ВВЕДЕНИЕ
Производство готового проката на предприятиях чёрной металлургии Российской Федерации с учётом динамики спроса на металлопродукцию к 2010 г. должно увеличиться по сравнению с 2001 г. на 18...20 % и составить 55...56 млн.т [1]. Доля листового проката в общем объёме производства возрастёт с 41,4 [см. 1] до 53...55 % [2].
Основными производителями листового проката в нашей стране являются такие крупные металлургические предприятия, как ОАО "Магнитогорский металлургический комбинат" (г. Магнитогорск), ОАО "Северсталь" (г. Череповец) и ОАО "Новолипецкий металлургический комбинат" (г. Липецк). На этих предприятиях доля листовой металлопродукции в готовом прокате (по данным 2001 года) составляет в среднем 71,3 % [см. 2]. Объём производства холоднокатаного листа при этом примерно равен 40 % от общего объёма производства листового металла.
Для получения листового проката и, особенно, холоднокатаного листа в основном используется низкоуглеродистая сталь, обладающая высокими пластическими свойствами [3]. В низкоуглеродистой стали содержание углерода не превышает 0,25 % [4] и она может иметь различную степень раскис-ленности. Традиционно для производства листовой металлопродукции использовалась низкоуглеродистая кипящая сталь, как правило, выплавляемая в подовых сталеплавильных агрегатах и разливаемая в изложницы. На крупных металлургических предприятиях, производящих кипящую сталь в большом объёме, для её выплавки использовались большегрузные сталеплавильные агрегаты с интенсификацией процесса продувкой ванны газообразным кислородом, вследствие чего выплавленный металл имел повышенную окис-ленность. Для увеличения пропускной способности разливочных пролётов часто применялась скоростная разливка кипящей стали в изложницы и химическое закупоривание слитков. Всё это затрудняло стабильное получение высокого качества отливаемых слитков и производимого из них готового листа. По мере проведения реструктуризации сталеплавильного производства меня-
7
лись и приоритеты в способах выплавки и разливки низкоуглеродистой листовой стали. В настоящее время такая сталь, как правило, выплавляется в кислородных конвертерах большой вместимости и разливается на высокопроизводительных криволинейных машинах непрерывного литья слябовой заготовки. По химическому составу металл представляет собой успокоенную алюминием низкоуглеродистую сталь. Сортамент низкоуглеродистой листовой стали очень широк и разнообразен. Он включает в себя марки стали всех групп качества, углеродистую и легированную, в том числе электротехническую сталь. Разливка металла представляет собой заключительную стадию сталеплавильного производства. Технология разливки стали во многом предопределяет качество слитка и непрерывнолитой заготовки для получения листа, влияет на ресурсоёмкость продукции и производительность отделения. Целью данной работы является поиск дополнительных возможностей повышения эффективности разливки низкоуглеродистой листовой стали в условиях большого объёма производства путём совершенствования технологии разливки стали в изложницы и непрерывным способом. Математическое описание технологических процессов в работе представлено в виде инженерных расчётов, которые могут реально использоваться специалистами на производстве. Исследования проводились в цехах сталеплавильного и прокатного переделов ОАО "Магнитогорский металлургический комбинат" и в лабораториях Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова (ранее - горно-металлургического института и академии). Временной период проведения исследований является очень большим и насчитывает практически тридцать лет. За этот период времени коренным образом изменилась структура сталеплавильного производства ОАО "ММК" [5]. На смену морально устаревшему мартеновскому способу производства стали пришёл прогрессивный кислородно-конвертерный способ. После пуска кислородно-конвертерного цеха весь листовой металл выплавляется в этом цехе и полностью разливается непрерывным способом. Однако, несмотря на это, автор посчитал целесообразным включить в предлагаемую к рассмотре-
8
нию квалификационную работу и материалы по слитку, которые могут оказаться полезными для специалистов других металлургических предприятий, на которых ещё практикуется разливка стали в изложницы (по данным 2001 г. доля такой разливки ещё составляет примерно 49 % [6]).
Автор выражает глубокую благодарность работникам центральной лаборатории комбината, кислородно-конвертерного и мартеновского цехов ОАО "ММК", сотрудникам и преподавателям кафедры металлургии чёрных металлов МГТУ им. Г.И. Носова, принимавшим участие в совместном проведении исследований, результаты которых были использованы в данной работе. Особенно признателен автор за ценные советы и замечания по содержанию работы заведующему кафедрой МЧМ, доценту, кандидату технических наук В.Н. Селиванову.
9 ЧАСТЬ I. СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗЛИВКИ
НИЗКОУГЛЕРОДИСТОЙ ЛИСТОВОЙ СТАЛИ В ИЗЛОЖНИЦЫ
ГЛАВА I. СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗЛИВКИ
НИЗКОУГЛЕРОДИСТОЙ КИПЯЩЕЙ СТАЛИ С ХИМИЧЕСКИМ ЗАКУПОРИВАНИЕМ СЛИТКОВ
1.1. Существующая технология химического закупоривания слитков кипящей стали и качество разлитого металла
Химическое закупоривание является одним из способов прекращения кипения металла после окончания наполнения изложницы. При химическом закупоривании на поверхность жидкого металла — зеркало слитка через небольшое время после окончания наполнения изложницы (обычно — не более трех минут) вводится раскислитель. В результате раскисления металла в верхней части слитка образуется газонепроницаемый мост плотного металла, который изолирует жидкую сердцевину слитка от атмосферы. Давление внутри слитка возрастает и реакции газообразования в объеме жидкой фазы значительно подавляются. Вследствие этого циркуляция металла и унос примесей от фронта кристаллизации практически полностью прекращаются. В дальнейшем затвердевание слитка протекает аналогично спокойному металлу. Этот способ в сравнении с механическим закупориванием массивной чугунной крышкой позволяет существенно снизить химическую неоднородность разлитого металла, уменьшить потери его с головной обрезью и увеличить пропускную способность разливочного пролета [7].
Для химического закупоривания применяются самые различные рас-кислители. Так в период освоения технологии химического закупоривания довольно широкое распространение в качестве раскислителя получил ферросилиций разных марок. Однако, при использовании ферросилиция в металле повышается остаточное содержание кремния, вследствие чего увеличивается прочность и снижается пластичность металла. Кроме того, применение фер-
10
росилиция вызывает сильную загрязненность металла продуктами раскисления. Так практически весь объем слитка, закупоренного ферросилицием [8], оказался загрязнен неметаллическими включениями следующего состава: 22...39% SiO2, 36...41% МпО, 11. ..16% FeO и 2...5% А12О3. Скопления крупных неметаллических включений являются основной причиной брака при штамповке и эмалировании изделий из холоднокатаной листовой стали 08кп. Металлографический и петрографический анализы дефектных зон листов [9] показали наличие в них крупных силикатных включений. Поэтому от использования ферросилиция в качестве раскислителя при химическом закупоривании постепенно отказались.
Широкое применение для химического закупоривания слитков кипящей стали получил алюминий. Он используется в самом различном виде: порошка, гранул, кусков, расплава [7]. Замена ферросилиция алюминием позволяет снизить загрязненность стали крупными оксидными неметаллическими включениями [8... 13]. В головной части слитка преобладают мелкодисперсные включения глинозема с присутствием фазы шпинелида МпО • А12О3 [8, 9].
Преимуществом закупоривания жидким алюминием является меньшая трудоемкость процесса из-за отсутствия необходимости перемешивания металла в изложнице после введения раскислителя [14]. Однако, использование жидкого алюминия предопределяет наличие на разливочных площадках плавильных печей, обслуживание которых увеличивает загруженность персонала. Расход жидкого алюминия обычно выше по сравнению с гранулированным алюминием, а надежность качественного закупоривания слитков — ниже [см. 14]. После введения жидкого алюминия на зеркало металла в изложнице наблюдается сильный пироэффект. Увеличенный расход алюминия вызывает большую загрязненность металла продуктами раскисления [15].
Для закупоривания крупных листовых слитков низкоуглеродистой кипящей стали применяются также и сплавы на основе алюминия. Так известно [16, 17] использование сплава алюминия с железом - ферроалюминия фрак-
11
цией не более 15 мм с содержанием около 60% алюминия. Ферроалюминий в количестве около 1000 г/т вводится в металл с помощью пневмоустройства. Применение ферроалюминия, присаживаемого пневмоустройством, обеспечивает меньшую загрязненность металла неметаллическими включениями по сравнению с использованием гранулированного алюминия [18, 19]. Металл же, закупоренный ферроалюминием при ручном его вводе, практически не отличается по содержанию включений от металла, закупоренного алюминиевой дробью [см. 19]. Однако технология химического закупоривания слитков кипящей стали ферроалюминием с помощью пневмоустройства не нашла широкого применения на металлургических предприятиях.
Кроме ферроалюминия для закупоривания слитков кипящей стали также применяются и комплексные сплавы, в состав которых входит алюминий. Так в работе [20] приведены данные о химической неоднородности металла и его загрязненности неметаллическими включениями при химическом закупоривании листовых слитков массой 12 т сплавом АМС (8,0 % А1, 28,5 % Si, 21,0 % Мп) и силикокальцием (3,0 % А1, 62,0 % Si, 28,0 % Са) в сравнении с использованием жидкого и твердого алюминия, а также 75 %-ного ферросилиция. В данном исследовании закупоривались слитки кипящей стали марок Юкп и Ст. 1кп, отлитые сифонным способом. Изучение серных отпечатков и распределения примесей по длине и сечению прокатанных из слитков слябов показало, что использование для закупоривания сплава АМС ведет к существенному усилению зональной химической неоднородности металла по сравнению с применением жидкого и твердого алюминия, а также 75 %-ного ферросилиция. Максимальная степень ликвации углерода и серы в слябе из слитка, закупоренного сплавом АМС, составила 118 и 310 % соответственно, а при закупоривании алюминием не превышала 65 %. При использовании кремнийсодержащих раскислителей (ферросилиция, сплава АМС и силико-кальция) было обнаружено увеличение содержания остаточного кремния в металле (до 0,3 %). Суммарное содержание оксидных и сульфидных включений оказалось максимальным в металле, закупоренном сплавом АМС, и ми-
12 нимальным при закупоривании алюминием, независимо от его агрегатного
состояния. Результаты данного исследования свидетельствуют о том, что применение алюминия для закупоривания кипящей стали обеспечивает получение металла более высокого качества, чем при использовании других раскислителей.
Вследствие этого практически на всех крупных металлургических предприятиях [21] для химического закупоривания кипящей стали применяется алюминий в виде гранул или жидкого расплава.
Расход раскислителя для закупоривания в первую очередь зависит от окисленности разливаемой стали. В работе [22] приведена зависимость расхода алюминия (г/т) на закупоривание крупных листовых слитков массой 15...22 т от активности кислорода (%) в низкоуглеродистой кипящей стали, определяемой активометром в конце наполнения изложницы
GA1 = 6,7- 103-a[O] + 413. (1.1)
Однако экспрессное определение окисленности кипящей стали методом э.д.с. не нашло широкого применения из-за невысокой надежности применяемых датчиков. Поэтому расход раскислителя для закупоривания первых по порядку разливки слитков определяется в основном содержанием углерода в металле перед выпуском из сталеплавильного агрегата [см. 21]
[С], % <0,06 0,06...0,08 0,09...0,12 0,13...0,16 > 0,16 GAi,2/w 600 500 450 400 250
Эффективность химического закупоривания кипящей стали зависит и от способа ее разливки в изложницы. Так по данным работы [23] расход гранулированного алюминия на закупоривание слитков стали 08кп, отлитых сифонным способом на восьмиместных поддонах, составлял 600 г/т, что оказалось в полтора раза выше, чем для аналогичных слитков при разливке сверху. Это объясняется тем, что при сифонной разливке практически все зеркало поднимающегося в изложнице металла покрыто шлаковой коркой.
Известно [см. 21], что разливка низкоуглеродистой (с содержанием уг-
13
лерода менее 0,12 %) кипящей стали имеет свои особенности. Они связаны с
повышенным и нестабильным уровнем окисленности такой стали, что особенно характерно для условий ее выплавки в сталеплавильных агрегатах с интенсивной продувкой металла газообразным кислородом: кислородных конвертерах, двухванных печах и мартеновских продувочных печах. При наполнении изложницы переокисленной низкоуглеродистой сталью наблюдается "пенистое" кипение металла: газ выделяется по всей поверхности жидкого металла и слегка вспенивает его [24, 25]. Следствием этого является временное понижение уровня жидкого металла в процессе наполнения изложницы с образованием окисленной пористой корки на поверхности отлитого слитка, вызывающей появление расслоя при прокатке. Поверхностная корка в затвердевшем слитке, отделяющая от его поверхности сотовые пузыри, может быть пронизана мелкими сквозными канальцами, что может стать причиной появления сотовой рвани на заготовках. После окончания наполнения изложницы очень трудно определить оптимальный расход алюминия для качественного закупоривания слитка с получением четко выраженной выпуклой свободной поверхности. Слитки после закупоривания, как правило, имеют вогнутую, ровную или слабовыпуклую свободную поверхность и при их прокатке производится повышенная головная обрезь.
По мнению автора работы [21] основной причиной пенистого кипения переокисленной низкоуглеродистой стали является образование в самом начале разливки на зеркале металла довольно большого количества железомар-ганцовистого шлака. Такой шлак характеризуется достаточно высокими значениями вязкости (до 0,4...0,5 Па • с), плотности (4,15...4,30 г/см3), поверхностного натяжения (540...575) • 10"3 Н/м и склонен к вспениванию. В жидком металле зарождается огромное количество мелких пузырей газа СО, но их подъемная сила оказывается недостаточной для быстрого разрушения обволакивающей их шлаковой плёнки. В результате этого процесс газовыделения из слитка временно замедляется и происходит вспенивание металла. Для предотвращения пенистого кипения переокисленной низкоуглеродистой
14
стали рекомендуется вводить под струю металла в процессе наполнения изложницы гранулированный алюминий в количестве 5...20 г/т стали. Равномерное введение алюминия по ходу отливки слитка является более предпочтительным по сравнению с присадкой его одной порцией в конце наполнения изложницы, так как способствует получению более толстой поверхностной корки плотного металла.
На Магнитогорском металлургическом комбинате в период до 1991 года наибольшее количество низкоуглеродистой кипящей стали марок 08кп и Юкп, разливаемой с последующим химическим закупориванием слитков, выплавлялось в двухванных сталеплавильных агрегатах вместимостью 300 х 300 т. Раскисление металла ферромарганцем производилось в процессе выпуска стали в ковш. Разливка осуществлялась сверху из 300-т сталераз-ливочного ковша через два стакана с каналами диаметром 80 мм на слябинговые слитки массой 17,4...20,0 т. Время наполнения изложниц составляло 1,5...2,5 мин. В конце наполнения изложницы под струю металла вводился гранулированный алюминий в количестве до 70 г/т для регулирования окис-ленности металла. Расход вводимого под струю алюминия подбирался таким, чтобы понижение уровня жидкого металла после окончания наполнения изложницы ("осадка" металла) составляло не более 100 мм. По истечении 0,5... 1,5 мин энергичного и ровного кипения металла в изложнице на зеркало слитка присаживался гранулированный алюминий в количестве 400...800 г/т с последующим замешиванием деревянным стержнем. После проведения операции химического закупоривания уровень металла обычно еще раз (вторично) немного понижался - происходила "усадка" металла. При отливке первых слитков каждой плавки определялся такой расход алюминия для химического закупоривания, при котором свободная поверхность слитка затвердевала без прорывов и имела выпуклую форму. Однако, высокая и нестабильная окисленность кипящего металла, выплавленного в двухванных агрегатах, вызывала трудности с правильным определением количества рас-кислителя для химического закупоривания и получения слитков с хорошей
15
макроструктурой. Головная обрезь слябов из слитков кипящей стали достигала величины 10... 12 %, отмечалась также высокая загрязнённость прокатанного металла продуктами раскисления — оксидными неметаллическими включениями.
Поэтому появилась необходимость в теоретическом обосновании основных параметров технологии разливки кипящей стали с химическим закупориванием слитков и экспериментальном исследовании с целью улучшения макроструктуры слитков и снижения загрязнённости металла оксидными неметаллическими включениями.
1.2. Теоретическое обоснование основных параметров технологии разливки кипящей стали с химическим закупориванием слитков
К основным параметрам технологии разливки кипящей стали с химическим закупориванием слитков относятся окисленность стали, содержание в металле элементов-раскислителей, температура разливаемого металла, скорость наполнения изложницы жидким металлом, расход раскислителя для химического закупоривания, время проведения операции закупоривания.
Окисленность стали должна иметь такую величину, которая обеспечивает интенсивное газовыделение в слое жидкого металла определённой высоты. Только в этом случае в процессе наполнения изложницы кипящей сталью происходит формирование важнейшей структурной составляющей слитка — поверхностной корки плотного металла, отделяющей сотовые пузыри от поверхности слитка. Поверхностная корка должна иметь толщину, достаточную для предотвращения окисления внутренней полости пузырей атмосферным воздухом и образования сотовой рвани на раскате. Толщину поверхностной корки можно вычислить по формуле (1.2) [26]
(1.2)
где 3 — толщина поверхностной корки плотного металла, мм; к3— коэффициент затвердевания кипящей стали, мм/мин0'5;
16
тк — время формирования корки, мин;
hK - высота слоя кипения, м;
w - скорость наполнения изложницы металлом, м/мин.
Высота слоя кипения hK в формуле (1.2) равна расстоянию от верха слитка до начала зоны сотовых пузырей. В слое металла такой высоты скорость роста газовых пузырей превышает скорость затвердевания металла. Вследствие этого пузыри успевают всплыть и удалиться из жидкого металла, а на место их бывшего расположения затекает и затвердевает металл с образованием безпузыристой плотной корки. Для выполнения такого соотношения вышеназванных скоростей требуемое содержание кислорода в стали должно превышать его равновесное содержание на некоторую критическую величину
где [О]тр — требуемое содержание кислорода в металле, %; [О]р - равновесное содержание кислорода в металле, %\ Ь\О\кр — критическая величина, %.
По данным [26] величина критического превышения требуемого содержания кислорода над равновесным может быть принято равной 0,004%.
Для выявления зависимости равновесного содержания кислорода от различных факторов рассмотрим равновесие реакции окисления углерода
= {СО}. (1.4)
Константа равновесия данной реакции имеет вид
р
л С
р
СО
где Кр - константа равновесия реакции;
РСо - парциальное давление монооксида углерода в газовом
пузыре, Па;
[С]- содержание углерода в металле, %; [О]р - равновесное содержание кислорода в стали, %.
17
Из формулы (1.5) можно получить зависимость для определения равновесного содержания кислорода
Парциальное давление монооксида углерода в газовых пузырях, расположенных на нижней границе слоя кипения, где газовыделение из жидкого металла наиболее затруднено из-за высокого ферростатического давления, может быть вычислено по формуле
где Ратм ~ атмосферное давление, Па;
Рфер — ферростатическое давление жидкого металла, Па; Ртп - капиллярное давление, Па.
Капиллярное давление при макроскопических размерах пузыря очень мало и им можно в первом приближении пренебречь. Атмосферное давление равно 9,81- Ю4 Па. После раскрытия слагаемого для ферростатического давления металла формула (1.7) примет вид
PCO = 9,81.104-(1 + 1(TVA) , (1.8)
где р - плотность жидкого металла, кг/м3.
Константа равновесия реакции окисления углерода (1.4) может быть определена из её зависимости от температуры металла (данные С. Маршала и Д.Чипмана [27])
где Т— температура металла, °К.
Откуда
1^+1,643 (1-Ю)
^10 т |
