Процесс выплавки стали при низком содержании азота

Растворимость азота в стали. Рафинирование металла от азота. Анализ технологических параметров выплавки стали на различных предприятиях. Анализ технологии выплавки, внепечной обработки и разливки стали в условиях технологических процессов ЭСПЦ ММЗ.

Рубрика Производство и технологии
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 22.10.2011
Размер файла 1,8 M

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

При обработке металла на установке доводки стали на марках сталей, контролируемых по азоту, продувки металла производить с аргоном через донные пробки сталь-ковша. Продувку азотом сверху через погружную фурму производить только в момент отдачи ферросплавов и извести.

3) Сократить до минимума продолжительность нахождения стали в сталь-ковше на отстое (не более 20-30 мин).

4) Сократить время обработки и нагрева металла на установке ковш-печь до 40-45 мин.

5) Разливку стали производить на минимально короткой и устойчивой струе металла между сталеразливочным и промежуточным ковшом.

2.3 Анализ технологии выплавки, внепечной обработки и разливки стали в условиях технологических процессов ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь» (ОХМК)

ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь» (ОХМК) не обладает достаточной технологической оснащенностью, обеспечивающей сверхнизкое содержание азота в печи (от 0,003% до 0,005%) и, практически исключающие азотацию расплава в процессе выпуска и внепечной обработки. Единственно применяемой технологией деазотации стали это технология вспенивания шлака (при этом надо отметить, что вспенивание шлака в ЭСПЦ производят периодическими присадками окисленных окатышей или продувкой расплава кислородом). Другие способы деазотации невозможно использовать из-за отсутствия соответствующего оборудования.

Таким образом, в условиях ЭСПЦ технологией, обеспечивающей низкое содержание азота в готовой стали, должно являться:

· окисление углерода в печи в количестве, достаточном для необходимой деазотации расплава, и нагрев металла под вспененными шлаками;

· разработка технологии выпуска, предотвращающей азотацию в процессе операции;

· совершенствование режима обработки металла на УКП, предотвращающей или сводящей к минимуму азотацию стали.

Технологические параметры производства стали марок 14Г2АФ, 16Г2АФ показывает, что на массовую долю азота в ковшевой пробе значительное влияние оказывает количество окисленного углерода после взятия второй пробы, т.е. после полного расплавления шихты и нагрева металла с 1590-1610°С до 1660-1690°С и расход окисленных окатышей. Так, на плавках с содержанием азота в ковшевой пробе 0,007%, количество окисленного углерода после полного расплавления шихты составило в среднем 0,33%, а расход окатышей -1110 кг/плавку, в то время как на плавках с содержанием азота 0,009% указанные параметры составили соответственно 0,18% и 425 кг/плавку (таблица 6). Обращает на себя внимание и такой показатель, как соотношение между степенью нагрева металла после полного расплавления шихты к количеству окисленного углерода. На плавках с содержанием азота 0,007% на каждую 0,01% окисленного углерода повышение температуры составило в среднем 1,91°С, в то время как на плавках с содержанием азота 0,009% - 4,33°С. Это объясняется тем, что в процессе нагрева металла дугами и окисления расплава происходят одновременно два процесса: поглощение азота металлом в районе электрических дуг и удаление азота из металла пузырьками окиси углерода. При недостаточном количестве окисленного углерода процесс поглощения металлом азота преобладает над процессом деазотации расплава, что приводит к повышению содержания азота в металле.

Аналогичная зависимость установлена и при анализе технологических параметров производства стали марок 10ХСНДА, 15ХСНДА. На плавках с массовой долей азота в маркировочной пробе 0,007%, количество окисленного в печи углерода после полного расплавления шихты составило в среднем 0,27-0,29%, расход окатышей 1276-2016 кг, нагрев металла при окислении 0,01% углерода - 1,61 - 2,04°С, а на плавках с содержанием азота 0,011% данные показатели составили соответственно 0,07 - 0,12%, 1057-1620 кг и 4,00 - 7,14°С.

На плавках с содержанием азота 0,007% падение температуры металла в процессе выпуска плавки составило в среднем 92-93°С, в то время как на плавках с содержанием азота 0,011% - 57-84°С, что свидетельствует о том, что на плавках с повышенным содержанием азота выпуск металла производили при работающей печи (выпуск «под током»).

Содержание азота в стали в период кипения находиться в зависимости от количества окисленного углерода. Зависимость между содержанием азота в стали [N] и количеством окисленного углерода ?[С] может быть выражена следующим уравнением:

[N]2 - (0,12 + 2,33?C) [N] + 0,35 • 10-2 = 0, (7)

?С = 0,43 [N] + 0,0015/[N] - 0,052, (8)

Зависимость 8 представлена кривой I на рисунке 8. В действительности, в процессе кипения наряду с удалением азота из жидкой стали возможно поглощение некоторого количества азота из газовой фазы. Обозначив скорость окисления углерода через vC, а скорость поглощения азота из газовой фазы через vN. Чем выше отношение vN / vC, тем больше азота поглотится во время кипения. Следовательно, понижение содержания азота в стали во время кипения будет происходить с меньшей скоростью.

Кривые II, III и IV на рисунке 8 представляют зависимость содержания азота в стали от количества окисленного углерода при различных значениях отношения. Эти кривые показывают, что при высоком содержании азота в стали его удаление происходит легко и при окислении 0,2-0,3% углерода содержание азота в стали может быть понижено до 0,004-0,005%, если даже первоначальное содержание азота в стали было очень высоким. Первоначальное содержание азота не оказывает значительного влияния на конечное его содержание. При низких концентрациях азота в стали дальнейшее его удаление замедляется и все большее значение приобретает процесс поглощения азота из атмосферы.

3. Совершенствование технологии раскисления стали в процессе выпуска плавки

3.1 Азотация стали в процессе выпуска плавки

В проведенных в ЭСПЦ исследованиях было установлено, что в процессе выпуска плавки происходит насыщение металла азотом в пределах 0,001-0,002%. Азотация расплава в процессе выпуска связана с одной стороны, с сравнительно большой продолжительностью выпуска, при котором происходит контакт струи металла с атмосферой и, с другой стороны, существующей в цехе технологии раскисления металла в ковше, когда ферросплавы и алюминий вводят в ковш в начале выпуска плавки (после схода 10-15 т металла). При раннем вводе ферросплавов в ковше образуется высоко раскисленный легированный расплав, который легко насыщается азотом, эжектируемым из атмосферы струей металла. При вводе в ковш шлакообразующих в начале выпуска плавки (после схода 5-10 т металла) и ферросплавов с алюминием после выпуска 80-90 т металла (или всего металла) насыщение стали азотом не происходит при условии выпуска металла компактной струей с небольшим количеством шлака, предохраняющим верхний слой выпускаемого металла от контакта с атмосферой.

Таким образом, для предотвращения азотации расплава в процессе выпуска необходимо выполнение следующих условий:

· выпуск плавки производить компактной струей с небольшим количеством печного шлака;

· в начале выпуска плавки (после схода 5-10 т металла) в ковш вводить 800 - 1000 т извести и 200-300 кг плавикового шпата;

· присадку алюминия и ферросплавов производить после выпуска 80 - 90 т металла.

Для снижения степени азотации металла в процессе выпуска плавки предлагается изменить технологию отдачи ферросплавов в ковш. С этой целью приводится сравнительный расчет для применяемой и предлагаемой технологии выпуска плавки на примере стали марки 13Г1С-У.

3.2 Методика расчетов

Реакция растворения азота в железе описывается следующим уравнением:

N2 (г) = [N](1% в Fe); (9)

Константа равновесия этой реакции определяется из выражения:

lg = , (10)

где - константа равновесия азота в железе;

Т - температура, К.

lg KN = = - 1,350.

Равновесная концентрация азота в сплаве определяется по формуле:

lg[N]спл=, (11)

где - коэффициент активности азота в сплаве;

- давление газа, атм.

Коэффициент активности азота в сплаве вычисляется по формуле:

, (12)

где - параметр взаимодействия первого порядка;

- параметр взаимодействия второго порядка;

j - элемент в сплаве.

3.2.1 Технология принятая в ЭСПЦ ОАО «Уральская Сталь» (ОХМК)

Расчет растворимости азота в стали марки 13Г1С-У производится при средней температуре металла в ковше во время выпуска t = 1600 оС (Т = 1873 К) и давлении = 1 атм.

Химический состав стали марки 13Г1С-У представлен в таблице 8.

Таблица 8 - Химический состав стали 13Г1С-У

Содержание элемента в стали, %.

C

Si

Mn

P

S

Cr

Al

N

V

Nb

0,12-

0,15

0,4-

0,6

1,3-

1,6

менее

0,015

менее

0,010

0,3

0,020-

0,050

менее

0,008

-

0,03-

0,05

Согласно технологической инструкции по выплавке стали в ЭСПЦ присадки раскислителей и легирующих добавок производят в ковш во время выпуска из расчета получения нижнемарочного значения для заданного химического состава. В таблице 9 представлен предположительный состав стали 13Г1С-У полученный в ковше после выпуска плавки.

Таблица 9 - Химический состав стали 13Г1С-У в ковше после выпуска плавки

Содержание элемента в стали, %.

C

Si

Mn

P

S

Cr

Al

V

Nb

0,13

0,5

1,4

0,08

0,015

0,3

0,020

-

0,04

Параметры взаимодействия первого и второго порядка определяются по данным таблицы 10 и 11.

Таблица 10 - Параметры взаимодействия первого порядка • 100 в железе при 1873 К

Элемент i

Элемент j

C

Si

Mn

P

S

Cr

Al

V

Nb

N

13

4,7

-2

4,5

0,7

-4,7

-2,8

-9,3

-6

Таблица 11 - Параметры взаимодействия второго порядка • 100 в железе при 1873 К

Элемент i

Элемент j

C

Si

Mn

P

S

Cr

Al

V

Nb

N

0

0

0

0

0

0,04

0

0

0

lg = (0,13 • 0,13 + 0,047 • 0,5 - 0,02 • 1,4 + 0,045 • 0,008 + 0,007 •

• 0,015 - 0,047 • 0,30 - 0,028 • 0,020 - 0,093 • 0,00 - 0,06 • 0,04) + (0,0004 • • 0,32) = 0,0012.

lg[N]спл= - (- 0,0012) + 0,5 • lg 1 = - 1,348;

[N]спл = 0,046%.

Равновесная концентрация азота в железе составляет 0,044%, т.е. в стали марки 13Г1С-У выпущенной в соответствии с технологией принятой в ЭСПЦ ОАО «Уральская сталь» (ОХМК) равновесная концентрация азота в сплаве выше.

3.2.2 Предлагаемая технология

Произведя расчеты в таблице «Excel» получены результаты которые описывают зависимость lg [N] от содержания в железе каждого элемента в отдельности. Результаты расчетов выведены на диаграмму (рисунок 9 и 10) для элементов имеющих низкое содержание в железе (до 0,1%) и элементов с большей концентрацией (более 0,1%).

Как видно из диаграммы ниобий и алюминий в разной степени способствуют растворению азота в железе, поэтому необходимо исключить их введение в ковш во время выпуска плавки. Сера занимает позицию ближе к нейтральной и поэтому практически никак не влияет на растворимость азота. Фосфор и кислород практически в равной степени снижают растворимость азота в железе, но в свою очередь они являются вредными примесями, поэтому их содержание в железе должно быть минимальным.

На следующей диаграмме описана зависимость lg [N] от элементов содержащихся в железе в концентрациях более 0,10% и имеющих возможность в более значительной степени повлиять на растворимость азота. Растворимости азота в значительной степени способствует марганец, соответственно необходимо исключить его введение в ковш во время выпуска плавки. Углерод и кремний (особенно углерод) способны своим присутствием снизить азотирование металла. Но на стали 13Г1С-У содержание углерода не высокое и выпуск плавки из печи производится при содержании углерода (0,10±0,02)% (с учетом последующего науглероживания ферросплавами). Поэтому значительно повлиять на растворимость азота в железе углерод не может. Единственным элементом способным снизить растворимость азота в данной марке стали является кремний. Введение ферросилиция в ковш в начале слива металла (после налива первых 5-10 т металла лотком или по тракту подачи ферросплавов порциями под струю) позволит резко снизить растворимость азота. Количество ферросилиция должно обеспечить получение среднемарочного содержания кремния для стали 13Г1С-У (~0,5%). Для плавки массой 100 т это количество будет соответствовать 800 кг ФС65 при 80% усвоения кремния.

3.3 Влияние технологических параметров внепечной обработки стали на установке «ковш - печь» на массовую долю азота в металле

Прирост массовой доли азота в процессе обработки металла на установке «ковш - печь» (УКП) зависит в первую очередь от массовой доли азота в стали перед обработкой. Так, при содержании азота перед обработкой 0,008% азотация расплава составляет от 0,00 до 0,001%, в то время как при содержании азота от 0,005 до 0,006 азотация расплава составляет от 0,003 до 0,004%.

Значительное влияние на степень насыщения металла азотом оказывает и продолжительность нагрева металла и, в первую очередь, - при работе на «мощных» ступенях напряжения трансформатора. При средней продолжительности нагрева от 47 до 56 мин (в том числе на «мощных» ступенях - от 40 до 51 мин) азотация составляет от 0,003 до 0,006%, а при продолжительности нагрева от 30 до 39 мин - от 0,00 до 0,002%. Это связано в первую очередь со шлаковым режимом. Длина электродуги на низких ступенях нагрева составляет от 90 до 110 мм, на высоких ступенях, соответственно, от 110 до 160 мм. При работе на низких ступенях нагрева, для экранировки электродуги достаточно иметь толщину шлака от 100 до 150 мм, в то время, как при работе на высоких ступенях необходимо иметь от 150 до 200 мм слоя шлака.

3.4 Определение оптимальных параметров производства стали

Как было отмечено выше, статистический анализ показал существенную зависимость между количеством окисленного в печи углерода и содержание азота в готовой стали. Для обеспечения массовой доли азота в стали не более 0,007%, согласно данному анализу, необходимо окислить в печи после полного расплавления шихты не менее 0,27% углерода. Однако, учитывая усовершенствование технологии раскисления металла в процессе выпуска и регламентация параметров внепечной обработки стали на установке «ковш-печь» исключают или снижают азотацию расплава, было предложено следующее:

· окисление металла начинать за 5 - 10 мин до отбора первой пробы присадкой окисленных окатышей в количестве 400 - 1000 кг из расчета окисления 0,02% углерода каждыми 100 кг окатышей;

· после отбора первой пробы окислять не менее 0,30% углерода, после отбора второй пробы - не менее 0,20% углерода;

· в процессе окислительного периода в печь вводить не менее 1,5 т окисленных окатышей;

· нагрев и обезуглераживание расплава производить одновременно;

· металл перед выпуском плавки нагревать до 1660-1700 С0;

· в процессе выпуска, после слива первых 5 - 10 т металла, в ковш присаживать 500 - 1000 кг извести и 100 - 300 кг плавикового шпата, после схода 80 - 90 т металла - ферросплавы и алюминий

Таблица 15 ? Средние технологические параметры плавок

п.п

Параметр

Марка

В т.ч. с азотом не более 0,0070%

10ХСНДА

Низколегированные

5 сп

3 сп

1

Окисление углерода, всего, %

0,56

0,57

0,52

0,59

0,65

2

Окислено углерода после второй пробы, %

0,26

0,31

0,26

0,37

0,41

3

Расход извести в окислительный период, кг

2576

2385

2594

2300

2750

4

Расход окатышей в окислительный период, кг

1770

1820

1211

1364

2180

5

Температура металла перед выпуском, 0С

1660

1656

1661

1659

1665

6

Температура металла после выпуска, 0С

1572

1573

1579

1577

1571

7

Толщина слоя шлака, мм

108

98

106

109

100

8

Расход извести на УКП, кг

697

810

529

538

729

9

Продолжительность обработки на УКП, мин

109

116

80

78

87

10

Продолжительность нагрева на УКП, мин

43

38

35

40

40

Среднее содержание азота, %

0,0072

0,0072

0,0071

0,0071

0,0066

11

Расход кокса на УКП, кг

21

29

53

22

20

12

Продолжительность плавки

всего, мин

139

135

123

131

121

расплавление

57

58

48

54

49

окислительного периода

44

40

38

40

40

Следует отметить, что плавки с массовой долей азота в готовом металле 0,0070% и менее отличаются от остальных плавок большим количеством окисленного в печи углерода и большей массой извести и окисленных окатышей, вводимых в окислительный период.

Все опытные плавки были «разбиты» на две группы по признаку «количество окисленного в печи углерода». В первой группе (условное название - «технология «толстого» шлака») количество окисленного в печи углерода не превышало 0,30%, во второй группе («технология окисления») было окислено свыше 0,30% углерода.

Сущность «технологии «толстого» шлака» заключалась в нагреве металла под слоем шлака, полностью экранирующим электрические дуги, до температуры 1620-16600С с последующим скачиванием шлака и выпуска плавки.

Сравнительный анализ показывает, что первая группа плавок отличается от второй группы следующими параметрами:

· более низким количеством окисленного углерода (0,02 -0,22% против 0,57 - 0,63%);

· более низкой температурой металла перед выпуском плавки

· (1630-1657 0С против 1659-1662 0С);

· меньшим расходом окисленных окатышей (в среднем на 87 - 1344 кг);

· меньшей продолжительностью окислительного периода (на 2 - 10 мин);

· большей массовой долей азота в готовой стали (0,0072 - 0,0073% против 0,0070 - 0,0072%).

Учитывая, что, во первых, выпуск плавок из дуговых печей при сравнительно низких температурах возможен только в условиях ритмичной работы на участке «ДСП - УКП» (когда продолжительность от конца выпуска до начала обработки на УКП минимальная, т.е. тепловые потери и продолжительность нагрева на УКП с ведены до минимума), во-вторых, технология «толстого» шлака предусматривают определенную квалификацию сталеваров и, в третьих, наличие соответствующего оборудования, позволяющего постоянно поддерживать шлак в печи во вспененном состоянии.

Следует отметить, что в ходе проведения исследований было выявлено несколько характерных особенностей выплавки стали в дуговых печах, не позволяющих обеспечить содержание азота в ковше после выпуска плавки в низких пределах (менее 0,0065%):

· нагрев металла на «спокойной» ванне при недостаточном для экранирования электродуг количестве шлака;

· ввод в ковш в процессе выпуска значительной массы (150 кг) кокса (содержание азота в коксе составляет приблизительно 1,0%);

· длительное плавление подвалки, вследствие нарушений стандартной шихтовки (повышенная масса толстолистовой обрези ЛПЦ-1) и недостаточном количестве шлака;

· скачивание шлака из печи перед выпуском плавки посредством опускания электродов в металл

· выпуск плавки «под током»;

· поздний ввод шлакообразующих в ковш;

· ранний ввод ферросплавов и алюминия в ковш.

Таким образом, технология производства стали в 100-т дуговых печах ЭСПЦ должна включать в себя следующее:

1. Массовая доля углерода после полного расплавления шихты при выплавке низкоуглеродистых, низколегированных и среднеуглеродистых марок стали должна составлять 0,60-0,70%, для чего рекомендуется производить шихтовку плавок следующим образом:

Таблица 16 - Рекомендуемая шихтовка плавок

Масса чугуна, т

Масса лома 2А - 10А, т

Масса кокса, кг

Масса окатышей, кг

0,0

менее 50

1500

600

более 50

1000

800

8 - 9

менее 50

800

200

более 50

600

400

14 - 16

менее 50

300

300

более 50

200

400

Кокс вводить в печь после проплавления «колодцев» завалки (через 8 - 12 мин после включения печи) с последующим вводом 500 - 1000 кг извести. Окатыши вводить за 5 - 10 мин до взятия первой пробы. Рекомендуемый вариант шихтовки, обеспечивающий стабильное содержание углерода в металле, - с массой чугуна 14 - 16 т.

2. После отбора первой пробы в печь вводить через сводовую фурму кислород с расходом 800-1200 м3/час. При невозможности опускания фурмы в данный момент вследствие неполного расплавления шихты, окисление металла производить окисленными окатышами.

3. Рекомендуемое количество окисленного углерода должно составлять 0,50 -0,60%, в т.ч. после полного расплавления шихты (после нагрева металла до 1590-16100С) - 0,3 - 0,40%.

4. Нагрев и окисление металла производить одновременно при максимально полном экранировании электродуг шлаком. Запрещается производить нагрев металла (свыше 1-2 мин) при отсутствии ввода окислителя. Масса извести, вводимой в печь в окислительный период, должна быть не менее 2,5 т.

5. Температура металла перед выпуском плавки должна составлять 1660-16800С (разрешается производить нагрев металла до 1630-1650 0С при условии, что продолжительность от конца выпуска до начала обработки плавки на УКП не превышает 20 мин). Запрещается науглероживание металла электродами.

6. В ковш после выпуска первых 5 - 10 т металла вводить 800 - 1000 кг извести и 200 - 300 кг плавикового шпата (при выплавке стали марок 3 сп и 5 сп - 500 - 600 кг извести и 100 -200 кг плавикового шпата), ферросплавы и алюминий вводить в ковш после выпуска 80 - 90 т металла. Разрешается: при выплавке низколегированных марок стали совместно со шлакообразующими в ковш вводить медь и никельсодержащие материалы; вводить в ковш ферросплавы (до 500 - 700 кг) после выпуска плавки перед проведением усреднительной продувки.

7. Выпуск плавки производить при отключенной печи компактной струей. Рекомендуется выпуск производить с тонким слоем шлака. Толщина слоя шлака в ковше должна быть 100 -150 мм.

В ковшевой пробе определять содержание азота. При содержании азота в пределах 0,0069 - 0,0074% доводку плавки по химическому составу производить на УСДМ с последующий, в случае необходимости, нагреве на УКП.

8. При обработке плавок на УКП в ковш в начале обработки вводить следующую массу шлакообразующих, кг:

Таблица 17 - масса шлакообразующих вводимых в ковш в начале обработки на УКП

Толщина слоя шлака, мм

Известь (не менее)

Шпат

50

1000

200 - 300

100

800

150 - 200

150

600

100 - 200

Нагрев металла на УКП производить при полностью закрытых электродугах, не допуская резкого треска, характерного для нагрева металла при недостаточном количестве шлака. Нагрев металла производить, при возможности, на «слабых» ступенях напряжения. Рекомендуемая продолжительность нагрева не более 40 мин.

10. Расход аргона при нагреве должен быть следующим: на УКП №1 при нагреве на 1 - 3 ступенях - не менее 5 м3. час, на 4 - 5 - не менее 3 м3 час, на УКП №2 при нагреве на 7 - 6 ступенях напряжения - не менее 200 л/мин, на 5 - 4 - не менее 150 л/мин.

Список источников

1. Явойский В.И., Кряковский Ю.В., Григорьев В.П. и др. Металлургия стали. - М.: Металлургия. 1983. - 584 с.

2. Аверин В.В. Азот в металлах. - М.: Металлургия, 1976. - 114 с.

3. Линчевскнй Б.В. Термодинамика и кинетика взаимодействия газов с жидкими металлами. М.: Металлургия, 1986.

4. Поволоцкий Д.Я., Рощин В.Е. и др. Электрометаллургия стали и ферросплавов. - М.: Металлургия, 1984. - 568 с.

5. Кудрин В.А. Теория и технология производства стали - М: Издательство «Мир», 2003 г.

6. Баканов К.П., Бармотин И.П. и др. Рафинирование стали инертным газом. М.: Металлургия, 1975. - 175 с.

7. Кнюппель Г. Раскисление и вакуумная обработка стали. М.:
Металлургия, 1984.

8. Поволоцкий Д.Я., Кудрин В.А., Вишкарев А.Ф. Внепечная обработка стали. - М.: МИСиС, 1995. - 256 с.

9. Кочетов А.И., Кац Л.Н., Алеев Р.А. и др. / Рафинирование расплавов от азота при внепечной обработке в условиях // ОЭМК. Электрометаллургия. - 1998. - №1. - 29-34 с.

10. Корзун Е.Л., Пономаренко А.Г., Гальченко А.Б. и др. / Сни-жение содержания азота при выплавке стали в сверхмощной ДСП. Электрометаллургия. - 2001 г. - №11., 24-28 с.

11. Старов Р.В., Деревянченко И.В., Гальченко А.В., Кучеренко О.Л. / Сни-жение содержания азота при производстве электропечной стали // . Бюллетень «Черная металлургия», №9, 2003., 25-31 с.

12. Еднерал Ф.П. Электрометаллургия стали и ферросплавов. - М.: 1970. - 640 с

13. Морозов А.Н. Водород и азот в стали. - М.: Металлургия, 1968.

14. Явойский В.Я. Теория процессов производства стали. - М.: Металлургия, 1967. - 792 с.

15. Поволоцкий Д.Я., Рощин В.Е. и др. Электрометаллургия стали и ферросплавов. - М.: Металлургия, 1984 - 584 с.

16. Бигеев А.М. Металлургия стали. - М.: Металлургия, 1988. 480 с.

17. Эндерс В.В., Якшук Д.С, Лейнвебер Е.И., Дьяченко Ю.В. / Вли-яние состава металлошихты на содержание азота в кордовой стали. Сталь. 1998. №11. - 29-31 с.

18. Фоменко А.П., Эндерс В.В., Якшук Д.С., Лейнвебер Е.И., Дьяченко Ю.В. / Исследование технологических процессов выплавки кордовой стали в сверхмощной дуговой печи. Сталь. - 2010. №5. - 35-37 с.

19. Морозов А.Н. Внепечное вакуумирование стали. М.: Металлургия, 1975.

20. Новик Л.М. Внепечная вакуумная металлургия стали. М.: Наука, 1986.

Размещено на Allbest.ru


Подобные документы

  • Анализ технологических параметров выплавки стали на разных предприятиях. Содержание азота в стали, выплавленной в ОАО "Уральская Сталь". Структура управления и экономика производства электросталеплавильного цеха. Экологическая характеристика предприятия.

    дипломная работа [4,0 M], добавлен 01.11.2010

  • Описание электропечи и установки внепечной обработки. Определение производительности участка. Изучение технологии выплавки и разливки шарикоподшипниковой стали. Подготовка печи к плавке. Расчет металлошихты, расхода ферросплавов для легирования стали.

    курсовая работа [760,3 K], добавлен 21.03.2013

  • Физико-химические расчет по равновесию C-O, C-FeO. Растворимость азота и водорода в металле по стадиям технологического процесса. Расчет степени дефосфорации и десульфурации стали. Оценка себестоимости жидкой стали и точки безубыточности ее производства.

    презентация [144,4 K], добавлен 24.03.2019

  • Технология выплавки углеродистых марок стали на "болоте" в ДСП-100И7. Материалы, применяемые при выплавке стали. Роль мастера в организации производства. Расчет калькуляции себестоимости выплавки 1 т стали. Экономическая эффективность работы цеха.

    курсовая работа [638,9 K], добавлен 24.10.2012

  • Особенности технологии выплавки стали. Разработка способов получения стали из чугуна. Кислородно-конвертерный процесс выплавки стали. Технологические операции кислородно-конверторной плавки. Производство стали в мартеновских и электрических печах.

    лекция [605,2 K], добавлен 06.12.2008

  • Характеристика заданной марки стали и выбор сталеплавильного агрегата. Выплавка стали в кислородном конвертере. Материальный и тепловой баланс конвертерной операции. Внепечная обработка стали. Расчет раскисления и дегазации стали при вакуумной обработке.

    учебное пособие [536,2 K], добавлен 01.11.2012

  • Классификация и маркировка стали. Характеристика способов производства стали. Основы технологии выплавки стали в мартеновских, дуговых и индукционных печах. Универсальный агрегат "Conarc". Отечественные агрегаты ковш-печь для внепечной обработки стали.

    курсовая работа [2,1 M], добавлен 11.08.2012

  • Механические свойства легированной конструкционной стали 35ХМЛ. Подбор шихты и определение среднего состава стали для расчета содержания основных компонентов. Описание технологии выплавки стали в кислой и основной электродуговых печах с окислением.

    курсовая работа [1,1 M], добавлен 08.11.2013

  • Анализ мирового опыта производства трансформаторной стали. Технология выплавки трансформаторной стали в кислородных конвертерах. Ковшевая обработка трансформаторной стали. Конструкция и оборудование МНЛЗ. Непрерывная разливка трансформаторной стали.

    дипломная работа [5,6 M], добавлен 31.05.2010

  • Выбор технологии выплавки, внепечной обработки и разливки стали типа 30ХН3А. Расчёт баланса металлошихты по ЭСПЦ в условиях электрометаллургического завода. Разработка схемы грузопотоков исходных материалов и продуктов плавки. Расчёт оборудования.

    курсовая работа [73,1 K], добавлен 26.11.2014

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.