Выплавка переплавом легированных отходов

Выплавка переплавом легированных отходов В готовые металлоизделия превращается лишь около половины выплавляемой стали. Уже на металлургических заводах 25—40% выплавленной легированной стали уходит в брак, обрезь, отходы при прокате. Значительное количество отходов образуется и в металлообрабатывающей промышленности. Например, в подшипниковой промышленности коэффициент выхода годного составляет 0,55, в транспортном машиностроении 0,86, в общем машиностроении 0,82. Другими словами, около половины выплавляемой легированной стали возвращается на переплав. Кроме того, на переплав направляют изношенные и устаревшие металлоизделия, изготовленные из легированного металла. При переплаве отходов легированых стали необходимо наиболее рационально использовать содержащиеся в них легирующие элементы. Такие элементы, как алюминий и титан, если не принять специальных мер, могут полностью окислиться и уйти в шлак еще в период плавления. Другие (хром, ванадий, вольфрам и др.) окисляются и в окислительный период. С целью максимального извлечения их из шихты плавку целесообразно вести без окисления, т. е. без присадок руды и с ограничением окислительных процессов в период плаления. Такой метод ведения плавки называют переплавом легированных отходов. При переплаве легированых отходов углерод и фосфор практически не окисляются, поэтому содержание фосфора в шихте не должно превышать допустимых пределов в готовой стали, а содержание углерода ввиду возможного науглероживания от электродов и от шлака должно быть на 0,05—0,10% ниже, чем в готовой стали (но не менее 0,08—0,1%). Поэтому в состав шихты, кроме собственных отходов или отходов близкой по составу стали, вводят мягкое железо или низкоуглеродистые отходы с низким содержанием фосфора. Экономически более целесообразно использовать менее дорогие низкоуглеродистые отходы, а не заготовку из мягкого железа. При необходимости использования феррохрома и ферровольфрама их вводят в завалку, причем ферровольфрам дают под электроды, а феррохром на откосы. С целью раннего образования шлака для защиты металла от окисляющего действия атмосферы и науглероживания электродами шлакообразующие дают в завалку, а после начала образования колодцев их забрасывают под электроды. Отсутствие кипения металла исключает возможность удаления газов из металлов. Поэтому при выплавке стали методом переплава легированных отходов качеству шихтовых материалов уделяется особое внимание — они должны быть сухими, лом не должен быть проржавленным, шлакообразующие и легирующие добавки должны быть прокалены. Но даже при соблюдении этих мер предосторожности на плавках методом переплава в металле содержание азота увеличивается. Предотвратить насыщение металла азотом и даже уменьшить его содержание по сравнению с исходным можно введением в завалку вместо извести известняка в количестве 1,0—1,5% от массы шихты. Образующаяся при его диссоциации двуокись углерода выделяется в виде пузырьков и дегазирует металл. Для этой же цели присаживают до 2% известняка в процессе плавления шихты. Даже при отсутствии окислительного периода часть легирующих элементов окисляется кислородом воздуха в период плавления и двуокисью углерода известняка, поэтому при выплавке стали с высоким содержанием хрома, вольфрама или ванадия шлак не скачивают. При необходимости науглероживания, получения густого шлака с высоким содержанием MgO или при повышенном содержании марганца скачивание шлака, образовавшегося в период плавления при выплавке стали этих марок, можно проводить лишь после раскисления. В остальном технологический процесс проводится как обычно. При выплавке стали методом переплава легированных отходов усвоение легирующих элементов из шихты ориентировочно характеризуется следующими цифрами %: Al Ti Si V Mn Cr W 0 0-10 50-70 70-80 70-80 85-90 90-95 При этом значительно сокращается расход ферросплавов, уменьшается количество вводимых добавок и длительность восстановительного периода. В связи с отсутствием окислительного периода производительность дуговой печи возрастает на 15—20%. Кроме того, уменьшается расход электроэнергии, электродов, огнеупоров, раскислителей, шлакообразующих, зарплата и общезаводские расходы. С целью интенсификации плавки и дегазации металла на многих заводах при выплавке стали методом переплава легированных отходов используют газообразный кислород. При использовании кислорода, шихту подбирают таким образом, чтобы содержание фосфора было меньше допустимых пределов в стали, а содержание углерода на 0,1% и более превышало верхний предел. Для этого в шихту включают до 80% отходов выплавляемой или другой стали подходящей марки и не менее 20% углеродистых отходов, содержащих менее 0,020% фосфора. Для увеличения содержания углерода в шихту включают необходимое количество кокса или электродного боя, а для раннего шлакообразования 1,5—2,0% извести или известняка и 0,3—0,5% шамотного боя. За 10—15 мин до полного расплавления отбирают предварительную пробу для химического анализа и начинают продувку металла кислородом. После полного расплавления и нагрева металла, что определяется по началу горения углерода, отбирают пробу и ведут продувку до получения требуемого содержания углерода. Количество окисленного углерода должно быть не менее 0,15%. По окончании продувки снова отбирают пробу металла и начисто скачивают шлак. При высоком содержании в шихте хрома, вольфрама или ванадия перед скачиванием шлак раскисляют. Восстановительный период проводят как и при обычной плавке. Усвоение легирующих элементов при переплаве отходов с частичным окислением ниже и примерно составляет, %: Si Mn V Cr W 0 20-30 30-40 60-80 85-90 Для уменьшения угара ванадия, хрома и вольфрама в шихту иногда добавляют кремнистые отходы или ферросплавы. Окисление кремния протекает с большим выделением тепла, благодаря чему температура металла быстро возрастает и более дорогие хром, вольфрам и ванадий окисляются в меньшей степени. Технология раскисления стали Диффузионный обмен между шлаком и металлом протекает с малой скоростью, поэтому раскисление стали через шлак требует значительного времени, что является крупным недостатком этого способа раскисления. Технология диффузионного раскисления стали предусматривает протекание реакций между раскислителями и закисью железа либо в слое шлака, либо на границе раздела металл-шлак, при котором сталь не будет загрязняться продуктами раскисления. Это преимущество диффузионного раскисления может быть реализовано при условии, что скорость перехода окиси железа из металла в шлак будет превосходить скорость встречной диффузии раскислителей. В этом случае удаления кислорода из стали должно происходить без увеличения содержания в нем раскислителей. Одним из раскислителей стали является углерод. В начале восстановительного периода содержание кислорода определяется содержанием углерода, но превышает равновесные значения. Если бы при выдержке под белым и карбидным шлаками удаления кислорода углеродом происходило в шлаке или на границе раздела металл—шлак, то после раскисления содержание кислорода в металле должно было бы быть меньше равновесного с углеродом. Однако многочисленные экспериментальные данные свидетельствуют о том, что в процессе выдержки под белыми и карбидными шлаками содержание кислорода в металле не становится меньше равновесного с углеродом, а лишь приближается к состоянию равновесия (см. рис. 1). При этом выдержка под белым шлаком сопровождается науглероживанием металла на 0,02—0,04%, под слабокарбидным — на 0,03—0,06%, Под карбидным — до 0,1%. Это говорит о том, что при диффузионном раскислении стали не только кислород переходит в шлак, но и углерод из шлака диффундирует в сталь, где вступает во взаимодействие с кислородом. Рисунок.1 Зависимость содержания кислорода в металле от содержания углерода до (а) и после (б) диффузионного раскисления Диффузионное раскисление другими элементами также сопровождается увеличением их содержания в металле, причем содержание кислорода не уменьшается ниже равновесных с сильными раскислителями. Таким образом, роль диффузионного раскисления сводится к понижению концентрации кислорода до равновесия с углеродом, а понижение его содержания ниже равновесных даже при раскислении порошками ферросилиция и алюминия происходит в глубине металла, т. е. по существу в результате глубинною раскисления, и, следовательно, продукты раскисления также образуются в металле. Роль диффузионного раскисления уменьшается с увеличением емкости печи, так как вместе с этим уменьшается удельная поверхность контакта металла со шлаком, что замедляет диффузионный обмен между ними, и поэтому уменьшается значение основного преимущества диффузионного раскисления стали. Из изложенного следует, что для интенсификации удаления кислорода целесообразно, особенно в крупных печах, раскислители вводить непосредственно в жидкую сталь. Этим способом можно за несколько минут удалить из металла кислорода больше, чем за 1,5—2,0 ч диффузионного раскисления. Однако из этого не следует, что выдержка под восстановительным шлаком бесполезна. Восстановительный шлак препятствует поступлению кислорода из атмосферы в металл, способствует удалению включений — продуктов глубинного раскисления и, что очень важно, способствует десульфурации металла. Поскольку все эти задачи в восстановительный период целесообразно решать комплексно и параллельно, в настоящее время для выплавки металла ответственного назначения наибольшее распространение получила технология, сочетающая преимущества диффузионного и глубинного раскисления стали. Технология комбинированого раскисления Комбинированое раскисление стали заключается в том, что после скачивания окислительного шлака на голое зеркало металла присаживают металлические раскислители в виде ферромарганца, ферросилиция, силикомарганца, силикохрома, алюминия, сплава АМС и других сплавов. Количество присадок должно быть таким, чтобы обеспечить содержание марганца на нижнем пределе в стали заданной марки и ввести 0,15—0,20% кремния и примерно 0,5—0,10% алюминия. Затем присаживают шлаковую смесь и после образования жидкого шлака его обрабатывают раскислительной смесью. Уже первые порции раскислительной смеси наряду с порошком кокса содержат молотый ферросилиций; в дальнейшем количество кокса в раскислительных смесях уменьшают. В результате обработки такими смесями в дуговой печи образуется слабокарбидный или белый шлак, содержащий менее 0,6% FeO и 50-60% СаО при основности 2,5-3,0 и характеризующийся высокой десульфурирующей способностью. Количество кислорода в металле благодаря глубинному раскислению резко уменьшается, что повышает скорость десульфурации. Увеличению скорости десульфурации способствует повышение жидкотекучести шлака при сохранении высокой основности его, что достигается присадками плавикового шпата. Плавиковый шпат, кроме того, может оказывать прямое влияние на десульфурацию, образуя с серой CaS и летучее соединение SF6. Таким образом, в восстановительный период электроплавки создаются исключительно благоприятные условия для удаления серы. Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом составляет 15-40, а при наиболее благоприятных условиях достигает 60. Так как сера удаляется в результате ее диффузии к поверхности раздела металл-шлак, то увеличению скорости десульфурации способствуют перемешивание металла и увеличение поверхности контакта металла со шлаком. Практика эксплуатации печей, оборудованных механизмом электромагнитного перемешивания металла, показывает положительное влияние движения металла на скорость удаления серы. Но и при электромагнитном перемешивании распределение серы между металлом и шлаком не достигает равновесия, поэтому значительное количество серы (до 50%) переходит из металла в шлак во время выпуска, когда вследствие эмульгирования в ковше поверхность контакта увеличивается во много раз. Десульфурации металла во время выпуска плавки способствует глубокое раскисление металла и шлака, формирование к моменту выпуска жидкоподвижного высокоосновного шлака и слив металла вместе со шлаком мощной компактной струей. Учитывая это, шлак перед выпуском разжижают присадками плавикового шпата и раскисляют порошком алюминия, а за 3-5 мин до выпуска в металлическую ванну присаживают алюминий. После комбинированого раскисления в стали должно оставаться 0,02—0,05% растворенного алюминия. Такое количество растворенного алюминия необходимо для нейтрализации кислорода, поступающего из атмосферы во время выпуска и разливки стали, и для регулирования величины зерна аустенита, так как присутствие в металле избыточного алюминия делает сталь мелкозернистой. В зависимости от марки стали и необходимости получения зерна определенного размера для окончательного раскисления вводят от 0,4 до 1,2 кг алюминия на 1 т стали. После раскисления алюминием 70—90% всех включений в стали бывает представлено глиноземом, обусловливающим при прокатке образование строчек включений, ухудшающих свойства стали, особенно в поперечном направлении. Поэтому иногда для окончательного раскисления применяют и другие раскислители: ферротитан, силикокальций и др. При раскислении силикокальцием природа включений — продуктов комбинированого раскисления резко изменяется: преобладающими становятся глобулярные включения, благодаря чему улучшаются свойства стали в поперечном направлении. Окончательное раскисление алюминием и силикокальцием можно проводить также и в ковше, присаживая их на дно ковша перед сливом или под струю металла. Технология легирования стали Одной из главных задач восстановительного периода является легирование стали т.е. доводка металла до заданного химического состава. Поэтому в начале этого периода, сразу после образования шлакового покрова, отбирают пробу металла на определение содержания углерода, марганца, хрома и никеля. При диффузионно-осадочном раскислении марганец вводится из расчета получения нижнего предела заданного содержания, имея в виду, что некоторое количество марганца может восстановиться из небольшого количества шлака, сохранившегося после окислительного периода. При легировании стали феррохромом, его вводят в дуговую сталеплавильную печь в начале восстановительного периода. При выплавке высокохромистых марок стали феррохром перед присадкой необходимо подогреть в нагревательной печи до красного цвета. Это увеличит производительность электропечи, уменьшит расход электроэнергии и будет способствовать повышению стойкости футеровки дуговой печи. Для корректировки содержания хрома, после некоторой выдержки, отбирают две следующие пробы металла, что позволяет проверить правильность взвешивания шихты и уточнить количество необходимых присадок. Корректировку по хрому следует проводить с учетом содержания углерода, проверяемого в каждой пробе. В цехе, как правило, имеется феррохром разных марок — от безуглеродистого до содержащего 8% С. Использование более дешевого углеродистого феррохрома выгоднее, поэтому при возможности корректировку следует проводить углеродистым феррохромом. Одновременно с рассмотренной выше корректировкой подбором соответствующей марки феррохрома корректируют и содержание углерода. Корректировку содержания хрома в конце рафинировки на стали низколегированных марок разрешается проводить не более чем на 0,2%, на высокохромистых — не более чем на 0,8% и не позднее чем за 10 мин до выпуска. Усвоение хрома составляет 96—98%. Легирование стали никелем. Никель обладает значительно меньшим сродством к кислороду, чем железо, и поэтому в ванне печи практически не окисляется. Основную часть никеля, определяемую из расчета получения его на нижнем пределе заданного содержания, дают в завалку. Корректировку по содержанию никеля необходимо проводить как можно раньше, желательно в окислительный период. Вызвано это тем, что электролитический никель содержит водород, а гранулированный — влагу. Удалить вносимые никелем газы можно только в процессе кипения ванны, поэтому предварительную корректировку необходимо выполнять в окислительный период, а окончательную — не позже чем за 10 мин до выпуска и не более чем на 0,2%. При выплавке стали по ответственным заказам и предварительную и окончательную корректировку желательно проводить только более чистым электролитическим никелем. Усвоение никеля при выплавке стали составляет 98—100%. Легирование стали молибденом. Практически в ванне печей не окисляется и молибден, поэтому на плавках с окислением ферромолибден дают сообразно нижнему пределу в период кипения. На плавках стали с высоким содержанием молибдена его можно давать в завалку. Взамен ферромолибдена иногда используется порошок молибдата кальция (СаМоО4), который также можно давать в завалку или присаживать в начале окислительного периода. Из молибдата кальция молибден практически полностью восстанавливается углеродом и другими элементами. Молибден — дорогой металл, поэтому выплавлять молибденосодержащие стали следует так, чтобы содержание молибдена было ближе к нижнему пределу. Легирование стали вольфрамом также следует проводить в начале восстановительного периода, а при высоком заданном содержании W в стали его лучше давать в завалку. Вследствие тугоплавкости ферровольфрама (температура плавления более 2000° С) его растворение продолжается довольно долго, поэтому окончательную корректировку необходимо заканчивать не позднее чем за 30 мин до выпуска при введении более 0,20% ферровольфрама и не позднее чем за 20 мин при меньших количествах. Тяжелые металлы — ферромолибден и ферровольфрам оседают на подину и для их лучшего усвоения металл необходимо часто и тщательно перемешивать. Усвоение вольфрама составляет около 90 %. Легирование стали ванадием. Ванадий легко окисляется, поэтому феррованадий присаживают в восстановительный период в хорошо раскисленный металл не позднее чем за 15 мин до выпуска при введении 0,5% феррованадия и не позднее чем за 30 мин при более значительных присадках. Легирование стали титаном. Он очень легко окисляется. Ферротитан присаживают в хорошо нагретый и хорошо раскисленный металл за 10—15 мин до выпуска. При выплавке нержавеющей стали с титаном перед присадкой ферротитана шлак обновляют, раскисляют порошком алюминия и принимают меры для устранения подсоса в печь атмосферного воздуха. Легирование металлическим титаном или 60%-ным ферротитаном можно проводить в ковше. Усвоение титана составляет около 50 %. Длительность восстановительного периода определяется временем, необходимым для образования раскислительного шлака, раскисления шлака и металла, десульфурации и легирования металла; эта длительность составляет 70—120 мин. Для увеличения производительности печей эти процессы целесообразно интенсифицировать в дуговой печи или осуществлять раскисление, десульфурацию и легирование вне печи. Отдельные звенья технологии, которая позволит в будущем отказаться от проведения в печи восстановительного периода и при выплавке стали, к которой предъявляются повышенные требования, уже разработаны и опробованы в производственных масштабах. В частности, получить низкое содержание серы в металле (0,004 — 0,008%) можно при продувке металла в конце окислительного периода газом с порошками десульфураторами. Уменьшить в несколько раз содержание серы можно также во время выпуска плавки в ковш со специальным синтетическим шлаком. Комплексное раскисление и легирование металла может быть проведено в ковше во время слива плавки с последующей продувкой металла нейтральным газом или в специальных установках, например в установках порционного вакуумирования. На установках внепечного вакуумирования может быть осуществлено науглероживание металла порошкообразными карбюризаторами и обезуглероживание с помощью окисляющих добавок и без них, раскисление и легирование стали, рафинирование от газов и неметаллических включений. Объединение этих звеньев новой технологии в единую технологическую схему позволит превратить дуговую электропечь в агрегат по расплавлению твердой шихты и получению полупродукта, обеспечить максимальную производительность электропечей, высокие экономические показатели и создать оптимальные условия для поточного производства стали высокого качества.