5.2.1.3.1. Общие сведения о сталеплавильных процессах.
Сталью называют сплав железа с углеродом, находящегося в пределах от 0,05 до 2,0%. В состав стали входят также марганец, кремний, сера и фосфор. Кроме того для придания стали тех или иных свойств, сталь легирует, т.е. в её состав вводят некоторые элементы – легирующие добавки, например: хром, никель, молибден, вольфрам, титан, ванадий и др.
Различают следующие способы производства стали:
- конверторный, представляющий получение стали путём продувки жидкого чугуна грушевидной формы в агрегатах (конвертах) технически чистым кислородам или воздухом;
- мартеновский – получение стали из чугуна и стального лома на полу пламенной отражательной печи;
- электросталеплавильный – получение стали из стального лома или стального лома и чугуна в электрических печах: дуговых или индукционных;
- комбинированный, представляющий дуплекс-процесс в виде последовательной плавки в 2 агрегатах (конвертор-электропечь или мартеновская печь – электропечь), или триплекс процесс – последовательная плавка в трёх агрегатах (конвертор – мартеновская печь – электропечь);
- тигельный – получение стали из металлической шихты в тиглях из высокоогнеупорного материала;
- процесс Астона, представляющий продувку чугуна в бессемеровском конверторе с последующей разливкой металла в ковш с жидким железистым шлаком.
Следует отметить, что в бескоксовой металлургии, получающей в последнее время довольно интенсивное развитие, намечаются способы производства стали со своими особенностями, это: производство стали в электропечах из высокометаллизованных окатышей; восстановление оксидов железа до железа в «кипящем слое» с последующим требуемым легированием; получение губчатого железа и т. д.
В последний период времени появились способы улучшения уже полученной стали, методом переплава и в зависимости от его особенностей получили названия: электрошлаковый, электронно-лучевой, плазменно-дуговой и др.
В двухступенчатой системе технологий чёрной металлургии в зависимости от состава шихты, подаваемой в сталеплавильный агрегат, возможны следующие виды процессов производства стали: рудный, скрап-рудный и скрап-процесс, Рудный процесс, в котором шихта состоит из 90% чугуна и остальных необходимых добавок, в настоящее время практически не применяется из-за низких технико-экономических показателей. Скрап-рудный процесс, в котором шихта состоит из 60-70% жидкого чугуна и 30-40% металлолома (скрапа), находит наиболее широкое распространение, при конверторном и мартеновском способе производства стали. Скрап-процесс, в котором шихта состоит более чем на 90% из стального лома, находит применение, в производстве стали в электропечах.
Наибольшее распространение у нас в стране и за рубежом получили конверторный, мартеновский и электросталеплавильный способы производства стали. При этом конверторный и мартеновский наиболее широко применяются для производства рядовой и качественной стали углеродистой и качественной стали углеродистой и низколегированной. Сталь высококачественную легированную и высоколегированную производят в основном в электропечах.
5.2.1.3.2. Сущность получения стали.
Все сталеплавительные процессы – процессы окислительные. Процессы получения стали состоит из 2 этапов: окисления примесей и рафинирования.
Окисление примесей:
В результате окислительного процесса, происходящего в сталеплавильных агрегатах в расплаве, уменьшается содержание углерода и примесей. Углерод, соединяясь с кислородом, превращается в газ – оксид углерода (СО), который удаляется в атмосферу печи. Кремний, марганец, фосфор, железо и сера образуют оксиды и др. соединения, не растворимые или малорастворимые в металле (SiO2, MnO и др.) Они при благоприятных условиях плавки всплывают на поверхность расплавленного металла и вместе с флюсом образуют шлак. Образующаяся при окислении железа закись железа FeO частично растворяется в металле и этим ухудшает его свойства. Поэтому обязательным процессом, который завершает процесс получения стали, является её раскисление (уменьшение содержания в ней кислорода)
Процессы происходящие при выплавке стали, протекают в соответствии с целым рядом законов. По закону действующих масс скорость химических реакций пропорциональна концентрации реагирующих веществ, поэтому вначале идёт реакция:
1
Fe + 2 O2 = FeO + Q1
Одновременно происходит окисление и примесей:
Si + O2 = Si O2 + Q2
Mn + 2 O2 = MnO + Q3
C + 2 O2 = CO + Q4
2P + 2 O2 = P2O5 + Q5
Закись железа (FeO) способна растворятся в железе. В условиях сталеплавильного процесса, растворённая закись железа может восстанавливаться, отдавая свой кислород химически более активным элементам – примесям:
2FeO + Si = SiO2 + 2Fe + Q`
FeO + Mn = MnO + Fe +Q``
5FeO +2P =P2O5 + 5Fe + Q```
FeO +С = CO + Fe – Q````
При этом, чем больше закиси железа, тем активнее протекает процесс окисления примесей. Для ускорения плавки в сталеплавительный агрегат добавляют.железную руду и окалину, содержащих большое количество оксидов железа, которые постоянно восстанавливаются, отдавая кислород примесям.
Процесс окисления всех основных примесей начинается одновременно, но протекает с различной скоростью, обусловленной упругостью диссоциации их оксидов, зависящей, в конечном счете, от концентрации и температуры.
Окисление примесей протекает с различной интенсивностью в зависимости от температуры металла (в основном здесь действует принцип Ле Шатье, по которому химические реакции, выделяющие тепло, протекают интенсивнее при более низких температурах и наоборот).
В процессе плавки в сталеплавильном агрегате образуются две несмешивающиеся среды (фазы): расплавленный металл и шлак. Образующаяся при окислении металла закись железа способна растворяться как в металле, так и в шлаке. По закону распределения при данной температуре отношение концентраций в двух соприкасающихся жидких фазах является величиной постоянной
(FeO)
KFeO = [FeO] = const.,
т.е. в данном случае отношение (FeO) – концентрации закиси железа в шлаке, к отношению [Fe O] – концентрации закиси железа в жидком металле, является при определённой температуре величиной постоянной и будет называться константой равновесия KFeO.
Рафинирование стали:
Рафинирование стали – это очистка стали от вредных примесей скры и фосфора и растворенного в ней кислорода. Эти операции в производстве стали естественно называются: десульфурацией, дефосфорацией и раскислением.
Десульфация и дефосфорация. Как уже было сказано, фосфор и сера являются вредными примесями. Фосфор придаёт стали хладноломкость, способствуя образованию трещин в стальных изделиях при понижененных температурах. Сера увеличивает красноломкость стали, что ведёт к образованию трещин в стальных заготовках при их отливке, а также при горячей обработке давлением.
Необходимым условием для удаления фосфора и серы из стали является проведения плавки в основной печи, где огнеупорная кладка состоит из основных огнеупорных материалов, а шлак содержит в свободном состоянии оксид кальция (СаО). В этом случае образуются нерастворимые в железе, а растворимые в шлаке соединения CaS и (CaO)4P2O5, которые удаляются из печи вместе со шлаком.
Основные реакции дефосфорации и десульфации будут:
По удалению фосфора:
P2O5 + 3FeO = (FeO)3P2O5
(FeO)3P2O5 + 4CaO = (CaO)4P5O5 + 4CaO = (CaO)4P2O5 + 3FeO
в шлак
по удалению серы:
(FeS) + (CaO) = (CaS) + (FeO)
[FeS] + (CaO) = (CaS) + FeO)
[FeS] + Mn = Fe + [MnS]
[MnS] + (CaO) = (CaS) + (MnO)
Раскисление стали. Увеличение содержания кислорода в металле с одной стороны является необходимым дляведения процесса окисления примесей в металлической ванне. Но с другой стороны, в готовой стали кислород является вредной примесью, так как понижает механические свойства стали, вызывает её хрупкость, особенно при высоких температурах. Поэтому в конце каждой плавки производят процесс раскисления, которыйзаключается в восстановлении закиси железа, растворённой в металле. Раскисление производят 2-мя способами: осаждающим и диффузионным.
Осаждающее раскисление проводят путём ввкдения в жидкую сталь растворимых раскислителей (ферромарганца, ферросилиция, алюминия и др.) и производства в печи или в ковше. Обладая большой химической активностью к кислороду, раскислители обуславливают реакции:
FeO + Mn = MnO + Fe + Q
2FeO + Si = SiO2 + 2Fe + Q2
3FeO + 2Al = Al2O3 + 3Fe + Q3
В некоторых случаях раскисление производится и с помощью углерода:
FeO + С =Fe + CO – Q
Диффузионное раскисление стали ведут раскислением шлака. В этом случае мелко измельчённые раскислители, введённые на поверхность шлака, способствуют восстановлению
закиси железа, растворённой в шлаке, и вызывают переход закиси железа из металла в шлак в соответствии с законом распределения (см. формулу 5-7).Сталь при этом не загрязняется неметаллическими включениями.
В результате раскисления содержания закиси железа в стали снижается примерно до 1,1%, что соответствует 0,02-0,03% кислорода.
5.2.1.3.3. Конверторное производство стали.
В 1856 г. английский изобретатель Генри Бассемер получил патент на производство стали путём продувки жидкого чугуна воздухом, паром или смесью. Жидкий чугун заливается в грушевидную, футерованную кислым огнеупорным кирпичом реторту, в дне которой находились сопла фурм, по которым подавался воздух. При продувке кислород воздух окислял в чугуне кремний, марганец, углерод и частично начинал окислять железо. Реакции шли с большим выделением тепла, что повышало температуру процесса.
Проблема переработки фосфористых чугунов в конверторах была решена в 1878 г. Сиднеем Томасом путём применения в конверторе основной футеровки и в качестве шлакообразующего флюса – обожённой извести. В этом процессе после окисления примесей оказалось возможным перевод фосфора в шлак, но удалялясь с большим трудом.
Однако ни Биссмеровский, ни Тамасовский процессы не нашли широкого применения, так 1-ый из-за практического отсутствия чистых по сере и фосфору чугунов и невозможности наведения основных шлаков в кислой футеровке конвертора при переделе обычных; а 2-й из-за получения стали с большим количество неметаллических включений, так как происходило сильное перемешивание и они не успевали всплыть в шлак и, следовательно ухудшали качество стали.
В 30-х годах к конвертерному производству вернулись, но с принципиально новым подходом. В 1933 г. инженером Н.М. Мозговым был предложен процесс продувки чугуна в конверторе с основной футеровкой технически чистым кислородом сверху. Однако промышленное применение этого способа началось только в 50-х годах, но в скоре этот способ получил всеобщее распространение и стал называться кислородно-конверторным процессом (за рубежом процесс «ЛД»). Общий вид установки кислородного конвертора и принцип его работы и устройства представлен на рис. 5.10. Как видно, конвертер может поворачиваться на цапфах с помощью привода для удобства завалки шихты и слива стали и шлака.
Сущность кислородно-конверторного процесса состоит в том, что в глуходонный конвертор загружают скрап и заливают чугун. Сверху в конвертор через водо-охлаждаемую форму с медным соплом под давлением 10-15 атм подают кислород чистой 98,5-99,5% О2. Сопло устанавливается на определённом расстоянии от поверхности ванны. Это расстояние и расход кислорода зависят от периода и хода плавки, от конструкции сопла, от ёмкости конвертора. После начала подачи кислорода в конвертер добавляют известь (5-6% от массы скидки), железную руду(в случае работы без скрапа), а также до 1% боксита.
Струя кислорода проникает в металлическую ванну и образует реакционную зону, имеющую определённую форму и характеризующуюся высокими температурами 2300-2500 оС.Металлическая ванна интенсивно перемешивается вследствие воздействия на неё струи кислорода и выделения больших объемом оксида углерода и выделения больших объёмов оксида углерода. «Кипение» ванны увеличивает реакционную поверхность металла.
При продувке два процесса окисления примесей чугуна – непосредственное, прямое окисление продуваемым кислородом через шлак. Соотношение этих процессов можно регулировать путём изменения расстояния сопла от ванны, а также давлением и расходом кислорода. Регулирование содержания оксидов железа в шлаке имеет важное значение для процессов шлакообразования, так как позволяет создать активное известняково-железистые шлаки в самом начале процесса, обеспечивающие высокую степень деформации независимо от содержания углерода в металле. Фосфор окисляется одновременно с углеродом.
В итоге, преимущества продувки чугуна кислородом сверху заключаются в следующем:
- относительной простотой конструкции агрегата;
- возможности переработки значительного количества скрапа, железной руды, окатышей и т.д.
- низким содержанием в готовой стали вредных примесей и газов
- возможностью удаления фосфора из ванны при любом содержании в ней углерода;
- возможностью передела в конверторах чугунов различного хим. Состава;
- высокой производительностью;
- хорошими условиями для механизации и автоматизации;
- значительно меньшими капитальными затратами в сравнении с мартеновским процессом.
Особенности технологического процесса в кислородном конверторе заключаются в следующем:
Процесс начинается при самом нижнем допустимом положении фурмы, а это обеспечивает мгновенное начало реакций. Окисления железа, имеющего наибольшую концентрацию происходят по реакциям:
Fe + O2 = 2 FeO
4FeO + O2 = 2Fe2O3
6FeO + O2 =2Fe3O4
Благодаря интенсивному перемешиванию металла из-за газовыделения, образующиеся оксиды железа быстро разносятся по всей ванне и окисляютSi, Mn, C, P. Кроме того, часть примесей в реакционной зоне окисляется непосредственно кислородом.
Кремний окисляется почти мгновенно в первые же минуты плавки следующим образом:
Si + O2 = SiO2; Si + 2FeO = SiO2 + 2Fe
SiO2 + 2FeO = 2FeO. Si O2
Однако в присутствии растворённой в шлаке извести силикат железа непрочен, и тогда возможна реакция:
2FeO . SiO2 + 2Ca O = 2FeO + 2 CaO . SiO2 в шлак
Марганец также окисляется с первым минут продувки, но не так полно, как кремний:
1 Mn + O =2MnO
Mn + FeO = MnO
Высокое содержание углерода и повышение температуры по ходу плавки приводит к восстановлению Mn по реакции:
Mn +C = Mn + CO
Окисление углерода происходит так:
C + FeO = Fe +CO
2C + O= 2CO
В последние минуты продувки при уменьшении содержания углерода в стали увеличивается содержание оксидов железа в шлаке, что влечет за собой окисление марганца и фосфора, содержание которых к концу продувки снижается.
На рис.5.11. представлены графики изменения состава металла и температуры по ходу продувки в большегрузном конверторе.
Как видно углерод выгорает равномерно по ходу продувки за большой период времени. Равномерно за весь процесс происходит уменьшение серы. Остальные элементы интенсивно уменьшаются (выгорают) в начале продувки.
Основными технологическими операциями кислородно-конверторного процесса являются:
1.Завалка лома. Количество лома может составлять 10-20%(и более). Лом транспортируется из шахтового двора в совках. В процессе завалки конвертор наклоняют и периодически покачивают для разравнивания лома.
2. Заливка чугуна. Чугун поступает из миксерного отделения в ковшах емкостью до 140 т и заливается в наклоненный конвертор через горловину.
3. Завалка сыпучих. Подача сыпучих материалов к конверторам производится системой ленточных конверторов и питателей.
4. Продувка. Вдувание струи кислорода под большим давлением в ванну металла сопровождается образованием реакционной зоны, имеющей воронкообразную форму (кратер). Реакционная зона расположенная непосредственно под фурмой, характеризуется очень высокой температурой и практически мгновенным окислением примесей под воздействием большого избытка кислорода. Соотношение количеств кислорода, расходующихся на поверхностное окисление и окисление примесей железа в реакционной зоне, определяется глубиной проникновения струи в металл и площадью сечения струи газа в месте встречи с металлом.
Заканчивается эта операция отбором проб и разделкой сталеразливочного отверстия. Для этого конвертор поворачивают в сторону разливочных пролетов.
5. Выпуск металла. После разделки сталевыпускного отверстия передвижная площадка отъезжает, и конвертор еще более наклоняется в сторону разливочных пролетов. Выпускается плавка через выпускное отверстие в сталеразливочный ковш.
6. Слив шлака. Шлак сливается в ковш, Установленный на шлаковозе под конвертором. Спуск шлака по ходу плавки производится самотеком при повалке конвертора в горизонтальное положение. Слив шлака по окончании выпуска плавки производится через горловину.
Вышеизложенные технологические операции иллюстративно показано на рис. 5.12.
Окисление примесей чугуна происходит при выделении довольно значительного количества избыточного тепла, для аккумуляции которого в ванну вводят охладители – железную руду или стальной лом. Применение каждого из охладителей имеет свои преимущества и оказывает значительное влияние на ход процесса.
Конструктивные и проектировочные характеристики. Конверторный цех состоит из четырех пролетов: загрузочного, конверторного и двух разливочных.
Рис.5.12.Основные технологические операции кислородно-конверторной плавки.
В загрузочном пролете осуществляется прием и загрузка в конвертор чугуна и лома, а также прием и хранение огнеупоров, и имеются различные машины для завалки лома. Чугун из ковша заливается при помощи крана.
В конверторном пролете размещаются конверторы, и осуществляется прием, хранение и завалка в конвертор сыпучих материалов, а также расположена система очистки и использования отходящих газов.
Сооружение 2-х разливочных пролетов продиктовано необходимостью разливать большое количество стали из двух одновременно работающих конверторов.
Сам конвертор имеет съемное днище и отношение высоты к диаметру в пределах 1,14-1,0.
Материалы футеровки подвергаются одновременно химическому, термическому и механическому воздействию. Рабочий слой футеровки выполняется из смолодоломитового или магнезитового кирпича. Современные конвертора изготовляют садкой от 100 до 300 тонн. Под садкой или емкостью конвертора понимают массу чугуна и скрапа, загружаемых в конвертор. Средняя стойкость футеровки составляет от 600 до 1000 плавок. Фурма служит для подачи технически чистого кислорода в конвертор сверху, имеет водяное охлаждение и состоит из 3-х концентрически расположенных стальных труб.
Наконечник фурмы имеет сопло, через которое происходит истечение кислорода на поверхность ванны со скоростью, обеспечивающей его проникновение в метал.
Технико-экономические показатели. Наиболее важными технико-экономическими показателями являются:
Емкость конвертора, т 100-3000
длительность плавки, мин 30-60
расход кислорода на 1 т стали, м 45-60
чистота применяемого кислорода, % 98,5
расход извести, % 5-8
расход скрапа, % до 25
расход руды, % до 10
выход годного, % 87-90
производительность большегрузных конвертеров, т/ч до 300
5.2.1.3.4. Мартеновское производство стали.
Мартеновский способ производства стали, был предложен французскими металлургами братьями Мартенами в 1864 г. и к середине XX столетия получил наибольшее (повсеместное) распространение. Схема работы и устройства мартеновской печи представлена на рис. 5.13.
В мартеновской печи для создания необходимого тепла для процессов передела чугуна в сталь сжигают высококалорийное топливо (природный газ или мазут) с подачей горячего дутья. Температура факела печи достигает примерно 1800-1900°С и процесс нагрева шихты и затем металла происходит за счет излучения свода, стенок и факела.
Печь имеет рабочее плавильное пространство и пару регенераторов для подогрева воздуха. Воздух проходит через нагретую до 1200°С огнеупорную насадку регенераторов и нагревается до 1000-1100°С. Затем по каналам направляется в головку печи, Где смешивается с подаваемым сюда топливом и сгорает, образуя большой длинный факел. В результате температура под сводом печи достигает 1680-1750°С. Печь работает попеременно с подачей топлива и воздуха то справа, то слева. Когда огнеупорная насадка одного регенератора остынет, то происходит перекидка клапанов, подача топлива и воздух происходит с противоположной стороны и вступает в работу другой регенератор.
В таком режиме происходит автоматическое перекрывание задвижек для отвода продуктов горения. Ряд мартеновских печей отапливаются смесью доменного и коксового газов. В этом случае сооружается с двух сторон печи регенераторы и для подогрева газа.
Современные мартеновские печи имеют различную емкость: от 250 до 900 т жидкого металла.
Шихтовые материалы (скрап, чугун, флюсы) загружаются в печь напольной машиной через завалочное окно. Готовый металл выпускают из печи через отверстие, расположенное со стороны противоположной завалке в самой нижней части пода печи.
Процесс плавки в мартеновских печах является также окислительным процессом и может осуществляться в печах с основной или кислой футеровкой, т.е быть основным или кислым. Наибольшее распространение получил способ производства в печах с основной футеровкой.
При основном процессе плавки применяется магнезитовый и хромагнезитовый кирпич для кладки печи. В процессе плавки образуется основной шлак, содержащий 54-56% СаО, способный удалить вредные примеси, серу и фосфор.
При кислом процессе огнеупорная кладка печи выполняется из динасового кирпича. В процессе плавки получают кислый шлак с большим содержанием кремнезема (42-58%), который непригоден для удаления вредных примесей серы и фосфора. И, как следствие, этот процесс требует относительно чистой шихты по этим вредным примесям и является малораспространенным.
В зависимости от исходных материалов шихты различают несколько вариантов плавки.
На металлургических заводах, имеющих доменные печи, в мартеновскую печь подают жидкий чугун (60-70%), металлические отходы и лом (30-40%), железную руду и флюсы, т.е ведут плавку скрап- рудным процессом.
На машиностроительных заводах, где еще сохранились мартеновские печи плавку ведут на твердой шихте. В печь загружают металлический лом, чушковый чугун и небольшое количество железной руды. Такие плавки ведут скрап- рудным и скрап процессом.
Процесс плавки в мартеновской печи включает следующие периоды: 1) осмотр и заправку пода печи; 2) завалку шихты; 3) плавление шихты; 4)»кипение» металла; 5)раскисление и легирование металла; 6) выпуск готового металла.
Технологический характер плавки в основной мартеновской печи, ведущийся скрап-рудным процессом, можно представить следующим образом.
Завалку печи начинают с подачи мелкого, а затем крупного скрапа, на который подают кусковую известь в соотношении 3-5% от массы металла. После прогрева загруженных материалов подают оставшийся стальной лом и предельный чугун двумя-тремя порциями. Продолжительность загрузки составляет 1,5-3 часа.
В период загрузки и плавления шихты в печи происходит частичное окисление железа и фосфора, почти полное окисление кремния и марганца, и образование первичного шлака. Указанные элементы окисляются сначала за счет кислорода печных газов и руды, а затем за счет закиси железа(FeO), растворенной в шлаке. Кислород в этих условиях переносится закисью железа, которая, как известно, растворяется в металле и шлаке. Для более интенсивного питания металлической ванны кислородом в шлак вводят железную руду.
К моменту расплавления всей шихты значительная часть фосфора переходит в шлак, так как последний содержит достаточно большое количество закиси железа и извести. Во избежании обратного перехода фосфора металл перед началом «кипения» ванны 40-50% первичного шлака удаляют (скачивают) из печи. После этого в печь загружают известь для образования нового более основного шлака. Через некоторое время в печь загружают в несколько приемов железную руду, которая увеличивает содержание оксидов железа в шлаке и вызывает реакцию:
С + FeO = Fe +CO
Образующаяся окись углерода выделяется из металла в виде пузырьков, создавая впечатление его кипения, что способствует перемешиванию металла, выделению неметаллических включений и растворению газов, а также равномерному распределению температуры по глубине ванны. Обычно железную руду добавляют в печь в первую половину периода «кипения», называемого иногда «полировкой» металла. Скорость окисления углерода в этот период достигает 0,3-0,4% в час.
Когда содержание углерода в металле окажется несколько ниже, чем требуется для готовой стали, начинается последняя стадия плавки- период доводки и раскисленя металла. В печь вводят ферромарганец и ферросилиций. Марганец и кремний взаимодействуют с растворенным в металле кислородом, в результате чего реакция углерода приостанавливается.
При основном процессе плавки происходит частичное удаление серы из металла (десульфурация) по реакции [FeS] +(CaO) = (CaS) + (FeO)
для ходы ходы этой реакции необходимы высокая температура и достаточная основность шлака.
При производстве легированной стали после раскисления в ванну добавляют легирующие элементы (хром, никель, вольфрам, ванадий, ниобий, молибден и др.)
Для интенсификации процесса воздух, обогащают кислородом, который подается в факел пламени. Это позволяет получать более высокие температуры в факеле пламени. Кислород можно вводить и ванну печи (т.е продувать металл). Введение кислорода в факел и в ванну печи сокращает периоды плавки и увеличивает производительность печи на 25-30%.
Процесс производства стали в мартеновской печи является длительным процессом и составляет 9-12 часов, а следовательно и малопроизводительным.
Конструктивные и технологические особенности этого производства таковы, что здесь трудно или практически невозможно применить сплошную механизацию и автоматизацию. В эволюционном развитии мартеновский процесс практически себя исчерпал и в настоящее время является отмирающим способом производства стали. Недостатком этого метода производства стали являются и большие капиталовложения при строительстве мартеновских цехов.
Основными технико-экономическими показателями мартеновского процесса являются съем стали (в тоннах) - Сст с одного квадратного метра пода печи в сутки, годовая производительность в тыс. тонн и расход топлива на 1 т. выплавляемой стали. Так, определить показатель съема стали-Сст с единицы площади печи можно так
В настоящее время средняя величина этого показателя составляет около 9т/м2
Расход топлива зависит от многих факторов и составляет 700-1400 ккал/кг металла или сжигание 100-200 кг на 1 т. стали условного топлива.
5.2.1.3.5. Производство стали в электропечах.
Попытки применения электропечей для плавки металлов делались еще в середине XIX века, но введение этих печей в заводскую практику препятствовало недостаточное развитие электротехники и отсутствие дешевой электроэнергии.
Первая электропечь (дуговая) была построена инженером Геру во Франции в 1899 году и имела садку 4 т, а первая индукционная печь была построена инженером Челлини в Швеции в 1990 году.
Этот вид сталеплавильного процесса основан на превращении электрической энергии в тепловую. Агрегаты для этой цели подразделяются на основные и кислые; дуговые с зависимой и независимой дугой, индукционные и печи сопротивления. Наиболее распространены печи с зависимой трехфазной дугой, в которых дуги горят между тремя графитовыми электродами и металлической шихтой, загруженной в рабочее пространство печи. Обычно эти печи имеют круглое сечение.
Процессы электросталеплавильного производства можно принципиально разделить на 2 вида:
· С окислением
· Без окисления примесей (т.е переплав)
Окисление примесей осуществляется за счет естественного притока окружающего воздуха, технического кислорода и кислорода железной руды. В определенные периоды плавки можно осуществить изоляцию рабочего пространства печи и ванны жидкой стали и шлака от кислорода воздуха, т.е создать восстановительную работу атмосферу, что невозможно в условиях мартеновского и конверторного процессов. Это делает возможным выплавку сталей и сплавов сложного состава, содержащих элементы (V, Ti, Nb, Al, Cr и другие).
Создание восстановительной атмосферы в определенные периоды плавки обеспечивают возможность более тщательного раскисления стали. Создание более высоких температур позволяет нанести высокоосновные или даже карбидные шлаки, которые способствуют значительному улучшению десульфурации. Все это и является основанием для получения в электропечах высококачественных сталей.
Дуговая электропечь, устройство которой схематически показано на рис.5.14., имеет стальной кожух, выложенный внутри огнеупорным кирпичом. Съемный свод имеет отверстия для электродов, которые могут передвигаться по вертикали для регулирования дуги. Электроды закрепляются в электрододержателях, соединенных со вторичной обмоткой печного трансформатора. В электрической дуге температура достигает нескольких тысяч градусов, а в печи температура может быть в пределах 1800-1900°С.
Завалка шихты осуществляется через боковое окно или сверху при наличии съемного свода. После загрузки печи металлической шихтой электроды опускаются, и включается ток. Выпуск готового металла происходит через специальное отверстие (летку) в нижней части пода печи.
Для наклона печи (при выпуске шлака и готового металла), печь имеет механизм поворота (гидравлический или электрический). Если надо выпустить шлак, печь наклоняется на 45° в сторону выпускного желоба.
Плавка стали в другой печи состоит из 3-х периодов: загрузки шихты, расплавления твердой садки и выдержки жидкого металла.
Шихта для плавки в дуговых печах содержит 90% стального скрапа и 10% передельного чугуна (когда плавка ведется по методу окисления примесей). Емкость современных дуговых печей достигает до 200-300 т.
В индукционных печах (см.рис. 5.15) выплавляются нержавеющие и жаропрочные стали. Печи состоят из тигля, вокруг которого располагается спиральный многовитковый индуктор, выполненный из медной трубки, внутри которой циркулирует вода для охлаждения. Тигель и индуктор установлены в каркасе печи.
При пропускании тока загруженный в тигель металл находится в быстро переменном электромагнитном поле и разогревается индуктированными токами (токами Фуко), т.е содержимое тигля фактически является сердечником электромагнита.
Загрузка шихты осуществляется сверху, а выпуск готового металла через сливной желоб.
Отсутствие графитовых электродов позволяет выплавить самые низкоуглеродные стали.
Электромагнитная циркуляция жидкой ванны дает хорошее равномерное перемешивание металла.
В сталеплавильном производстве электропечи применяют в основном для производства качественных и высококачественных сталей, легированных и высоколегированных, а также сплавов со специальными свойствами.
Другой весьма важной областью применения электрометаллургии является производство ферросплавов ( феррохрома, ферромолибдена, ферровольфрама, феррованадия, феррониобия, силикокальция и др.), предназначенных для легирования и раскисления стали в процессе ее выплавки.
Для изготовления футеровки дуговых индукционных печей используется высокоогнеупорные основные и кислые материалы. Кислые изготовляются из кварцита (98,8%SiO2) с различным зерновым составом. Основная футеровка индукционных плавильных печей выполняется из магнезито-хромита, глинозема, оксида циркония и др. огнеупорных материалов. В индукционных печах после 50-80 плавок тигель заменяют на новый.
Производство стали в электропечах составляет 8-10% от производства всей стали в дуговых электропечах составляет более 90% всей электростали.
Технико-экономические показатели работы дуговых электропечей зависят от мощности трансформатора, способа загрузки шихты, ассортимента выплавляемых сталей, способа (метода) выплавки, стойкости футеровки и др. Средняя продолжительность плавок легированных сталей составляет 5-6 часов, удельный расход электроэнергии 750-850 кВач/т. Общие простои дуговых печей составляют 4-5%.
Применение кислорода сокращает продолжительность плавки, повышает производительность на20-25% и сокращает расход электроэнергии до 30% на 1 т стали.
Разливка стали.
Сталь выпускают из сталеплавильного агрегата в хорошо разогретый сталеразливочный ковш. Ковш имеет стальной кожух и внутри футерован шамотным кирпичом. В днище вставлен стакан с отверстием для выпуска стали и смонтирован в ковше специальный стопор для открытия и закрытия этого отверстия. Емкость ковша выбирают такой, чтобы он вмещал всю плавку или половину и некоторое количество шлака для тепловой изоляции зеркала металла.
Разливка стали, является весьма ответственным этапом в производстве стали. От нее зависит качество стали, которое при специальных подходах может быть улучшено или, наоборот, при нарушении правил разливки ухудшено. От вида разливки зависит и выход годного металла.
Мероприятия, связанные с улучшением качества стали иногда начинают вести непосредственно уже при выпуске стали в ковш. Для лучшего удаления растворенных газов, а вместе с ними и неметаллических включений сталь подвергают вакуумированию или продувке аргоном. Так, на рис 5.16. показана схема камеры для вакуумирования стали в ковше.
Перед разливкой ковш с жидкой сталью помещают в вакуумную камеру, где специальным насосом создается разрежение- вакуум. Стальная камера футерована шамотным кирпичом и закрывается стальной футерованной крышкой, стальное кольцо которой для уплотнения вдавливается в специальную (резиновую) прокладку.
Обработка стали в ковше длится 10-12 мин при остаточном давлении под крышкой около 300 Па. Выделение газов при вакуумировании вызывает бурное «кипение» и перемешивание металла. При этом оставшиеся растворенные в стали газы устремляются на верх, к ним прилипают имеющиеся в стали неметаллические включения, которые тоже всплывают в слой шлака.
После этого камеру соединяют с атмосферой, снимают крышку, и сталь из ковша поступает уже на разливку.
Вакуумирование стали в ковшах требует сложного и дорогого оборудования и хотя позволяет резко улучшить качество стали применяют ее пока в меньшей мере, ведя последующую разливку стали из ковша без вакуумирования.
Из ковша сталь разливают по изложницам (металлическим формам) для получения слитков или направляют на установки непрерывной разливки стали, где на специальных машинах непрерывного литья литья заготовок (МНЛЗ) получают литые заготовки. В последнее время прогрессивным и все более развивающимся направлением в разливке стали, считается непрерывная разливка стали.
Рассмотрим, указанные выше методы разливки стали, их преимущества и недостатки.
Разливка стали в слитки производится разливкой стали в специальные чугунные формы-