Структура металлургического предприятия с полным циклом производства

Однако при чрезмерно большой спекаемости, как, например, углей марок ПЖ и некоторых Г, получается кокс с высокой прочностью вещества, но мелкий, пористый и непригодный для доменных плавок. Чрезмерно отощенные угли или шихты при коксовании дают кокс крупный, но непрочный, легко истирающийся, также непригодный для доменных плавок. Отсюда следует, что спекаемость угольной шихты должна иметь оптимальное значение.

Для получения качественного кокса необходимо провести предварительную подготовку угольного материала к процессу коксования. Подготовка углей к коксованию включает ряд технологических процессов: обогащение, усреднение состава углей, дробление, грохочение, дозирование, уплотнение, сушку и др.

Угли при обогащении проходят обычно следующие технологические операции:

1. Разгрузка в углеприемные ямы, передача в дозировочные бункеры или же прямо на обогатительную фабрику.

2. Дозирование углей и передача их в заданной пропорции транспортером на грохоты.

3. Отделение крупных кусков углей размером более 80мм (на грохотах), дробление крупных кусков углей и присоединение дробленого продукта к рядовому углю.

4. Разделение рядового угля на классы с размером кусков 10-80мм и 0-10мм.

5. Обогащение класса 10-80мм на отсадочных машинах, реожелобах, в сепараторах с тяжелой жидкостью или какими-либо другими способами.

6. Подача класса 0-10мм на обеспыливающие устройства или грохот для удаления пыли (шлама).

7. Обогащение обеспыленного мелкого класса углей.

8. Передача пыли (шлама) на обогащение методом флотации. При отсутствии флотационной установки мелочь в необогащенном виде может быть присажена к концентрату или промежуточному продукту.

При выборе схемы подготовки углей к коксованию необходимо стремиться, прежде всего, к получению кокса наивысшего качества. Качество кокса будет тем выше, чем однороднее шихта по составу частиц угля. Частицы отощающего угля, имеющие меньший выход летучих веществ и пониженную спекаемость, должны более тонко дробиться по сравнению с углями других марок. Особенно тонко должны быть раздроблены минерализованные частицы шихты. Они не спекаются и около них в процессе коксования возникают трещины, понижающие качество кокса. С другой стороны, передрабливание угольных частиц ведет к образованию большого количества пыли, приводит к уменьшению насыпной плотности шихты и к понижению ее спекаемости. Все это указывает на то, что схема дробления углей должна выбираться, прежде всего, с учетом распределения минеральных примесей в угольных частицах.

Одним из факторов влияющим на качество кокса является спекаемость углей. Одним из весьма эффективных способов повышения спекаемости угольных шихт является их механическое уплотнение. Для этого шихту загружают слоями в специальный металлический ящик, имеющий форму камеры печи для коксования. Этот ящик устанавливают на машине, выталкивающей кокс из печи (коксовыталкивателе). Стены ящика могут сниматься или раздвигаться. Слои угля в ящике уплотняют специальными механическими трамбовками. Если уголь содержит 8-12% влаги, то из него получается не рассыпающийся достаточно крепкий блок, который можно на металлической подине, как на лопате, ввести в камеру коксования. В результате коксования такого блока получается спекшийся пирог кокса, который далее обычным образом выдают из камер коксования. Трамбование позволяет получить кокс лучшего качества из слабоспекающихся угольных шихт.

Кокс хорошего качества можно получить из слабоспекающихся углей также и в том случае, если их массу уплотнить путем брикетирования. Брикеты каменных углей можно добавлять в обычную шихту и загружать вместе с ней в камеры для коксования. Этот способ в настоящее время нашел широкое применение.

2. Устройство коксовых печей.

Коксохимические заводы сооружаются, как правило, вблизи металлургических заводов и входят в их состав, либо как отдельные предприятия. Коксохимическая промышленность отличается высокой концентрацией производства, т. е. заводы являются весьма мощными и имеют высокую производительность.

Современные печи для коксования углей представляют собой горизонтальные прямоугольные камеры, выложенные из огнеупорного материала. Камеры течей обогреваются через боковые стены. Печи располагаются в ряд и объединяются в батареи для уменьшения потери тепла и достижения компактности. В типовую батарею печей с шириной камер 410мм входят обычно 65 печей, а в батарею большой емкости с камерами шириною 450мм входят 77 печей. Обычные камеры имеют полезный объем 20-21,6м3, а печи большой емкости--30м3. Ширина печей более 450 мм нецелесообразна из-за ухудшения качества кокса (повышения истираемости). Для облегчения выталкивания кокса из камеры коксования ширину камеры со стороны выдачи кокса делают на 40--50 мм шире, чем с машинной стороны. Таким образом, камера имеет вид конуса. За основные элементы батареи надо принять следующие: фундамент, регенераторы, корнюрную зону, зону обогревательных простенков, перекрытия простенков и перекрытия камер.

Фундамент представляет собой бетонное основание, имеющее с боков железобетонные укрепления - контрфорсы, которые сдерживают перемещение кладки батареи при ее разогреве. Фундамент состоит из двух плит. На нижней плите установлены верхние сооружения батареи. В верхней плите обычно располагают борова печей. Батарея имеет четыре борова для отвода продуктов горения. Над фундаментом расположен подовый канал для подвода воздуха и бедного газа или же отвода продуктов горения из регенераторов.

Регенераторы предназначены для подогрева воздуха и бедного газа своей насадкой, предварительно нагретой теплом отходящих продуктов горения из обогревательного простенка печей.

Над регенераторами находится корнюрная зона, которая является основа-нием камер печей и обогревательных простенков. В ней расположены каналы для подвода коксового газа к вертикальным каналам обогревательного простенка. Эти каналы иначе называются корнюрами.

Над корнюрной зоной расположена зона обогревательных простенков, в которой находятся камеры печей для коксования углей. Наружные стены обогревательных простенков одновременно являются стенами камер печи.

Для отопления печей применяются коксовый, доменный, генераторный, обезводороженный коксовый газы и их смеси.

При обогреве коксовым газом применяется так называемый «обратный коксовый газ», т. е. газ, прошедший через аппаратуру, улавливающую ряд химических продуктов. В составе обратного коксового газа содержится до 60% водорода, который целесообразно извлечь и использовать на азотнотуковых заводах для синтеза аммиака. Обезводороженный коксовый газ (не содержащий водорода) также можно применить для отопления печей. Генераторный газ применяется лишь в тех случаях, когда приходится экономить коксовый газ, который целесообразнее использовать как бытовое топливо.

3. Загрузка печей угольной шихтой.

Загрузка коксовых печей включает следующие этапы: набор шихты из угольной башни в загрузочный вагон, засыпка шихты в камеру коксования и выравнивание (планирование) верхнего ее слоя штангой коксовыталкивателя.

Режим загрузки оказывает существенное влияние на производительность батарей, сохранность кладки коксовых печей, качество получаемого кокса и химических продуктов, а также на степень загрязнения атмосферы газами и угольной пылью. Угольная башня обычно содержит запас угольной шихты, обеспечивающий 14-16-часовую потребность коксового блока. Башня делится на самостоятельные секции, которые закрепляются за отдельными батареями. Бункеры загрузочного вагона наполняют шихтой из угольной башни через затворы. Количество шихты, набираемое в загрузочный вагон, определяется разовой загрузкой коксовой камеры и контролируется по весу шихты или ее объему. Весы для взвешивания устанавливают под угольной башней или на самих вагонах.

Шихту загружают в печь при опущенных телескопах загрузочного вагона. Телескопы должны плотно прилегать к гнездам загрузочных люков коксовой камеры или входить в них. Поэтому перед загрузкой люки очищают от нагара

В процессе загрузки в камере образуется значительное количество газов и пыли, которые выделяются вместе с пламенем в атмосферу через открытые стояки, а часто выбиваются и из загрузочных люков. После загрузки в печь шихты ее планируют, т. е. выравнивают верхнюю часть шихты в камере планировочной штангой. Планирование продолжается 1-2мин до обеспечения свободного про хода газа к отверстиям для выхода в стояки. Управление штангой с коксовыталкивателя должно быть автоматизировано. Излишек шихты, выгребаемый из камеры при планировании, собирается в бункер коксовыталкивателя. Бункер периодически опорожняется, и шихта скиповым подъемником угольной башни подается на загрузку коксовых печей.

Температурный режим батареи печей должен обеспечивать получение кокса высокого качества и равномерного по своим свойствам. Для осуществления контроля за температурным режимом измеряют температуры в контрольных вертикалах и вертикалах по всей длине обогревательных простенков, в крайних вертикалах с коксовой и машинной сторон, по оси коксового пирога к концу периода коксования, в подсводовом пространстве камер коксования, в верхней части регенераторов, в газовоздушных клапанах и боровах батарей. Температура батарей измеряется оптическим пирометром.

4. Выдача кокса.

Кокс из печей выдается в определенной последовательности и только при полной его готовности. Перед выдачей кокса печь отключается через стояк от газосборников вначале с машинной, а затем с коксовой стороны. Одновременно с машинной и коксовой сторон с печи снимаются двери, после этого в камеру печи подают штангу коксовыталкивателя. Согласованность работы всех машин, участвующих в выдаче кокса, осуществляется надежной блокировкой или сигнализацией между ними. Двери печей с коксовой стороны снимают и закрывают при помощи двересъемной машины. Помимо этого ее назначением является очистка рамы и двери от смоляных и графитовых отложений, направление в тушильный вагон коксового пирога, выдаваемого из печи. Коксовыталкиватель является машиной, предназначенной помимо выталкивания пирога кокса из печи для съема и установки дверей с машинной стороны печей, очистки рам и дверей, обезграфичивания сводов камеры. Каждая типовая батарея печи (61-77 печей) обслуживается отдельным коксовыталкивателем. На блок печей из 4 батарей дается резервный коксовыталкиватель.

Кокс из печи выдают в равномерно движущийся вагон, предназначаемый для приема, перемещения кокса под башню для его тушения, для передачи к рампе и выгрузки кокса на последнюю. Выданный из печи раскаленный кокс по возможности быстро отвозят под тушильную башню для охлаждения. Кокс тушат (охлаждают) многочисленные струи воды, вытекающие из отверстий оросительного устройства башни.

5. Сортировка кокса

Как правило, кокс сортируется на классы: 0-10, 10-25, 25-40 и крупнее 40мм. Появление доменных печей большой мощности потребовало дополнительного разделения доменного кокса на два класса: крупнее 60 и 40-60 мм.

Коксосортировка обслуживает четыре коксовых батареи и оборудуется валовыми и ситовыми виброинерционными грохотами, бункерами для кокса, конвеерами и желобами для перемещения кокса. Металлургический кокс отделяется от мелких классов кокса на валковых грохотах и поступает затем в бункера крупного кокса или направляется транспортером непосредственно в доменный цех. Разделяется мелкий кокс на ситовых виброинерционных грохотах. Наиболее распространенным является тип сортировки кокса с передачей доменного кокса транспортером на металлургический завод

Заслуживают внимания схемы сортировки кокса с предварительным дроблением крупного класса кокса, например выше 80 или 100мм. Обычно крупные куски кокса менее прочны поэтому превращение их в более прочные куски целесообразно при наличии достаточного количества кокса для доменных печей.

Сортировка кокса представляет собой один из существенных методов улучшения качества кокса.

6. Использование продуктов коксования углей

Большое народнохозяйственное значение имеют химические продукты, получающиеся при коксовании угля. Несмотря на быстрые темпы развития нефтехимической промышленности, коксохимия остается одним из основных поставщиков сырья для производства пластических масс, химических волокон, красителей и других синтетических материалов.

Это обусловливается крупными масштабами коксохимического производства и широким ассортиментом выпускаемой продукции. Доля коксохимических продуктов в сырьевой базе промышленности основного органического синтеза составляет около 50%, а таких важных продуктов, как бензол, достигает 80%, нафталин и крезолы-100%. Цветная металлургия является потребителем малозольного пекового кокса и связующего, получаемых из каменноугольной смолы. Коксы используются для приготовления анодной массы, применяемой при выплавке алюминия. На 1т получаемого алюминия расходуется примерно 450кг малозольного кокса и около 150кг связующего. Другими словами, для получения 1т алюминия надо израсходовать 1т пека или скоксовать около 70т угля.

Коксохимическая промышленность поставляет сельскому хозяйству ценное удобрение -- сульфат аммония. Кроме того, на базе водорода коксового газа и азота кислородных станций металлургических комбинатов производятся самые дешевые азотистые удобрения. Водород является составной частью коксового газа, получаемого в значительном количестве при коксовании углей. Азот и кислород, составные части воздуха. Кислород нужен для интенсификации металлургических процессов. Азот кислородных станций может рационально использоваться в упомянутом комплексе, сочетающем черную металлургию и химическую промышленность.

Химические продукты коксования используются также для производства химических средств защиты растений и животных. Более 20 наименований продуктов и препаратов для нужд сельского хозяйства поставляет коксохимия. Ассортимент химических продуктов, выделяемых из каменноугольной смолы, сырого бензола и коксового газа насчитывает 134 наименования и более 240 сортов.

Общая схема переработки летучих продуктов коксования приведена на рис.1

.

Рис. 1 Переработка продуктов коксования

Производство ферросплавов

1. Способы производства ферросплавов.

Ферросплавы - это сплавы железа с кремнием, марганцем, хромом, вольфрамом и другими элементами, применяемые в производстве стали для улучшения ее свойств и легирования. Вводить в сталь нужный элемент не в виде чистого металла, а в виде его сплава с железом удобнее вследствие более низкой температуры его плавления и выгоднее, так как стоимость ведущего элемента в сплаве с железом ниже по сравнению со стоимостью технически чистого металла. Исходным сырьем для получения ферросплавов служат руды или концентраты. Для производства основных сплавов - ферросилиция, ферромарганца; силикомарганца и феррохрома - пользуются рудами, так как в них высоко содержание оксидов элемента, подлежащего восстановлению. При производстве ферровольфрама, ферромолибдена, феррованадия, ферротитана и других сплавов руду вследствие малой концентрации в ней полезного элемента обогащают, получая концентрат с достаточно высоким содержанием оксидов основного элемента.

Ферросплавы получают восстановлением оксидов соответствующих металлов. Для получения любого сплава необходимо выбрать подходящий восстановитель и создать условия, обеспечивающие высокое извлечение ценного (ведущего) элемента из перерабатываемого сырья.

Восстановителем может служить элемент, обладающий более высоким химическим сродством к кислороду, чем элемент, который необходимо восстановить из оксида. Иначе говоря, восстановителем может быть элемент, образующий более химически прочный оксид, чем восстанавливаемый элемент. Восстановительные процессы облегчаются, если они проходят в присутствии железа или его оксидов. Растворяя восстановленный элемент или образуя с ним химическое соединение, железо уменьшает его активность, выводит его из зоны реакции, препятствует обратной реакции - окислению. В ряде случаев температура плавления сплава с железом ниже температуры плавления восстанавливаемого элемента, следовательно, реакция может протекать при более низкой температуре.

В зависимости от вида применяемого восстановителя различают три основных способа получения ферросплавов: углевосстановительный, силикотермический и алюминотермический. Наиболее дешевым является углерод, поэтому его используют при производстве углеродистых ферромарганца и феррохрома, а также всех сплавов с кремнием (кремний препятствует переходу углерода в сплав). Реакции восстановления металлов из их оксидов углеродом эндотермичные, поэтому углевосстановительный процесс требует подвода тепла - обычно это тепло, выделяемое электрическими дугами ферросплавной печи. Выплавку ферросплавов углевосстановительным процессом осуществляют в так называемых восстановительных (рудовосстановительных) ферросплавных печах, работающих непрерывным процессом, т.е. с непрерывной загрузкой шихты в печь и периодическим выпуском продуктов плавки.

Силикотермическим и алюминотермическим способами получают ферросплавы с пониженным или очень низким содержанием углерода: среднеуглеродистые и малоуглеродистые ферромарганец и феррохром, безуглеродистый феррохром, металлические хром и марганец, ферросплавы и лигатуры с титаном, ванадием, вольфрамом, молибденом, цирконием, бором и другими металлами. Эти сплавы выплавляют в рафинировочных ферросплавных печах, работающих периодическим процессом с выпуском из печи металла и шлака по окончании плавки. Когда выделяющегося при экзотермических реакциях тепла достаточно для получения металла и шлака в жидком виде, плавку проводят в футерованных шахтах (горнах).

2. Рафинировочные ферросплавные печи.

Рафинировочные ферросплавные печи служат для выплавки ферросплавов с низким содержанием углерода; они работают с выпуском сплава и шлака после окончания плавки. Они имеют круглую открытую ванну, а в остальном по своему устройству они ближе к дуговым сталеплавильным печам, на базе которых их конструируют.

Печи делают наклоняющимися, в связи с чем ванну крепят на люльке с механизмом ее наклона; ванна оборудована механизмом вращения, обеспечивающим ее круговое или возвратно-поступательное вращение в процессе плавки. Механизмы перемещения электродов и электрододержатели такие же, как в дуговых сталеплавильных печах; эти механизмы опираются не на люльку, а на пол цеха и при наклоне ванны электроды не наклоняются. Электроды применяют как самоспекающиеся, так и графитированные. Загрузка шихты такая же, как в восстановительных ферросплавных печах.

3. Загрузка шихты в ферросплавные печи.

Шихту в ферросплавные печи загружают сверху из специальных печных карманов (бункеров), расположенных на некоторой высоте над печью и оборудованных затворами. После открывания затвора материал по труботечке ссыпается в печь.

В закрытые печи материалы подают двумя способами. Один из них предусматривает поступление материала из течки в воронку, расположенную концентрически вокруг электрода и далее в печь через кольцевой зазор между отверстием в своде и электродом. Во втором случае материал из труботечки попадает в печь через отверстие в своде.

В первом случае шихта располагается в печи конусом вокруг электродов, во втором - в стороне от электродов под загрузочными течками. В открытые печи шихта из печных карманов также подается по труботечкам (лоткам), но их можно направить в определенное место ванны. Применяют также бросковые машины, передвигающиеся по рельсам вокруг печи; рабочий орган машины - лоток (лопата), вмещающий ~ 25 кг шихты, совершает бросковые движения. Доставку материалов в печные карманы из шихтового отделения ферросплавного цеха осуществляют несколькими способами. В шихтовых отделениях сырые материалы проходят специальную переработку и подготовку: их дробят, сортируют на фракции нужной крупности, некоторые материалы промывают и сушат. Далее во многих цехах материалы наклонным ленточным конвейером или скиповым подъемником доставляют в плавильный корпус цеха в бункеры, расположенные вблизи печей, а из них порциями с помощью дозировочной саморазгружающейся рельсовой тележки загружают в печные карманы. В ряде цехов материалы из дозировочных бункеров шихтового отделения доставляют системой конвейеров непосредственно в печные карманы.

4. Производство ферросилиция.

Ферросилиций применяют для раскисления и легирования стали и в качестве восстановителя при производстве некоторых ферросплавов. В электрических печах выплавляют ферросилиций различных марок с содержанием кремния от 19-23 % (сплав ФС20) до 92-95% (сплав ФС92). При содержании кремния в сплаве в пределах 50-60 % и при загрязнении его фосфором и алюминием сплав рассыпается в порошок с выделением ядовитых летучих соединений. Поэтому сплав такого состава заводы не выпускают. Помимо кремния ферросилиций содержит железо и ряд примесей. Следует отметить, что ферросилиций содержит мало углерода, несмотря на применение углеродистого восстановителя и угольной футеровки печи. Объясняется это тем, что в присутствии кремния растворимость углерода в сплаве уменьшается. Чем больше в сплаве кремния, тем меньше сплав содержит углерода.

Для получения заданного содержания кремния в сплаве в шихту вводят рассчитанное количество железа в виде измельченной стружки углеродистой стали; железо, кроме того, облегчает восстановление кремния. В качестве восстановителя при выплавке ферросилиция применяют металлургический кокс кусками размером 10-25 мм.

Ферросилиций выплавляют в круглых печах различной конструкции -- вращающихся и стационарных, открытых и закрытых. Рабочий слой футеровки выполняют из углеродистых блоков. Печь имеет две летки, одну рабочую и другую резервную. Плавку ведут непрерывным процессом. На колошник печи сверху непрерывно загружают шихту, а сплав периодически выпускают через летку. Процесс плавки происходит главным образом у электродов, под которыми горят электрические дуги. Здесь в зоне дуг в шихте образуется полость ("тигель") с очень высокой температурой. Стенки тигля непрерывно оплавляются, кремнезем восстанавливается, кремний растворяется в жидком железе, жидкий сплав опускается на подину, а новые порции шихты - в зону реакций. Кремний восстанавливается твердым углеродом по реакции:

SiO2 + 2С = 4Si- 2СО2 - 635096 Дж,

идущей с большой затратой тепла, теоретическая температура ее начала равна 1554 °С. В присутствии железа восстановление кремния облегчается и идет при более низких температурах, поскольку железо, растворяя кремний, выводит его из зоны реакции, что сдвигает равновесие этой реакции вправо, в сторону восстановления кремния. Чем больше железа в шихте, тем при более низкой температуре происходит восстановление кремния и образование ферросилиция.

Нормальный ход печи характеризуется медленным опусканием электродов по мере их сгорания и равномерным оседанием шихты вокруг этих электродов. Сплав выпускают 12-20 раз в сутки. Вскрытие летки производят прожиганием электрической дугой или кислородом, пробиванием железным прутом или при помощи бура. По окончании выпуска летку закрывают конической пробкой из смеси электродной массы и песка или огнеупорной глины и кокса.

5. Производство углеродистого ферромарганца.

Ферромарганец применяют для раскисления и легирования стали. Марганцевые руды содержат много фосфора, поэтому и в ферромарганце содержание этого вредного элемента высокое.

Для выплавки ферромарганца используют неофлюсованный и офлюсованный марганцевый агломерат и концентраты марганцевых руд, железорудные окатыши либо железные руды или железную стружку и иногда известняк. Углеродистый ферромарганец выплавляют флюсовым или бесфлюсовым методом. Во втором случае процесс ведут без добавки извести и получают, кроме углеродистого ферромарганца, еще бесфосфористый марганцевый шлак (около 50 % MnO и менее 0,02 % Р). Такой шлак используют вместо марганцевой руды для выплавки силикомарганца или малофосфористых марганцевых сплавов. Бесфлюсовым методом, перерабатывают богатые руды, а бедные руды с повышенным содержанием кремнезема - флюсовым методом. Выплавляют углеродистый ферромарганец в закрытых печах с угольной футеровкой, печи круглые и прямоугольной формы. При бесфлюсовом процессе шихтой служит марганцевый концентрат (агломерат), содержащий более 48 % Mn, кокс и железорудные окатыши либо железная стружка.

Плавку ведут непрерывным процессом при напряжении 110-160 В; невысокое напряжение желательно, чтобы уменьшить перегрев ванны и потери марганца в результате его испарения. Электроды погружают в шихту на глубину 1200-1500 мм. Вследствие глубокой посадки над зоной высоких температур находится большой слой шихты.

Высшие оксиды марганца (MnО2, Mn2О3 и Mn3О4) непрочны и легко восстанавливаются оксидом углерода отходящих газов при низких температурах вверху слоя шихты. Оксид MnО восстанавливается в высокотемпературных приэлектрод-ных зонах по следующим реакциям, протекающим со значительной затратой тепла:

MnО + С = Mn + СО - 288290 Дж

3MnO + 4С = Mn3С + 3СО - 780800 Дж.

Теоретическая температура начала этих реакций равна соответственно 1420 и 1227°С, в связи с чем преимущественное развитие получает восстановление по второй реакции, и сплав поэтому содержит много углерода. Сплав и шлак выпускают через летку одновременно в футерованный ковш или в стальной ошлакованный изнутри ковш, обеспечивая при этом отделение шлака (один из способов отделения состоит в том, что сплав, как более тяжелый, остается в ковше, а шлак переливается через сливной носок ковша в чугунные изложницы). Сплав разливают в изложницы или на разливочной машине в чушки. При бесфлюсовом процессе степень извлечения марганца в сплав равна ~ 60 %. При флюсовом процессе количество шлака равно 1,4-1,8 т/1т сплава; он содержит 8-20% Mn.

6. Производство силикомарганца.

Выплавляют товарный силикомарганец для раскисления и легирования стали и передельный, используемый при выплавке низко- и среднеуглеродистого ферромарганца и металлического марганца. Товарный силикомарганец выплавляют непрерывным процессом в закрытых печах с угольной футеровкой при рабочем напряжении 120-200в. Шихтой служат марганцевые материалы (руда, концентрат, шлаки производства углеродистого и среднеуглеродистого ферромарганца), кокс, кварцит. Шихту загружают в печь равномерно, поддерживая у электродов возвышающиеся на 300мм конусы, глубина посадки электродов равна 1,6-2,3 м.

В высокотемпературных зонах у электродов происходит восстановление углеродом марганца и кремния из MnO и SiO2; часть марганца и кремния восстанавливается из образующегося в зонах восстановления шлака (из силикатов марганца MnO*SiO2). Для улучшения восстановления кремния требуются кислые шлаки (с высоким содержанием SiO2) и высокие температуры (более высокие, чем при плавке углеродистого ферромарганца; температура силикомарганца и ферромарганца на выпуске составляет соответственно 1500 и 1350 °С). Восстанавливается и переходит в сплав 65-75 % марганца и ~ 40 % кремния шихты. Сплав и затем шлак выпускают через ~ 2 ч; сплав - в футерованный шамотом ковш, шлак - в стальную чашу. Сплав разливают в чушки на разливочной машине или в чугунные изложницы. Шлак гранулируют.

7. Производство углеродистого феррохрома.

Из всех легирующих элементов в сталях наибольшее применение находит хром. Для легирования стали хромом в нашей стране производят 17 марок феррохрома. Эти сплавы в основном отличаются по содержанию углерода, которое изменяется от 0,01 до 9 %.

Для выплавки углеродистого феррохрома применяют хромовые руды в основном Донского месторождения (Казахстан), которые содержат 30-58% Сr2О3, остальное FeO, MgO, А12О3, SiC. В связи с истощением богатых руд в последние годы используют бедные (с содержанием до 30 % Сr2О3) руды, подвергая их обогащению и иногда агломерации. В качестве флюса применяют кварцит, необходимый для получения требуемых свойств и состава (27-32 % SiO2) шлака.

В качестве восстановителя применяют отсортированный кокс размером 10-25мм, содержащий не более 0,5 % S и не более 0,04% Р.

В состав хромовой руды входят оксиды железа, они вносят в сплав требуемое количество железа.

Углеродистый феррохром выплавляют непрерывным процессом в открытых и закрытых печах с магнезитовой футеровкой. Хромовую руду (или ее часть) берут тугоплавкую, трудновосстановимую (содержащую магнохромит MgO* Сr2О3, восстанавливающийся углеродом при 1546°С) и плохо растворимую в шлаке, что обеспечивает формирование над расплавом феррохрома так называемого "рудного слоя", необходимого для окисления избыточных углерода и кремния в образующемся феррохроме.

Шихту загружают равномерно по поверхности колошника. Процесс плавки характеризуется следующим строением ванны по высоте: слой твердой шихты с проходящими здесь процессами твердофазного восстановления, зона плавления пустой породы и восстанавливающегося металла со слоем жидкого шлака внизу (у конца электродов), "рудный слой", слой жидкого сплава. Газовых полостей под электродами нет.

Восстановление хрома протекает по следующим реакциям:

1/З Сr2О3 + С = 2/ЗСr + СО - 270100 Дж;

1/З Сr2О3 + 9/7С = 2/21Сr7С3 + СО -250200 Дж.

Термодинамически легче идет восстановления с образованием карбида хрома Сr7С3, и эта реакция наиболее вероятна. Из оксидов железа руды углеродом легко восстанавливается железо, причем этот процесс опережает восстановление хрома; железо, растворяясь в карбиде хрома, облегчает восстановление последнего.

При температурах ~ 1550°С происходит плавление восстановленного метал-ла с образованием феррохрома, капли которого стекают вниз; при температурах ~1650°С начинают расплавляться невосстановленные оксиды с образованием жидкого шлака.

Благодаря тому, что хромовая руда тугоплавка, трудновосстановима и плохо растворима в шлаке, на границе раздела шлак - жидкий феррохром формируется "рудный слой" - вязкий слой шлакового расплава с множеством кусочков руды. Во время прохождения капель сплава через "рудный слой" происходит частичное окисление углерода и кремния сплава за счет реагирования с кислородом оксидов руды (например, Сr7С3 + Сr2О3 = 9 Сr + ЗСО) с одновременным восстановлением хрома из рудного слоя. В результате этого снижается содержание углерода и кремния в сплаве (например, в сплаве ФХ650 получается менее 6,5 % С и менее 2% Si).

Сплав и шлак выпускают через одну летку одновременно три-четыре раза в смену в футерованный ковш или в стальной ковш со шлаковым гарнисажем от предыдущего выпуска, избыток шлака из ковша перетекает в чугунные шлаковни.

Сплав разливают в чугунные изложницы (толщина слитка должна быть менее 200 мм для удобства дробления) или в чушки на разливочных машинах конвейерного типа.

Прокатное производство

Прокатное производство является завершающей стадией производства металла. Поскольку сортамент проката разнообразен, на заводе может быть несколько прокатных цехов с соответствующими объему производства и сортаменту прокатными станами.

Металлургический завод включает три основных вида производств, составляющих так называемый металлургический цикл: производство чугуна, или доменное производство, сталеплавильное и прокатное производства. В зависимости от принятой структуры к основным производствам металлургических комбинатов могут относиться производство кокса с химическими цехами и горное хозяйство, включая, кроме добычи рудных и нерудных ископаемых, подготовку сырья к плавке (обогащение и окускование). В комплекс завода входят энергетическое хозяйство (электроэнергия, вода, тепло, кислород, воздух), ремонтные и вспомогательные службы.

Металлургические заводы по структуре могут быть с полным металлургическим циклом (чугун, сталь и прокат) и неполным (сталь, прокат). Существуют две технологические схемы производства металла.

По наиболее распространенной первой схеме слитки преимущественно в горячем виде подают в нагревательные колодцы блюмингов или слябингов. После нагрева их прокатывают в полупродукт -- заготовку для станов окончательной прокатки. Вторая схема отличается от первой наличием установок непрерывной разливки и отсутствием обжимных станов. В ряде случаев литой полупродукт прокатывают на обжимных и заготовочных станах.

На некоторых заводах еще работают по старой технологии - сталь разливают в сравнительно мелкие слитки, которые прокатывают сразу в готовый прокат. При прокатке ряда сталей слитки охлаждают, зачищают, а затем в холодном виде нагревают и прокатывают в заготовку (слябы, блюмы). Применяется также зачистка горячих слитков.

Понятие об особой структуре заводов качественной металлургии, как о заводах с маломеханизированными, тихоходными, трудоемкими в обслуживании прокатными станами, устарело. Сфера качественной металлургии и объемы выпуска качественных и высококачественных сталей настолько расширены, что заводы качественной металлургии с полным циклом, с современным уровнем прокатного производства не являются исключением.

1. Охлаждение, резка и правка проката

Режим охлаждения проката применяют четырех видов.

Обычный. Охлаждение производят на холодильниках, площадь которых выбирают по максимальной производительности и среднему времени естественного охлаждения.

Иногда на холодильниках создают условия регулируемого охлаждения, например для рессорной стали, что обеспечивает определенную ее твердость. В этих случаях применяют специальную укладку охлаждаемых полос (на ребро без промежутков).

Замедленный. Этот режим охлаждения применяют для крепких и легированных флокеночувствительных сталей. Охлаждение проводят в проходных отапливаемых печах, отапливаемых и неотапливаемых ямах и коробах.

Медленное охлаждение, начиная с 800-900°С, обеспечивает выравнивание температуры по сечению профиля и устраняет внутренние напряжения после прокатки. Для большинства сталей, замедленно охлаждаемых, применяют Изотермический режим: выдержка при 600-750°С, а затем охлаждение на воздухе.

Ускоренный. Этот режим охлаждения применяют для катанки и листа перед сматыванием в бунты и рулоны для получения определенной структуры и уменьшения окалинообразования. Применяют также водяное охлаждение в трубках или на рольгангах.

Регулируемое ускоренное охлаждение водой и на воздухе листа и ленты из различных сталей до 700-500° С перед сматыванием в рулоны делают для получения наиболее благоприятной и равномерной структуры. Охлаждение водой высокоуглеродистых и легированных сталей (У9, У12,111X15) производят для предотвращения образования карбидной сетки. Быстрый (термоупрочняющий) режим охлаждения обеспечивает закалку с последующим режимом самоотпуска с прокатного нагрева. С этой целью применяют регулируемые системы быстрого охлаждения водой.

2. Листопрокатное производство

Удельный вес листовой продукции в современной структуре сортамента проката непрерывно увеличивается. Это связано не только со спецификой отдельных отраслей промышленности, но и с преимуществами внедрения листового металла в машиностроении (вместо трудоемкого литья, поковок), развития сварных конструкций, увеличения производства сварных труб, в том числе для магистральных трубопроводов, и т. д.

Исходными заготовками для листов служат обжатые или литые (на установках непрерывной разливки стали) плоские заготовки - слябы. Резко сократилось производство листа непосредственно из слитков, характерное для старых толстолистовых станов и тонкого листа из полосы, сутунки, билета, карточки. Наблюдается тенденция увеличения веса обжатых и литых слябов до 25-30 т, что обеспечивает укрупнение рулонов листа, выгодное для дальнейшей обработки. Горячую прокатку тонких листов производят на непрерывных и полунепрерывных станах, которых в настоящее время насчитывается в мире более 100 штук с суммарной производственной мощностью до 130 млн. т в год. Проявляется тенденция увеличения веса рулона и уменьшения толщины горячекатаного листа (до 1,2 мм). Получили развитие высокопроизводительные цехи холодной прокатки, рассчитанные на рулоны укрупненного веса (до 45 т), а также многовалковые станы для прокатки тончайших лент и листов.

3. Производство толстолистовой стали

Согласно нормам, толстолистовая сталь имеет толщину 4-160мм и ширину 600-3800 мм, длина листов колеблется в пределах 2-20 м. Исходным материалом для толстых листов могут служить слитки и слябы. Тяжелые листы (плиты) для сварных станин, рам, котлов высокого давления прокатывают из слитков весом 8-250 т.

Слябы для толстых листов подбирают в соответствии с раскроем листов толщиной 150-500мм, шириной 600-2000 мм и длиной 2-6 м.

Слитки нагревают в нагревательных колодцах или печах с выдвижным подом. Последний способ применяют на старых станах: он очень трудоемок и не экономичен. На некоторых заводах, не имеющих обжимных станов, прокатку ведут на комбинированных станах из слитков.

В листовом производстве и особенно при производстве толстых листов имеет большое значение правильное назначение плавок, слитков или слябов в соответствии с данными плавочного химического анализа, качественной характеристики сляба по зоне (высоте) слитка и размерами с точки зрения выполнения требований заказчика к готовому, обрезанному листу. Для наиболее экономичного раскроя готовых листов надо правильно определить массу и исходные размеры слитка и сляба. Такие расчеты относятся к области фабрикации в листопрокатном производстве. Существует также понятие о фабрикационом коэффициенте, или расходе металла на изготовление годного обрезанного листа, в отличие от расходного технологического коэффициента, включающего оптимальные потери металла на угар, боковую и торцовую обрезь. При производстве листов большое значение для выхода годного по раскрою имеет форма полученного раската, зависящая от настройки и состояния валков, соблюдения принятой схемы разбивки ширины, что в свою очередь определяет конфигурацию переднего и заднего концов и боковых сторон раската. Для качества листов большое значение имеет также удаление окалины в процессе прокатки, режим обжатий, профилировка валков и температурные условия прокатки.

Для отдельных сталей гидросбивом пользуются осторожно, чтобы температура конца прокатки не была ниже 800--1050°С; снижение температуры ниже 750° С вызывает наклеп металла. Оптимальной температурой конца прокатки считается 820-920°С; при повышенных температурах конца прокатки увеличивается зерно, ухудшаются пластические свойства, особенно вязкость. Приходится иногда прибегать к подстуживанию перед последними проходами, при этом важно обеспечить условия равномерного охлаждения. Различные температурные условия прокатки приводят к разнотолщинности по ширине листа.

Листовые станы в отличие от сортовых характеризуются длиной бочки чистовых валков, так как этим определяются возможности получения максимальной ширины листа. Иногда в названии стана, кроме ширины, указывают и диаметры валков чистовой клети.

По числу и расположению рабочих клетей толстолистовые станы бывают одноклетевые (дуореверсивные, кварто-реверсивные, трио Лаута), двухклетевые линейные и с последовательным расположением (тандем), полунепрерывные и непрерывные.

Одноклетевые и двухклетевые линейные станы, как малопроизводительные и не обеспечивающие хорошего качества продукции, применяют редко. Специализированными толстолистовыми станами принято считать двухклетевые станы с последовательным расположением клетей - для прокатки листов толще 8-12мм и шире 1850мм, так как более тонкие и узкие листы выгоднее прокатывать на полу-непрерывных и непрерывных тонколистовых станах. Новые специализированные толстолистовые станы строят с длиной бочки валков 2000-5000мм (чаще 2800- 4300мм). Современные толстолистовые станы (двухклетевые) имеют производительность 900-1200 тыс. т в год, есть и более производительные специализированные полунепрерывные станы для прокатки толстых листов шириной более 3000 мм.

4. Холодная прокатка и очистка от масла

Полистный (карточный) способ холодной- прокатки характерен для реверсивных и нереверсивных станов дуо и кварто. Некоторые современные станы, предназначенное для прокатки высококачественного металла, прокатывают отдельные листы.

Реверсивные станы с рулонным способом производства применяют главным образом для холодной прокатки легированной стали. Реверсивные одноклетевые станы кварто могут работать на толстом подкате (3-6 мм) и прокатывать лист толщиной до 0,5мм, а в некоторых случаях и более тонкий.

Для прокатки особо тонких листов и жести (тоньше 0,18 мм) применяют многовалковые станы. На многоклетевых станах уменьшения толщины полос достигают за счет увеличения числа клетей (до 5-6) или дополнительной прокаткой на двух или трехклетевых непрерывных станах (до 0,08 мм). Многовалковые станы (12- и 20-валковые) широко применяют при прокатке труднодеформируемых легированных сталей и сплавов.

При полистном способе прокатки карточки в валки задают вручную. На нереверсивном стане после прокатки партии листов с одним и тем же обжатием пакеты переносят на переднюю линию клети краном или транспортером для следующего прохода.

Прокатку на реверсивном стане рулонов ведут следующим образом. Полосу с разматывателя задают в валки, а затем передний конец заправляют в моталку. После заправки начинается процесс прокатки с натяжением. Таким же образом после заправки заднего конца прокатку ведут в обратном направлении. Скорость прокатки на реверсивных станах составляет 6-15 м/сек, производительность этих станов достигает 350 тыс. т в год.

5. Отделка готовой продукции

Отделка холоднокатаного листа включает дрессировку, правду, резку, сортировку, приемку и упаковку готовой продукции. Дрессировка (обжатия 0,5-- 3,0%) обязательна для листа, подвергающегося глубокой штамповке. При дрессировке прочность возрастает на 10--15% при хорошей пластичности металла. Одновременно при дрессировке лист калибруется по толщине и можно получить любую требуемую поверхность -- блестящую, глянцевую, полированную, матовую или шероховатую.

Дрессировку проводят за один проход в одной или двух клетях без смазки и охлаждения валков. На современных двухклетевых дрессировочных станах, предназначенных в основном для дрессировки жести, скорость прокатки достигает 30м/сек. Производительность двухклетевых станов составляет 450 тыс. т в год, но есть аналогичные станы с более высокой производительностью.

Список литературы

1. Воскобойников В.Г. «Общая металлургия».

2. Вегман Е.Ф. «Металлургия чугуна».

3. Кудрин В.А. «Металлургия стали».

4. Сысков К.И., Королёв Ю.Г. Коксохимическое производство. М., «Высшая школа», 1969.

5. Лейбович Р.Е. и др. Технология коксохимических производств. М., «Металлургия», 1974.

Размещено на Allbest.ru