Структура металлургического предприятия с полным циклом производства

Обогащению по крупности используется в тех случаях, когда полезные компоненты представлены более крупными, или, наоборот, например, в россыпях полезные компоненты находятся в виде более мелких частиц. Отделив мелко зернистую часть руды от крупнозернистой (валунов и гали), можно удалить значительную часть породных примесей.

Различия в форме зерен и в коэффициенте трения позволяют отделить плоские чешуйчатые частицы слюды или волокнистых агрегатов (асбеста) от частиц породы, имеющих округлую форму. При движении по наклонной плоскости плоские и волокнистые частицы скользят, а округлые зерна породы скатываются вниз. Коэффициент трения качения всегда меньше коэффициента трения скольжения, поэтому плоские частицы и округлые зерна сходят с наклонной плоскости с различной скоростью по различным траекториям, что создает условия для их разделения.

Различия в оптических свойствах компонентов в прошлом широко использовались при обогащении методом ручной рудоразборки. В последние годы все более широкое распространение приобретают фотометрические сепараторы, на которых осуществляется механическая рудоразборка зерен, обладающих различным цветом и блеском.

Различия в плотности минеральных зерен используются при обогащении полезных ископаемых гравитационными методами, которые широко применяются при обогащении ископаемых углей, для обогащения различных рудных полезных ископаемых и нерудного сырья.

На различиях магнитной восприимчивости и магнитной проницаемости компонентов основаны магнитные методы обогащения, широко применяемые для обогащения руд черных металлов, титановых, вольфрамовых, вермикулитовых руд, для выделения железистых примесей из тальковых, графитовых, каолиновых и других неметаллорудных полезных ископаемых.

Полезные ископаемые, компоненты которых отличаются по электропроводности или обладают способностью под действием тех или иных физических факторов приобретать различные по величине и знаку электрические заряды, могут обогащаться электросепарацией. К таким полезным ископаемым относятся вольфрамовые, титановые, оловянные, слюдосодержащие, апатитовые и другие руды.

Различия в смачиваемости компонентов водой используется при обогаще-нии полезных ископаемых флотационными методами. Особенностью флотацион-ных процессов является возможность искусственно регулировать смачиваемость и разделять весьма тонкие минеральные зерна, крупность которых составляет сотые доли миллиметра. Благодаря этим особенностям флотационное обогащение является одним из наиболее универсальных методов обогащения разнообразных тонковкрапленных полезных ископаемых.

Применение того или иного способа обогащения зависит от минерального состава полезных ископаемых. При обогащении сложных поликомпонентных руд все большее развитие получают комбинированные способы обогащения, которые позволяют комплексно использовать, достигнув разделения минералов с весьма разнообразными физическими свойствами.

К вспомогательным относятся процессы, способствующие повышению эффективности основных процессов обогащения (предварительное обеспыливание, обесшламливание и др.) и процессы, повышающие эффективность дальнейшей переработки полученных продуктов обогащения (обезвоживание и сушка).

Подготовительные, основные и вспомогательные процессы называются технологическими.

Доменное производство

1.Описание доменной печи

Доменная печь - печь шахтного типа. Сверху в печь порциями непрерывно загружают шихтовые материалы - агломерат (окатыши) и кокс, которые медленно опускаются вниз; длительность их пребывания в печи составляет 4-6 ч. В нижнюю часть печи(верх горна) через фурмы подают дутье - нагретый воздух; у фурм за счет кислорода дутья сгорает кокс с выделением тепла, а горячие продукты сгорания движутся через столб шихты вверх, нагревая ее; время пребывания газов в печи составляет 3-12с. При опускании нагревающейся шихты в ней из оксидов восстанавливается железо, которое науглероживается, расплавляется и каплями стекает в горн, формируя чугун, а невосстановившиеся оксиды в нижней части печи (низ шахты, распар) расплавляются, образуя шлак, который также стекает в горн. Накапливающиеся в горне чугун и шлак, имеющие температуру 1450-1500°С, периодически выпускают через чугунные и шлаковые летки.

2. Доменное производство.

Цель доменного производства состоит в получении чугуна из железных руд путем их переработки в доменных печах. Сырыми материалами доменной печи являются топливо, железные и марганцевые руды и флюс.

Топливом для доменной плавки служит кокс, получаемый из каменного угля. Его роль состоит в обеспечении процесса теплом и восстановительной энергией. Железные руды вносят в доменную печь химически связанное с другими элементами железо. Восстанавливаясь и науглероживаясь в печи, железо переходит в чугун. С марганцевой в доменную печь вносится марганец для получения требуемого состава.

Флюсом называются добавки, загружаемые в доменную печь для понижения температуры плавления пустой породы руды, офлюсования золы кокса и придания шлаку требуемых технологией выплавки чугуна физико-химических свойств. Для руд с кремнезернистой (кислой) пустой породой в качестве флюса используют материалы, содержащие оксиды кальция и магния: известняк и доломитизированный известняк.

Для получения высоких технико-экономических показателей доменной плавки сырые материалы предварительно подвергают специальной подготовке. Исходные материалы для получения кокса - специальные марки каменных углей -измельчают, по возможности удаляют, пустую породу, усредняют угольную шихту и подвергают ее коксованию - спеканию без доступа воздуха в коксовых печах на коксохимических заводах. Готовый кокс дважды подвергают сортировке для отсева мелких фракций: на коксохимическом заводе и перед загрузкой в доменную печь.

Добываемые на рудниках железные руды дробят, сортируют, при необходимости обжигают и обогащают, удаляя частично пустую породу и вредные примеси.

После усреднения мелкие железные руды и рудный концентрат окусковывается при помощи агломерации или скатывания. В процессе окускования производят частичное или полное офлюсование пустой породы руды добавлением в спекаемою шихту флюса. В большинстве случаев в агломерационную шихту добавляют в необходимом количестве и марганцевую руду. Готовый агломерат или окатыши подвергают сортировке для отсева мелких фракций. Флюс в сыром виде сейчас в доменные печи загружают лишь в незначительном количестве для получения заданного химического состава шлака. Подготовленные шихтовые материалы в строгом соотношении загружают в доменную печь сверху при помощи засыпного аппарата.

В нижнюю часть доменной печи - горн через фурмы подают воздух, сжатый воздуходувной машиной. Для уменьшения расхода кокса и повышения производительности доменной печи воздух нагревают до 1000-1200 °С, обогащают кислородом, а в горн вдувают природный газ, мазут или пылеугольное топливо. В результате протекания в доменной печи сложных физико-химических процессов между исходными шихтовыми материалами дутьем образуется чугун, шлак и газ. Основной продукт доменного производства - передельный чугун выпускают из горна доменной печи через чугунную летку 8-14 раз в сутки и направляют в сталеплавильные цехи для передела в сталь или на разливочные машины для разливки в чушки и отправки потребителям.

Кроме передельного чугуна, в доменных печах выплавляют литейный чугун, доменный ферросилиций, ферромарганец и зеркальный чугун. Из литейного чугуна отливают изделия главным образом в машиностроении. Доменные ферросплавы используют в сталеплавильном производстве для раскисления стали и присадки соответствующих элементов.

Шлак в печи образуется в результате плавления пустой породы руды, флюса и золы кокса. Шлак из доменной печи выпускают периодически через шлаковые летки (верхний шлак) и при выпуске чугуна через чугунные летки (нижний шлак). Основную массу жидкого шлака подвергают грануляции, а часть шлака сливают на шлаковых отвалах. Доменный шлак используют для производства цемента, строительных панелей, блоков, шлаковой ваты и для сооружения шоссейных дорог.

Доменный газ, образующийся в печи при взаимодействии кислорода дутья и шихты с углеродом кокса, после очистки используют как металлургическое топливо в доменном и смежных цехах. Колошниковую пыль направляют на аглофабрику для производства агломерата.

Важнейшим процессом, протекающим в рабочем пространстве печи, является восстановление железа и его оксидов. Поэтому доменный процесс принято называть восстановительным. Успешность протекания восстановительного процесса зависит от ряда других взаимосвязанных процессов: движения и распределения шихты газов, образования чугуна и шлака, сгорания топлива в горне и др.

Современная доменная печь представляет собой печь шахтного типа, состоящую из колошника, шахты, распара, заплечиков и горна. Это высокоавтоматизированный и механизированный агрегат.

Агрегатом для осуществления доменного процесса служит печь шахтного типа. Рабочее пространство доменной печи в горизонтальных сечениях имеет округлую форму, а в вертикальном разрезе - своеобразное очертание, называемое профилем. Профиль печи состоит из элементов: горна, заплечиков, распара, шихты и колошника. Форма профиля и размеры его элементов определены сущностью процессов, протекающих в печи.

Важнейшим условием осуществления доменного процесса в рабочем пространстве печи является непрерывное встречное движение и взаимодействие опускающих шихтовых материалов, загружаемых в печь через колошник, и восходящего потока газов, образующегося в горне при горении углерода кокса в нагретом до 1000-1200°С воздухе (дутье), который нагнетается в верхнюю часть горна через расположенные по его окружности фурмы. К дутью может добавляться технический кислород, природный газ, водяной пар. Кокс поступает в горн нагретым до 1400-1500 °С. В зонах горения углерод кокса взаимодействует с кислородом дутья по реакциям:

Ск + О2 + 3,76N2 = CO2 + 3,76N2 + 400,928 МДж,

Ск + 0,5О2 + 1,88N2 = СО2 + 1,88N2 + 117,565 МДж.

Образующийся в зонах горения диоксид углерода при высокой температуре и избытке углерода неустойчив и превращается в оксид углерода по реакции:

СО2 + С = 2СО - 165,797 МДж.

Таким образом, за пределами зон горения горновой газ состоит из оксида углерода, азота и небольшого количества водорода, образовавшегося при разложении водяных паров или природного газа. Смесь этих паров, содержащая 32-36% СО; 57-64% N2 и 1-10% Н2 и нагретая до 1800-2000°С, поднимается вверх и передает тепло материалам, постепенно опускающимся в горн вследствие выгорания кокса, образования чугуна и шлака и периодического выпуска их из доменной печи. При этом газы охлаждаются до 200-450°С, а оксид углерода, отнимая кислород из оксидов железа, превращается частично в диоксид углерода, содержание которого в доменном газе на выходе из печи достигает 14-20%. Кроме оксида углерода, восстановителями являются водород и твердый углерод. Шихтовые материалы загружают в доменную печь при помощи засыпного аппарата отдельными порциями - подачами. Они располагаются на колошнике чередующимися слоями кокса, руды или агломерата и флюса при работе на неполностью офлюсованном агломерате. Загрузку подач производят через 5-8 мин по мере освобождения пространства на колошнике в результате опускания материалов.

В процессе нагревания опускающихся происходит удаление из них влаги и летучих веществ кокса и разложение карбонатов. Оксиды железа под действием восстановительных газов СО и Н2, а при температуре выше 1000°С и твердого углерода кокса постепенно переходят от высших степеней окисления к низшим, а затем - в металлическое железо по схеме Fe2O3 - Fe3O4 - FeO - Fe. Свежевосстановленное железо заметно науглероживается еще в твердом состоянии. По мере науглероживания температура плавления его понижается.

При температуре 1000-1100°С восстановление железа почти заканчивается и начинает восстанавливаться более труднорастворимые элементы - кремний, марганец и фосфор. Науглероженное железо, содержащее около 4% углерода и некоторое количество кремния, марганца и фосфора, плавится при температуре 1130-1150°С и стекает в виде капель чугуна в горн. В нижней половине шахты начинается образование жидкого шлака из составных частей пустой породы руды и флюса (SiO2, A12O3, CaO, MgO). Понижению температуры плавления шлака способствует невосстановленные оксиды железа и марганца (FeO и МnО). В стекающем вниз шлаке под действием возрастающей температуры постепенно расплавляется вся пустая порода и флюс, а после сгорания кокса - и зола. При взаимодействии жидких продуктов плавки с раскаленным коксом в заплечиках и горне происходит усиленное восстановление кремния, марганца и фосфора из их оксидов, растворенных в шлаке. Здесь же поглощенная металлом в ходе плавки сера переходит в шлак. Железо и фосфор печи полностью восстанавливаются и переходят в чугун, а степень восстановления кремния и марганца и полнота удаления из чугуна серы в большей мере зависят от температурных условий, химического состава шлака и его количества. Жидкие чугун и шлак разделяются в горне благодаря различным удельным массам. По мере скопления их в горне чугун выпускают через чугунную летку, а шлак - через шлаковые летки (верхний шлак) и чугунную летку во время выпуска чугуна (нижний шлак).

Все перечисленные процессы протекают в доменной печи одновременно, оказывая взаимное влияние.

Сталеплавильное производство

1. Сталеплавильные шлаки.

Выплавка стали обычно сопровождается процессами окисления железа и его примесей, а также процессами разъедания футеровки сталеплавильных агрегатов.

В шихте, загружаемой в сталеплавильные агрегаты, всегда имеется большее или меньшее количество загрязнений. Кроме того, при ведении плавки в ванну обычно добавляют различные флюсы и добавочные материалы. В результате образуется неметаллическая фаза, называемая шлаком.

Основные источники образования шлака следующие:

Ш Продукты окисления примесей чугуна и лома - кремния, марганца, фосфора, серы, хрома и других элементов (SiO2, MnO, P2O3, FeS, MnS, CrО3 и др.).

Ш Продукты разрушения футеровки агрегата - при разъедании основной футеровки (доломита, магнезита) в шлак переходят CaO, MgO, при разъедании кислой (динас) - SiO2.

Ш Загрязнения, внесенные шихтой (песок, глина, мик-серный шлак и т.п.), - SiO2, Al2O3, MnS и т.п.

Ш Ржавчина, покрывающая заваливаемый в сталеплавильные агрегаты лом, - оксиды железа.

Ш Добавочные материалы и окислители (известняк, известь, боксит, плавиковый шпат, железная и марганцевая руды и т.п.) - CaO, A12O3, SiO2, FeO, Fe2O3, MnO, CaF2

В каждом конкретном случае степень влияния перечисленных загрязнений на состав шлаков различна. Вводя после соответствующего расчета то или иное количество определенных добавок, добиваются получения шлака нужного состава. При необходимости проводят операции обновления (скачивания) шлака, когда определенное количество шлака (иногда почти 100 %) удаляют из агрегата, а затем вводя нужное количество тех или иных добавок, "наводят" новый шлак необходимого состава.

производство сталь доменный агломерационный

После отбора пробы шлака и проведения соответствующего анализа (состав шлаков устанавливают методами аналитической химии и спектрального анализа) сталевар получает данные (в %) о том, сколько в этой пробе шлака содержится CaO, SiO2, A12O3, FeO, MnO и других соединений. Приходится, однако, учитывать, что в лаборатории подвергают анализу шлак, уже застывший после отбора пробы из печи. В печи же (в агрегате) шлак находится в расплавленном состоянии. Жидкие расплавленные шлаки в металлургическом агрегате характеризуются наличием между составляющими шлака и ковалентной, и ионной связи.

Шлаки, в которых преобладают основные окислы (CaO, MgO, MnO, FeO), называют основными шлаками, а шлаки, в которых преобладают кислотные оксиды (SiO2, Al2О3) - кислыми шлаками. В зависимости от характера шлаков и процессы называют основными или кислыми. Обычно и характер огнеупорных материалов, из которых сделана сталеплавильная ванна, соответствует характеру процесса (характеру шлака). Например, ванну печей, в которых осуществляют кислый мартеновский процесс, изготовляют из кислых огнеупорных материалов. Иначе шлак будет энергично взаимодействовать с огнеупорной футеровкой и разрушать ее (кислотные оксиды активно взаимодействуют с основными). В тех случаях, когда в агрегате вообще нет футеровки (например, при электрошлаковом переплаве), состав шлака может быть любым.

Кислые шлаки состоят главным образом из кислотного оксида SiO2 и некоторого количества таких основных оксидов, как FeO и MnO. Составы кислых шлаков характеризуются степенью их кислотности (или просто "кислотностью"), выражаемой обычно отношением SiO2/(FeO + MnO).

Роль шлака в сталеплавильном производстве чрезвычайно велика. Удаление, например, из металла таких вредных примесей, как сера и фосфор, заключается в переводе этих элементов в шлак и создании условий, препятствующих их обратному переходу из шлака в металл. Изменяя состав шлака, его количество и температуру, можно добиться увеличения или уменьшения содержания в металле марганца, кремния, хрома и других элементов. Поэтому во многих случаях задача сталеплавильщика заключается в получении шлака необходимой консистенции и химического состава.

2. Основные реакции сталеплавильных процессов.

Поскольку сталь получают обычно из чугуна и лома в результате окисления и удаления содержащихся в них примесей (кремния, марганца, фосфора и др.), особое значение в сталеплавильной практике имеют реакции окисления. Кислород для протекания этих реакций поступает или из атмосферы, или из железной руды, или из других окислителей, или при продувке ванны газообразным кислородом.

При контакте с металлом и шлаком окислительной атмосферы, содержащей кислород в виде О2, СО2 или Н2О, образуются высшие оксиды железа, обогащающие шлак кислородом (например, СО2 + 2FeO = Fe2О3 + СО). Температура плавления стали в зависимости от состава колеблется обычно в пределах 1400-1530°С, а перед выпуском фактически составляет обычно 1550-- 1650 °С. Таким образом, рассматриваются расплавы, относительно слабо перегретые по сравнению с линией ликвидуса. У таких расплавов влияние типа структуры, свойственной твердому состоянию, сохраняется и при температурах, превышающих линию ликвидуса. При этом сохраняется так называемый "ближний" порядок расположения атомов в расплаве. Эта "структура" жидкого металла меняется в зависимости от состава сплава и его температуры.

Углерод, растворенный в металле, при температуре, свойственной сталеплавильным процессам, окисляется в основном до СО. При очень низких концентрациях углерода кроме реакции С + О = СО следует учитывать также реакцию С +О2 = СО2. Скорость протекания реакции окисления углерода (реакции обезуглероживания) определяется интенсивностью подвода окислителя и условиями образования и выделения продукта реакции - оксидов углерода. Чтобы пузырек СО мог образоваться в металле, он должен преодолеть давление расположенного над ним столба металла, шлака и атмосферы, а также силы сцепления жидкости (преодоление сил поверхностного натяжения): Углерод, растворенный в металле, может окислять кислород:

а) содержащийся в газовой фазе

С+ 1/2О2 = СОт;

при протекании этой реакции выделяется значительное количество тепла;

б) содержащийся в оксидах железа

С + FeO = Fe + СО;

эта реакция идет с поглощением заметного количества тепла;

в) растворенный в металле С + [О] = СО;

при протекании этой реакции выделяется очень небольшое количество тепла. Эту реакцию называют часто основной реакцией сталеплавильного производства.

Сера обладает неограниченной растворимостью в жидком железе и ограниченной в твердом. При кристаллизации стали по границам зерен выделяются застывающие в последнюю очередь сульфиды железа. Железо и сульфид железа образуют низкоплавкую эвтектику (температура плавления 988 °С), которая при наличии кислорода (образование оксисульфидов) плавится при еще более низких температурах. Межзеренные прослойки (обычно на микрошлифе они выглядят в виде нитей) фазы, богатой серой, при нагревании металла перед прокаткой или ковкой размягчаются, и сталь теряет свои свойства -- происходит разрушение металла (красноломкость). Красноломкость особенно сильно проявляется в литой стали, так как сульфиды и оксисульфиды в этом случае скапливаются по грани-цам первичных зерен. Если сталь хотя бы однократно подвергалась горячей деформации, то вследствие измельчения зерна и образования при деформации новых зерен красноломкость проявляется в гораздо меньшей степени. Однако и в этом случае стремятся получить в стали минимальное содержание серы из-за заметного вредного влияния ее на механические свойства стали (в частности, на величину ударной вязкости), что особенно проявляется в направлении, перпендикулярном оси прокатки или ковки. Повышенное содержание серы приводит часто к появлению так называемых "горячих трещин", особенно при непрерывной разливке стали.

Активность серы в жидком железе зависит от состава расплава. Такие примеси, как углерод, кремний, повышают активность серы в жидком расплаве, так как вытесняют ее из "микроячеек" структуры жидкого металла и занимают ее место.

Поэтому, например, при прочих равных условиях обессеривать чугун, содержащий много углерода и кремния, легче, чем обычную сталь. Высокая поверхностная активность серы приводит к тому, что на поверхности раздела фаз концентрация серы выше, чем в объеме раствора. Поэтому наибольший эффект дает применение таких методов ведения плавки, которые обеспечивают увеличение поверхности контакта металла с десульфурируюшей фазой (искусственное перемешивание металла со шлаком, вдувание в металл тонкоизмельченных порошкообразных реагентов и т.п.).

Элементы, у которых значения изменения свободной энергии при образовании соединений с серой меньше значения изменения свободной энергии при соединении серы с железом, могут быть элементами - десульфураторами. Такими элементами являются Mn, Mg, Na, Ca и др., а также церий (Се) и другие редкоземельные элементы. Все эти элементы используют на практике: натрий в виде соды при внедоменной десульфурации чугуна; магний -- в виде чистого Mg или сплавов (лигатур) с другими металлами; кальций - иногда в виде сплавов с дру-гими металлами, а чаше в виде извести (СаО) или известняка (СаСОз); марганец в виде сплавов марганца с железом (ферромарганца), а также в виде марганцевой руды. Очень большим сродством к сере обладают редкоземельные металлы. Самым дешевым и распространенным из перечисленных материалов является известь.

Основным источником серы в шихте является чугун. Кроме того, определенное количество серы может попасть в металл с ломом (особенно со стружкой, не очищенной от смазочных масел), с добавочными материалами, а также из атмосферы печи, если печь отапливают топливом (мазутом, газом), содержащим серу.

В сталеплавильном агрегате удаление серы из расплавленного металла в шлак происходит в большинстве случаев в результате образования CaS: Fe + [S] + СаО = CaS + FeO, при этом сера, растворенная в металле реагирует с СаО в шлаке. Реакция протекает на поверхности раздела фаз, и увеличение этой поверхности (перемешивание металла со шлаком, вдувание в металл СаО в виде порошкообразной извести и другие способы) ускоряет эту реакцию и способствует более глубокой десульфурации. Диффузия серы из глубины ванны к месту реакции со шлаком - процесс довольно медленный. Перемешивание металла (при кипении ванны, при ее продувке инертными газами или при электромагнитном перемешивании) ускоряет этот процесс. Если шлак, кроме СаО, содержит много МnO, возможно протекание реакции Fe + [S] + MnO = MnS + FeO.

Образующийся при реакциях десульфурации сульфид кальция CaS нерастворим в металле; сульфид марганца MnS также почти нерастворим в металле. В результате протекания реакций удаления серы из металла общая концентрация серы в шлаке (S) растет, а концентрация серы в металле [S] уменьшается. Отношение концентраций (S)/ [S] называют коэффициентом распределения серы. Чем выше значение этого коэффициента, тем лучше происходит процесс удаления серы из металла. При повышении температуры ванны значение коэффициента распределения серы возрастает, так как повышается скорость диффузии серы, шлак становится более жидкоподвижным и активным, ускоряется ход самой реакции. Скачивание шлака и наведение нового (чистого по сере) шлака также способствуют переходу новых порций серы из металла в шлак.

Таким образом, удалению серы из металла (десульфурации металла) способствуют:

Ш наличие основных шлаков с высокой активностью СаО;

Ш низкая окисленность металла, низкая окисленность шлака (минимум FeO);

Ш низкая концентрация серы в шлаке (скачивание и наведение нового шлака);

Ш перемешивание металла со шлаком и увеличение поверхности контакта;

Ш повышение температуры ванны.

Неметаллическими включениями называют содержащиеся в стали соединения металлов (железа, кремния, марганца, алюминия, церия и др.) с неметалллами (серой, кислородом, азотом, фосфором, углеродом). Количество неметаллических включений, их состав, размеры и характер расположения в готовом изделии оказывают существенное, а иногда решающее влияние на свойства стали. Неметаллические включения ухудшают не только механические (прочность, пластичность), но и другие свойства стали (магнитную проницаемость, электропроводность и др.), так как нарушают сплошность металла и образуют полости, в которых концентрируются напряжения в металле. Неметаллические включения принято разделять на две группы: 1) включения, образующиеся в процессе реакций металлургического передела; 2) включения, механически попадающие в сталь. Эти включения представляют собой частицы загрязнений, бывших в шихте и не удалившихся из металла в процессе плавки, частицы оставшегося в металле шлака, частицы попавшей в металл футеровки желоба, ковша. Эндогенные включения непрерывно образуются в металле в процессе плавки, разливки и кристаллизации слитка или отливки. Большая часть образовавшихся включений успевает всплыть и удалиться в шлак, однако какая-то часть остается. В литой стали включения присутствуют в виде кристаллов и глобулей. После обработки давлением (прокатки, ковки, штамповки) они меняют форму и расположение и видны под микроскопом в виде нитей, строчек, цепочек, ориентированных преимущественно в направлении деформации. Включения в зависимости от химического состава принято делить на сульфиды (FeS, MnS и т.п.), оксиды (FeO, MnO, SiO2, А12О3 и т.п.) и нитриды (TiN, ZrN и т.п.). Кроме того, иногда выделяют также фосфиды и карбиды.

Эндогенные неметаллические включения образуются в результате взаимодействия растворенных в металле компонентов или уменьшения их растворимости при застывании стали. Образующиеся включения легче металла, они стремятся всплыть. Скорость их всплывания зависит от размеров включений, вязкости металла, смачиваемости включений металлом и шлаком, движения (перемешивания) металла и шлака.

На скорость укрупнения и всплывания включений большое влияние оказывают процессы их коагуляции (слипания) и коалесценции (сливания с исчезновением поверхностей раздела), так как в соответствии с приведенной формулой скорость всплывания пропорциональна квадрату радиуса частицы. Температура плавления включений сложного состава может быть ниже температуры жидкой стали. Такие включения легко укрупняются.

Во многих случаях образовавшиеся включения очень мелки, силы смачивания на границе включение-металл заставляют их двигаться вместе с перемешивающимся металлом ("витание"); иногда включение, достигшее шлака, если оно им не смачивается, не покидает металла и не переходит в шлак ("отталкивается" шлаком). Задача, таким образом, заключается в такой организации технологии плавки, при которой образовавшиеся включения плохо смачивались бы металлом (и быстро от металла отделялись), а шлаком - хорошо (быстро "поглощались" шлаком). Наименее благоприятные условия для удаления включений из металла создаются тогда, когда эти включения образуются в процессе кристаллизации стали: по мере снижения температуры повышается вязкость металла, рост кристаллов застывающей стали препятствует подъему включений. В результате часть таких включений неизбежно остается в металле. Задача металлурга заключается в том, чтобы обеспечить такую форму и расположение включений в готовом изделии, которые бы не ухудшали качества металла.

Кислородно-конвертерное производство

1. Технология плавки.

Шихтовка плавки и организация загрузки. Шихтовку, т.е. определение расхода на плавку чугуна и лома, шлакообразующих, ферросплавов и других материалов, в современных цехах проводят с помощью ЭВМ на основании вводимых в нее данных о составе чугуна и других шихтовых материалов, температуре чугуна, параметрах выплавляемой стали и некоторых других. При этом расход лома, являющегося охладителем плавки, определяют на основании расчета теплового баланса плавки, увеличивая или уменьшая расход так, чтобы обеспечивалась заданная температура металла в конце продувки, а расход извести -- так, чтобы обеспечивалась требуемая основность шлака (2,7--3,6). Лом загружают в конвертер совками объемом 20-110м3; их заполняют ломом в шихтовом отделении цеха и доставляют к конвертерам рельсовыми тележками. Загрузку ведут через отверстие горловины конвертера, опрокидывая совок с помощью полупортальной машины, либо мостового крана, либо напольной (перемещающейся по рабочей площадке цеха) машины. Жидкий чугун заливают в наклоненный конвертер через отверстие горловины с помощью мостового крана из заливочного ковша, который обычно вмещает всю порцию заливаемого чугуна (до 300т и более). Заливочные ковши с чугуном доставляют к конвертерам из миксерного или переливного отделений. Для загрузки сыпучих шлакообразующих материалов конвертер оборудован ин-дивидуальной автоматизированной системой. Из расположенных над конвертером расходных бункеров, где хранится запас материалов, их с помощью электровибрационных питателей и весовых дозаторов выдают в промежуточный бункер, а из него материалы по наклонной течке (трубе) ссыпаются в конвертер через горловину. При этом система обеспечивает загрузку сыпучих без остановки продувки по программе, которая разработана заранее или задается оператором из пульта управления конвертером. Периоды плавки Плавка в кислородном конвертере включает следующие периоды:

1. Загрузка лома. Стальной лом в количестве до 25--27 % от массы металлической шихты (при использовании специальных технологических приемов и в большем количестве) загружают в наклоненный конвертер совками. Объем совков достигает 110м3, его рассчитывают так, чтобы загрузка обеспечивалась одним - двумя совками, поскольку при большем числе возрастает длительность загрузки и плавки и целом. Загрузка длится 2-4 мин. Иногда с целью ускорения шлакообразования после загрузки лома или перед ней в конвертер вводят часть расходуемой на плавку извести.

2. Заливка чугуна. Жидкий чугун при температуре 1300 до 1450°С заливают в наклоненный конвертер одним ковшом в течение 2--3 мин.

3. Продувка. После заливки чугуна конвертер поворачивают в вертикальное рабочее положение, вводят сверху фурму и включают подачу кислорода, начиная продувку. Фурму в начале продувки для ускорения шлакообразования устанавливают в повышенном положении, а через 2-4 мин ее опускают до оптимального уровня. В течение первой трети длительности продувки в конвертер двумя - тремя порциями загружают известь; В течение продувки протекают следующие основные металлургические процессы:

Ш Окисление составляющих жидкого металла вдуваемым кислородом; окисляется избыточный углерод, а также весь кремний, около 70% марганца и немного (1-2%) железа. Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного СО2 ) удаляются из конвертера через горло-вину (отходящие конвертерные газы), другие оксиды переходят в шлак;

Ш Шлакообразование. С первых секунд продувки начинает формироваться основной шлак из продуктов окисления составляющих металла (SiO2, MnO, FeO, Fe2O3) и растворяющейся в них извести (СаО), а также из оксидов, вносимых миксерным шлаком, ржавчиной стального лома и растворяющейся футеровкой. Основность шлака по ходу продувки возрастает по мере растворения извести, достигая 2,7-3,6;

Ш Дефосфорация и десулъфурация. В образующийся основной шлак удаляется часть содержащихся в шихте вредных примесей - большая часть (до 90%) фосфора и немного (до 30%) серы;

Ш нагрев металла до требуемой перед выпуском температуры (1600-1660 °С) за счет тепла, выделяющегося при протекании экзотермических реакций окисления составляющих жидкого металла;

Ш расплавление стального лома за счет тепла экзотермических реакций окисления; обычно оно заканчивается в течение первых 2/3 длительности продувки;

Ш д) побочный и нежелательный процесс испарения железа в надфурменной зоне из-за высоких здесь температур (2000-2600°С) и унос окисляющихся паров отходящими из конвертера газами, что вызывает потери железа и требует очистки конвертерных газов от пыли.

4. Отбор проб, замер температуры, ожидание анализа, корректировка. Продувку необходимо закончить в тот момент, когда углерод будет окислен до нужного в выплавляемой марке стали содержания; к этому времени металл должен быть нагрет до требуемой температуры, а фосфор и сера удалены до допустимых для данной марки стали пределов.

Момент окончания продувки, примерно соответствующий требуемому содержанию углерода в металле, определяют по количеству израсходованного кислорода, по длительности продувки, по показаниям ЭВМ. Окончив продувку, из конвертера выводят фурму, а конвертер поворачивают в горизонтальное положение. Через горловину конвертера отбирают пробу металла, посылая ее на анализ, и замеряют температуру термопарой погружения (рис. 5, г). Если по результатам анализа и замера температуры параметры металла соответствуют заданным, плавку выпускают. В случае несоответствия проводят корректирующие операции: при избыточном содержании углерода проводят кратковременную додувку для его окисления; при недостаточной температуре делают додувку при повышенном положении фурмы, что вызывает окисление железа с выделением тепла, нагревающего ванну; при излишне высокой температуре в конвертер вводят охладители - легковесный лом, руду, известняк, известь и т.п., делая выдержку после их ввода в течение 3-4 мин. По окончании корректировочных операций плавку выпускают.

На отбор и анализ проб затрачивается 2-3 мин; корректировочные операции вызывают дополнительные простои конвертера и поэтому нежелательны.

5. Выпуск. Металл выпускают в сталеразливочный ковш через летку без шлака; это достигается благодаря тому, что в наклоненном конвертере, у летки располагается более тяжелый металл, препятствующий попаданию в нее находящегося сверху шлака. Такой выпуск исключает перемешивание металла со шлаком в ковше и переход из шлака в металл фосфора и FeO. Выпуск длится 3-7 мин.

В процессе выпуска в ковш из бункеров вводят ферросплавы для раскисления и легирования. При этом в старых цехах загружают все ферросплавы так, чтобы обеспечивалось раскисление и получение в стали требуемого содержания вводимых элементов (Мn и Si, а в легированных сталях и других элементов). В конце выпуска в ковш попадает немного (1-2 %) шлака, который предохраняет металл от быстрого охлаждения. В новых цехах, где проводят внепечную обработку, в ковш вводят сплавы, содержащие слабоокисляющиеся элементы (Мn, Сr и иногда Si), после чего ковш транспортируют на установку внепечной обработки, где в процессе усредняющей продувки аргоном вводят элементы, обладающие высоким сродством к кислороду (Si, Al, Ti, Ca и др.), что уменьшает их угар. В этом случае в момент слива из конвертера последних порций металла делают "отсечку" шлака, препятствуя попаданию в ковш конвертерного шлака, содержащего фосфор, который может переходить в металл, и оксиды железа, которые будут окислять вводимые в металл в процессе внепечной обработки элементы. В ковше для защиты металла от охлаждения и окисления создают шлаковый покров, загружая, например, гранулированный доменный шлак, вермикулит, известь с плавиковым шпатом.

6. Слив шлака в шлаковый ковш (чашу) ведут через горловину, наклоняя конвертер в противоположную от летки сторону (слив через летку недопустим, так как шлак будет растворять футеровку летки). Слив шлака длится 2-3 мин. Общая продолжительность плавки в 100-350т конвертерах составляет 40-50 мин.

2. Режим дутья.

Взаимодействие кислородных струй с ванной. Перемешивание ванны, возникающее при продувке в результате воздействия кислородных струй и потока выделяющихся из ванны пузырьков окиси углерода, интенсифицирует массо- и теплообмен, ускоряя процессы окисления, рафинирования и нагрева металла и расплавления стального лома.

Под соплами фурмы расположены направленные вниз высокоскоростные потоки кислорода с увлекаемыми в них каплями металла - это первичные реакционные зоны, где весь кислород расходуется на окисление железа. По границам первичной зоны вследствие высокой концентрации кислорода окисляется много углерода с образованием СО и формируется мощный поток всплывающих пузырей СО, увлекающих за собой металл, поэтому циркуляционные потоки направлены здесь вверх. Выше зоны циркуляции металл и шлак перемешиваются всплывающими пузырями СО. Под первичными реакционными зонами, где всплывание пузырей СО затруднено, периодически формируются крупные газовые полости. Их объем при движении вверх возрастает в результате поглощения встречных пузырей СО, и при выходе крупных газовых объемов из ванны образуются всплески металла и шлака.

Уровень ванны изменяется по ходу продувки. В начале и конце продувки, когда скорость окисления углерода невелика, т.е. образуется мало пузырей СО, металл вспенивается незначительно, и фурма находится над ванной. В середине продувки, когда скорость обезуглероживания сильно возрастает, большое количество выделяющихся пузырей СО вспенивают верхнюю часть ванны, и фурма оказывается погруженной в газошлакометаллическую эмульсию, а уровень ванны может достигать верха горловины конвертера. В этот период могут возникать выбросы.

3. Раскисление и легирование

Раскисление кислородно-конвертерной стали производят осаждающим методом в ковше во время выпуска. В конвертер раскислители не вводят во избежание их большого угара.

Спокойные стали обычно раскисляют марганцем, кремнием и алюминием, на отдельных марках стали дополнительно применяют титан, кальций и другие сильные раскислители. Кипящую сталь раскисляют одним марганцем. В старых цехах, не имеющих установок внепечной обработки, в ковш при выпуске вводят все раскислители, обычно начиная с более слабых (обладающих меньшим химическим сродством к кислороду), а затем вводят более сильные, что уменьшает их угар. Последовательность ввода в ковш широко применяемых сплавов - раскислителей следующая: вначале вводят ферромарганец или силикомарганец, затем ферросилиций и в последнюю очередь алюминий. Кипящую сталь раскисляют одним ферромарганцем. Подачу раскислителей начинают после наполнения ковша жидким металлом примерно на 1/4-1/3, а заканчивают, когда заполнен металлом на 2/3, что позволяет избежать попадания раскислителей в шлак и их повышенного угара. Количество марганца и кремния, вводимых в металл, рассчитывают так, чтобы обеспечивалось не только раскисление, но и получение требуемого в данной марке стали содержания этих элементов. Определяя расход раскислителей, учитывают, что при раскислении спокойной стали и введении раскислителей в ковш их угар составляет: марганца 10-25%, кремния 15-25%. При раскислении кипящей стали угар марганца равен 20-35 %. Расход алюминия на раскисление в зависимости от содержания углерода в выплавляемой стали составляет 0,15-1,20 кг на 1т стали, увеличиваясь при снижении содержания углерода; большая часть вводимого алюминия (60-90%) угорает. Попадающий в ковш в конце выпуска металла конвертерный шлак на многих заводах загущают присадками извести или доломита, чтобы уменьшить окисление вводимых в ковш добавок оксидами железа шлака и восстановление из шлака фосфора.

В современных конвертерных цехах, оборудованных установками доводки жидкой стали в ковше, при выпуске металла в ковш вводят лишь часть раскислителей - преимущественно слабоокисляющиеся, т.е. имеющие не очень высокое сродство к кислороду (ферромарганец, силикомарганец и реже ферросилиций). Чтобы исключить попадание в ковш содержащего фосфор и оксиды железа конвертерного шлака, в конце выпуска делают его отсечку, а в ковш загружают материалы (гранулированный доменный шлак, вермикулит, смесь извести и плавикового шпата и др.) для создания шлакового покрова, предохраняющего поверхность металла от окисления и охлаждения. Затем ковш транспортируют на установку доводки стали, где в процессе перемешивающей продувки аргоном в металл вводят ферросилиций, алюминий и при необходимости другие сильные раскислители; по результатам анализа отбираемых при внепечной обработке проб проводят корректировку содержания кремния и марганца в металле, что обеспечивает гарантированное получение заданного состава стали. Для лучшего усвоения алюминия желателен его ввод в объем металла с помощью погружаемой штанги или в виде проволоки, подаваемой в ковш сверху с большой скоростью с помощью трайб-аппарата. Отсечку шлака с целью предотвращения его попадания в сталеразливочный ковш при выпуске металла делают несколькими способами. Простейший из них - быстрый подъем конвертера в момент окончания слива металла - не является достаточно эффективным. Еще один способ - отсечка с помощью стальных шаров в огнеупорной оболочке: в конце выпуска шар вводят в конвертер, где он плавает на границе шлак - металл и вместе с последними порциями металла попадает в канал летки, перекрывая его. Более эффективны способы с принудительным закрытием летки: скользящим шиберным затвором, закрепленным на кожухе летки и перемещаемым гидроприводом; пневматическим устройством, представляющим собой чугунное сопло, закрепленное с помощью кронштейна на корпусе конвертера. В нужный момент сопло, через которое идет воздух под давлением, поворотом кронштейна вводят в канал летки снизу, при этом запорный эффект создается сжатым воздухом.

Выплавка легированных сталей в кислородных конвертерах сопряжена со значительными трудностями, поскольку большинство легирующих элементов нельзя вводить в конвертер из-за возможности их полного или частичного окисления, а в случае ввода в ковш количество добавок ограничено, так как возможно чрезмерное охлаждение жидкой стали и неравномерное распределение вводимых элементов в объеме жидкого металла. Не представляет сложности легирование лишь теми элементами, у которых химическое сродство к кислороду меньше, чем у железа, и которые при введении в конвертер не окисляются (никель, медь, молибден, кобальт); их чаще всего вводят в конвертер в составе шихты. Легирование другими элементами осуществляют в ковше следующими методами.

Легирование твердыми ферросплавами. Это наиболее широко применяемый и простой метод. В цехах, где нет установок внепечной обработки стали, все легирующие вводят в ковш во время выпуска металла. При этом ферросплавы с элементами, обладающими высоким химическим сродством к кислороду (Ti, Zr, Са, Се и т.д.), а также с ванадием и ниобием вводят в ковш после дачи всех раскислителей. Часто применяемый для легирования хром вводят иногда в виде феррохрома, но лучше использовать экзотермический феррохром, растворение которого в жидком металле идет без затраты тепла, или силикохром, более легкоплавкий, чем феррохром, и требующий меньших затрат тепла на растворение.

Определяя расход ферросплавов, учитывают, что часть легирующих элементов угорает (окисляется и испаряется). Величину угара каждого элемента, которая тем выше, чем выше сродство элемента к кислороду, определяют опытным путем, обобщая результаты ранее проведенных плавок.

Из-за возможного охлаждения жидкой стали и неравномерного при этом распределения элементов количество вводимых добавок ограничено и этим методом получают низколегированные стали с общим содержанием легирующих элементов не выше 2-3 %.

В цехах с установками внепечной обработки (доводки стали в ковше, вакуумирования) легирующие вводят так же, как и раскислители, в последовательности, определяемой их химическим сродством к кислороду. В ковш при выпуске вводят ферросплавы, содержащие элементы со сравнительно невысоким сродством к кислороду (Cr, Mn и реже V, Nb, Si). При выпуске производят отсечку конвертерного шлака и в ковше наводят шлаковый покров, защищающий металл от окисления и охлаждения, после чего ковш передают на установку внепечной обработки. Здесь в объем перемешиваемого металла вводят алюминий и сплавы с другими элементами, обладающими высоким сродством к кислороду. Степень их усвоения сталью значительно повышается по сравнению с усвоением при введении в ковш в процессе выпуска.

Для повышения степени усвоения широкое применение нашел способ введения алюминия в объем металла в виде проволоки с помощью трайб-аппарата; ряд других элементов рекомендуется вдувать в металл в струе аргона (например, кальций), вводить в виде проволоки, имеющей стальную оболочку и наполнитель из легирующего элемента.

В процессе внепечной обработки отбирают пробы металла и на основании результатов анализа проводят корректировку содержания вводимых легирующих элементов. Благодаря перемешиванию металла в процессе внепечной обработки, равномерное распределение элементов в объеме ковша достигается при введении добавок в количестве до 3-4 %.

Легирование жидкими ферросплавами. Способ заключается в том, что при выпуске стали из конвертера в ковш заливают легирующие добавки, предварительно расплавленные в индукционной или дуговой электропечи. Метод позволяет вводить в сталь большое количество легирующих, но обладает существенным недостатком - необходимо иметь в цехе дополнительный плавильный агрегат, что усложняет организацию работ в цехе.

Легирование экзотермическими ферросплавами. Ферросплавы в виде брикетов вводят в ковш перед выпуском в него стали. В состав брикетов, помимо измельченных легирующих (феррохрома, ферромарганца и др.), входят окислитель (например, натриевая селитра), восстановитель (например, алюминиевый порошок) и связующие (каменноугольный пек и т.д.). При растворении брикетов в стали алюминий окисляется за счет кислорода, содержащегося в натриевой селитре; выделяющееся тепло расходуется на расплавление легирующих. Подобным методом с успехом вводят в сталь до 4 % легирующих элементов. Способ не нашел широкого применения из-за трудностей в организации производства брикетов.

Коксохимическое производство

Основным сырьём для коксохимической промышленности служат угли. Структура и строение углей могут быть изучены при помощи микроскопа. Грубая структура угля, обнаруживаемая невооруженным глазом, называется макроструктурой. Обычный микроскоп позволяет видеть тонкую структуру угля, называемую микроструктурой.

В углях можно различить более или менее однородную блестящую массу (витрен), сероватую массу (дюрен), содержащую различные включения, волокнистую часть (фюзен), похожую на древесный уголь, и минеральные включения. Витрен, дюрен и фюзен -- основные компоненты угля, представляющие его петрографический состав.

При использовании каменных углей для коксования необходимо знать также их технический состав, спекаемость, коксуемость, распределение минеральных примесей в классах углей по их крупности и насыпной вес угольной шихты.

Под техническим составом топлива обычно подразумевают данные, характеризующие техническую применимость топлива. Технический состав угля определяется содержанием влаги и минеральных примесей, выходом летучих веществ, содержанием серы и фосфора, углерода, водорода и азота, а также теплотой сгорания топлива.

Влажность углей. При нагревании угля до 100-105°С из него испаряется вода. Количество испаренной воды при этих условиях обычно выражают в процентах к весу топлива и называют содержанием влаги в углях, или короче - влажностью углей.

Содержание минеральных примесей в угле характеризуется его зольностью. Зольность топлива определяется по выходу остатка после сжигания угля при температуре 800° С. Зольность угля, как и влажность, выражается в процентах к его весу. Чем меньше зольность исходной шихты, тем меньше зольность получаемого металлургического кокса.

Выход летучих веществ представляет собой количество образовавшихся газообразных продуктов в результате различных химических реакций в процессе термического разложения топлива. Выход летучих веществ характеризует химический возраст (зрелость) углей. Чем меньше выход летучих веществ из углей, тем выше их возраст.

Спекаемостью углей называется способность смеси угольных зерен образовывать при нагревании без доступа воздуха спекшийся или сплавленный нелетучий остаток. Спекание углей - результат процессов термической деструкции, вызывающий переход их в пластическое состояние с последующим образованием полукокса - протекает главным образом в зоне температур 400-450° С.

Коксуемость углей обусловливается совокупностью всех процессов, которые протекают при нагреве их до более высоких температур (1000-1100° С) и включают кроме процессов спекания упрочнение и усадку материала полукокса и кокса, образование трещин и другие явления. Поэтому коксуемостью называют способность угля самостоятельно или в смеси с другими углями при определенных условиях подготовки и нагревания до высоких температур образовывать кусковой пористый материал - кокс, обладающий определенной крупностью и механической прочностью.

Таким образом, понятия «спекаемость» и «коксуемость» различны. В первом случае мы имеем дело со способностью углей спекаться, а во втором - со способностью углей давать металлургический кокс.

Группы углей обычно обозначаются начальными буквами их названий. Буквами Д, Г, Ж, К, О, С и Т обозначены: длиннопламенные, газовые, жирные, коксовые, отощенные, спекающиеся и тощие угли. Вышеприведенный ряд углей характеризуется увеличением степени их химической зрелости (возраста). Часто для обозначения групп углей применяют их сочетание или дополнительные индексы, подразделяющие группы углей на подгруппы. Систематизация углей по группам и маркам представляет собой их классификацию.

1. Подготовка углей к коксованию

Качество полученного кокса зависит в значительной мере от подготовки углей и правильности составления угольной шихты. На коксохимические заводы уголь поступает обычно со многих шахт и углеобогатительных фабрик, и специи-алист должен не только знать свойства и состав углей, но и умело составлять из них смесь, которая дает наилучший кокс. Составление угольных шихт для коксования (шихтование) производится эмпирически. Одно из основных требований к качеству кокса - высокая прочность при достаточной крупности. Поэтому спекаемость угольной шихты как фактор, обеспечивающий высокую прочность коксового вещества, должна быть всегда достаточной.