Производство и обработка стали

Размещено на http://www.allbest.ru/

ПРОИЗВОДСТВО И ОБРАБОТКА СТАЛИ



1. Сталелитейное производство

Производство стали - это второе звено в производственном металлургическом цикле: руда > чугун > сталь > изделие. Основными способами выплавки стали в настоящее время являются кислородно-конвертерный (более 60 % от всей массы выплавляемой в мире стали), электросталеплавильный (около 25 %) и мартеновский (около 20 %) способы. Для улучшения качества стали или получения металла с особыми свойствами выплавленная одним из этих методов сталь подвергается вторичной обработке: рафинированию после выпуска из сталеплавильного агрегата (ковшовая металлургия) или переплаву уже затвердевших слитков (переплавные процессы). В связи с потребностями новых отраслей техники роль вторичной обработки стали непрерывно возрастает.

Особое место в черной металлургии занимают внедоменные процессы, используемые для производства сырья для выплавки стали (металлизированных окатышей) и железных порошков для порошковой металлургии. Несмотря на малый удельный вес этих процессов (не более 2 %) роль их в техническом прогрессе весьма велика. Из трех основных методов производства стали доля мартеновского непрерывно падает, что объясняется его неконкурентоспособностью с кислородно-конвертерным и электросталеплавильным методами, обеспечивающими, наряду с получением высококачественных сортов стали, высокую экономичность производства.

Процесс превращения металлического сырья в сталь заключается в уменьшении содержания в нем углерода, кремния и марганца и полном удалении таких примесей, как сера и фосфор (II). Это достигается окислением этих компонентов до соединений, образующих газообразную или жидкую, отделяющуюся от металла, фазу (шлак).

Окислителями в процессе выплавки стали могут быть:

- кислород газовой фазы;

- кислород, растворенный в металле;

- кислород в составе оксида железа, растворенного в шлаке;

- оксиды железа в металлической шихте (руда, стальной лом).

Так как в этих случаях металл и шлак являются растворителями, то для выражения концентрации растворенных в них компонентов приняты обозначения в виде квадратных скобок для раствора в металле, например, [С], [О], и круглых скобок для раствора в шлаке, например, (Мn). Так, запись
[Mn] + (FeO) = Mn + Fe означает, что реакция протекает между растворенным в металле (железе) марганцем и растворенным в шлаке оксидом железа (II).

При окислении углерода и примесей часть металлического железа окисляется до оксида FeO (угар металла). Для уменьшения потерь металла его регенерируют, то есть восстанавливают до железа.

Выплавка стали требует больших затрат тепловой энергии. Источниками теплоты являются:

- в кислородно-конвертерном методе тепловой эффект окисления компонентов шихты (ДН>Q);

- в электросталеплавильном методе энергия электрического тока (E>Q);

- в мартеновском методе теплота сгорания топлива (Q_г>Q).

2. Выплавка стали в кислородном конвертере

Кислородно-конвертерный метод выплавки стали - это один из вариантов конвертерного метода, предложенного в 1856 году Г. Бессемером. В настоящее время он полностью вытеснил как бессемеровский (в конвертере с кислой футеровкой), так и томасовский (в конвертере с основной футеровкой) конвертерный процесс с воздушным дутьем. К преимуществам кислородно-конвертерного метода по сравнению с мартеновским и электросталеплавильным методами относятся:

- более высокая производительность сталеплавильного агрегата, достигающая 500 т/ч (производительность других методов не превышает 100 т/ч);

- более низкие капитальные затраты вследствие простоты устройства конвертера;

- меньшие расходы по переделу сырья в сталь, в том числе отсутствие затрат на топливо;

- простота автоматизации и управления процессом плавки.

В то же время применение для продувки чистого (не менее 99,5 %) кислорода вместо воздуха позволяет по сравнению с другими конвертерными методами:

- получать сталь, не содержащую азота;

- за счет избытка тепла, для разогрева металла до температуры выпуска, использовать шихту, содержащую до 25 % твердого сырья (стальной лом, руда), что снижает себестоимость получаемой стали.

Теоретические основы процесса

Кислородно-конвертерный процесс - один из видов передела чугуна в сталь без использования топлива путем продувки чугуна в конвертере током кислорода. При этом окислительный и восстановительный периоды плавки разделены не только по времени, но и в пространстве: первый протекает в конвертере, второй - после выпуска стали в ковше.

А. Окислительный период плавки совпадает по времени с операцией продувки конвертера кислородом. При подаче кислорода под давлением
0,9-1,4 МПа в ванне под воздействием кислородных струй и потоков выделяющихся пузырьков газообразного оксида углерода (II) создается микрогетерогенная система «металл - шлак» с интенсивным массо- и теплообменом. Это ускоряет реакции окисления компонентов металлической шихты, вследствие чего выделяющееся тепло не рассеивается в окружающую среду, аккумулируется в системе, обеспечивая интенсивность процессов нагрева металла и расплавление твердых составляющих шихты.

В процессе продувки окисляются углерод, кремний, большая часть марганца, фосфор и незначительная часть железа. При атом лишь незначительная часть их окисляется непосредственно газообразным кислородом; основная часть компонентов окисляется кислородом, растворенным в металле [О], и «кислородом», растворенным в шлаке (FeO). Ниже рассмотрены реакции окисления каждого из компонентов шихты.

1. Окисление железа. Вследствие высокой (приближающейся к 100 %) концентрации железа в шихте оно окисляется непосредственно газообразным кислородом на поверхности металла в зоне его контакта с кислородной струей:

2Fe +O₂ = 2FeO - ДН. (а)

Образующийся оксид железа FeO растворяется частично в металле:

FeO> {Fe + [О]} (б)

и частично в шлаке:

FeO> {III + (FeO)}. (в)

В незначительной степени железо может окисляться в массе металла за счет высших оксидов железа, содержащихся в руде и стальном ломе:

Fe + Fe₂O₃ = 3FeO - ДН.

2. Окисление углерода является основной реакцией при выплавке стали, так как снижает его содержание до предела, за которым чугун превращается в сталь. Угдерод окисляется преимущественно до оксида углерода (II); окисление до оксида углерода (IV) незначительно (не более 10-15 %) и возможно лишь при малой концентрации его в чугуне. Окисление начинается с момента подачи кислорода в конвертер и происходит главным образом за счет кислорода, растворенного в металле:

[С] + [О] = СО - ДН (г)

и в шлаке: [С] + (FeO) = СО + ДН (д)

Суммируя соответственно реакции (а), (б), (г) и (а), (в), (г), получаем уравнение итоговой реакции окисления углерода, отражающее начальное и конечное состояния системы в конвертере:

С + 0,5О₂ = СО.

3. Окисление марганца и кремния. Эти реакции, как и окисление углерода, начинаются с момента подачи кислорода и происходят за счет кислорода, растворенного в металле:

[Мn] + [О] = (МnО) - ДН,

[Si] + 2[O] = (SiO₂) - ДH,

и в меньшей степени за счет кислорода, растворенного в шлаке, на границе раздела фаз «шлак - металл»: [Мn] + (FeO) = (МnО) + Fe - ДН,

[Si] + 2(FeO) = (SiO₂) + 2Fe - ДН.

Образовавшиеся при окислении оксиды марганца и кремния переходят в шлак. Таким образом, для окислительного периода плавки в кислородном конвертере характерны как прямое окисление железа в зоне его контакта с кислородной струей («первичная реакционная зона»), так и окисление остальных компонентов за счет вторичных реакций на границе с первичной реакционной зоной и во всем объеме системы.

Последовательность окисления элементов при кислородно-конвертерной плавке с достаточной точностью может быть охарактеризована значением энтальпии образования их оксидов (табл. 5.1).

Таблица 5.1

Энтальпия образования оксидов

Оксид	SiO2	МnО	СО	FeO
ДH298°, кДж -861	- 861	-386	-111	-267
Последовательность окисления Время

От последовательности окисления элементов зависит изменение во времени состава ванны в конвертере (рис. 5.1). Из него следует, что почти весь кремний и большая часть марганца выгорают (окисляются) в первые минуты продувки. Окисление кремния заканчивается через 3-5 мин, причем в результате связывания образовавшегося оксида кремния с известью шлака реакция становится необратимой и металл полностью обескремнивается.

Окисление марганца наиболее интенсивно происходит в начале продувки, и за 3-5 мин окисляется до 70 % марганца, содержащегося в чугуне. В дальнейшем окисление марганца определяется равновесием реакции

[Мn] + (FeO) ? (MnO) + Fe - ДН.

Высокая скорость окисления и температура в начале плавки ограничивают скорость окисления углерода. В дальнейшем, при снижении содержания марганца и кремния скорость окисления углерода возрастает и падает только при его выгорании.



Рисунок 5.1 Изменение состава металла от времени продувки

4. Реакции дефосфоризации и десульфуризации. Удаление из металла фосфора и серы необходимо потому, что фосфор увеличивает хладоломкость, а сера - красноломкость выплавляемой стали. Фосфор растворяется в железе в значительных количествах и переходит в него из чугуна и железного лома. При продувке конвертера фосфор окисляется уже в начале процесса и переходит в шлак:

2[Р] + 5(FeO) + 3(СаО) = (3СаОР₂O₅) + 5Fe - ДН.

Развитию этой реакции способствуют относительно невысокая температура, окислительная среда и высокая основность шлака. Конечное содержание фосфора в выплавляемой стали зависит от содержания его в исходном чугуне и обычно составляет 0,002-0,004 %.

Сера неограниченно растворяется в жидком и ограниченно в твердом железе и поступает в него из чугуна и неочищенного от смазочных масел стального лома. Десульфуризация металла происходит в течение всей продувки за счет перехода ее из металла в шлак по реакции



[FeS] + (СаО) = (CaS) + (FeO) - ДН,

чему способствуют высокая температура, интенсивное перемешивание фаз и низкое содержание в шлаке оксида железа FeO при его высокой основности. Так как в конвертере эти условия полностью не соблюдаются, степень десульфуризации не превышает 40 %. Поэтому содержание серы в выплавляемой стали определяется главным образом ее содержанием в чугуне, которое не должно быть выше 0,06 % при выплавке углеродистых и 0,035 % при выплавке качественных сталей.

5. Образование шлака. Шлак в процессе плавки образуется в результате взаимодействия основных, кислотных и амфотерных оксидов различных элементов в составе металлической шихты:

МеО + ЭО_n = МеО ЭО_n,

где Me - металл; Э - элемент, образующий кислотный или амфотерный оксид. Основными источниками шлакообразования становятся поступающий в конвертер оксид кальция СаО и продукты окисления компонентов чугуна (SiO₂, MnO, FeO, P₂O₅), а также оксиды из растворяющейся футеровки конвертера (СаО, MgO). В твердых шлаках эти оксиды присутствуют в связанном состоянии в виде силикатов и фосфатов, например, 3СаО. Р₂О₅, или в виде свободных оксидов. От содержания последних зависит основность (СаО) и окислительная способность (FeO) шлака. В жидком состоянии вследствие диссоциации шлаки представляют расплавы, содержащие катионы: Fe⁺², Mn⁺², Ca⁺², Mg⁺² и анионы: O₂^-2, S^-2, SiО₄^-4, РО₄^-3, AlO₃^-3, FeO₂^-2 и др.

В процессе плавки шлак выполняет несколько функций:

- связывает оксиды, образующиеся при окислении компонентов металлической шихты;

- служит переносчиком кислорода из газовой фазы к жидкому металлу;

- является теплопередающей фазой (при электроплавке);

- защищает металл от насыщения газами из газовой фазы.

Вследствие этого состав, вязкость, количество и скорость образования шлака при плавке оказывают существенное влияние на качество и выход стали, а также стойкость футеровки конвертера.

К важнейшим свойствам сталеплавильных шлаков относятся:

- основность (кислотность), зависящая от отношения мольных долей (или процентного содержания) оксидов CaO/SiO₂ и

- окислительная способность, характеризуемая содержанием в шлаке оксидов железа, главным образом, оксида FeO.

Все реакции окисления компонентов чугуна, протекающие в конвертере, экзотермические. При этом количество выделяющегося тепла существенно зависит от состава металлической шихты. В некоторых случаях такие ее компоненты, как кремний и фосфор, могут быть основным «топливом» при конвертерной плавке. Однако особое значение для температурного режима плавки, процесса шлакообразования и создания микрогетерогенной системы имеет окисление углерода, при котором образуются газообразные продукты.

Вследствие экзотермичности реакций окисления и их высокой скорости окислительный период плавки в кислородном конверторе протекает в автотермичном режиме и не требует притока тепла извне. При этом обеспечивается нагрев стали, выпускаемой из конвертера, до 1600-1650 °С, что значительно выше температуры заливаемого чугуна (1250-1400 °С).

Б. Восстановительный период плавки при кислородно-конверторной выплавке стали пространственно отделен от окислительного и протекает после выпуска стали из конвертера в ковше. Одновременно с восстановлением оксида железа FeO в восстановительный период происходят процесс перевода растворенного в стали кислорода в нерастворимые в металле соединения и отделение их от стали. Поэтому восстановительный период плавки называется также операцией раскисления стали.

Удаление кислорода из стали устраняет возможность реакции между растворенным в ней углеродом и кислородом при ее медленном охлаждении и образования так называемой «кипящей» стали за счет выделения из нее пузырьков оксида углерода (II).

В качестве реагентов для раскисления, восстанавливающих оксид железа FeO и связывающих растворенный в стали кислород, используют так называемые раскислители, к которым относятся элементы с большим сродством к кислороду, чем железо. Обычно для этой цели применяют марганец и кремний в виде соответствующих ферросплавов, алюминий и сплавы некоторых редкоземельных металлов. При этом протекают реакции:

Мn + [О] = (MnO), Si + 2[O] = (SiO₂) и

Mn + (FeO) = Fe + (MnO), Si + 2(FeO) = 2Fe + (SiO₂).

Образовавшиеся оксиды раскисляющих элементов переходят в шлак.

Обычно процесс раскисления стали совмещается с введением в нее легирующих добавок в виде ферросплавов, содержащих соответствующие легирующие элементы.

Аппаратура и технология плавки

Сталеплавильный агрегат в кислородно-конвертерном методе выплавки стали включает собственно конвертер, систему подачи кислорода и систему отвода и очистки конвертерных газов.

Устройство конвертера. Кислородный конвертер является реактором периодического действия РИС-П. Это поворачивающийся на цапфах в вертикальной плоскости стальной сосуд грушевидной формы, имеющий концентрически расположенную горловину для заливки чугуна, завалки твердых компонентов шихты и отвода газа. Через горловину вводится в конвертер фурма для подачи кислорода и происходит слив жидкой стали и шлака. Изнутри конвертер футерован огнеупорным материалом. Конфигурацию внутренней полости конвертера (рис. 5.2) выбирают таким образом, чтобы исключить выброс жидкого металла при продувке и обеспечить стабильный режим работы.

Основные размеры конвертера - высота рабочего пространства Н, диаметр D, диаметр горловины d и глубина ванны жидкого металла в спокойном состоянии l (рис. 5.2) - зависят от емкости (мощности) конвертера, которая рассчитывается по массе жидкой стали.

Рисунок 5.2 Кислородный конвертер

Важнейшими характеристиками конвертера являются:

- отношение высоты к диаметру H/D, которое уменьшается с увеличением емкости конвертера, и

- удельный объем, то есть объем конвертера, приходящийся на 1 т перерабатываемого чугуна V_y,который для различных конвертеров изменяется незначительно.

Футеровка конвертера состоит из трех слоев: примыкающего к кожуху арматурного слоя, внутреннего рабочего слоя и соединяющего их промежуточного слоя. Арматурный слой из магнезитового кирпича служит для снижения теплопотерь и защиты кожуха конвертера при прогаре рабочего слоя. Он не требует замены в течение нескольких лет. Рабочий слой изготавливается из безобжиговых огнеупоров на основе каменноугольной смолы или пека, имеет толщину от 0,4 до 0,7 м и выдерживает от 500 до 800 плавок. Так как он подвергается химическому воздействию шлака, размывающему действию потоков металла и шлака и ударам при загрузке шихты, то изнашивается во время работы и требует периодической замены. В последнее время для восстановления рабочего слоя используется метод горячего ремонта (торкретирование футеровки) путем вдувания в конвертер смеси из магнезитового шлака и коксовой пыли. Торкретирование позволяет не останавливать конвертор на длительное время для ремонта.

Система подачи кислорода. По принципу подачи кислорода конвертеры делятся на три типа: с верхней продувкой, с донной продувкой и с комбинированной продувкой. Наиболее распространены конвертеры первого типа. В них кислород подается под давлением 0,9-1,5 МПа через охлаждаемую водой фурму, вводимую на время продувки в конвертер через его горловину.

В конвертерах с донной продувкой, используемых с середины 60-х годов ХХ века, кислород подается через систему фурм (от 7 до 22 в зависимости от емкости конвертера), установленных в днище конвертера. Для охлаждения фурм в их кольцевое пространство поступает жидкое или газообразное топливо, термическая диссоциация которого, протекающая с поглощением тепла, компенсирует избыточное тепло, выделяющееся при продувке в зоне, прилегающей к фурмам. При донной продувке улучшается перемешивание, повышается скорость выгорания углерода, увеличивается степень дефосфоризации и десульфуризации и уменьшаются потери металла со шлаком. Так сокращается время плавки и увеличивается выход стали. Однако донная продувка требует сокращения содержания стального лома в шихте, так как часть тепла при продувке расходуется на диссоциацию углеводородов охлаждающего фурма топлива.

В последнее время получают распространение конвертеры с комбинированной продувкой, в которых через верхнюю фурму подается большая часть кислорода, а через донные фурмы или пористые огнеупорные элементы днища вдувается остальная часть кислорода или смесь его с инертным газом. В таких конвертерах сочетаются преимущества реакторов первого и второго типов.

Расход кислорода на продувку зависит от емкости конвертера и достигает 2000 м³/мин при интенсивности подачи от 2,5 до 5,0 м³/т^.мин. Так как от интенсивности подачи кислорода зависит время продувки, то для его сокращения выгодно увеличивать ее до предела, за которым возможен выброс металла и шлака.

Система отвода и очистки конвертерных газов. В процессе продувки образуется большое количество конвертерных газов, нагретых до 1450-1650°С. При интенсивности выхода газов 5-14 м³/т металла, объем их для 350-тонного конвертера достигает 5000 м³. Конвертерные газы состоят главным образом из продуктов окисления углерода и содержат около 85 % оксида углерода (II), 10 % оксида углерода (IV) и 5 % азота, а также значительное количество (до 250 г/м³) мелкодисперсных частиц оксида железа (III) - бурого дыма.

Система отвода и очистки конвертерных газов включает котел-утилизатор, в котором используются теплосодержание газов, мокрые скрубберы и электрофильтры для удаления пыли. Очищенный газ собирается в газгольдерах или выбрасывается в атмосферу через дожигающее оксид углерода (II) устройство.

Шихтовые материалы. Шихта для кислородно-конвертерной выплавки стали состоит из металлической части (жидкий чугун, стальной лом или скрап), неметаллической части (известь, плавиковый пшат, охладители) и легирующие добавки. Чугун является основным материалом, и доля его в металлической части шихты может составлять от 100 до 70 %, доля металлического лома - не более 25-30 %. В кислородном конвертере можно перерабатывать любой передельный чугун с содержанием углерода 3,9-4,3 %. Однако для получения высоких ТЭП и стали надлежащего качества к составу чугуна предъявляют определенные требования по содержанию фосфора (не более 0,2-0,3 %), серы (не более 0,04-0,06 %) и марганца (не более 0,7-1,1 %). Металлический лом должен быть малогабаритным, с размерами кусков не более 0,3 x 0,3 x 1,0 м³, и содержать минимальное количество вредных примесей и ржавчины. Помимо лома используют также металлизированные окатыши и брикетированное губчатое железо.

Известь, используемая в качестве шлакообразующего материала, должна содержать не менее 90 % оксида кальция и ограниченное количество кремния (не более 3 %) и серы (не более 0,2 %). Для разжижения шлака используется добавка плавикового шпата CaF₂.

При переработке чугунов с повышенным содержанием кремния во избежание подъема температуры плавки сверх оптимальной в состав шихты вводят охладители в виде железной руды, боксита и агломерата.

Технологический процесс. Процесс выплавки стали в кислородном конвертере состоит из нескольких операций, которым соответствует определенное положение конвертера относительно его оси.

1. Конвертер в наклонном положении:

- завалка металлолома с помощью завалочной машины;

- заливка жидкого чугуна из ковша с помощью заливочного крана;

2. Конвертер в вертикальном положении:

- введение фурмы и продувка кислородом с одновременной загрузкой части шлакообразующих материалов;

- загрузка остальной части шлакообразующих материалов до окончания продувки и выведение фурмы из конвертера, анализ стали.

3. Конвертер в горизонтальном положении:

- выпуск стали через летку в ковш.

4. Конвертер в положении горловиной вниз:

- слив шлака через горловину в шлаковый ковш.

Продувку ведут до достижения в металле заданного содержания углерода, определяемого результатами анализа стали, съемом израсходованного кислорода и временем продувки.

Для раскисления стали в ковш вводят в определенной последовательности раскислители. Правильный режим раскисления позволяет снизить угар металла.

3. Выплавка стали в электрических печах

Выплавка стали в электрических печах основана на использовании для нагрева, расплавления и поддержания металла в расплавленном состоянии электрической энергии, трансформируемой в теплоту. В отличие от кислородно-конвертерного метода при электроплавке выделение тепла не связано с использованием окислителей. Поэтому плавку в электрических печах можно вести в любой атмосфере - окислительной, восстановительной, нейтральной (инертный газ) и в широком диапазоне давлений - в вакууме, при атмосферном или повышенном давлении.

К основным достоинствам электросталеплавильного метода относятся:

- быстрый нагрев металла, что позволяет вводить большое количество легирующих добавок;

- применение безокислительных шлаков и, как следствие, малый угар легирующих элементов;

- точное и плавное регулирование температуры и состава металла;

- высокая степень раскисления металла;

- возможность получения сталей с низким содержанием серы и фосфора.

Однако, несмотря на эти достоинства электроплавки, высокое потребление электроэнергии обусловило использование ее преимущественно для производства легированных и высококачественных (с низким содержанием серы, фосфора кислорода и других вредных примесей) сталей, в том числе, инструментальных, жаростойких, шарикоподшипниковых и т. п. В последнее время, в связи с внедрением в металлургическое производство электропечей большой мощности (до 400 т), электроплавка стала применяться и для получения рядовых углеродистых сталей по упрощенной технологии с их последующим переплавом.

Электрические печи

Для выплавки стали применяются электрические печи периодического действия - реакторы РИС-П. По принципу генерирования теплоты они делятся на дуговые и индукционные.

В дуговых печах тепло выделяется в результате горения электрической дуги. По расположению дуги относительно металлической шихты дуговые печи подразделяются на печи косвенного нагрева, печи прямого нагрева и печи комбинированного нагрева. Наиболее распространены печи прямого нагрева, в которых электрические дуги горят непосредственно между каждым из электродов и металлом. В индукционных печах тепло выделяется за счет возникновения в толще шихты индукционных токов. В основе действия индукционных печей лежит трансформаторный принцип передачи энергии от первичной цепи к вторичной. При этом первичной обмоткой - индуктором является соленоид, а вторичной - металлическая шихта.

Дуговые печи. Для электроплавки применяются главным образом трехфазные дуговые печи переменного тока с тремя электродами и непроводящим подом. В соответствии с ГОСТ 206-63 подобные печи выпускаются емкостью от 0,5 до 400 т.

Рисунок 5.3 Дуговая печь: 1 - свод; 2 - электроды; 3 - желоб; 4 - под; 5 - рабочее окно; 6 - шлак; 7 - металл

Печь (рис. 5.3) состоит из металлического сварного корпуса, укрепленного в люльке, позволяющей наклонять печь, и поворотного свода, через который в плавильное пространство печи вводятся электроды. Корпус печи изнутри футерован огнеупорным материалом и имеет выпускное отверстие (желоб) для слива металла и рабочее окно, через которое загружают шлакообразующие материалы, руду и ферросплавы и скачивают шлак. Печь снабжена механизмом наклона в сторону сливного отверстия и в сторону рабочего окна, механизмом подъема и отворота свода при загрузке печи и механизмом поворота кожуха для ускорения плавления шихты. Печи последних конструкций имеют дополнительное устройство для электромагнитного перемешивания расплавленного металла, что ускоряет процесс плавки.

Электроды печи должны обладать высокой электропроводимостью, выдерживать высокие температуры и иметь достаточную механическую прочность. Этим требованиям удовлетворяют исключительно изделия на основе углерода: угольные и графитированные электроды, получаемые обжигом малозольных углеродных материалов. Для уменьшения расхода материала верхнюю часть электрода изготавливают из стали и охлаждают водой. Электроды укреплены в специальных зажимах и в процессе плавки могут перемещаться в вертикальном направлении в соответствии с заданной программой, что обеспечивает постоянство длины дуги.

Рабочее напряжение, подаваемое на электроды, колеблется в зависимости от емкости печи от 110 до 800 В. Для уменьшения потерь энергии электрический ток подается к печам под напряжением 6-10 кВ через понижающий трансформатор.

Расход энергии на плавку в дуговых печах составляет 500-800 кВтч на 1 тонну выплавляемой стали. Расход электродной массы 5-9 кг/т стали.

Индукционные печи. Электроплавильные индукционные печи имеют емкость от 0,01 до 12 т и питаются током от различных источников. Для питания малых печей применяют ламповые генераторы с частотой
50-1000 кГц, печей средней и большой мощности - машинные генераторы с частотой 500-10000 кГц, наиболее крупные печи питаются непосредственно от сети током промышленной частоты 50-60 Гц.

Рисунок 5.4 Индукционная печь: 1 - кожух; 2 - тигель; 3 - подовая плита; 4 - соленоид; 5 - сливной носок; 6 - токоподводы

Индукционная печь (рис. 5.4) состоит из огнеупорного тигля со сливным носком, помещенного в индуктор в виде соленоида из медной трубки, охлаждаемой водой. Печь заключена в металлический кожух, закрываемый сверху сводом. Для слива металла печь может наклоняться в сторону сливного носка. Процесс плавки в индукционных печах протекает весьма быстро. В качестве металлической шихты в них используется металлический лом известного состава, который точно рассчитан по содержанию углерода, серы, фосфора и легирующих элементов. Так как в индукционных печах отсутствуют электроды, выплавляемая в них сталь не загрязняется углеродом и продуктами их обжига, угар легирующих элементов весьма мал. Поэтому индукционные печи применяют для выплавки только высококачественных сталей и сплавов сложного химического состава. Расход энергии при плавке в индукционных печах составляет 500-700 кВтч на 1 тонну стали.

Технологический процесс

Технологические процессы выплавки стали в электрических печах весьма разнообразны. Конкретный режим плавки зависит от природы и состава металлической шихты, типа печи и материала ее футеровки. Наиболее распространена плавка в дуговых печах, в частности:

- плавка с полным окислением примесей;

- переплав стальных отходов без окисления;

- плавка на жидкой шихте (дуплекс-процесс) и др.

Ниже рассмотрен один из подобных процессов - типовая плавка в дуговых электропечах на углеродистой шихте с окислением, применяемая для выплавки большинства типов сталей. Процесс включает следующие операции:

- заправку печи;

- загрузку шихты в печь;

- плавление шихты;

- окислительный период плавки;

- восстановительный период плавки;

- выпуск металла из печи.

Заправка печи. Цель этой операции - исправление изношенных и поврежденных в процессе плавки участков внутренней футеровки печи. Для этого в печь забрасывается магнезитовый порошок или смесь порошка со связующим в виде каменноугольного пека.

Загрузка шихты. Основным сырьем для электроплавки является стальной лом, содержание которого в металлической шихте составляет 90-100 %. Для повышения содержания углерода в шихту вводят до 10 % чугуна. В качестве сырья для плавки в электропечах используют также губчатое железо, содержащее 85-93 % металла, и металлизированные окатыши, содержащие не менее 90 % металла. Шихта загружается в печь порциями с помощью бадей и плотно укладывается, что обеспечивает ее проводимость и устойчивое горение дуги.

Плавление шихты. По окончании загрузки шихты электроды опускают до касания с шихтой и включается ток. Под воздействием высокой температуры шихта под электродами плавится, и расплавленный металл стекает вниз, образуя в шихте «колодцы», в которые постепенно по программе опускаются электроды, пока не достигнут нижнего положения. Затем по мере накопления жидкого металла электроды вновь поднимают. В период плавления происходит частичное окисление компонентов шихты кислородом воздуха и оксидами железа в руде и окалине, и формируется шлак. В период плавления полностью окисляется кремний, до 50 % - марганца и частично - углерод и железо. Время плавления шихты составляет от 1 до 3 часов.

A. Окислительный период плавки. В этот период в печи протекают процессы окисления углерода до заданного содержания, уменьшения содержания в металле фосфора, азота и водорода и нагрева металла до температуры, близкой к температуре выпуска. В качестве окислителей используются оксиды железа, содержащиеся в руде и агломерате в составе шихты, или газообразный кислород, подаваемый под давлением в печь. В конце окислительного периода из печи скачивают образовавшийся шлак.

Б. Восстановительный период плавки. В этот период в печи происходят раскисление металла, удаление серы, и состав стали доводится до заданного. Для этого в печь подаются раскислители (ферромарганец, ферросилиций, алюминий) и шлакообразующие компоненты. Одновременно в печь вводят легирующие добавки.

Выпуск металла. По достижении металлом температуры на 120-130 °С выше температуры ликвидуса металл выпускается из печи в ковш.

4. Выплавка стали в мартеновских печах

сталь металлический выплавка конвертер

Действующие современные мартеновские печи - это крупные сталеплавильные агрегаты сложной конструкции с большим количеством различных дополнительных устройств. Строительство их связано с крупными капитальными затратами. Поэтому одновременный отказ от мартеновского способа производства стали и переход к кислородно-конвертерному и электросталеплавильному способам экономически нецелесообразен. Этим объясняется высокая доля мартеновской стали, выплавляемой до настоящего времени в нашей стране.

Особенности мартеновского способа плавки

Мартеновский процесс выплавки стали ведут на поду пламенной отражательной печи, снабженной регенераторами тепла отходящих газов для подогрева воздуха и топлива, подаваемых в печь. В зависимости от состава металлической печи различают две разновидности процесса:

Скрап-процесс, в котором основным компонентом шихты является стальной лом (скрап) с добавкой 25-40 % чугуна, облегчающего расплавление лома, являющегося источником углерода. Скрап-процесс используется в цехах металлургических и машиностроительных заводов, в которых нет доменного производства.

Скрап-рудный процесс, в котором основным компонентом шихты является жидкий чугун с добавкой 45-25 % скрапа и железной руды для окисления примесей в чугуне. Этот процесс применяется на заводах, имеющих собственное доменное производство.

При выплавке стали в мартеновских печах протекают процессы окисления углерода и примесей в шихте и образования шлаков, аналогичные тем, которые проходят в кислородном конвертере. Однако мартеновский процесс имеет ряд существенных особенностей. К ним относятся:

- использование в качестве источника тепла реакций сгорания непосредственно в печи газообразного и жидкого топлива (природный газ, мазут, смесь коксового и доменного газов);

- поступление тепла от горящего факела топлива к ванне сверху и отвод тепла снизу, вследствие чего температура шлака превышает температуру металла;

- окислительный характер газовой фазы, состоящей во все периоды плавки из оксида углерода (ГУ), кислорода, паров воды и азота;

- макрогетерогенность системы «металл - шлак», в которой металл находится под слоем шлака. Вследствие этого все добавки, кислород и тепло поступают в металл через шлак. Поэтому изменения состава, консистенции и температуры шлака существенно влияют на состав и качество выплавляемой стали;

- участие пода печи в протекающих в ней процессах шлакообразования вследствие длительности процесса плавки.

Двухванные печи

Недостатки мартеновского способа выплавки стали (большие капитальные затраты, низкая по сравнению с кислородно-конвертерным способом производительность, затраты на топливо, сложность обслуживания регенераторов вследствие разрушения их насадки) не могут быть полностью компенсированы такими методами интенсификации процесса, как повышение давления и обогащение кислородом воздушного дутья и предварительная карбюрация топлива. Это вызвало необходимость изменения уже не технологии, а конструкции мартеновских печей - создания двухванных сталеплавильных агрегатов (рис. 5.5). В основу их действия положен принцип работы кислородного конвертера - окисление углерода и примесей продувкой шихты кислородом. При этом в двухванных печах для нагрева шихты используют часть выделяющегося тепла в виде теплосодержания отходящих газов и теплового эффекта дожигания оксида углерода (II).



Рисунок 5.5 Двухванная печь: 1 - топливно-кислородные фурмы; 2 - фурмы для твердых материалов; 3 - шлаковики; 4 - поды ванн

Конструктивно двухванные печи состоят из двух ванн, рабочее пространство которых спарено между собой общим сводом. Каждая ванна имеет головку, в которой размещены фурмы для подачи кислорода или топливно-кислородной смеси и фурмы для вдувания твердых материалов. Ванны соединены вертикальным каналом со шлаковиком. Когда в одной ванне протекают процессы, требующие затраты тепла (завалка, прогрев и начало плавления металлической шихты), в другой ванне идет продувка металла, то есть процессы с выделением тепла (интенсивное плавление, рафинирование). Так, на рис. 5.5 в левой ванне идет продувка жидкого металла кислородом, а в правой загруженная шихта нагревается газами, отходящими из левой ванны.

Режим плавки в двухванных печах требует очень четкой синхронизации работы обеих ванн: к концу продувки металла в левой ванне должна быть закончена завалка шихты в правой ванне. При содержании в шихте более 65 % жидкого чугуна двухванные печи могут работать без подачи топлива. При большем содержании металлического лома в шихте в ванне сжигается топливо, подающееся с помощью газокислородных горелок.

Целесообразность внедрения в сталеплавильное производство двухванных печей связана, в первую очередь, с тем, что в них без значительных капитальных затрат могут быть переделаны существующие мартеновские печи. Это позволяет увеличить производство стали в рамках существующих мартеновских печей с использованием их коммуникаций и вспомогательного оборудования.

5. Вторичная обработка стали

Для многих изделий авиационной, приборостроительной, радиоэлектронной и космических отраслей промышленности, для конструкций, работающих при низкой температуре или в широком интервале температур, требуются стали с ничтожно малым содержанием газов и неметаллических включений, однородные по свойствам, не содержащие микропор. Сталь, выплавленная в конвертере, электрической и мартеновской печах удовлетворить всем этим требованиям не может. Поэтому для получения стали ответственного назначения ее подвергают вторичной обработке. При этом, помимо основной цели - удаления из металла примесей и улучшения его структуры, повышается производительность основного сталеплавильного агрегата (конвертера, печи), так как часть технологических операций выносится из его рабочего пространства в ковш, агрегат переплава и т. п. К вторичной обработке стали относятся внепечное рафинирование и переплавные процессы.

Внепечное рафинирование стали

В основе метода внепечного рафинирования лежит процесс удаления примесей из жидкой стали путем обработки ее различными рафинирующими средами. Исходя из природы рафинирующих сред, технологические схемы внепечного рафинирования можно свести к следующим типам:

- обработке разреженным газом (вакуумирование);

- обработке нейтральным газом (продувка);

- обработке жидкими шлаками (шлаковое рафинирование).

Вакуумирование стали. Вакуумная обработка жидкой стали может производиться в ковше или в струе металла при его переливе из ковша в ковш. В первом, наиболее распространенном на практике, методе ковш с жидкой сталью помещается в вакуумную камеру и выдерживается в ней при разряжении от 13 до 2 кПа. При этом из металла выделяются газы (водород, оксиды углерода, азот) и снижается содержание в металле углерода и оксидов за счет смещения вправо равновесий:

[С] + [О] СО и (МеО) + [С] = Me + СО.

Продувка инертным газом. Метод продувки основан на том же эффекте, что и вакуумирование. При продувке жидкого металла аргоном масса металла пронизывается пузырьками газа, каждый из которых подобен миниатюрной вакуум-камере, так как парциальное давление газов, содержащихся в металле, в этих пузырьках равно нулю. Кроме этого, интенсивный барботаж при продувке приводит к усреднению состава металла и переходу в шлак из металла неметаллических включений.

Шлаковое рафинирование. При шлаковом рафинировании стали в ковш заливают жидкий синтетический шлак, состоящий из 45 % оксида алюминия и 55 % оксида кальция, и в него с высоты 3-4 м выпускается струя металла из сталеплавильного агрегата. За счет интенсивного перемешивания и эмульгирования фаз резко (в 10⁴-10⁵ раз) возрастает поверхность их контакта и увеличивается скорость взаимодействия металла и шлака. В результате достигаются эффективное рафинирование стали и ее дополнительная десульфуризация, раскисление и удаление неметаллических включений.

Переплавные процессы. В отличие от внепечного рафинирования, при котором обрабатывается жидкая сталь, переплавные процессы представляют различные способы переплава уже готовых слитков или стальных заготовок с целью удаления из них примесей. В промышленных масштабах используют следующие виды переплава: вакуумно-дуговой, электронно-лучевой, плазменно-дуговой, электрошлаковый. Принципиальные схемы этих переплавных процессов приведены на рис. 5.6 (а - г).

Вакуумно-дуговой переплав (ВДП) осуществляется в вакуумных печах (рис. 5.6 а), в которых очищаемый металл, играющий роль электрода, плавится под воздействием электрической дуги, возникающей между ним и формируемым слитком чистого металла, находящимся в охлаждаемой водой изложнице (кристаллизаторе). Для устойчивости дуги переплав ведут на постоянном токе; при этом электрод является катодом, а слиток чистого металла - анодом. В процессе переплава в печи поддерживается разряжение, за счет чего капли плавящегося металла дегазируются. Охлаждение расплавленного металла в кристаллизаторе ведется с такой скоростью, чтобы обеспечить направленный характер ее - сверху вниз. Вследствие этого из металла удаляются твердые включения, концентрирующиеся в верхней части слитка (метод направленной кристаллизации).

Электронно-лучевой переплав (ЭЛП) проводится в электронно-лучевых печах (рис. 5.6 б). В них нагрев и плавление металла происходят под воздействием тепла, выделяющегося при резком торможении электронов, поток которых, выходящий из электронной пушки, направлен на металл. При нагреве до высокой температуры в глубоком (1,3^.10^-2- 1,310^-3 Па) вакууме катод пушки испускает электроны, которые формируются в направленный поток с помощью фокусирующих и отклоняющих устройств при приложении высокого (до 40 кВ) напряжения между анодом и катодом пушки. Для обеспечения равномерного нагрева обычно используется несколько пушек.

Плазменно-дуговой переплав (ПДП) осуществляется в плазменных дуговых печах (рис. 5.6 в), конструктивно близких к обычным дуговым электрическим печам. Однако в них нагрев и расплавление шихты происходят при помощи плазменной дуги, возникающей между катодом плазмотрона и металлом, находящимся в контакте с охлаждаемым водой анодом. Источником тепла в плазменно-дуговых печах является низкотемпературная плазма с температурой порядка 3^.10⁴ °С. Современные плазменные печи достигают емкости 30 т.

Электрошлаковый переплав (ЭШП) - это наиболее простой, экономичный и не требующий дорогостоящего оборудования способ переплава стали. Поэтому он широко используется в сталеплавлении. Источником тепла при ЭШП служит шлаковая ванна, наполненная жидким электропроводным синтетическим шлаком, состоящим из 70 % фторида кальция и 30 % оксида алюминия. Электрический ток подводится к электроду (неочищенный металл) и поддону, находящемуся в контакте со слитком из очищенного металла. При прохождении тока шлак нагревается до 2000 °С, и погружаемый в него электрод плавится. Капли жидкого металла проходят через шлак и охлаждаются в кристаллизаторе, образуя слиток.

В результате контакта со шлаком и последующей медленной направленной снизу вверх кристаллизации из металла удаляются примеси. Методом ЭШП в настоящее время получают стальные слитки массой до 300 т (рис. 5.6 г).

Вакуумная дуговая печь: 1 - электрод (очищаемый металл); 2 - слиток (очищенный металл); 3 - жидкий металл; 4 -кристаллизатор; 5 - вакуумная камера; 6 - токопровод	Электронно-лучевая печь: 1 - электрод (очищаемый металл); 2 - слиток (очищенный металл); 3 - жидкий металл; 4-кристаллизатор; 5 - вакуумная камера; 6 - фокусирующее устройство; 7 - электронная пушка
Плазменно-дуговая печь: 1 - плазмотрон; 2 - подовый электрод; 3 - жидкий металл; 4 - устройство для перемешивания металла; 5 - выпускное отверстие	Электрошлаковый переплав: 1 - электрод (очищаемый металл); 2 - слиток (очищенный металл); 3 - жидкий металл; 4 -кристаллизатор; 5 - герметизированная камера; 6 - шлаковая ванна; 7 - источник тока

Рисунок 5.6 Схемы для ВДП, ЭЛП, ПДП и ЭШП

6. Разливка стали

Заключительные операции сталеплавильного производства - выпуск стали в сталеразливочный ковш и ее разливка. От правильного проведения процесса разливки зависят ТЭП производства, оцениваемого по выходу готовых слитков. Существуют два принципиально различных методов разливки стали:

- разливка в изложницы;

- непрерывное литье заготовок.

Первый метод разливки до настоящего времени преобладает, хотя имеет ряд существенных недостатков, главным из которых является высокий дополнительный расход тепла на разогрев слитков перед прокатом.

Метод непрерывного литья заключается в том, что жидкую сталь из сталеразливочного ковша непрерывно подают через промежуточный ковш (демпферная емкость) в охлаждаемый водой кристаллизатор. Образующийся в кристаллизаторе слиток вытягивается из него с помощью валков и поступает в зону вторичного охлаждения, где орошается водой из форсунок до полного затвердевания. Затвердевший слиток без остановки его движения режется на заготовки заданной длины с помощью газорезки или гидравлических ножниц. Скорость разливки (вытягивания слитка) зависит от сечения заготовки и колеблется от 0,4 до 10 м в минуту. Методом непрерывного литья можно получать слитки (заготовки) различного сечения: квадратного (блюмы 500 х 500 мм) прямоугольного (слябы шириной до 2500 мм), профильные заготовки для труб, балок, рельсов, то есть формовать изделие в процессе разливки металла. Непрерывное литье осуществляется в агрегатах, получивших название машин для непрерывной разливки стали (МНРС). По расположению струи металла МНРС делятся на машины вертикального типа, машины с изгибом слитка, машины криволинейного (радиального) типа и машины горизонтального типа. Наиболее распространены МНРС радиального типа (рис. 5.7), сочетающие преимущества МНРС вертикального типа с относительно небольшой высотой конструкции (10-12 м против 35-40 м).

К достоинствам метода непрерывного литья относятся:

- упрощение и сокращение со 140 до 6 часов технологического цикла;

- снижение на 90 % расхода тепла;

- сокращение в три раза потерь металла и рост выхода продукции;

высокая степень автоматизации и механизации процесса и, как следствие, повышение производительности установки.

Вследствие этого метод непрерывной разливки стали интенсивно внедряется в производство, составляя в настоящее время в индустриально развитых странах свыше 90 % всего объема разлитой стали.

Рисунок 5.7 МНРС радиального типа: 1 - разливочный ковш; 2 - промежуточный ковш; 3 - кристаллизатор; 4 - зона вторичного охлаждения; 5 - струя металла; 6 - устройство для резки; 7 - отводящий рольганг

7. Непрерывные сталеплавильные процессы

В современном производстве черных металлов периодические процессы (все методы выплавки стали и переплава) сочетаются с процессами непрерывными (доменный процесс и непрерывная разливка стали). Координация работы агрегатов периодического и непрерывного действий вызывает определенные затруднения, приводит к неоправданным материальным и экономическим потерям и препятствует созданию единой технологической цепочки. В связи с этим перед сталеплавлением встает задача организации полностью непрерывного металлургического цикла, что возможно лишь при замене сталеплавильного агрегата периодического действия (печь, конвертер) агрегатом непрерывного действия, как это показано на схеме (рис.5.8):



Рисунок 5.8 Схема замены сталеплавильного агрегата периодического действия агрегатом непрерывного действия

Первые варианты сталеплавильных агрегатов непрерывного действия (САНД) появились еще в 1898 году в России. В последующем были предложены их разнообразные конструкции. В зависимости от принципа, положенного в основу их действия, они делятся на две группы. К первой группе относятся агрегаты, в которых плавление и технологические операции по превращению чугуна в сталь протекают в одном и том же рабочем пространстве. Такие САНД относительно просты в устройстве, но технологически несовершенны. Ко второй группе относятся агрегаты, в которых отдельные стадии процесса протекают последовательно в отдельных реакционных зонах с оптимальным для данной стадии режимом. Такие САНД являются аппаратами, в которых металл перемещается из одной емкости в другую или перетекает из одной части рабочего пространства аппарата в другую, причем в каждой емкости или части аппарата протекает одна или несколько технологических операций. Такие САНД наиболее распространены и делятся на три типа.

1. Агрегаты струйного типа, в которых струя жидкого чугуна последовательно обрабатывается тонкоизмельченными флюсами и кислородом. При этом капельки металла и шлака падают в приемный ковш, в котором металл отстаивается от шлака и поступает в МНРС (рис.5.9):



Рисунок 5.9 Последовательность обработки струи жидкого чугуна тонкоизмельченными флюсами и кисло родом

Агрегаты желобчатого типа (проточные печи), в которых чугун перетекает по желобу через ряд емкостей, в каждой из которых осуществляется одна из реакций окисления примесей.

3. Агрегаты последовательного окисления, в которых процесс переделки чугуна в сталь разделен на последовательные операции, осуществляемые в системе отдельных аппаратов. В каждом из этих аппаратов последовательно протекают реакции окисления серы, кремния и марганца и перехода оксидов в шлак, реакции удаления фосфора и обезуглероживания металла, процессы вакуумирования и легирования образующейся стали, как это представлено на рис. 5.10.

В настоящее время все конструкции САНД отрабатываются в полупромышленных масштабах и пока не конкурентоспособны с кислородно-конвертерным и электросталеплавильным методами.

Рисунок 5.10 Схема САНД последовательного окисления: 1 - печь для плавки шихты; 2 - миксеры; 3 - дозатор; 4 - аппарат для удаления серы; 5 - трехсекционный аппарат для удаления марганца, кремния и фосфора; 6 - аппарат обезуглероживания; 7 - вакуум-аппарат; 8 - аппарат для легирования; 9 - разливочный ковш

8. Прямое получение железа

Процессами прямого получения железа (внедоменное производство стали, безкоксовая металлургия) называются способы получения губчатого железа, металлизированного сырья, литого железа или стали непосредственно из железорудного сырья, минуя доменный процесс. Причинами, вызвавшими появление этого нового направления в черной металлургии, являются:

- рост дефицита коксующихся углей;

- потребность в железных порошках вследствие интенсивного внедрения методов порошковой металлургии;

- развитие производства высококачественных сталей, использующего металлизированное сырье (губчатое железо, крицы, окатыши).

Существующие методы прямого получения железа подразделяются:

1. По физическому состоянию получаемого продукта и соответственно по температуре процесса на:

- получение губчатого железа и металлизированных окатышей при температурах, ниже температуры плавления пустой породы (твердый продукт);

- получение крицы, то есть слипшейся массы губчатого железа, при температуре плавления пустой породы с образованием шлака (тестообразный продукт);

- получение жидкой стали при температурах, выше температуры плавления железа (жидкий продукт).

2. По природе используемого восстановителя на: