Сущность процесса выплавки стали. Выплавку стали нельзя осуществить без наличия

Способы выплавки стали

Чугун переделывается в сталь в различных по принципу действия металлургических агрегатах: мартеновских печах, кислородных конвертерах, электрических печах.

Производство стали в мартеновских печах

Мартеновский процесс (1864-1865, Франция). В период до семидесятых годов являлся основным способом производства стали. Способ характеризуется сравнительно небольшой производительностью, возможностью использования вторичного металла – стального скрапа. Вместимость печи составляет 200…900 т. Способ позволяет получать качественную сталь.

Мартеновская печь (рис.2.2.) по устройству и принципу работы является пламенной отражательной регенеративной печью. В плавильном пространстве сжигается газообразное

топливо или мазут. Высокая температура для получения стали в расплавленном состоянии обеспечивается регенерацией тепла печных газов.

Современная мартеновская печь представляет собой вытянутую в горизонтальном направлении камеру, сложенную из огнеупорного кирпича. Рабочее плавильное пространство ограничено снизу подиной 12, сверху сводом 11,а с боков передней 5 и задней 10 стенками. Подина имеет форму ванны с откосами по направлению к стенкам печи. В передней стенке имеются загрузочные окна 4 для подачи шихты и флюса, а в задней – отверстие 9 для выпуска готовой стали.

Рис.2.2. Схема мартеновской печи

Характеристикой рабочего пространства является площадь пода печи, которую подсчитывают на уровне порогов загрузочных окон. С обоих торцов плавильного пространства расположены головки печи 2, которые служат для смешивания топлива с воздухом и подачи этой смеси в плавильное пространство. В качестве топлива используют природный газ, мазут.

Для подогрева воздуха и газа при работе на низкокалорийном газе печь имеет два регенератора 1.

Регенератор – камера, в которой размещена насадка – огнеупорный кирпич, выложенный в клетку, предназначен для нагрева воздуха и газов.

Отходящие от печи газы имеют температуру 1500…1600 0C. Попадая в регенератор, газы нагревают насадку до температуры 12500C. Через один из регенераторов подают воздух, который проходя через насадку нагревается до 12000C и поступает в головку печи, где смешивается с топливом, на выходе из головки образуется факел 7, направленный на шихту 6.

Отходящие газы проходят через противоположную головку (левую), очистные устройства (шлаковики), служащие для отделения от газа частиц шлака и пыли и направляются во второй регенератор.

Охлажд¨нные газы покидают печь через дымовую трубу 8.

После охлаждения насадки правого регенератора переключают клапаны, и поток газов в печи изменяет направление.

Температура факела пламени достигает 1800 0C. Факел нагревает рабочее пространство печи и шихту. Факел способствует окислению примесей шихты при плавке.

Продолжительность плавки составляет 3…6 часов, для крупных печей – до 12 часов. Готовую плавку выпускают через отверстие, расположенное в задней стенке на нижнем уровне пода. Отверстие плотно забивают малоспекающимися огнеупорными материалами, которые при выпуске плавки выбивают. Печи работают непрерывно, до остановки на капитальный ремонт – 400…600 плавок.

В зависимости от состава шихты, используемой при плавке, различают разновидности мартеновского процесса:

– скрап-процесс, при котором шихта состоит из стального лома (скрапа) и 25…45 % чушкового передельного чугуна, процесс применяют на заводах, где нет доменных печей, но много металлолома.

– скрап-рудный процесс, при котором шихта состоит из жидкого чугуна (55…75 %), скрапа и железной руды, процесс применяют на металлургических заводах, имеющих доменные печи.

Футеровка печи может быть основной и кислой. Если в процессе плавки стали, в шлаке преобладают основные оксиды, то процесс называют основныммартеновским процессом, а если кислые– кислым.

Наибольшее количество стали производят скрап-рудным процессом в мартеновских печах с основной футеровкой.

В печь загружают железную руду и известняк, а после подогрева подают скрап. После разогрева скрапа в печь заливают жидкий чугун. В период плавления за счет оксидов руды и скрапа интенсивно окисляются примеси чугуна: кремний, фосфор, марганец и, частично, углерод. Оксиды образуют шлак с высоким содержанием оксидов железа и марганца (железистый шлак). После этого проводят период «кипения» ванны: в печь загружают железную руду и продувают ванну подаваемым по трубам 3 кислородом. В это время отключают подачу в печь топлива и воздуха и удаляют шлак.

Для удаления серы наводят новый шлак, подавая на зеркало металла известь с добавлением боксита для уменьшения вязкости шлака. Содержание в шлаке возрастает, ауменьшается.

В период «кипения» углерод интенсивно окисляется, поэтому шихта должна содержать избыток углерода. На данном этапе металл доводится до заданного химического состава, из него удаляются газы и неметаллические включения.

Затем проводят раскисление металла в два этапа. Сначала раскисление идет путем окисления углерода металла, при одновременной подаче в ванну раскислителей – ферромарганца, ферросилиция, алюминия. Окончательное раскисление алюминием и ферросилицием осуществляется в ковше, при выпуске стали из печи. После отбора контрольных проб сталь выпускают в ковш.

В основных мартеновских печах выплавляют стали углеродистые конструкционные, низко- и среднелегированные (марганцовистые, хромистые), кроме высоколегированных сталей и сплавов, которые получают в плавильных электропечах.

В кислых мартеновских печах выплавляют качественные стали. Применяют шихту с низким содержанием серы и фосфора.

Стали содержат меньше водорода и кислорода, неметаллических включений. Следовательно, кислая сталь имеет более высокие механические свойства, особенно ударную вязкость и пластичность, е¨ используют для особо ответственных деталей: коленчатых валов крупных двигателей, роторов мощных турбин, шарикоподшипников.

Основными технико-экономическими показателями производства стали в мартеновских печах являются:

• производительность печи – съ¨м стали с 1м2площади пода в сутки (т/м2в сутки), в среднем составляет 10 т/м2; р

• расход топлива на 1т выплавляемой стали, в среднем составляет 80 кг/т.

С укрупнением печей увеличивается их экономическая эффективность.

studfiles.net

Технология выплавки некоторых марок легированных сталей

Выплавку легированных сталей осуществляют с учетом основ­ных моментов ведения плавки в основных дуговых электропечах, изложенных ранее, и с учетом особенностей, характерных для леги­рованных сталей. Однако в связи со специфическими требованиями, предъявляемыми к сталям отдельных марок или группам сталей, и в связи с различным химическим составом конечного металла и со­става ванны по ходу плавки технология выплавки имеет и свои особенности. Поэтому в цехе для выплавки сталей определенных марок или групп сталей разрабатывают частные технологические инструк­ции. Ниже рассматриваются особенности выплавки некоторых наи­более характерных сталей.

Выплавка шарикоподшипниковой стали

Наиболее распростра­ненной шарикоподшипниковой сталью, выплавляемой в основных ду­говых электропечах, является сталь ШХ15, содержащая 0,95— 1,1% С; 0,15—0,35% Si; 0,2—0.4% Mn; 1,3—1,6% Cr и не более 0,3% Ni. Специфическим требованием, предъявляемым к шарикоподшипниковой стали, является необходимая чистота по неметалличе­ским включениям.

Результаты специально проводимых исследований и многолет­няя практика применения шарикоподшипников показывают, что оча­ги поверхностного разрушения подшипников возникают преимущест­венно в местах присутствия неметаллических включений. Крупные неметаллические включения особенно оксидные недопустимы в ша­рикоподшипниковой стали. При этом чем более ответственным яв­ляется назначение подшипника, тем чище по неметаллическим вклю­чениям сталь должна применяться для его изготовления.

Оценка загрязненности стали неметаллическими включениями ведется отдельно по оксидным, сульфидным и глобулярным включе­ниям путем сравнения шлифованных образцов при увеличении в 100 раз с пятибалльной шкалой. Чем выше балл, тем грязнее сталь по неметаллическим включениям. Согласно ГОСТ 801—61, загряз­ненность шарикоподшипниковой стали, поставляемой в горячеката­ном состоянии (круг диаметром 130 мм), не должна превышать по оксидам 3 балла, по сульфидам 2,5 балла и по глобулям 3 балла.

В соответствии с характером основных требований, предъявляе­мых к шарикоподшипниковой стали, необходимо проводить плавку так, чтобы обеспечить получение чистой стали. Шарикоподшипнико­вая сталь ШХ15 выплавляется на свежей шихте с окислением или методом переплава отходов. В цехах, оборудованных электропечами для выплавки синтетического шлака, шарикоподшипниковая сталь обрабатывается в ковше этим шлаком.

Шарикоподшипниковую сталь можно выплавлять только на электропечах с хорошим состоянием футеровки, без ям на подине или сорванных откосов. Электропечь также должна быть хорошо герметизирована. Шихту составляют из 80-90% крупного и сред­него углеродистого лома, 10—20% мелких углеродистых отходов. Часть лома (до 30%) иногда заменяют передельным чугуном. В шихту не должны попадать хромистые и кремнистые отходы, а также ржавый лом и стружка. Избыток углерода в шихте состав­ляет о,4—0,6%, т. е. в шихте должно содержаться 1,35—1,55 % C.

В завалку также дают известь 1—2% от массы шихты. Поря­док загрузки аналогичен описанному ранее. После появления в цент­ре печи расплавленного металла в печь присаживают 0,8-1,0 % извести, 0,1—0,2% плавикового шпата и 0,1—0,2% шамотного боя. Во время плавления в печь периодически загружают железную ру­ду: первую порцию в количестве 0,4—0,6% за 30—40 мин, вторую в количестве 0,8—1% за 20—30 мин и, наконец, третью порцию в ко­личестве 0,4—0,6% за 15—20 мин до окончания расплавления. По­добные мероприятия обеспечивают получение в период плавления достаточно жидкоподвижного пенистого шлака, который большей частью самотеком сходит из печи.

После расплавления ванну тщательно перемешивают и отбира­ют пробу металла на полный анализ (С, Mn, P, S, Cr, Ni и Cu). В первой пробе должно быть ≥1,05%) С, ≤0,4% Cr, ≤0,25 % Cu, ≤0,25% Ni. При низком содержании углерода или при содержании хрома, никеля и меди выше указанных пределов плавку переводят на другую марку стали.

Окислительный период начинается при достаточно нагретом металле и проводится интенсивно со сходом шлака самотеком через порог. Окисление ванны проводится железной рудой и газообразным кислородом. Количество выгоревшего в окислительный период угле­рода должно быть ≥0,2% при средней скорости окисления, считая от начала окислительного периода до скачивания шлака ≥0,3%/ч.

В этот период каждые 10—12 мин отбирают пробы металла для определения содержания углерода, марганца и фосфора. При содер­жании ≥0,75% C и ≤0,015% P спустя 10 мин после дачи послед­ней порции железной руды или прекращения продувки ванны кис­лородом отбирают пробу металла и присаживают 5—5,5 кг/т пере­дельного чугуна для обеспечения хорошего кипения металла. Спустя 3—5 мин после присадки чугуна приступают к полному скачиванию окислительного шлака. Общая выдержка ванны от момента присадки последней порции железной руды или прекращения продувки кислородом до начала скачивания шлака составляет не менее 15 мин. Содержание углерода в металле к началу периода рафинирования должно быть таким, чтобы после удаления окислительного шлака можно было бы науглеродить металл на 0,05—0,15%о электродным боем или коксом.

Далее производится предварительное осадочное раскисление кусковым ферросилицием ФС75 (1,3 кг/т), ферромарганцем по расчету и алюминием на штанге (0,3 кг/т). Ванну перемешивают после присадки ферросилиция и ферромарганца, а также после присадки алюминия, а затем на зеркало металла присаживают ∼ 0,1 % коксовых отсевов.

Для наведения рафинированного шлака используют смесь из извести (15—25 кг/т), плавикового шпата (2—3 кг/т) и шамотного боя (2—3 кг/т). На шлак присаживают кокс в количестве 0,5—0,7 кг/т; заслонку печи закрывают и выдерживают 5—10 мин. Через 5—10 мин после проплавления шлаковой смеси шлак перемешивают до получения однородного состава, отбирают последовательно через 5 мин две пробы металла и шлака на химический анализ и продол­жают раскисление шлака молотым коксом из расчета 0,4—0,65 кг/т в зависимости от степени раскисленности шлака после его наведения.

После присадки кокса дают 10—15 мин выдержку, затем шлак и металл перемешивают, отбирают пробы металла и шлака и при­саживают в ванну феррохром на нижний предел по хрому. Раскисление ванны молотым ферросилицием в количестве 2—2,5 кг/т про­изводят в три приема по расчету 0,6—0,85 кг/т в каждый прием. Первую порцию присаживают сразу после легирования ванны хро­мом, а две последующие — с интервалом 12—15 мин. При этом предусматривается выдержка в течение 10 мин с последующим пере­мешиванием металла и шлака. Спустя 12—15 мин после присадки третьей порции металл проверяют на нагрев путем слива его из ложки на плиту и на степень раскисленности — в стаканчик; при не­обходимости присаживают ферросплавы для окончательной коррек­тировки химического состава металла и затем печь обесточивают. Состав металла корректируют из следующее содержания примесей: 0,98—1 % C, 0,25-0,3 % Mn, 1,43-1,5% Cr.

При отключении печи присаживают последнюю раскислительную смесь, состоящую из мелкоизмельченной извести (1,5 кг/т) алю­миниевого порошка (1,2 кг/т) и при необходимости древесного угля (0,15 кг/т). Шлак и металл перемешивают, измеряют температуру металла термопарой погружения и проводят окончательное раскис­ление металла кусковым алюминием из расчета 0,5 кг/т. Продолжительность рафинирования по описанной технологии составляет 1 ч 80 мин— 1 ч 45 мин.

О составе шлака по ходу плавки необходимо знать следующее:

• после наведения белого шлака содержание FeO не должно превы­шать 0,5%;
• перед присадкой феррохрома содержание FeO не должно превышать 0,4%, а содержание CaC2 должно превышать 1,5%;
• после окончания раскисления ванны молотым ферросили­цием содержание FeO и CaC2 должно быть <0,3%, а CaO —не ниже 55%,
• перед выпуском плавки после раскисления металла кусковым алюминием и перемешивания ванны содержание FeO и CaC2 должно быть ≤0,5% (каждого).

Оптимальная температура металла при выплавке стали в 30—50-т электропечах с последующей разливкой сифонным способом на слитки массой 2—4,5 т должна составлять: перед полным скачиванием окислительного шлака 1580—1610, после наведения белого шлака 1560—1580, перед выпу­ском из печи 1560—1580, в ковше 1530—1550° С.

При проведении плавки методом переплава шихту составляют из отходов шарикоподшипниковой стали. Часть отходов этой стали можно заменять отходами других хромистых сталей, а также отхо­дами углеродистой стали в количестве не более 20%.

Во время плавления после появления в центре печи расплавлен­ного металла присаживают известь в количестве 5—8 кг/т. За 20— 35 мин до полного расплавления ванну перемешивают и отбирают пробу металла на полный анализ. При достижении температуры металла 1550-1570° С из печи скачивают шлак.

К началу периода рафинирования в металле должно быть не более 0,92 % С, 0,33% Mn и 0,02% P. Если содержание одного из ука­занных элементов выше, чем нужно для нормального проведения плавки, в печь присаживают железную руду или ванну продувают кислородом для частичного окисления. После того как железная ру­да прореагирует, отбирают пробу металла и при получении удовлетворительного анализа ванну раскисляют чугуном и затем присту­пают к скачиванию шлака.

При проведении плавок методом переплава предварительное раскисление металла чугуном, коксом, кусковым ферросилицием, ферромарганцем и кусковым алюминием производят так же, как и на плавках с окислением. Недостающее количество хрома вносят в ванну феррохромом после раскисления шлака коксом. В остальном рафинирование металла проводят так же, как на плавках с окисле­нием. Различие состоит только в расходе молотого ферросилиция (1,8—2 кг/т вместо 2—2,5 кг/т в плавках с окислением).

В случае обработки стали в ковше синтетическим шлаком плав­ку в электропечи проводят как с полным окислением, так и методом переплава. Расплавление и окислительный период проводятся по обычной технологии.

Диффузионное раскисление металла в печи шлаком не приводит­ся. Поэтому содержание оксидов железа в шлаке вплоть до выпу­ска остается высоким. Окончательное раскисление металла ферроси­лицием и алюминием проводят во время выпуска в ковше.

Выплавка конструкционной хромоникелевой стали

Хромонике­левые стали (20ХН—50ХН, 12ХНЗ, 12Х2Н4А и др.) выплавляют в основной печи как с окислением на свежей шихте, так и методом переплава. При ведении плавки с окислением шихту составляют из углеродистых отходов (50—60%), отходов хромоникелевых сталей (40—50%), металлического никеля и науглероживателя (кокса или электродного боя). По расплавлении содержание углерода в метал­ле должно быть ≥0,3 % при выплавке низкоуглеродистой стали (20ХН, 12ХНЗА, 12Х2Н4А и т. д.), ≥0,5% при выплавке среднеуг­леродистой стали типа 40ХН, 45X14 и ≥0,6% при выплавке стали 50ХН. В завалку вместе с металлической частью шихты дают ~ 2 % извести.

После расплавления ∼2/3 шихты и появления в центре печи жидкого металла в печь загружают железную руду. Для ускорения расплавления куски шихты подрезают кислородом. Расход железной руды составляет 12—15 кг/т. Необходимо добиваться, чтобы шлак сходил самотеком через порог. После окончания присадок железной руды металл и шлак перемешивают и отбирают пробу металла для определения его состава.

В процессе плавления должно быть удалено 70—80% шлака. За 10—15 мин до полного расплавления в печь присаживают 10— 15 кг/т извести, 5—6 кг/т железной руды. К моменту расплавления этих присадок обычно заканчивается расплавление шихты. По рас­плавлении отбирают пробу металла на полный анализ и затем на­чинают окислительный период. Ванну окисляют железной рудой или газообразным кислородом. Средняя скорость окисления углерода, считая с момента расплавления до начала скачивания окислитель­ного шлака, должна быть ≥0,3%/ч, а количество выгоревшего уг­лерода за этот период ≥0,2%.

Через каждые 10—15 мин в окислительный период отбирают пробы металла на содержание углерода, марганца и фосфора. При достижении в металле содержания углерода на 0,07—0,1% ниже среднезаданного в готовой стали и содержания фосфора ≤0,015% после ввода последней порции железной руды или окончания про­дувки ванны кислородом дают 10-мин выдержку; затем отбирают пробы и скачивают полностью окислительный шлак. Продолжитель­ность окислительного периода, включая и скачивание шлака, не пре­вышает 1,5 ч.

После скачивания окислительного шлака, если требуется, наугле­роживают металл электродным боем или коксом, затем проводят осадочное раскисление металла кусковым силикомарганцем из рас­чета вюда марганца на нижний предел. Раскисление вместо силикомарганца можно проводить кусковым ферромарганцем и ферро­силицием.

Предварительно раскисленную ванну покрывают шлаковой смесью, составленной из извести, плавикового шпата, шамотного боя и иногда дополнительно кварцита (20—25; 3—5; 3—5; 3,5 кг/т соответственно). После расплавления шлаковой смеси отбирают пробу металла, измеряют температуру термопарой погружения и присаживают феррохром из расчета получения в металле нижнего предела заданного содержания и с учетом остаточного содержания хрома в металле.

После присадки феррохрома шлак раскисляют смесью, состоя­щей из коксика (0,6—1,2 кг/т) и порошкообразного ФС75 (1,8— 2 кг/т). В дальнейшем раскисление шлака ведут только порошком ферросилиция марки ФС75, общий расход которого составляет 3,5—5 кг/т. Должен быть получен белый шлак, рассыпающийся, в порошок, с содержанием 0,6—0,8% FeO. Для корректировки состава шлака используют коксик.

Через 15—20 мин после присадки феррохрома производят тща­тельное перемешивание металла и с интервалом в 5 мин отбирают три пробы металла. После получения результатов экспресс-анализа проводят корректировку содержания примесей на среднее их содер­жание в данной стали. Содержание кремния в металле к моменту выпуска доводят до 0,25—0,28% присадкой порошкообразного фер­росилиция. За 5—6 мин до выпуска после измерения температуры металла термопарой погружения и определения его раскисленности по поведению в стаканчике отбирают пробу шлака на содержание FeO, которое не должно превышать 0,5—0,7%.

За 2—5 мин до выпуска металл раскисляют кусковым алюми­нием, прикрепляемым к штангам. Расход алюминия зависит от со­става выплавляемой стали и требуемого размера зерна. Например, при выплавке сталей 20ХН—50ХН расход алюминия составляет 0,4—0,5 кг/т, а при выплавке сталей 12ХР12А—ЗОХНЗА 0,8—1 кг/т. Перед выпуском металл и шлак тщательно перемешивают.

В случае микролегирования стали титаном (до 0,1%) и бором (0,002-0,005%) во время выпуска в ковш вводят ферротитан и ферробор или ферроборал в кусках размером до 70 мм.

В последнее время на ряде отечественных заводов некоторые ле­гированные стали выплавляют одношлаковым процессом без скачи­вания окислительного шлака и с добавкой ферросплавов под этот или слабовосстановительный шлак при окончательном раскислении металла в ковше. Длительность плавки сокращается на 10—15%, расход электроэнергии — на 5—10%.

Выплавка быстрорежущей стали

Высокая твердость инструмен­тальной стали достигается увеличением в ней содержания углерода и соответствующей термообработкой. Поэтому все инструменталь­ные стали, в том числе и быстрорежущие, являются высокоуглеро­дистыми. Содержание серы и фосфора >0,03% повышает хрупкость стали. Марганец и никель увеличивают количество остаточного ау­стенита и затрудняют термообработку стали. Поэтому содержание этих элементов в быстрорежущей стали допускается только по 0,4%.

Неравномерное распределение карбидов в стали вызывает не­равномерную твердость. Надежным способом уменьшения карбид­ной неоднородности слитков является уменьшение массы, поэтому быстрорежущую сталь разливают в слитки относительно небольшой массы (200—750 кг) и выплавляют преимущественно в 5—10-т ду­говых электропечах.

Плавку ведут методом переплава легированных отходов либо с продувкой кислородом, либо без окисления. Необходимо иметь в виду, что молибден и вольфрам в быстрорежущей стали в некоторой степени взаимозаменяемы на основании следующего соотношения: 1 % Mo заменяет 2% W. Содержание молибдена в стали Р18М пре­дусматривается до 1 %, а в стали Р9М — 0,6%.

При переплаве легированных отходов с продувкой кислородом шихту составляют из отходов выплавляемой стали или других отходов, подходящих по химическому составу (≤80%), расчетного количества ферровольфрама и мягкого железа. В шихту можно вво­дить отходы хромоникелевых сталей Х13Ю и др. При выплавке молибденсодержащей быстрорежущей стали в завалку можно давать отходы таких конструкционных сталей, как 38ХМЮА и др.

Мягкое железо и ферровольфрам подбирают с минимальным со­держанием фосфора. При отсутствии легированных отходов шихту составляют из чистых по фосфору углеродистых отходов, ферро­вольфрама и феррохрома. Ферровольфрам при загрузке дают поверх остальной шихты в центр, что обеспечивает его более быстрое рас­плавление, феррохром загружают ближе к стенкам.

Перед завалкой металлической шихты на подину загружают шлаковую смесь в количестве 1—1,5% из извести, шамота и плави­кового шпата. Плавление ведут при максимальной мощности транс­форматора. По расплавлении основной массы шихты начинают про­дувку кислородом. Для ускорения плавления тугоплавкой воль­фрамсодержащей шихты перед продувкой желательно иметь в ван­не ~0,6% Si. Продувку газообразным кислородом ведут до полно­го расплавления всей шихты и окисления излишнего углерода. Пос­ле продувки ванну тщательно перемешивают, отбирают пробу метал­ла на химический анализ и приступают к раскислению. Для максимального использования легирующих элементов шихты окислитель­ный шлак не спускают.

Началом периода рафинирования ванны можно считать момент присадки первой порции раскислительной смеси из кокса и молотого ферросилиция. В начале рафинирования для получения шлака нор­мальной консистенции присаживают соответствующее количество извести. После получения анализа на содержание углерода в первой пробе по расплавлении присаживают расчетное количество ферро­хрома.

Рафинирование проводят без скачивания шлака, чтобы умень­шить потери легирующих элементов. Скачивание шлака возможно только в случае неудовлетворительной основности, получения магне­зиального шлака или при необходимости науглероживания металла. Рафинирование проводят под белым или карбидным шлаком, но перед выпуском карбидный шлак обязательно переводят в белый. Легирование металла ванадием и корректирование по содержанию вольфрама проводится не позднее, чем за 15—20 мин до выпуска. За 2—3 мин до выпуска металл раскисляют кусковым алюминием в количестве 0,3 кг/т. Металл выпускают вместе со шлаком. Продол­жительность рафинирования составляет 1 ч 30 мин — 2 ч. Температура металла в ковше при разливке сифоном по слиткам массой 500—750 кг должна быть 1550—1590° С.

При переплаве легированных отходов без окисления шихту со­ставляют так же, как и при выплавке с окислением кислородом. В конце расплавления металл энергично перемешивают для ускоре­ния расплавления ферровольфрама. После полного расплавления шихты начинают раскисление шлака. В остальном процесс ведут, как и при переплаве легированных отходов с окислением кисло­родом.

Поскольку продолжительность расплавления тугоплавких вольфрамсодержащих отходов и ферровольфрама без продувки ванны кислородом заметно возрастает, плавки без окисления в настоящее время проводят только в случае отсутствия или недостатка кисло­рода.

Выплавка нержавеющей стали

Введение в сталь 12% Cr и бо­лее делает ее коррозионностойкой [Процесс химического или электрохимического разрушения ме­талла вследствие взаимодействия их с внешней средой называется коррозией.] в атмосфере воздуха и многих промышленных средах. Содержание хрома в стали создает очень тонкую, но достаточно прочную и непроницаемую пленку оксидов. При этом хром должен быть равномерно растворен в железе. Обра­зование карбидов обедняет твердый раствор хрома и понижает со­противление коррозии. Разнообразие предъявляемых к стали требо­вании обусловливает необходимость выплавлять нержавеющую сталь нескольких видов, которые разделяются на аустенитные (хро­моникелевые) и ферритные (хромистые).

Высокими антикоррозионными свойствами обладают хромоникелевые стали, содержащие 17—19% Cr и 8—11% Ni; у этих сталей образуется однофазная аустенитная структура после закалки при 1150° С в воде. Содержание углерода должно быть ниже предела его растворимости в аустените при комнатной температуре, т. е. 0,05—0,06%. При более высоком содержании углерода он выделя­ется из раствора и образует карбиды хрома. Располагаясь по гра­ницам зерен аустенита, карбиды обедняют его хромом и в стали появляется склонность к межкрнсталлитной коррозии, которая на­рушает связь между зернами. Для уменьшения развития межкристаллитной коррозии в хромоникелевую сталь вводят сильные карбидообразующие элементы, как, например, титан или ниобий. Угле­род в этом случае связывается в прочные карбиды, которые не рас­творяются в аустените при закалке. Поэтому такие стали, как X18Н10Т, Х18Н9Т и им подобные, находят широкое применение.

Однако необходимо иметь в виду, что на участках, обедненных углеродом, появляется феррит или α-Fe, содержание которой выше некоторого предела затрудняет горячую механическую обработку. Содержание α-Fe увеличивается в присутствии кремния, алюминия, хрома и титана и уменьшается в присутствии никеля и марганца. Поэтому содержание хрома в готовой стали должно быть ближе к нижнему пределу, а содержание никеля и марганца — ближе к верх­нему пределу.

Для улучшения обрабатываемости нержавеющей стали в нее иногда добавляют ~0,5% Fe, что обеспечивает хорошее отделение стружки.

Стали с содержанием >13% Cr и <0,15% C относятся к фер­ритному классу (марки 0X13, 0X28 и др.). Эти стали не испытыва­ют превращений при нагревании и, следовательно, при термической обработке не измельчается зерно, так как отсутствует превращение. Такие стали характеризуются крупнозернистостью. Самой де­шевой нержавеющей сталью является сталь с содержанием 11— 14% Cr и ≤0,25% С (1X13 и др.).

Поскольку нержавеющая сталь находит широкое применение, не­обходимо наладить ее производство на специализированных печах. Если по размерам заказов подобную специализацию нельзя осуще­ствить, то выплавку нержавеющей стали можно проводить кампаниями. После холодного ремонта печи выплавка нержавеющей стали возможна только начиная с пятой плавки, после выпуска низкоугле­родистой стали.

Следует иметь в виду; что при выплавке нержавеющих сталей марок Х17Н13М2Т и Х17Н13М3Т никель, ферротитан и ферромолиб­ден необходимо контролировать на содержание таких вредных при­месей, как свинец, олово, сурьма, мышьяк и висмут. Из имеющихся ферросплавов необходимо выбирать партии с минимальным содер­жанием этих примесей.

Выплавка нержавеющей стали осуществляется методом перепла­ва легированных отходов с окислением кислородом или на свежей шихте с окислением. При выплавке нержавеющей стали переплавом легированных отходов с окислением кислородом шихту составляют из 70% отходов выплавляемой или другой аналогичной стали, в том числе ≤30% стружки, феррохрома и никеля по расчету и мягкого железа с минимальным содержанием фосфора. Расчетное содержа­ние хрома в шихте зависит от конечного содержания углерода в металле.

С увеличением содержания углерода в данной стали возраста­ет расчетное содержание хрома в шихте. Такая закономерность вы­звана тем обстоятельством, что присутствие такого количества хро­ма в ванне затрудняет окисление углерода до низких пределов. Рас­четное содержание углерода в шихте должно быть ≥0,3%, а крем­ния 0,8—1,2%, так как присутствие кремния ускоряет плавление хромистых отходов. Перед завалкой на подину следует присаживать известь (≥1,5%).

Плавление шихты ведут при максимальной мощности трансфор­матора; за 10—15 мин до полного расплавления (до начала интен­сивного кипения) ванну начинают продувать кислородом. Полным расплавлением шихты следует считать начало интенсивного окисле­ния углерода. По расплавлении отбирают пробу металла на полный химический анализ и продолжают продувку ванны кислородом. Про­дувку ванны начинают при включенной печи, а в момент закипания ванны печь отключают. Во время продувки отбирают одну-две про­межуточные пробы металла на содержание углерода, хрома и ни­келя. Момент окончания продувки определяется по уменьшению ки­пения ванны и выбивания пламени, а также из сопоставления резуль­татов анализа промежуточной пробы с продолжительностью про­дувки после ее отбора.

По окончании продувки отбирают пробу металла и, не включая печь, раскисляют ванну силикомарганцем, и при наличии достаточно жидкоподвижного шлака в ванну присаживают расчетное количест­во подогретого феррохрома. Шлак раскисляют дробленым силикохромом или ферросилицием в кусках размером до 30 мм. Расход ферросилиция составляет ~3 кг/т. При раскислении шлака снижа­ется его основность и ухудшаются условия восстановления из шлака оксидов марганца. Поэтому целесообразно присадку раскислителей производить с добавкой извести (15—20 кг/т).

Для получения заданных содержаний хрома, марганца и крем­ния дальнейшее раскисление целесообразно проводить при энергич­ном перемешивании шлака и металла. После окончания перемеши­вания на шлак задают вторую порцию молотого ферросилиция в ко­личестве 3 кг/т, производят вторичное энергичное перемешивание ванны и отбирают две пробы металла с интервалом 5 мин для опре­деления содержаний углерода, хрома, никеля, марганца, молибдена.

После расплавления феррохрома и раскисления шлака послед­ний при достаточном нагреве металла скачивают и затем наводят новый в количестве 1,5% из плавикового шпата и извести в соотно­шении 1:2—1:5. Шлак раскисляют алюминиевым порошком (1 — 2 кг/т), ферросилицием или силикокальцием. После раскисления шла­ка измеряют температуру металла и присаживают подогретый ферро­титан. До 50% необходимого количества ферротитана может быть заменено металлическим или губчатым титаном, присаживаемыми в ковш. Металл в этом случае перед выпуском раскисляют алюми­нием (1 кг/т).

При выплавке нержавеющих сталей, в которых не предусматри­вается содержание титана, его следует присаживать из расчета вве­дения 0,4% без учета угара. После присадки ферротитана шлак целесообразно раскислить молотым силикокальцием (1,5 кг/т), пере­мешать ванну и выпустить металл в ошлакованный ковш вместе со шлаком. Общая продолжительность рафинирования составляет 45— 90 мин.

При выплавке стали на свежей шихте с окислением шихту со­ставляют из углеродистых отходов и никеля. Плавление и окисли­тельный период проводят, как и при выплавке конструкционных сталей, на свежей шихте. По расплавлении содержание хрома в ме­талле должно составлять ≤0,5%, а количество окисленного угле­рода в окислительный период ≥0,3%. После скачивания окислитель­ного шлака заводят шамотный шлак в количестве 1—1,5% от мас­сы металла, присаживают силикомарганец или ферромарганец и в два-три приема металл легируют хромом, добавляя феррохром. В остальном технология плавки аналогична технологии переплава легированных отходов с окислением кислородом.

metallurgy.zp.ua

Способы выплавки стали — Мегаобучалка

Чугун переделывается в сталь в различных по принципу действия металлургических агрегатах: мартеновских печах, кислородных конвертерах, электрических печах.

Производство стали в мартеновских печах

Мартеновский процесс (1864-1865, Франция). В период до семидесятых годов являлся основным способом производства стали. Способ характеризуется сравнительно небольшой производительностью, возможностью использования вторичного металла – стального скрапа. Вместимость печи составляет 200…900 т. Способ позволяет получать качественную сталь.

Мартеновская печь (рис.2.2.) по устройству и принципу работы является пламенной отражательной регенеративной печью. В плавильном пространстве сжигается газообразное

топливо или мазут. Высокая температура для получения стали в расплавленном состоянии обеспечивается регенерацией тепла печных газов.

Современная мартеновская печь представляет собой вытянутую в горизонтальном направлении камеру, сложенную из огнеупорного кирпича. Рабочее плавильное пространство ограничено снизу подиной 12, сверху сводом 11, а с боков передней 5 и задней 10 стенками. Подина имеет форму ванны с откосами по направлению к стенкам печи. В передней стенке имеются загрузочные окна 4 для подачи шихты и флюса, а в задней – отверстие 9 для выпуска готовой стали.

Рис.2.2. Схема мартеновской печи

Характеристикой рабочего пространства является площадь пода печи, которую подсчитывают на уровне порогов загрузочных окон. С обоих торцов плавильного пространства расположены головки печи 2, которые служат для смешивания топлива с воздухом и подачи этой смеси в плавильное пространство. В качестве топлива используют природный газ, мазут.

Для подогрева воздуха и газа при работе на низкокалорийном газе печь имеет два регенератора 1.

Регенератор – камера, в которой размещена насадка – огнеупорный кирпич, выложенный в клетку, предназначен для нагрева воздуха и газов.

Отходящие от печи газы имеют температуру 1500…1600 0C. Попадая в регенератор, газы нагревают насадку до температуры 1250 0C. Через один из регенераторов подают воздух, который проходя через насадку нагревается до 1200 0C и поступает в головку печи, где смешивается с топливом, на выходе из головки образуется факел 7, направленный на шихту 6.

Отходящие газы проходят через противоположную головку (левую), очистные устройства (шлаковики), служащие для отделения от газа частиц шлака и пыли и направляются во второй регенератор.

Охлаждённые газы покидают печь через дымовую трубу 8.

После охлаждения насадки правого регенератора переключают клапаны, и поток газов в печи изменяет направление.

Температура факела пламени достигает 1800 0C. Факел нагревает рабочее пространство печи и шихту. Факел способствует окислению примесей шихты при плавке.

Продолжительность плавки составляет 3…6 часов, для крупных печей – до 12 часов. Готовую плавку выпускают через отверстие, расположенное в задней стенке на нижнем уровне пода. Отверстие плотно забивают малоспекающимися огнеупорными материалами, которые при выпуске плавки выбивают. Печи работают непрерывно, до остановки на капитальный ремонт – 400…600 плавок.

В зависимости от состава шихты, используемой при плавке, различают разновидности мартеновского процесса:

– скрап-процесс, при котором шихта состоит из стального лома (скрапа) и 25…45 % чушкового передельного чугуна, процесс применяют на заводах, где нет доменных печей, но много металлолома.

– скрап-рудный процесс, при котором шихта состоит из жидкого чугуна (55…75 %), скрапа и железной руды, процесс применяют на металлургических заводах, имеющих доменные печи.

Футеровка печи может быть основной и кислой. Если в процессе плавки стали, в шлаке преобладают основные оксиды, то процесс называют основным мартеновским процессом, а если кислые – кислым.

Наибольшее количество стали производят скрап-рудным процессом в мартеновских печах с основной футеровкой.

В печь загружают железную руду и известняк, а после подогрева подают скрап. После разогрева скрапа в печь заливают жидкий чугун. В период плавления за счет оксидов руды и скрапа интенсивно окисляются примеси чугуна: кремний, фосфор, марганец и, частично, углерод. Оксиды образуют шлак с высоким содержанием оксидов железа и марганца (железистый шлак). После этого проводят период «кипения» ванны: в печь загружают железную руду и продувают ванну подаваемым по трубам 3 кислородом. В это время отключают подачу в печь топлива и воздуха и удаляют шлак.

Для удаления серы наводят новый шлак, подавая на зеркало металла известь с добавлением боксита для уменьшения вязкости шлака. Содержание в шлаке возрастает, а уменьшается.

В период «кипения» углерод интенсивно окисляется, поэтому шихта должна содержать избыток углерода. На данном этапе металл доводится до заданного химического состава, из него удаляются газы и неметаллические включения.

Затем проводят раскисление металла в два этапа. Сначала раскисление идет путем окисления углерода металла, при одновременной подаче в ванну раскислителей – ферромарганца, ферросилиция, алюминия. Окончательное раскисление алюминием и ферросилицием осуществляется в ковше, при выпуске стали из печи. После отбора контрольных проб сталь выпускают в ковш.

В основных мартеновских печах выплавляют стали углеродистые конструкционные, низко- и среднелегированные (марганцовистые, хромистые), кроме высоколегированных сталей и сплавов, которые получают в плавильных электропечах.

В кислых мартеновских печах выплавляют качественные стали. Применяют шихту с низким содержанием серы и фосфора.

Стали содержат меньше водорода и кислорода, неметаллических включений. Следовательно, кислая сталь имеет более высокие механические свойства, особенно ударную вязкость и пластичность, е¨ используют для особо ответственных деталей: коленчатых валов крупных двигателей, роторов мощных турбин, шарикоподшипников.

Основными технико-экономическими показателями производства стали в мартеновских печах являются:

· производительность печи – съ¨м стали с 1м2 площади пода в сутки (т/м2 в сутки), в среднем составляет 10 т/м2; р

· расход топлива на 1т выплавляемой стали, в среднем составляет 80 кг/т.

С укрупнением печей увеличивается их экономическая эффективность.

megaobuchalka.ru

Способы выплавки стали

В основном дуговой электропечи сталь выплавляют на свежей шихте с окислением или методом переплава отходов с окислением и без окисления. В последнее время становится распространенным метод смешения в ковше. В зависимости от полноты удаления шлака окислительного периода из печи плавки можно вести одно- или двушлаковым процессом.

Выплавка стали на свежей шихте с окислением

Для способа выплавки стали с окислением на свежей шихте характерно наличие всех периодов плавки в дуговой пе­чи — от загрузки до выпуска с четким разграничением каждого из них. Описание физико-химических процессов отдельных периодов и технологии их проведения даны в предыдущих главах. При назначении марки стали для выплавки следует учитывать состояние печи и сразу пос­ле ее ремонта не назначать сталь с повышенной тепловой нагрузкой как по температурному режиму, так и по про­должительности. Легированные стали особенно ответственных марок целесообразно начинать плавить через три-пять плавок после полного ремонта стен электропечи. Выплавка стали на свежей шихте с окислением — наиболее распространенный способ. Однако продолжи­тельность плавки при этом методе максимальная.

Выплавка стали методом переплава отходов

В окис­лительным период в металлической ванне окисляются такие элементы как кремний, марганец, хром, ванадий и др. Образующиеся оксиды переходят в шлак и удаля­ются из печи. Для максимального использования леги­рующих элементов шихты плавку можно вести без окислительного периода методом переплава отходов.

Отсутствие окислительного периода при этом методе обусловливает невозможность удаления углерода и фос­фора, содержащихся в шихте. Поэтому содержание этих элементов в шихте должно быть ниже, чем в готовой стали. Шихту составляют из 60—80% легированных отхо­дов и 20—40 % мягкого железа, а также ферросплавов. Мягкое железо используют в виде специально выплав­ленных заготовок. Экономически целесообразно заменять мягкое железо отходами низкоуглеродистой и низкофосфористой стали. В процессе плавки металл частично науглероживается от электродов, раскислителей и легиру­ющих добавок. Поэтому содержание углерода в шихте должно быть на 0,03—0,06% ниже, чем в готовой стали. Содержание фосфора в шихте должно быть не выше 0,015—0,02 %, а содержание легирующих элементов в шихте должно быть близко к нижнему пределу, требуе­мому техническими условиями на данную марку.

При загрузке шихты тугоплавкие составляющие (мяг­кое железо, ферровольфрам) следует загружать в сере­дину ванны под электроды, а феррохром, способный на­углероживаться от электродов, ближе к откосам.

В процессе плавления некоторые элементы шихты окисляются в той или иной степени кислородом воздуха и оксидами, содержащимися в шихтовых материалах. Для ориентировочных расчетов можно принимать следующий угар элементов:

Для ошлакования образующихся оксидов в период плавления вводят известь в количестве 1,5       2 % от массы металла.

Состав шлака в конце плавления колеблется пример­но в следующих пределах: 30—40% CaO; 15—3% SiO2, 6—15% MnO, 2—4% Al2O3, 4—10% FeO, 8—18 % MgO.

Если в составе шлака по расплавлении отсутствуют окси­ды ценных легкоокисляющихся элементов, шлак скачи­вают и наводят новый — белый, карбидный или другой шлак (согласно технологическим инструкциям для стали данной марки). Если в составе шлака имеются оксиды ценных легирующих элементов (вольфрама, хрома, ва­надия), шлак обрабатывают молотым коксом или фер­росилицием. Это позволяет большую часть оксидов ука­занных элементов восстановить. Затем скачивают шлак и начинают восстановительный период по той же технологии, что и в плавках с окислением.

Переплав шихты, состоящей из высоколегированных отходов, ведут с частичным окислением углерода газо­образным кислородом.

Шихту составляют таким образом, чтобы содержание углерода в металле по расплавлении было на 0,1—0,25 % выше конечного содержания углерода в стали. а содер­жание фосфора ниже допускаемого в стали. Расчетное содержание кремния при выплавке стали с содержанием <6% Cr должно быть 0,4—0,6%, а при выплавке высокомхромистой стали (>6% Cr) 0,9-1,4%. Присутствие кремния в шихте ускоряет ее расплавление при продув­ке кислородом. При загрузке лома, легированного алю­минием, расчетное содержание кремния снижается.

Продувать ванну кислородом начинают после полно­го расплавления при выключенной печи и заканчивают при достижении содержания углерода, обеспечивающего нормальное проведение рафинирования и получения за­данного химического состава. По окончании продувки металл обычно раскисляют силикомарганцем и дают нагретый феррохром. Иногда для охлаждения ванны подсаживают кусковую шихту того же состава (или близкий по составу) в количестве до 5% от массы шихты. Печь включают и продувочный шлак, содержащий большое количество оксидов хрома, раскисляют дробленым силикохромом (10-30 кг/т), порошкообразным ферросилицием (5-7 кг/т) и алюминием (1-2 кг/т) в смеси со свежеобоженной известью (20-25 кг/т).

После восстановления хрома из шлака последний скачивают и наводят основной шлак, который обрабатывают порошкообразным ферросилицием, силикокальцием или коксом до получения белого рассыпающегося шлака. Возможность проведения дегазации металла позволяет рекомендовать этот метод для выплавки сталей с повышенным содержанием хрома и прежде всего нержавеющих.

Выплавка стали одношлаковым процессом

Если к стали не предъявляют жестких требований по содержанию серы, а иногда в случае последующей обработке стали в ковше синтетическим шлаком, плавку можно проводить под одним шлаком. Дефосфорация металла совмещается с расплавлением. Окислительный шлак специально из печи не удаляют, а после достижения требуемого содержания углерода и ≤0,035% P в ванну вводят ферросилиций и ферромарганец, а также необходимые легирующие элементы. Окончательно металл раскисляют в ковше кусковым ферросилицием и алюминием в количестве 0,5-1,0 кг/т.

Продолжительность плавки при одношлаковом процессе сокращается на 1-1,5 ч, на 15-20 % снижается расход электроэнергии, уменьшается расход шлакообразующих и ферросплавов и одновременно снижается трудоемкость ведения плавки.

Технико-экономические показатели при выплавке на свежей шихте с окислением и методом переплава отходов

При выплавке стали методом переплава отходов исключается окислительный период, что сокращает общую продолжительность плавки. Вместе с тем длительность расплавления шихты в этом случае, как правило, возрастает, что объясняется присутствием в шихте тугоплавкого мягкого железа. Как показывает практика работы электропечей разной емкости, длительность плавок, проводимых методом переплава, на 8-35% меньше длительности плавок на свежей шихте с окислением и со­ответственно выше производительность печи. На плавках без окисления одновременно на 10—20% уменьшается удельный расход электроэнергии и на 10—20% снижа­ется удельный расход электродов. Стойкость футеровки стен возрастает на 10—20 плавок, что приводит к сни­жению удельного расхода огнеупоров. Особенно важным преимуществом этого метода является высокая степень использования легирующих элементов, содержащихся в отходах, что снижает расход ферросплавов и значитель­но уменьшает себестоимость стали.

Вместе с тем при переплаве отходов нельзя удалить фосфор из металла. Однако отходы легированной стали, особенно электростали, обычно содержат мало фосфора (0,015—0,02%). Такие отходы можно применять в плав­ках без окисления.

Достаточно полное сравнение качества стали, выплав­ляемой с окислением и без окисления, провести затруд­нительно. По сообщению А. Д. Крамарова, в некоторых случаях, например при выплавке стали 38ХМЮА, каче­ство стали, выплавляемой без окисления, не уступает ка­честву стали, выплавленной с окислением. В других слу­чаях, например при выплавке стали 12Х2Н4ВА, пласти­ческие свойства стали, выплавленной без окисления, несколько ниже, чем при выплавке стали с окислением. Можно полагать, что метод выплавки стали не оказывает столь решающего влияния на ее качество, как качест­во исходной шихты, технология проведения восстановительного периода, разливка и т. д. В целом качество ста­ли, выплавленной по обоим сравниваемым способам, отвечает требованиям, предъявляемым к ней технически­ми условиями.

Количество легированных отходов, поступающих в электросталеплавильные цехи из кузнечных, прокатных и других цехов и от машиностроительных заводов, до­стигает 50—60% от производства стали. Учитывая опре­деленные технико-экономические преимущества выплав­ки стали методом переплава, этот способ находит широ­кое применение на отечественных заводах.

Показатели для плавок, проводимых на легирован­ных отходах с окислением газообразным кислородом, среднее между показателями для переплава отходов и плавок на свежей шихте с окислением.

metallurgy.zp.ua

Выплавка стали

Задание.

Разработать технологию выплавки и сифонной разливки стали марки 30ХГСА в 130 т. мартеновской печи.

План выполнения задания.

1. Введение.

1.1. Технический прогресс в сталеплавильном производстве.

2. Технологическая часть.

2.1. Технология выплавки.

2.2. Химический состав, назначение, виды поставки.

2.3. Расчет металлической части шихты.

2.4. Расчет ферросплавов.

2.5. Периоды плавки.

2.6. Технология сифонной разливки.

2.7. Тепловой режим мартеновской печи.

2.8. Приемка печей и их осмотр перед сменой.

3. Организационно-экономическая часть.

3.1. Расчет плановой себестоимости одной тонны стали.

3.2. Техника безопасности.

1. Введение.

Технический прогресс в сталеплавильном производстве сопровождается сменой технологических процессов все более производительными, и созданием агрегатов и машин все более единичной мощности и емкости. Но чем сложнее рабочий металлургический процесс и чем больше производительность, размеры технологических агрегатов и машин, тем более необходима механизация и автоматизация технологических операций.

Первый этап: развитие сталеплавильного производства характеризовался механизацией отдельных операций (например, подачи дутья в печь, загрузки материалов, перевозка жидкого металла). Большую часть работы выполняли вручную.

Второй этап: характеризуется комплексной механизацией всего процесса труда, в результате чего рабочий только управляет машинами и механизмами. Такие условия созданы в современных сталеплавильных цехах, где имеются системы механизации не только основных технологических операций, но и вспомогательных, а также механизированные и не технологические операции.

К механизированным технологическим системам относятся системы взвешивания, дозирования, транспортировки и загрузки сыпучих средств шихтовых материалов.

Механизированы и не технологические операции.

Третий этап: характеризуется автоматизацией контрольных и простейших операций управления. Для этого системы управления агрегатами и машинами оснащают необходимыми приборами. Такие системы существуют практически в каждом современном сталеплавильном цехе.

Многочисленные приборы, собирающие и передающие информацию о ходе технологического процесса: различные средства автоматизации, сигнализирующие о положении механизмов и характеризующие их перемещение.

Четвертый этап: можно охарактеризовать комплексной автоматизацией технологических процессов выплавки стали. Каждая машина должна иметь для своего управления компьютер, а если машина сложная, то систему компьютеров.

Однако внедрение комплексных автоматизированных систем с сталеплавильное производство затруднено из-за смешанного характера этого производства.

2. Технологическая часть.

2.1. Технология выплавки.

Сталь 30ХГСА – 30%; Cr - 1%; Mn – 1%; Si – 1%; Н/Л; В/К; конструкционная

Заменитель - стали: 40ХФА; 35ХМ; 25ХГСА; 35 ХГСА.

Вид поставки – сортовой прокат, в том числе фасонный калиброванный пруток, серебрянка, полоса, поковки и кованные заготовки.

Назначение – различные детали, работающие при температуре до 200°С, ответственные сварные конструкции, крепежные детали, работающие при низких температурах.

2.2.1. Химический состав, назначение, виды поставки.

Исходные материалы мартеновской плавки.

Шихта делится на металлическую группу и неметаллическую.

Металлическая группа.

Чугун – передельный твердый.

Металлический лом – оборотный, покупной.

Оборотный – отходы металлургического производства (плавка, прокат, металл со шлакоотвалов).

Покупной – отходы обрабатывающей промышленности, амортизационный лом, транспорт, с/х машины, военная техника и т.д.

Металлический лом по химическому составу делят на углеродистый и легированный. По ГОСТ 2787-85 лом черных металлов делят на два вида:

стальной;

чугунный;

на две категории: легированный, не легированный;

на два класса: тяжеловесный, легковесный.

Неметаллическая группа.

Флюсы – не металлические материалы, обеспечивающие в процессе выплавки получение шлака необходимого состава и свойств. По ГОСТ 1387-91.

Флюсы делят на:

широко образующие – известняк, известь;

шлакоразжижающие – бокситы, шамотный бой, плавиковый шпат, окалина.

Окислители:

Твердые – железная руда, агломерат, окалина, сварочный шлак.

Газообразные – воздух, кислород.

2.1.2. Расчет металлической части шихты.

Сталь 30ХГСА

Печь – 130 т.

Углерод на выпуске – 0,3 % согласно инструкции ТИ1-86 для 130т. печей запас по углероду составит:

0,30 + 0,45 = 0,75% С

Принимаем угар 50%, тогда в завалке углерода должно быть:

0,75 – 50%

х = =1,5%

х - 100%

Углерода в завалке должно быть 1,5 %.

Содержание углерода в чугуне принимаем равным 4%, содержание углерода в стальной шихте – 0,20 %

х – количество чугуна

(130 -х) – количество стальной шихты

4х + 0,20· (130 -х) = 130·1,5

4х + 26 – 0,2х = 195

3,8х = 169

х = 44

130 – 44 = 86

Стальной лом – 43 т.

Пакеты – 22 т.

Стружка – 21 т.

Количество извести не менее 40 кг на 1 т.

130т. · 0,04т. = 5,2 т. извести.

2.1.3. Расчет ферросплавов.

Предварительно раскисление в печи (ТН1-86) проводят ФСХ33 из расчета введения 0,30% Si без учета угара.

ФСХ33 = =1114 кг

Какое количество Si остается при угаре 90%

0,3 – 100%

х = = 0,03 %

х - 10%

Легирование Mn производим в ковше CMn17 Mn – 70%, Si – 18%

Среднее содержание Mn в марке 30ХГСА

е = = 0,95%

Остаточный Mn в ванне 0,10 % , Тогда необходимо добавить на 0,85 %

CMn17 = = 1661 кг

CMn17 внесет 0,23%

1661 – 100%

х = = 299 кг

х - 18%

ФСХ33 внесет Cr

1114 – 100%

х = 0,29 - остаточный

х - 40%

в ванне с учетом угара по Cr – 15%.

Остаточный Cr в ванне 0,25%

Средний Cr по марке:

е = (0,8 +1,10)/2 = 0,95 – 0,25 – 0,29 = 0,41 %

ФХ800 = = 896 кг

Легирование Si в ковше ФС75.

Среднее содержание Si в марке:

(0,9 +1,20)/2 = 1,05 %

ФСХ33 внес Si – 0,03%, CMn17 – 0,23%

Необходимо 1,05 – 0,26 = 0,79 %

Количество Al для раскисления в ковше берется из расчета 500 г/т по ТИ1-86

130·0,5 = 65 кг алюминия

2.1.4. Периоды плавки.

Заправка печи.

Допускается совмещение заправки откосов задней стенки с выпуском плавки. При этом загущение шлака заправочными материалами или за счет снижения тепловой нагрузки не допускается.

Завалка.

Порядок завалки материалов в печь должен обеспечить равномерное плавление, активный процесс шлакообразования, нормальное расплавление по углероду, сохранность рабочего пространства и подины печи. Устанавливается следующая последовательность завалки материалов в печь: под низ загружается стружка или легковесный лом, после завалки 20-25 % шихты, запускается известь или известняк. Завалка чугуна производится после завалки извести или известняка вперемешку с шихтой. Допускается заваливать чугун после загрузки всей шихты.

Не допускается завалка извести непосредственно вплотную к кладке ванны во избежание заращивания, аналогично и чугуна – во избежание разъедания.

Плавление.

Началом периода плавления считается момент окончания завалки шихтовых материалов. В процессе плавления рекомендуется производить растаскивание скоплений не расплавившейся шихты с целью сокращения периода плавления. В конце плавления берется предварительная проба металла, по результатам которой принимается решение о дальнейшем ведении плавления.

Кипение. Окислительный период.

Началом периода кипения считается взятие первой, основной пробы металла. Кипение делится на два периода: окислительный период; период чистого кипения.

Окислительный период: Назначение периода – максимальное удаление фосфора, окисление избыточного углерода. Окисление избыточного углерода рекомендуется производить за счет присадок железной руды.

Присадку руды рекомендуется производить порциями, не более 10 кг на тонну, с интервалом 10-15 минут. После присадок руды снижают подачу в печь топлива и воздуха. При нормальном подготовленном шлаке значительная часть его уходит самотеком. В случае необходимости удаление шлака производят гребками. При этом недопустимо оголение металла под факелом. Количество одновременно присаживаемых материалов для наведения шлака не должно превышать 25 кг/т, следующую присадку рекомендуется производить после растворения предыдущей.

Признаками, определяющими нормальное проведение окислительного периода, являются:

1. Содержание фосфора в стали не более 0,015%.

2. Снижение содержания серы в металле, обеспечиваемое в окислительный период снижением содержания закиси железа в шлаке, и повышение его основности.

В окислительный период допускается производить следующие операции:

1. Исправлять жидкие или густые шлаки присадками небольших порций обоженной извести или хорошо просушенных флюсов в количестве не более 10 кг/т, не допуская при этом заметного снижения интенсивности кипения металла.

2. Использовать чугун не долее 20 кг/т, или алюминиевую стружку с примесью чугунной, в количестве не более 10 кг/т, в случае пониженного запаса углерода по расплавлении.

mirznanii.com

Сущность процесса выплавки стали.

Основными материалами для производства стали являются передельный чугун и стальной лом (скрап). Содержание углерода и примесей в стали значительно ниже, чем в чугуне.

Поэтому сущностью любого металлургического передела чугуна в сталь является снижение содержания углерода и примесей путем их избирательного окисления и перевода в шлак и газы в процессе плавки.

Примеси отличаются по своим физико-химическим свойствам, поэтому для удаления каждой из них в плавильном агрегате создают определенные условия, используя основные законы физической химии.

В соответствии с законом действующих масс скорость химических реакций пропорциональна концентрации реагирующих веществ. Поскольку в наибольшем количестве в чугуне содержится железо, то оно окисляется в первую очередь при взаимодействии чугуна с кислородом в сталеплавильной печи

Fe + 1/2О2 = FeO + 263,68 кДж. (1)

Одновременно с железом окисляются Si, Р, Мn, С и другие.

Образующийся оксид железа при высоких температурах растворяется в железе и отдает свой кислород более активным элементам-примесям в чугуне, окисляя их:

2FеО + Si = SiO2 + 2Fе + 330,5 кДж; (2)

5FеО + 2Р = Р2O5 + 5Fе + 225,94 кДж, (3)

FеО + Мn = МnО + Fе + 122,59 кДж, (4)

FеО + С = СО + Fе - 153,93 кДж. (5)

Чем больше оксида железа содержится в жидком металле, тем активнее окисляются примеси. Для ускорения окисления примесей в сталеплавильную печь добавляют железную руду, окалину, содержащие много оксидов железа. Таким образом, основное количество примесей окисляется за счет кислорода оксида железа.

Скорость окисления примесей зависит не только от их концентрации, но и от температуры металла и подчиняется принципу Ле Шателье, в соответствии с которым химические реакции, выделяющие теплоту, протекают интенсивнее при более низких температурах или при некотором понижении температуры, а реакции, поглощающие теплоту, протекают активнее при высоких температурах или при некотором повышении температуры. Поэтому в начале плавки, когда температура металла невысока, интенсивнее идут процессы окисления кремния, фосфора, марганца, протекающие с выделением теплоты, а углерод интенсивно окисляется только при высокой температуре металла (в середине и конце плавки).

После расплавления шихты в сталеплавильной печи образуются две несмешивающиеся среды: жидкий металл и шлак. Металл и шлак разделяются из-за различных плотностей в соответствии с законом распределения (закон Нернста). Если какое-либо вещество растворяется в двух соприкасающихся, но несмешивающихся жидкостях, то распределение вещества между этими жидкостями происходит до установления определенного соотношения (константы распределения) постоянного для данной температуры. Поэтому большинство компонентов (Мn, Si, P, S) и их соединения, растворимые в жидком металле и шлаке, будут распределяться между металлом и шлаком в определенном соотношении, характерном для данной температуры.

Нерастворимые соединения, в зависимости от плотности будут переходить либо в шлак, либо в металл. Изменяя состав шлака, можно менять соотношение между количеством примесей в металле и шлаке так, что нежелательные примеси будут удаляться из металла в шлак. Убирая шлак с поверхности металла и наводя новый путем подачи флюса требуемого состава, можно удалять вредные примеси (серу, фосфор) из металла. Поэтому регулирование состава шлака с помощью флюсов является одним из основных путей управления металлургическими процессами.

Используя изложенные законы, процессы выплавки стали осуществляют в несколько этапов.

Первый этап - расплавление шихты и нагрев ванны жидкого металла. На этом этапе температура металла невысока; интенсивно происходит окисление железа, образование оксида железа и окисление примесей Si, Р, Мn по реакциям (1) - (4). Наиболее важная задача этого этапа: удаление фосфора – одной из вредных примесей в стали. Для этого необходимо проведение плавки в основной печи, в которой можно использовать основной шлак, содержащий СаО. Выделяющийся по реакции (3) фосфорный ангидрид образует с оксидом железа нестойкое соединение (FеO)3•Р2О5. Оксид кальция СаО - более сильное основание, чем оксид железа, поэтому при невысоких температурах связывает ангидрид Р2О5, переводя его в шлак:

2[Р] + 5 (FеО) + 4 (СаО) = (4СаО . Р2O5) + 5 [Fе]. (6)

Реакция образования фосфорного ангидрида протекает с выделением теплоты, поэтому в соответствии с принципом Ле Шателье для удаления фосфора из металла необходимы невысокие температуры ванны металла и шлака. Из реакций (3) и (6) следует также, что для удаления фосфора из металла необходимо достаточное содержание в шлаке FеО. Для повышения содержания FеО в шлаке в сталеплавильную печь в этот период плавки добавляют окалину, железную руду, наводя железистый шлак. По мере удаления фосфора из металла в шлак содержание фосфора в шлаке возрастает. В соответствии в законом распределения удаление фосфора из металла замедляется. Поэтому для более полного удаления фосфора из металла с его зеркала убирают шлак, содержащий фосфор, и наводят новый со свежими добавками СаО.

Второй этап - “кипение” металлической ванны - начинается по мере ее прогрева до более высоких температур, чем на первом этапе. При повышении температуры металла в соответствии с принципом Ле Шателье более интенсивно протекает реакция (5) окисления углерода, происходящая с поглощением теплоты. Поскольку в металле содержится больше углерода, чем других примесей, то в соответствии с законом действующих масс для окисления углерода в металл вводят значительное количество руды, окалины или вдувают кислород. Образующийся в металле оксид железа реагирует с углеродом по реакции (5), а пузырьки оксида углерода СО выделяются из жидкого металла, вызывая “кипение” ванны. При “кипении” уменьшается содержание углерода в металле до требуемого, выравнивается температура по объему ванны, частично удаляются неметаллические включения, прилипающие к всплывающим пузырькам СО, а также другие газы, проникающие в пузырьки СО. Все это способствует повышению качества металла. Поэтому этап “кипения” ванны является основным в процессе выплавки стали.

В этот же период создаются условия для удаления серы из металла. Сера в стали находится в виде сульфида [FеS], который растворяется также в основном шлаке (FeS). Чем выше температура, тем большее количество FeS растворяется в шлаке, т. е. больше серы переходит из металла в шлак. Сульфид железа, растворенный в шлаке взаимодействует с оксидом кальция, также растворенным в шлаке:

(FеS) + (СаО) = (СаS) + (FеО). (7)

Эта же реакция протекает на границе металл – шлак между сульфидом железа в стали [FеS] и [СаО] в шлаке:

[FеS] + (СаО) = (СаS) + (FеО). (8)

Образующееся соединение СаS растворимо в шлаке, но не растворяется в железе, поэтому сера удаляется в шлак.

Как следует из реакций (7) и (8), чем больше в шлаке (СаО) и меньше (FеО), тем полнее удаляется из стали сера. Поэтому при плавке в основных печах можно снизить содержание углерода и серы в стали, выплавлять сталь из шихты любого химического состава.

В сталеплавильных печах с кислой футеровкой нет условий для уменьшения количества фосфора и серы в стали, так как использовать основной шлак с высоким содержанием (СаО) нельзя из-за разрушения футеровки, а содержание (FeO) в шлаке недостаточно. Поэтому в кислых печах можно выплавить сталь только из шихтовых материалов с малым количеством серы и фосфора.

Третий этап (завершающий) - раскисление стали - заключается в восстановлении оксида железа, растворенного в жидком металле. При плавке повышение содержания кислорода в металле необходимо для окисления примесей, но в готовой стали кислород - вредная примесь, так как понижает механические свойства стали, особенно при высоких температурах. Сталь раскисляют двумя способами: осаждающим и диффузионным.

Осаждающее раскисление осуществляют введением в жидкую сталь растворимых раскислителей (ферромарганца, ферросилиция, алюминия), содержащих элементы (Мn, Si, Аl и др.), которые в данных условиях обладают большим сродством к кислороду, чем железо. В результате раскисления восстанавливается железо и образуются оксиды МnО, SiO2, А12O3 и другие, которые имеют меньшую плотность, чем сталь, и удаляются в шлак. Однако часть их может остаться в стали, что понижает ее свойства.

Диффузионное раскисление осуществляют раскислением шлака. Ферромарганец, ферросилиций и другие раскислители в мелкоразмельченном виде загружают на поверхность шлака. Раскислители, восстанавливая оксид железа, уменьшают его содержание в шлаке. В соответствии с законом распределения оксид железа, растворенный в стали, начнет переходить в шлак. Образующиеся при таком способе раскисления оксиды остаются в шлаке, а восстановленное железо переходит в сталь, что уменьшает содержание неметаллических включений и повышает ее качество.

При плавке в кислой печи процесс плавки протекает при кислом шлаке (55…58 % SiO2) и условия для раскисления стали более благоприятные: кремнезем, обладающий сильными кислотными свойствами, связывает FеО в соединение типа FеО•SiO2. После длительной выдержки под кислым шлаком содержание оксида железа в стали резко уменьшается и окончательно сталь раскисляют небольшой добавкой ферромарганца.

В зависимости от степени раскисленности выплавляют спокойные, кипящие и полуспокойные стали.

Легирование стали осуществляют введением ферросплавов или чистых металлов в необходимом количестве в расплав. Легирующие элементы, сродство к кислороду которых меньше, чем у железа (Ni, Co, Mo, Cu), при плавке и разливке практически не окисляются и поэтому их вводят в печь в любое время плавки (обычно вместе с основной шихтой). Легирующие элементы, у которых сродство к кислороду больше, чем у железа (Si, Мn, Аl, Cr, V, Ti и др.), вводят в металл после или одновременно с раскислением, в конце плавки, а иногда непосредственно в ковш.

Похожие статьи:

poznayka.org

Технология производства стали. Процесс производства стали. Технологический процесс производства стали. Схема производства стали. Раскисления стали.

Стали – железоуглеродистые сплавы, содержащие практически до 1,5% углерода, при большем его содержании значительно увеличиваются твердость и хрупкость сталей и они не находят широкого применения (теоретически до 2,14%). Основными исходными материалами для производства стали являются передельный чугун и стальной лом (скрап).

Технология производства стали

Содержание углерода и примесей в стали значительно ниже, чем в чугуне. Поэтому сущность любого металлургического передела чугуна в сталь – снижение содержания углерода и примесей путем их избирательного окисления и перевода в шлак и газы в процессе плавки.

Железо окисляется в первую очередь при взаимодействии чугуна с кислородом в сталеплавильных печах:

2Fe + O2 = 2FeO + Q

Одновременно с железом окисляются кремний, фосфор, марганец и углерод. Образующийся оксид железа при высоких температурах отдает свой кислород более активным примесям в чугуне, окисляя их.

Процесс производства стали

Процессы выплавки стали осуществляют в три этапа.

1. Первый этап – расплавление шихты и нагрев ванны жидкого металла. Температура металла сравнительно невысокая, интенсивно происходит окисление железа, образование оксида железа и окисление примесей: кремния, марганца и фосфора.

Наиболее важная задача этапа – удаление фосфора. Для этого желательно проведение плавки в основной печи, где шлак содержит CaO. Фосфорный ангидрид P2O5 образует с оксидом железа нестойкое соединение (FeO)3 x P2O5. Оксид кальция CaO – более сильное основание, чем оксид железа, поэтому при невысоких температурах связывает P2O5 и переводит его в шлак:

2P + 5FeO + 4CaO = (CaO)4 x P2O5 + 5Fe

Для удаления фосфора необходимы невысокие температура ванны металла и шлака, достаточное содержание в шлаке FeO. Для повышения содержания FeO в шлаке и ускорения окисления примесей в печь добавляют железную руду и окалину, наводя железистый шлак. По мере удаления фосфора из металла в шлак, содержание фосфора в шлаке увеличивается. Поэтому необходимо убрать этот шлак с зеркала металла и заменить его новым со свежими добавками CaO.

2. Второй этап – кипение металлической ванны. Начинается по мере прогрева до более высоких температур. При повышении температуры более интенсивно протекает реакция окисления углерода, происходящая с поглощением теплоты:

FeO + C = CO + Fe — Q

Для окисления углерода в металл вводят незначительное количество руды, окалины или вдувают кислород. При реакции оксида железа с углеродом, пузырьки оксида углерода CO выделяются из жидкого металла, вызывая «кипение ванны». При «кипении» уменьшается содержание углерода в металле до требуемого, выравнивается температура по объему ванны, частично удаляются неметаллические включения, прилипающие к всплывающим пузырькам CO, а также газы, проникающие в пузырьки CO. Все это способствует повышению качества металла. Следовательно, этот этап — основной в процессе выплавки стали.

Также создаются условия для удаления серы. Сера в стали находится в виде сульфида (FeS), который растворяется также в основном шлаке. Чем выше температура, тем большее количество сульфида железа FeS растворяется в шлаке и взаимодействует с оксидом кальция CaO:

FeS + CaO = CaS + FeO

Образующееся соединение CaS растворяется в шлаке, но не растворяется в железе, поэтому сера удаляется в шлак.

Раскисление стали

3. Третий этап – раскисление стали. Заключается в восстановлении оксида железа, растворённого в жидком металле. При плавке повышение содержания кислорода в металле необходимо для окисления примесей, но в готовой стали кислород – вредная примесь, так как понижает механические свойства стали, особенно при высоких температурах.

Способы раскисления стали

Сталь раскисляют двумя способами: осаждающим и диффузионным.

Осаждающее раскисление осуществляется введением в жидкую сталь растворимых раскислителей (ферромарганца, ферросилиция, алюминия), содержащих элементы, которые обладают большим сродством к кислороду, чем железо. В результате раскисления восстанавливается железо и образуются оксиды: MnO, SiO2, Al2O5, которые имеют меньшую плотность, чем сталь, и удаляются в шлак.

Диффузионное раскисление осуществляется раскислением шлака. Ферромарганец, ферросилиций и алюминий в измельчённом виде загружают на поверхность шлака. Раскислители, восстанавливая оксид железа, уменьшают его содержание в шлаке. Следовательно, оксид железа, растворённый в стали переходит в шлак. Образующиеся при этом процессе оксиды остаются в шлаке, а восстановленное железо переходит в сталь, при этом в стали снижается содержание неметаллических включений и повышается ее качество .

В зависимости от степени раскисления выплавляют стали:

• спокойные — спокойная сталь получается при полном раскислении в печи и ковше.
• кипящие — кипящая сталь раскислена в печи неполностью. Ее раскисление продолжается в изложнице при затвердевании слитка, благодаря взаимодействию оксида железа и углерода: FeO + C = Fe + CO. Образующийся оксид углерода CO выделяется из стали, способствуя удалению из стали азота и водорода, газы выделяются в виде пузырьков, вызывая её кипение. Кипящая сталь не содержит неметаллических включений, поэтому обладает хорошей пластичностью.
• полуспокойные — полуспокойная сталь имеет промежуточную раскисленность между спокойной и кипящей. Частично она раскисляется в печи и в ковше, а частично – в изложнице, благодаря взаимодействию оксида железа и углерода, содержащихся в стали.

Легирование стали осуществляется введением ферросплавов или чистых металлов в необходимом количестве в расплав. Легирующие элементы, у которых сродство к кислороду меньше, чем у железа (Ni, Co, Mo, Cu), при плавке и разливке не окисляются, поэтому их вводят в любое время плавки. Легирующие элементы, у которых сродство к кислороду больше, чем у железа (Si, Mn, Al, Cr, V, Ti), вводят в металл после раскисления или одновременно с ним в конце плавки, а иногда в ковш.

www.mtomd.info

• 
  Система зажигания двс
• 
  Испарение бензина это физический или химический процесс
• 
  Моторное топливо для автомобилей это
• 
  Система смазки неисправности
• 
  Форд транзит база короткая
• 
  Передняя ось мтз
• 
  Восстановление постелей блока цилиндров
• 
  Кадди фольксваген 2018
• 
  Высота форд транзит с средней крышей
• 
  Гидравлический коллектор поворотный
• 
  От чего зависит емкость аккумулятора