СПОСОБ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНОЙ ПЕЧИ
METHOD OF STEEL SMELTING IN ARC ELECTRIC STEEL-MAKING FURNACE

Изобретение относится к черной металлургии, в частности к способам выплавки стали в дуговых электропечах.
Известен, выбранный в качестве прототипа, способ выплавки стали в дуговой электропечи, включающий завалку металлолома и извести, расплавление металлолома, заливку жидкого чугуна, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш и присадку в ковш во время выпуска шлакообразующей смеси, состоящей из извести и плавикового шпата, отличающийся тем, что заливают жидкий чугун в количестве 30-60% от массы завалки при содержании в нем, мас.%: углерода 2,0-3,5, менее 0,01 кремния, менее 0,015 фосфора, менее 0,025 серы, причем чугун заливают при температуре 1280-1400°С сверху в печь после проплавления металлолома при расходе электроэнергии 180-300 кВт·ч/т металлолома, температуру в печи при окислении углерода поддерживают не более 1700°С, выпуск стали в ковш проводят с отсечкой печного шлака с оставлением 10-15% от общей массы жидкого металла в печи, подают в ковш во время выпуска стали шлакообразующую смесь при соотношении в ней извести и плавикового шпата (0,8-1,2):(0,2-0,5) с расходом 10-17 кг/т стали и присаживают ферросплавы [1].
Существенными недостатками данного способа выплавки стали в дуговой электропечи являются:
- высокая себестоимость стали в связи с использованием для шлакообразования повышенного количества извести;
- невозможность утилизации образующихся в производстве отходов - шлаков и пыли газоочистки.
Известен также способ переработки пылевидных веществ или их смемей, содержащих соединения тяжелых металлов, включающий подачу пылевидных веществ или их смесей на или в ванну жидкого металла с выделением летучих соединений тяжелых металлов в газовую фазу, в котором перед подачей пылевидных веществ или их смесей, содержащих дополнительно соединения щелочных металлов, формируют жидкие оксидные шлаки, основность которых устанавливают на уровне 1-1,4, пневмотранспортируют и вдувают в струе газа-носителя пылевидные вещества или их смеси на или в ванну жидкого металла и жидких оксидных шлаков или под поверхность шлака, при этом после перехода летучих соединений тяжелых металлов в газовую фазу их выделяют из газовой фазы, а соединения щелочных металлов переводят в оксидные шлаки [2].
Существенными недостатками данного способа являются:
- высокая стоимость оборудования для вдувания пылевидных материалов;
- невозможность эффективного проведения операций по дефосфорации и десульфурации стали при заявленной основности шлака;
- высокая себестоимость получаемого цинксодержащего материала.
Известен также способ переработки цинксодержащих пылей доменного и сталеплавильного производства восстановительной плавкой, при котором восстановление ведут на поверхности железоуглеродистого расплава при весовых отношениях цинка к сере в пределах (2-20): 1, пылей к железоуглеродистому расплаву в пределах (0,01-0,1):1, и расплав продувают газом в течение 1-5 мин [3].
Существенными недостатками данного способа являются:
- необходимость дополнительного перемешивания с помощью газа для продувки;
- повышение длительности плавки за счет увеличения восстановительного периода плавки для проведения возгонки цинка;
- высокая стоимость процесса переработки
- невозможность переработки отходов при высоких соотношениях цинка к сере.
Известен также способ переработки и получения сырья для производства цинка [4], основным источником для которого являются сульфидные полиметаллические медно-свинцово-цинковые, свинцово-цинковые и медно-цинковые руды.
Существенными недостатками данного способа являются:
- высокие затраты на производство сырья вследствие добычи, сложного обогащения и переработки рудных составляющих;
- дополнительное образование техногенных отходов при переработке и подготовке рудных составляющих для получения сырья для производства цинка.
Желаемыми техническими результатами изобретения являются: снижение себестоимости стали; получение пыли газоочистки электросталеплавильного производства с высоким содержанием ZnO для последующего получения цинка; эффективная утилизация отходов производства.
Для этого предлагается способ выплавки стали в дуговой электросталеплавильной печи, включающий завалку металлолома в печь, заливку жидкого чугуна, окисление углерода газообразным кислородом, дефосфорацию, последующий выпуск стали в ковш с отсечкой печного шлака и оставлением части жидкого металла в печи, подачей в ковш шлакообразующей смеси и ферросплавов, при котором в период окисления углерода газообразным кислородом в печь присаживают брикеты фракции до 100 мм в количестве 15-60 кг/тонну жидкой стали, содержащие, мас.%:
Пыль газоочистки электросталеплавильного производства
30-70
Окалина черных металлов
1-25
Отсевы коксика
1-15
Ковшевой шлак электросталеплавильного производства
5-45,
причем уловленную пыль газоочистки электросталеплавильного производства повторно используют в процессе до получения содержания в ней ZnO не менее 40%.
Заявляемые пределы подобраны исходя из следующих предпосылок.
Фракция до 100 мм выбрана для удобства присадки брикетов в печь.
Количество брикетов определено исходя из обеспечения эффективной работы печи и получения качественной стали с низким содержанием вредных примесей (в частности, серы и фосфора), с одной стороны, и обеспечением высокого содержания оксидов цинка в улавливаемой пыли газоочистки, с другой. При присадке менее 15 кг/т жидкой стали не удавалось обеспечить требуемое высокое содержание оксидов цинка в улавливаемой пыли газоочистки, а при увеличении расхода более 60 кг/тонну жидкой стали повышается концентрация серы и фосфора в выплавляемой стали.
Окалина черных металлов введена в состав брикета в качестве компонента, повышающего концентрацию оксидов железа в брикете для повышения окислительной способности последних, причем при повышении содержания более 25% невозможно получение требуемых прочностных свойств брикета, а при понижении менее 1% из-за недостаточного количества оксидов железа в брикете снижаются вспенивающие свойства брикета.
Пыль газоочистки электросталеплавильного производства вводится в состав брикета как цинксодержащая составляющая, причем при использовании менее 30% снижается коэффициент полезного использования агрегата для возгонки цинка при применении брикета, а при увеличении более 70% невозможно получение брикета с требуемой механической прочностью.
Отсевы коксика введены как углеродсодержащая составляющая, необходимая для проведения операции вспенивания шлака в дуговых электропечах и для защиты водоохлаждаемых элементов от нагрева при излучении от электродугового переплава. Причем при введении более 15% возможно сильное науглероживание стали и снижение производительности печи в связи с окислением избыточно введенного в сталь углерода, а при снижении концентрации менее 1% количество вводимого углерода недостаточно для успешного проведения операции вспенивания шлака в дуговых электропечах.
Ковшевой шлак электросталеплавильного производства используется в качестве связки, причем при использовании менее 5% не удастся получить требуемую механическую прочность брикета из-за недостатка связующего, а при увеличении более 45% механическая прочность резко снижается из-за недостаточного количества наполнителя. Кроме того, ковшевой шлак позволяет снизить расход извести, присаживаемой в печь для формирования шлака.
На опытных плавках использовались брикеты из материалов со следующим химическим составом.
2
3
2
Окалина черных металлов: 32-38% FeО; 60-67% FeO; 0,20-0,70% CaO; 0,30-1,20% MgO; 0,70-1,9% SiO; 0,02-0,2% S; 0,02-0,2% P.
2
3
2
2
3
2
2
3
Пыль газоочистки электросталеплавильного производства: 8,06-10,1% СаО; 62,4-70,41% FeО; 4,98-6,5% SiO; 3,57-5,6 MnO %; 1,86-6,0% MgO; 0,81-8,3% AlO; 0,01-0,05% V; 0,90-3,50% ZnO; 0,10-0,50% Cr; 0,1-0,3% Cu; 0,5-2,0% KO; 0,5-2,0% NaO; 0.30-1,20% SO; 0,5-4,0% С; влага - 0,10-2,0.
2
2
3
2
2
3
2
5
Отсевы коксика: 3,5-5,5% SiO; 0,5-1,4% CaO; 1,7-2,5% MgO; 2,3-3,6% AlO; 0,05-012% TiO; 0,05-0,18% KO; 0,05-0,18% NaO; 0,2-1,2% SO; 0,3-1,1% РO;77-88% С.
2
2
3
Ковшевой шлак электросталеплавильного производства: 0,3-1,0% FeO; 40-50% CaO; 18-27% MgO; 17-26% SiO; 2,8-8,3% AlО; 0,5-2,6% MnO.
Уловленную пыль газоочистки электросталеплавильного производства повторно использовали в процессе до получения содержания в ней ZnO не менее 40%, исходя из требований предприятий потребителей оксидов цинка.
Заявляемый способ выплавки стали был реализован при выплавке стали в дуговых электросталеплавильных печах типа ДСП-100И7, ДСП-100Н10. При этом после расплавления металлозавалки, состоящей из металлолома и жидкого чугуна, в печь в период продувки через кислородные фурмы плавки кислородом через отверстие в своде печи присаживались брикеты с заявляемым составом с расходом 30-60 кг/тонну жидкой стали.
Брикеты получались в результате следующей технологии. Пыль газоочистки дуговых электросталеплавильных печей, уловленная на рукавных фильтрах, отгружалась в вагоны и направлялась на брикетную фабрику. Ковшевой шлак, шлам тушения кокса и прокатная окалина отгружались также на брикетную фабрику в количестве, необходимом для производства брикетов. На брикетной фабрике проводится смешивание материалов в заданных пропорциях с последующим брикетированием.
Брикетирование состояло из 2-х этапов: прессование материалов в брикеты и просушка в пропарочной камере для придания прочности. Таким образом, процесс изготовления брикетов составлял 2 суток с момента поступления отходов на брикетную фабрику. Далее просушенные брикеты отгружаются в для использования в электродуговых печах. Присадка брикетов осуществляется во время окислительного периода плавки через бункерный пролет, порциями до 300 кг. Вновь уловленная пыль (с повышенным содержанием цинка) снова отгружалась на брикетную фабрику, где проходило получение новой партии брикетов. Для достижения товарного содержания цинка в пыли (>40%) необходимо 14-40 циклов (плавок).
При первоначальном химическом анализе уловленной пыли 0,90-3,50% ZnO для достижения товарного содержания цинка в пыли (>40%) необходимо 14-40 циклов (плавок) рециклинга пыли.
Заявляемый способ обеспечил химический состав пыли, отгружаемой потребителям с содержанием 32-46% Zn.
Заявляемый способ обеспечил снижение расхода извести на 14-21% без изменения концентрации серы и фосфора в готовой стали, расхода порошка кокса для вспенивания шлака в печи на 0,01-0,09 кг/тонну жидкой стали
Источники информации
1. Пат. РФ №2258084, С21С 5/52.
2. Пат. РФ №2239662, С22В 7/02, 19/30, С21С 5/38, 5/36, С21В 5/04.
3. А.с. СССР №789619, С22В 7/02.
4. Тарасов А.В., Уткин Н.И. Общая металлургия. - Москва: Металлургия, 1997 г. - 592 с.