые минуты продувки. Получаю­щийся при этом кремнезем взаимо­действует с СаО, образуя силикаты:

(SiO₂) + 2(СаО) = (СаО)₂ • SiO₂,

K= a _{(CaO)2 ∙ SiO2}/ a _{(SiO2) ∙} a _(CaO)

Рис. 15.15. Зависимость скорости растворе­ния извести в шлаке от содержания в нем FeO и МnО

В основном шлаке активность СаО велика, поэтому по мере повышения основности значение a _(SiO2) становит­ся ничтожно малым и кремний окис­ляется в первые же минуты продувки практически полностью.

Окисление марганца приводит к об­разованию основного оксида МnО, однако более слабого, чем другой ос­новный оксид СаО. В результате связи СаО с кислотными оксидами SiO₂ и Р₂О₅ сильнее, чем связи МпО с этими оксидами. В связи с этим активность (МпО) по ходу плавки остается замет­ной величиной и содержание марган­ца в металле определяется константой равновесия реакций:

(FeO) + [Мп] = (МпО) + Fe;

К = a _(МпО)/ a _(FеО) а _[Mn];

а _[Mn] = (1/К) _∙ (а_(MnO)/a_(FeO).

В момент, когда создаются условия для интенсивного кипения ванны, уг­лерод окисляется под действием кис­лорода дутья и оксидов железа шлака; значение a _(FеO) при этом уменьшается, а содержание марганца в металле воз­растает. При повышении основности кислотные оксиды полностью связы­ваются СаО, соответственно возрас­тает а _(МпО), что также приводит к уве­личению содержания марганца в ме­талле.

Реакция окисления марганца экзо­термическая, и повышение температу­ры сдвигает равновесие в сторону вос­становления марганца. Содержание марганца в металле зависит от содер­жания марганца в чугуне и соответ­ственно от концентрации (МпО) в шлаке. Наиболее заметен процесс вос­становления марганца во второй поло­вине плавки, когда интенсивно окис­ляется углерод, температура ванны и основность шлака высоки. В некото­рых случаях при повышенных содер­жаниях марганца в чугуне марганец в конце плавки может восстанавливать­ся до 0,4—0,5 %, что исключает необ­ходимость использования ферромар­ганца для раскисления стали. В самом конце операции, когда окислились все примеси, продолжение продувки ван­ны кислородом сопровождается окис-

лением железа; при этом a _(FеO) возрас­тает, что сдвигает равновесие в сторо­ну окисления марганца.

Напомним, что повышенные кон­центрации МпО в шлаке могут наблю­даться лишь в случае высокой концен­трации марганца в шихте или при вве­дении в состав шихты таких материа­лов, как, например, марганцевая руда. А это связано с дополнительными рас­ходами. Поэтому современная практи­ка конвертерного производства ори­ентируется на переработку маломар­ганцовистого чугуна, а для ускорения шлакообразования — на использова­ние материалов типа железофлюса (ожелезненной извести), плавикового шпата и др. (см. разд. 5.1).

Процесс дефосфорации развивается по мере формирования основного шлака. В окислении фосфора прини­мают участие оксиды железа и каль­ция:

2[Р] + 5(FeO)+4(СаО)=(СаО)₄ • Р₂О₅ + 5Fe_ж.

Эта реакция экзотермическая; ее протеканию благоприятствуют уме­ренные температуры. Успешному уда­лению фосфора в шлак способствуют высокая активность оксидов железа в шлаке и высокая основность (высокая активность СаО). В тех случаях, когда обычная технология не обеспечивает получение требуемой степени дефос­форации, уменьшают активность фос­фора в шлаке. Для этого в конце плав­ки скачивают шлак, содержащий не­которое количество фосфора, и наво­дят новый шлак при помощи подсадки чистой извести, шлакообразующих и кратковременной продувки. Такую технологию иногда называют двухшлаковым процессом или техноло­гией со скачиванием шлака. При пе­реработке обычных чугунов (содержа­щих < 0,3 % Р) получение необходи­мых низких концентраций фосфора обеспечивают и без скачивания шла­ка. Такую технологию иногда называ­ют одношлаковым процессом.

Окисление углерода происходит в течение всего периода продувки. Ско­рость окисления углерода определяют как интенсивностью подачи кислоро­да, так и условиями образования и вы­деления продуктов реакции — пузырей монооксида углерода. Эти условия более благоприятны на границах раз­делов фаз (металл—газ, металл—футе­ровка и т. д.).

Для образования пузырей СО и со­ответственно протекания реакции обезуглероживания необходим опре­деленный уровень перегрева металла над линией ликвидуса. Особенно за­метно влияние температуры при пере­греве ~100°С.

Поскольку реакция идет главным образом в зоне воздействия струй кис­лорода, условия ее протекания суще­ственно зависят и от конструкции фурмы. Поясним это примером. При благоприятных условиях скорость окисления углерода достигает значе­ний 0,5 % С/мин. Это значит, что, на­пример, в 350-т конвертере за 1 мин окисляется (0,5 • 350)/100 = 1,75т уг­лерода; при этом в результате протека­ния реакции 2[С] + О₂ = 2СО_Г образу­ется -4000 кг, или 3190м³ СО. При ~1400°С объем образующегося СО возрастает примерно в 6 раз. Если применять односопловую фурму, то площадь зоны воздействия струи кис­лорода на ванну можно принять рав­ной -1 м². Значит, через 1 м² площади ванны должно было бы выделиться газа 3190-6 = 19140м³/мин (>300м³/с). При такой работе ванна в зоне воздей­ствия струи вспучивается, происходит выплеск металла и шлака, поэтому для крупных конвертеров всегда предус­матривается использование многосоп­ловых фурм, причем оси сопел распо­ложены под некоторым углом к верти­кали. Этим достигается воздействие струй на большую площадь ванны (площадь ванны 300-т конвертера -35 м²), облегчается управление про­цессом и уменьшается вероятность выбросов.

По мере повышения температуры металла и снижения концентрации та­ких имеющих высокое химическое сродство к кислороду примесей, как кремний и марганец, скорость окисле­ния углерода возрастает и через 5—7 мин после начала продувки достига­ет максимального значения. Степень полезного использования кислорода в этот момент приближается к 100 %. Для того чтобы в этот период плавки улучшить условия выделения монооксида углерода и обеспечить макси­мальное использование подаваемого кислорода для окисления углерода (а не железа), фурму несколько опуска­ют и струи кислорода более интенсив­но внедряются в металл — площадь поверхности раздела окислительный газ—металл резко возрастает. Условия протекания реакции окисления угле­рода оказываются настолько благо­приятными, что на окисление углеро­да в эти моменты расходуется больше кислорода, чем подается через фурму (частично расходуются оксиды железа шлака). Так продолжается 5—10 мин (в зависимости от интенсивности подачи кислорода) до момента, когда концен­трация углерода снизится до -0,10%. Скорость окисления углерода при этом резко снижается, интенсивно окисляется железо, возрастает со­держание железа (в виде оксидов) в шлаке.

Удаление серы. Как известно, для эффективного удаления серы требует­ся обеспечить контакт металла с высокоосновным малоокисленным шла­ком. В окислительных условиях веде­ния конвертерной плавки шлак содер­жит много оксидов железа, поэтому добиться в конвертере высокой степе­ни десульфурации трудно. Однако оп­ределенная часть серы по ходу плавки удаляется — в шлак и в газовую фазу (5—10 % удаленной серы).

По мере увеличения основности шлака (повышения значений A _(СаО)) коэффициент распределения серы _s = (S)/[S] растет и содержание серы в металле уменьшается. К кон­цу операции при основн