Разработка технологии выплавки и внепечной обработки

Расчет мощности трансформатора

Расчет мощности трансформатора производится исходя из массы металла в ковше и заданной скорости нагрева . При нагреве металла в печи-ковше принимают, что скорость нагрева металла изменяется в пределах 3…5 ^оС/мин.

Задаем, что ; в этом случае при нагреве потребуется подведение мощности, рассчитанной в уравнении:

(9)

Соответственно необходима установка трансформатора мощностью по уравнению:

. (10)

Выбираем трансформатор мощностью 45 .

Расчет времени нагрева металла в печи-ковше.

Заданное значение нагрева металла, которое необходимо достигнуть при работе печи-ковша: .

Количество тепла, необходимое для нагрева на 101,98 ^оС, находим по формуле:

. (16)

Для подведения этого количества тепла к металлу, находящемуся в печи-ковше, потребуется электроэнергии рассчитывается по уравнению:

, (11)

С учетом величина рассчитывается по формуле:

(17)

где - - мощность трансформатора, равная ;

- время, необходимое для нагрева металла в печь-ковше, ч;

Время, необходимое для нагрева металла в печь-ковше рассчитывается по формуле:

(18)

2.5 Расчет процесса десульфурации стали в ковше твёрдошлаковой смесью

Содержание серы в металле перед выпуском чаще всего составляет 0,03 - 0,04 %. Содержание серы в готовой качественной и высококачественной стали следует иметь в пределах 0,015 - 0,020 %, а для некоторых марок стали - не более 0,010 и даже 0,003 %.

Десульфурация стали может протекать при наличии основных шлаков. Реакция десульфурации описывается уравнением:

(СаО) + [S] = (CaS) + [O], (12)

Во время выпуска в ковш присаживают легирующие раскислители и легкоплавкие шлаковые смеси, из которых в течении выпуска формируется малоокисленный шлак, содержащий 1 - 3 % FeO. Содержание серы в стали после окончания выпуска составляет примерно 0,01 - 0,02 %. Если этот уровень концентрации серы недостаточен, то проводят дополнительную десульфурацию.

Как правило, используется твёрдошлаковая смесь системы СаО-СaF₂. Содержащаяся в металле сера взаимодействует с СаО смеси и переходит в шлак. Для глубокой десульфурации необходимо повышенное содержание СаО, пониженное содержание SiO₂ и FeO < 1%. Равновесный коэффициент распределения серы между шлаком и металлом снижается даже при небольшом повышении концентрации в нем оксидов железа. Даже при = 2,5 _S = 20 при (FeO) =3%. Наличие фосфора в синтетических шлаках исключается, так как при обработке он переходит в металл.

Рассчитаем значения L_s и _s при обработке стали в сталеразливочном ковше твёрдошлаковой смеси состава, % CaO 50, Al₂O₃ 36, SiO₂ 10, MgO 3. Расход ТШС 10 кг/т стали. Содержание алюминия в стали 0,05 %. Ковш с шамотной футеровкой =10^-12 .

Необходимое количество ТШС :

320 · 10 / 1000 = 3,2 т.

Раскисление стали проводят исходя из условия получения в металле 1,0% Mn при его угаре 17%; 0,57 % Si при его угаре 20%; 0,05% Al при его угаре 80%.

Состав печного шлака, % CaO 45, Al₂O₃ 5, SiO₂ 15, MnO 25%. принимаем, что в ковш попадает 5 кг/т печного шлака.

Масса печного шлака рассчитывают по уравнению:

М_п.ш. = 0,05 • 320 • 0,1 = 1,6 т. (13)

Расчет количества оксидов образующихся при раскислении стали представлен в таблице 6.

Таблица 6 - Количество оксидов образующихся при раскислении стали (расчет на 1 тонну стали)

Изменение состава рафинировочного шлака в ковше к моменту окончания процесса обработки представлено в таблице 7.

Таблица 7 - Изменение состава рафинировочного шлака

Выполним расчет коэффициента распределения серы L_s ковша с шамотной футеровкой.

Для ковша с шамотной футеровкой =10^-12 при [Al]=0,05, из выражения =[Al]²[O]³ найдем степень раскисления металла а₀ по уравнению:

а₀=[O]= (14)

lgL_s=

= (15)

где - (CaO), (Al₂O₃), (SiO₂), (MgO) - химический состав рафинировочного шлака в конце обработки, %;

f_s - коэффициент активности серы, растворенной в металле, принимается f_s=1, по этому lg f_s=0;

Т- температура металла, К.

L_s = 10^1,181 = 15,17 (16)

_s= (17)

где - - коэффициент кратности шлака, .

Определим конечное содержание серы в металле после обработки синтетическим шлаком.

(18)

Расчет потерь температуры стали при вводе ТШС состава , % CaO 50, Al₂O₃ 36, SiO₂ 10, MgO 3. Расход ТШС = 10 кг/т.

- количество извести в ТШС M_CaO=100,50=5 кг;

- количество СО₂, получаемое при разложении недопала, принимая потери при прокаливании 5%

(19)

- количество разлагаемого известняка при этом составит:

. (20)

Температура разложения известняка равна 910⁰С.

- затраты тепла на нагрев 10 кг ТШС до температуры разложения известняка:

q₁=101,246910=11339 кДж; (21)

- затраты тепла на разложение известняка:

q₂=0,571776,5=1013 кДж (22)

- затраты тепла на расплавление смеси и нагрев ее до температуры стали:

q₃=(10-0,25)[1,246(1610-910)+210]=10551 кДж; (23)

- затраты тепла на нагрев СО₂ до температуры стали:

(24)

- снижение температуры стали после ввода ТШС:

(25)

2.6 Расчет количества и состава неметаллических включений

Наиболее простым способом внепечной обработки стали с целью улучшения ее качества, является продувка жидкого металла в ковше инертным газом. Пузырьки газа, всплывающие при продувке через весь слой металла, способствуют его рафинированию. При увеличении интенсивности массопереноса в ковше происходит выравнивание состава и температуры в объеме металла. Интенсивное перемешивание ускоряет доставку неметаллических включений к поверхности металл - шлак и удаление их из стали. Этому же способствует удаление неметаллических включений пузырьками продуваемого газа вследствие их адсорбции на поверхности этих пузырьков. Так как парциальное давление водорода в пузырьках инертного газа равно нулю, они по отношению к водороду являются в некотором смысле вакуумными полостями и экстрагируют его из металла.

Наиболее часто для продувки в ковше используют аргон. Иногда для продувки металла применяют азот. Это возможно, когда сталь не содержит нитридообразующих элементов, имеющих высокое химическое сродство к азоту (циркония, титана, ванадия).

Расход инертного газа при продувке обычно составляет 0,3 - 2,0 м³ / т стали. Газ в металл подают через погружаемую фурму («ложный стопор»), через пористую огнеупорную пробку в днище ковша или через пористые швы в днище ковша.

В данном дипломном проекте рассматривается обработка металла инертным газом (аргоном) с продувкой через «ложный стопор», представляющий собой стальную трубу, футерованную снаружи огнеупорными катушками. Стопор опускают в металл сверху до уровня на 200 - 300 мм выше днища ковша. Простота использования ложного стопора для продувки металла состоит в том, что не требуется вводить никакие конструктивные изменения в устройство футеровки ковша.

Продувку инертным газом обычно производят после полного раскисления стали, включая присадки алюминия, имеющего большую раскислительную способность. Обычно продувка продолжается от 3 до 10 минут.

Расчет времени продувки

На основании исследования поведения металла при продувке в различных агрегатах предложена следующая зависимость для расчета времени ф(с), необходимого для достижения 95 % гомогенизации, рассчитывается по формуле:

ф = 800 · е^-0,40 (20)

, (21)

где е - функция диссипации (рассеяния) энергии, Вт/т;

Q - расход газа, л/с;

Т_Ме - температура металла, К;

Т_окр - температура окружающей среды, К;

М - масса металла, т;

с_Ме - плотность металла, кг/м³;

Н - высота металла в ковше, м;

Р_А - атмосферное давление, Па.

По производственным данным для аналогичного ковша принимаем

Q = 40 м³/час = 11,111 л/с; Т_Ме = 1883 К, Т_окр = 293 К, М = 320 т, с_Ме = 7000 кг/м³, Н = 4,5 м, Р_А = 101325 Па.

Вт/т,

ф = 800 · 54,5^-0,40 = 161,6 с = 2,7 мин.

Для достижения наиболее полного перемешивания принимаем время продувки 3,5 минуты.

Расчет теплопотерь за время продувки

Во время продувки теплопотери составляют: в течении первых 3 - 4 минут продувки 2- 4 °С / мин, в течении остального времени продувки ~ 1 єС / мин.

В нашем случае потери тепла за время продувки составят:

3,5 мин · 3 єС / мин = 10,5 єС..

Расчет дегазации при продувки инертным газом

В процессе продувки пузырьки нейтрального газа экстрагируют из жидкой стали растворенные в ней газы (водород и азот). Снижение содержания растворенных газов описывается уравнением Геллера,:

 , (44)

где - V - расход нейтрального газа, м³/т (в нашем случае 40 м³/час = 0,667 м³/мин = 0,00667 м³/т);

М_Г - молекулярная масса удаляемого газа (М_Н = 2, М_N = 28);

К_Г - константа равновесия газа;

Р - давление над расплавом, МПа. (0,1 МПа)

Константы равновесия газов равны:

При температуре 1883: К_Н = 0,0026, К_N = 0,0245.

Подставляя в уравнение Геллера значения начальной концентрации в металле водорода и азота равные [Н]_н = 0,0008 % и [N]_н = 0,008 % находим содержание в металле водорода и азота после продувки, получим:

[Н]_к = 0,00079 %, [N]_к = 0,0079 %.

2.8 Расчет вакуумирования

В процессе вакуумирования металла происходит удаление растворенных в металле газов водорода и азота, ухудшающих качество металла. Удаление газов происходит за счет уменьшения растворимости в условиях вакуума.

Определим основные параметры вакуумной камеры.

Скорость циркуляции металла через вакуумную камеру определяем по формуле:

Q_M = k M / ф; т/ мин (22)

где - Q_M - расход металла, т/ мин

k - кратность циркуляции(три..пять);

М - масса металла в сталеразливочном ковше, тонн;

ф - время, необходимое для вакуумирования металла.

Q_M = т/мин;

Примем уровень ввода аргона в подъемном патрубке 1,15 метра, тогда скорость истечения металла в сливном патрубке определяют по уравнению:

, м/с; (45)

Выражение w может быть оценено по формуле:

, (23)

где у - поверхностное натяжение на границе металл-газ, Н/м;

g - ускорение силы тяжести, м/с²;

р - плотность металла, т/м³;

Для металла примем w = 0,31 м/с;

Используя выражение W=500Spu³ для мощности истекающей струи металла, получим формулу:

W = 500pQ_г(м²gh - 1,2u²) / u (1,2u + w), Вт; (24)

где - Q_г - расход несущего газа при фактических значениях температуры и давления, м³/с;

м - коэффициент расхода, равный 0,32;

S - площадь поперечного сечения патрубка, м²;

Дифференцируя W по u и приравнивая производную нулю, получаем уравнение:

u³ + 1,25wu² - 0,347м²ghw = 0, (46)

Это уравнение решено числено, методом последовательных приближений.

В результате получили два уравнения:

, м/с; (47)

u = 0,62 м/с. (48)

Площадь поперечного сечения рукава и его диаметр находятся из уравнений:

; (49)

; (50)

где D - диаметр рукава, мм;

Расход несущего газа найдем из уравнения:

Q_г=S(1,2u+w)u²(м²gh--l,2u²) =0,031 м³/с. (51)

Для нахождения расхода газа при нормальных условиях нужно определить уровень металла в вакууматоре. Для этого необходимо определить поперечное сечение камеры.

Диаметр камеры можно найти из неравенства, что днище должны разместиться два патрубка:

D_k?2D+l₁+2l₂, l₁, (1)

где - l₁ -- расстояние между внутренними стенками патрубков;

l₂ -- расстояние от внутренней стенки патрубка до цилиндрической части.

Расстояние между патрубками один (Рисунок 7, 8) зависит от их конструкции и включает толщину внутренней футеровки патрубков, толщину металлической арматуры патрубков и фланцев для их крепления, если они разъемные, или толщину наружной футеровки определяют по формуле:

l =2д₁+2д₂+2д₃+д, (25)

где - д - расстояние между кожухами патрубков (для их возможного крепления, (д₁ = 300... 400 мм);

д₁-- толщина рабочего слоя внутренней футеровки патрубка (периклазохромитовые изделия толщиной 125 мм);

д₂ -- толщина набивной массы между рабочим слоем и металлическим кожухом (д₂= 40 мм);

д₃ -- толщина металлического кожуха (д₃ = 20...3О мм);

l₂ найдем по формуле:

l₂= д₁+д₂, (26)

D₁?2D+1,10 м, (2)

Принимая конструкцию камеры со сменными патрубками при D= 610 мм, диаметр камеры составит:

D=2D +1,10 = 2,32 м и S_k= 4,22 м².

При скорости циркуляции металла Q_M= 31,4 т/мин или 0,53 т/с, объем металла в камере составит V_M = Q_M/p =0,08 м³/с. -

Увеличение уровня металла при этом будет h=V_M/S_K = 0,042 м.

Расход аргона при нормальных условиях V_Аг = 6-10⁴Q_г/n, л/мин; V_Ar = 6,I0⁴-0,037/n = 225 л/мин.

Рисунок 7 - Схема для расчета рабочего пространства циркуляционного Вакууматора

Рисунок 8 - Схема футеровки; l -- расстояние от внутренней стенки патрубка до цилиндрической части

Проведение процесса вакуумирования

Продувка металла инертным газом (аргоном)

Найдем общее количество удаляемого аргона при продувки металла по формуле:

, кг / мин, (27)

где - с_Ar = 1,785 кг / м³ - плотность аргона;

q_Ar = 10 л / т · мин = 0,01 м³ / т · мин - удельный расход аргона;

М_ст = 320 т - масса металла.

кг / мин,

Найдем количество аргона приведенного к сухому воздуху по уравнению:

кг / мин . (52)

Дегазация металла по водороду

Водород из металла удаляется по реакции:

2[H] - {H₂}

Найдем общее количество удаляемого водорода по формуле:

, кг , (53)

где - =0,0008 % - начальное содержание водорода в металле,

=0,0002 % - содержание водорода в металле после вакуумирования.

кг за весь процесс.

Найдем количество водорода приведенного к сухому воздуху из уравнения:

кг за весь процесс (54)

Найдем количество удаляемого водорода за 1 минуту, для этого примем продолжительность этапа вакуумирования 20 минут:

кг/мин.

Дегазация металла по азоту.

Азот из металла удаляется по реакции:

2[N] - {N₂}

Найдем общее количество удаляемого азота по формуле:

,кг , (28)

где - =0,008 % - начальное содержание азота в металле,

=0,006 % - содержание азота в металле после вакуумирования.

кг за весь процесс.

Найдем количество азота приведенного к сухому воздуху из уравнения:

кг за весь процесс (55)

Найдем количество удаляемого азота за 1 минуту:

кг/мин.

Найдем суммарное количество газов удаленных за период вакуумирования по уравнению:

кг/час. (56)

Тогда расчетная производительность вакуумного насоса будет равна:

П_расч = 1862 + 351 = 2213 кг / час.

3. ПРОЕКТ ОТДЕЛЕНИЯ ВНЕПЕЧНОЙ ОБРАБОТКИ

В настоящее время существует следующая общепризнанная схема получения качественной заготовки: выплавка стали в конвертере, ее обработка на агрегате внепечной обработки, разливка на МНЛЗ.

Технология выплавки главным образом определяется соотношением чугун - металлолом, и определяется, в основном, стоимостью сырья и материалов.

Особенностью кислородно-конвертерного производства стали является то, что возможности переработки лома определены избыточным теплом чугуна и ограничены обычно величиной 25 - 28% от массы металлической завалки. Вместе с тем развитие сталеплавильного производства осуществляется в основном в условиях повышения доли кислородно-конвертерной стали в общем объеме ее выплавки. В результате создаются предпосылки к накапливанию лома и необходимости переработки его в сталь в кислородных конвертерах все в больших количествах.

Металлолом является относительно дешевым сырьем для производства стали. Использование металлолома обеспечивает значительную экономию основных материалов, топлива и энергоресурсов, а также снижает затраты труда. Увеличение расхода лома в конвертерном производстве стали приобретает все большее значение как в нашей стране, так и во многих индустриально развитых странах, в связи с ростом металлофонда, выводом из эксплуатации мартеновских печей и возможностью использования амортизационного лома.

Внедрение более совершенных технологий разливки, а также ориентация на выпуск продукции, отвечающей все более жестким требованиям, привели к изменению технологических решений, вследствие чего установка печь -- ковш стала привлекательной для конвертерного цеха. Оснащение цеха вакууматорами и агрегатами внепечной обработки стали обеспечивает достижение особой чистоты металла по вредным примесям и неметаллическим включениям, что является одним из важнейших условий успешного сбыта продукции. С экономической точки зрения, следует отметить заметное уменьшение расхода легирующих материалов вследствие работы на нижесредних пределах содержания элементов.

Внепечная обработка стали на установке печь - ковш позволяет, интенсифицировать сталеплавильное производство за счет выноса процессов доводки стали до требуемого состава и температуры за пределы конвертера и организационно сочетать процесс выплавки с серийной разливкой на МНЛЗ.

В процессе вакуумирования металла происходит удаление растворенных в металле газов водорода и азота, ухудшающих качество металла. Удаление газов происходит за счет уменьшения растворимости в условиях вакуума

Создание и освоение процесса непрерывной разливки стали является одним из значительных достижений в области металлургии стали. Использование машин непрерывной разливки стали (МНЛЗ) позволяет получать все преимущества, характерные для агрегатов непрерывного действия: высокую производительность, повышение выхода годного и качества продукции, сокращение производственных затрат и экономии сырьевых и энергетических ресурсов. При этом улучшаются условия труда, и сокращается загрязнение воздушного и водного бассейнов, и создаются условия для полной механизации и автоматизации процесса разливки стали.

МНЛЗ имеет большой потенциал и позволяет гибко реагировать на изменение спроса на более дешевую конкурентоспособную металлопродукцию путем: увеличения серийности разливки; освоение технологии разливки легированных сталей, в том числе подшипниковых и коррозионно-стойких; совершенствования технологии для повышения качества металла.

Такая схема позволяет оперативно и гибко реагировать на требования рынка металлопродукции и выводить комбинат на уровень современного высокоразвитого металлургического предприятия.

4.1 Технология выплавки стали 18Г2С в кислородном конвертере

Шихтовые материалы и подготовка их к плавке.

Для выплавки стали в качестве шихтовых материалов используется жидкий чугун и металлолом. Жидкий чугун подается из доменного цеха в предварительно очищенных ковшах миксерного типа с минимальным количеством доменного шлака. Чугун сливается в миксеры только после получения результатов химического анализа проб, отобранных на выпуске чугуна.

Чугун в конвертерный цех должен поставляться следующего химического состава: Si от 0,35 до 0,65%; Мп от 0,35 до 0,60%; S не более 0,028%; Р не более 0,28%.

В заливочный ковш чугун сливается по заказу мастера конвертеров или машиниста дистрибутора в строго указанном количестве по весу. Взвешивание и регистрация веса наливаемого чугуна производится автоматически с использованием локальной АСУ взвешивания чугуна. Результаты химического анализа чугуна поступают в информационно - технологическую сеть и передаются машинисту дистрибутора, миксеровому, а результаты автоматического взвешивания чугуна и замера его температуры передаются машинисту дистрибутора и заносятся в паспорт плавки с использованием информационной системы ККЦ - 2, а также записываются машинистом дистрибутора и миксеровым в специальный журнал.

Температура чугуна замеряется в ковше термоблоком в загрузочном пролете и должна быть не ниже 1380°С.

Металлолом, используемый в конвертерной плавке, имеет размеры, обеспечивающие свободную его загрузку в конвертер. Весь лом проверяется контролером лома и обезвреживается от взрывоопасных и легковоспламеняющихся предметов. Весь металлолом, подаваемый к конвертерам, провешивается. Перед взвешиванием бригадир по перемещению сырья в процессе производства осуществляет ввод данных о номере совка и виде лома с использованием средств АСУ, заполняет справку на лом и передает мастеру выплавки.

Совки, загруженные в копровом цехе, снимаются с железнодорожных платформ поворотными кранами, разворачиваются на 90 градусов, провешиваются на весах, догружаются до заданного веса и ставятся на скраповоз для передачи в конвертерное отделение.

Шлакообразующие и добавочные материалы, ферросплавы.

Для наводки шлака применяется свежеобожженная известь, удовлетворяющая требованиям ТУ 107 - 193 - 97 с крупностью кусков 13 - 70 мм первого и второго сорта, с суммарным содержанием окиси кальция и окиси магния не менее 88,5% и 86%, и потерями при прокаливании не более 8,5% и 12% соответственно. Длительность хранения извести в бункерах конвертерного цеха не превышает одних суток.

Для улучшения процесса шлакообразования, увеличения содержания остаточного Мn на повалке и более эффективного удаления серы, применяется марганцевый агломерат по ТУ 107 - 212 - 99. В качестве шлакообразуюших материалов применяется флюсы, содержащие MgO.

Для раскисления стали, 18Г2С применяется ферромарганец, ферросилиций, и алюминий.

Все раскислители и легирующие материалы должны удовлетворять требованиям соответствующих ГОСТов и ТУ, применяться дроблеными в кусках не более 50 мм.

4.2 Основные технологические операции