Задание
Ёмкость конвертера 125 т.
Готовая сталь 12ГС
ГОСТ 19282-73 С Mn Si P S Cu Ni Сr 0,12-0,18 0,4-0,7 0,17-0,37 Не более 0,035 Не более 0,035 Не более 0,3 Не более 0,3 Не более 0,7-1
В графической частипредставлен порционный вакууматор.
Введение
Качество стали – этопостоянно действующий фактор, который на всех исторических этапах побуждалметаллургов искать новые технологии и новые инженерные решения. Ограниченныевозможности регулирования физических и физико-химических условий протеканияпроцессов плавки в традиционных сталеплавильных агрегатах (конвертерах,дуговых, мартеновских и двухванных печах) привели к созданию новыхсталеплавильных процессов, комплексных технологий, обеспечивающих получениеособо чистых по содержанию нежелательных примесей марок стали.
В тех случаях, когдатехнологические операции, обеспечивающие получение металла требуемого качества,непосредственно в самом агрегате приводят к потере его производительности, ихвыполняют во вспомогательной емкости (ковше или др.), то есть переводят вразряд внепечной, или вторичной, металлургии. Основную цель вторичнойметаллургии можно сформулировать как осуществление ряда технологическихопераций в специальных агрегатах быстрее и эффективнее по сравнению с решениеманалогичных задач в обычных сталеплавильных агрегатах быстрее и эффективнее посравнению с решением аналогичных задач в обычных сталеплавильных печах. Внастоящее время методами внепечной металлургии обрабатывают сотни миллионовтонн стали массового назначения. Установки для внепечной обработки имеютсяпрактически на всех заводах качественной металлургии. Обработке подвергаютметалл, выплавленный в мартеновских печах, дуговых печах и конвертерах.
1. Обоснованиепараметров сталеразливочного ковша
Выход годной стали дораскисления – MМеп/д раск = 91,55 т.
/> т, следовательно, выбираемковш ёмкостью 130т. />
Рис. 1 — Основные размерыкожуха 130-т сталеразливочного ковша1.1 Выбор иобоснование футеровки сталеразливочного ковша
С пуском агрегатаковш-печь ужесточились требования к футеровке ковшей по металло- и шлакоустойчивости,теплопотерям, температуре футеровки перед приёмом плавки.
В данном курсовом проектепредлагаю использовать конструкцию футеровки 130 – т ковша разработанную иусовершенствованную на Магнитогорском металлургическом комбинате.[8]
/>
Рис. 2
Периклазофорстеритоуглеродистый огнеупор MgO=65-80%, SiO2 />20% и С незначительно
Плотность /> , кг/м3
Температура 0С
Теплопроводность /> , Вт/(м К) Теплоёмкость с, кДж/(кг К)
Температуропроводность а, м2/ч огнеупорность начала деформации рабочая 2600-2800 2200-2400 1500-1700 1650-1700
4,7-170/> =2,37
1,05+29/>
3/> 1.2 Выбордутьевых продувочных устройств
Наиболее преимущественным(простота устройства, отсутствие дополнительных огнеупорных материалов)способом продувки является продувка металла через шиберный затвор.
Газ вводят черезметаллическую трубку-фурму диаметром 8-16 мм, вставленную в выпускные отверстиядеталей шиберного затвора. По окончанию продувки подвижная плитаустанавливается в положение «закрыто» и при этом она перерезает трубку фурму.
2. Расчет основныхпараметров обработки стали 2.1 Расчётраскисления и легирования
Для данногорасчета при выплавке стали марки 12ГС принят следующий угар элементовраскислителей: углерода – 15%; марганца – 15%; кремния – 20%; хрома — 10. Угаралюминия условно принимаем равным 100%, а расход его зависит от маркивыплавляемой стали. В данном расчете расход алюминия принят равным 0,030%.
В таблице 2приведен принятый состав ферросплавов.
Таблица 2 – Состав примененныхферросплавовФерросплав Марка Содержание элементов % C Mn Si P S Cr Al Феррмарганец Мп4 6,5 76 2 0,38 сл - - Ферросилиций СИ45 0,3 0,8 45,0 0,05 сл - - Феррохром Фх010 0,1 - 1,5 0,03 0,03 65-73 -
/>Среднезаданное содержание элементов в рассчитываемойстали 30Х принято равным: [Mn]=0,55%, [Si]=0,27%, [Cr]=0,9
Необходимое количествокаждого ферросплава определяется по формуле:
Мраск = /> кг,
где Мст –выход жидкой стали в конце продувки, кг;
[%Э]гот.ст. –содержание соответствующего элемента в готовой стали, %;
[%Э]пер.раск –содержание соответствующего элемента перед раскислением, %;
[%Э]ферроспл.– содержание соответствующего элемента в ферросплаве, %.
МFeSi = /> = 0,687 кг.
МFeМп = /> = 0,523 кг
/>2.2 Расчётпроцесса десульфурации стали в ковше Расчет процесса десульфурации cтaлu вковше ТШС
Химический состав ТШС:
СаО = 50%
А12О3 =36%
SiO2 = 10%
MgO = 3%
MnO = 0%
Расход ТШС 10 кг/т стали.Необходимое количество ТШС: />т.
Mпгот.ст. =0,542%, угар 20%
Siгот.ст. =0,289%, угар 20%
А1гот.ст. =0,03%, угар 100%
Таблица 3 – Составпечного шлакаСаО MnO MgO
SiO2
А12О3 51,293% 4,834% 2,076% 14,656% 1,816%
Принимаем, что в ковшпопадает 5 % печного шлака
Таблица 4 – Количествооксидов образующихся при раскислении сталиЭлемент Концентрация в стали % Угар элементов Введено в сталь с учётом угара, % Образуется оксидов, кг Mn 0,542 0,065
/>
/> Si 0,289 0,072 0,361
/> А1 0,03 0,03 0,03
/> Cr 0,878 0,098 0,976
/> ИТОГО 6,86
Таблица 5 — Изменениесостава рафинировочного шлакаМатериал Кол-во Состав, кг СаО
А12О3
SiO2 MgO MnO
Сr2O3 ТШС 10 5 3,6 1 0,3 - - Оксиды 6,86 - 1,28 1,64 - 0,89 3,05 Печной шлак 5 2,565 0,091 0,739 0,104 0,242 - Футеровка ковша (MgO =92%, CaO=20%) 1,5 0,015 - - 1,38 - - Итого 23,36 7,58 4,971 3,379 1,784 1,132 3,05
Состав конечно шлака:
CaO=/>×100=32,449%; SiO2=/>×100=14,465%;
MnO=/>×100=4,846%; Al2O3=/>×100=21,28%;
MgO=/>×100=7,637 %;
Выполним расчеткоэффициента распределения серы Ls.
/>
где (СаО), (Аl2О3), (SiO2), (MgO) — химическийсостав рафинировочного шлака в конце обработки. %;
fs — коэффициент активности серы,растворенной в металле, принимается fs=1, по этому lgfs=0
Т — температура металла, 1903К.
/> - активность кислорода
2[Al]+ 3[O] = Al2O3
Константа этой реакциибудет равна /> = 10-12,следовательно активность кислорода определим по формуле:
/>
/>, а />= -2,985
Тогда коэффициентраспределения серы будет равен:
/>,
тогда
/>=23,362
/>
где /> - коэффициент кратностишлака />.
/>
Определим конечноесодержание серы в металле после обработки ТШС
/> 2.3Определение снижения температуры металла
Снижение температурыскладывается из: потерь тепла при раскислении металла />Траскисл; потерьпри обработке металла ТШС; потерь тепла при выпуске металла из агрегата/>Твып; потерьтепла при выдержке металла в ковше />Твыдерж;потерь тепла через футеровку ковша />Тфут;потерь при продувке металла аргоном. Таким образом, определится температура. накоторую будет необходимо нагреть металл в печь-ковше.
/>Тнагр =/>Траскисл +/>ТТШС +/>Твып+/>Твыдерж +/>Тфут +/>Тпрод Изменение температуры металла прираскислении
/>
/>Изменение температурыметалла при обработке ТШС
— Затраты тепла нанагрев ТШС до температуры разложения известняка:
/>, кДж
где /> - теплоёмкость смеси,1,246кДж/кг0С;
Тразл –температура разложения, 9100С;
/> - количество ТШС, 10 кг.
/>
— Затраты тепла наразложение извести:
Количество извести в ТШСМСао=5 кг.
Количество СО2,получаемое при разложение недопала, принимаем ППП=5,00%. М СО2=5 />5/100=0,25 кг
— Количестворазлагаемого известняка при этом составит:
М СаСОз=0,25/>100/44= 0,568 кг
q2= М СаСОз/>1776,5=0,568/>1776,5 = 1009,05 кДж
— Затраты тепла нарасплавление смеси:
q3=Mсмеси(Cсмеси/> (Тст-Tразл)+qск. теплота пл),
где M смеси =M ТШС — МСО2
M смеси =10-0,25 = 9,75 кг
Тст= 1630 0С
qск. теплота пл – скрытая теплота плавления, 210 кДж
q3 =9,75/>(1,246/>(1630-910)+210)=10794,42кДж
— Затраты тепла нанагрев СО2 до температуры стали:
q4=2,4/>MСО2(22,4/44)/> (Тст-Tразл)
q4=2,4/>0,25(22,4/44)/> (1630-910)=219,927 кДж
Изменение температурыметалла при обработке ТШС определяется по формуле:
/>ТТШС=( q1+q2+ q3+ q4)/0,835,
и составляет />ТТШС=27,979 0С.
Изменение температурыметалла при выпуске металла из сталеплавильного агрегата/>
Зависимость потерьтемпературы стали за счет излучения от времени выпуска />определяется по формуле:
/>
где /> - степень черноты жидкойстали, /> = 0,4;
/> - константа излученияабсолютно черного тела, />=5,775/>10-8 Вт/(м2К4);
Т-температура стали навыпуске, 1903 К;
F — площадь излучающейповерхности жидкой стали в струе и на зеркале ковша, м2;
М — масса металла вковше, кг;
с — удельная теплоемкостьстали, равная 850 Дж/(кг · К);
/> - время выпуска металла, 4мин.
Площадь излучающейповерхности жидкой стали принимается в струе ~ 2,5 м2. на зеркалековша.
Общая площадь излученияжидкой стали в струе и на зеркале ковша равна
F/> м2
Тогда />Потери тепла черезфутеровку во время выдержки ковша
Теплота, отданная стальюна нагрев футеровки:
/>
где /> - снижение температурыстали;
с – удельная теплоёмкостьстали, 0,850 кДж/(кг К);
М – масса стали в ковше,кг
Потери тепла через кладкуковша:
/>
где /> - потери тепла с 1м3футеровки во время пребывания стали в ковше;
/> – площадь огнеупорной кладкиковша (днище + стены), м2.
/>
/>
где /> = 5,6 — теплопроводностьогнеупора, Вт/(м К);
а = 5,4 /> 10-3 –температуропроводность огнеупора, м2/ч;
Т1 и Т0– температура стали и огнеупоров ковша соответственно, принимаем температуруфутеровки 8000С;
/> - время контакта огнеупорас жидкой сталью, 0,4 часа.
/> Дж
Найдем площадьогнеупорной кладки ковша.
/>
/> м2
Тогда потери тепла черезфутеровку во время выдержки (24 минут) составят:
/>
Потери тепла через зеркалометалла излучением во время выдержки металла и течение 24 минут.
/>
Площадь поверхностиметалла равна:
F/> м2
/>Потери тепла припродувке аргоном
Во время продувки теплопотерисоставляют: в течение первых 3-4 минут продувки 2- 4 °С / мин, в теченииостального времени продувки ~ 1 °С / мин
При времени продувки />пр=4 мин итеплопотерях 3 °С / мин получим:
/>Тпрод =3 />3 = 9°С
Общая потеря тепласоставит:
/>Тнагр =/>Траскисл +/>ТТШС +/>Твып+/>Твыдерж +/>Тфут +/>Тпрод
/>Тнагр =47,011 +27,979 + 2,58 + 29,006 + 20,968 + 9 = 136,5442.4 Расчет количества и состава неметаллических включений
Определим количествонеметаллических включений и их состав, исходя из условия раскисления стали с 0,12%С, 0,023% S и 0,014% Р последовательно FeMn, FeSi, Al и получением стали состава: 0,542 %Мn, 0,289% Si и 0,03 % А1.
Содержание кислорода встали на выпуске из сталеплавильного агрегата определяем по уравнению:
a= 0,00252 + 0.0032 / [С%].
Тогда при [С] = 0.12 % a= 0.00252 + 0,0032 / 0,12= 0,029 % масс.
Для заданного химическогосостава стали
/>
/>
/>
/>
А. Определяемколичество докрмоталлизационных неметаллических включений.
Раскисление марганцем.
Определяем количествокислорода, равновесное с 0,542 % /> при Тликв= 1790,30К:
/> : />= 0,0094
/> % масс
Таким образом, присадка всталь 0,1 % /> приведет к связываниюследующего количества кислорода в процессе раскисления и охлаждения расплава доТликв:
/> = 0,029-0,017 = 0,012 %масс.
При этом образуетсяследующее количество неметаллических включений (/>О):
/> %масс.
Раскисление кремнием.
Определяем содержаниекислорода, равновесное с 0,289 % Si при Тликв=1790,30К:
/>, />
/> % масс
Следовательно, при Тликв=1790,30К, />% масс, и /> % масс, после внедрения вметалл 0,289 % [Si] последовательно за 0,542 % [Мп] в неметаллические включениятипа SiO2 дополнительно будет связано кислорода: />% масс и образуетсядокриеталлизационные неметаллические включения типа SiO2:
/>% масс
Раскислениеалюминием.
Определяемсодержание кислорода, равновесное с 0,03 % Аl при Тликв = 1790,30К:
/>, />;
при этом/>%масс, то есть при вводеалюминия металл будет глубоко раскислен, содержание кислорода при этомизменится так:
/>% масс, а количестводокристаллизационных неметаллических включений типа Al2O3 составит:
/>% масс.
Рассчитаем общее количество и состав образующихсядокристаллизационных неметаллических включений при условии, что процессывзаимодействия растворенного кислорода и элементов-раскислителей проходятпоследовательно с достижением состояния равновесия между кислородом и введеннымэлементом-раскислителем до ввода последующего раскислителя. Расчёт проводитсяна 1 т стали:
/> (/> + />+/>)/>10= (0,053+0,027+0,009) />10=0,89 кг неметаллическихвключений на 1 т стали
Состав образовавшихся докристаллизационныч неметаллическихвключений следующий:
/>
/>
/>
Б Определяем количество посткрнсталлизацпонных неметаллическихвключении.
Рассчитаем количество и состав количество посткрнсталлизацпонныхнеметаллических включении. При температуре ликвидус минимальный уровеньконцентрации кислорода определяется равновесием с 0,03% Al и составляет /> % масс. В двухфазной области между Тликв и Тсолизменение концентрации кислорода будет определяться разницей:
/> />
Рассчитаемзначение /> по уравнению
/>, />;
при этом/>%масс
В двухфазной области между Тликв и Тсолизменение концентрации кислорода составит:
/> />
т.е. исключительно малую величину, находящуюся на пределечувствительности измерения с помощью кислородных зондов и анализаторов накислород типа «ЛЕКО». Количество посткристаллизационныхнеметаллических включений, состоящих только из Al2O3, составит:
/>% масс2.5 Расчет модифицирования неметаллических включений
Вкачестве модификатора используем силикокальций СК30 (30% Са).
Способприсадки: порошковая проволока диаметром 10-15 мм, присаживается с помощьютрайб аппарата, скорость ввода 70-200 мм/мин.
Хорошая разливаемость может быть. получена при отношении
/>
В нашем случае содержание алюминия в металле [А1] = 0,03 %.следовательно, кальция нужно ввести в металл не менее 0,003 %.
Таким образом, на 130 тонный ковш потребуется кальция:
/>кг/130 т
Количество СК30 необходимого для модифицирования />
Наполнение проволоки 265-315 г/м, следовательно, на обработкупонадобится /> метров проволоки.
2.6 Расчет подогрева металла Расчет мощноститрансформатора и времени нагрева металла в печь-ковше
Расчет.мощности трансформатора
Задаем, что скорость нагрева /> =40С/мин.; в этом случае при нагреве Mст = 116,87 т потребуетсяподведение мощности, равной
W = 0,53 />116,87/>4= 247,76 кВт ч/мин
Соответственно необходима установка трансформатора мощностью W/> МВА
Выбираем трансформатор мощностью 15 МВА
Расчет времени нагрева металла в печь-ковше
Заданное значение нагрева металла, которое необходимо достигнутьпри работе печь-ковша: />'
Количество тепла, необходимое для нагрева Mст = 116,87 т на 660С,составит
/> МДж
Для подведения этого количества тепла к металлу, находящемуся в печь-ковшепотребуется электроэнергии:
q.эл =6610,45/3,6=1836,24 кВтч, а с учетом />=0,45величина q/> = 1836,24/0,45 = 4140,53 кВт ч.
Время, необходимое для нагрева металла в печь-ковше, ч:
/> ч или 16,56 минут
2.7 Расчет параметров продувки стали в печь-ковше инертнымгамм Расчет времени продувки
На основании исследования поведения металла при продувке вразличных агрегатах предложена следующая зависимость для расчета времени /> (с), необходимого для достижения 95 %-ной гомогенизации:
/>
/>
где /> -функция диссипации (рассеяния) энергии, Вт/т;
/> - расход газа, л/с;
/> - температура металла, 0К;
/> - температура окружающейсреды, 0К;
М – массаметалла, т;
/> - плотность металла,7000кг/м3;
Н – высотаметалла в ковше, 2,7 м;
РА — атмосферное давление,101325 Па.
Принимаем/> = 0,5 м3/мин =30 м3/ч = 8,33 л/с, /> =1903 0К,/>=293 0К.
/> Вт/т.
/> с
Для достижения наиболее полного перемешивания принимаем времяпродувки 3 минуты Расчетдегазации при продувке инертным газом
В процессе продувки пузырьки нейтрального газа экстрагируют из жидкойстали растворенные в ней газы (водород и азот) Снижение содержания растворенныхгазов описывается уравнением Геллера, в упрощенной форме имеющего вид:
V/>
где V – расход нейтральногогаза, м3/т( в нашем случае />);
МГ — молекулярная масса удаляемого газа (/> =2, /> = 28);
КГ– константа равновесия газа;
Р –давление над расплавом, 0,1 МПа.
Притемпературе 1903 0К :
/> , /> = 0,0027,
/> , /> = 0,0249.
/>
Подставляя к уравнение Геллера значения начальной концентрации вметалле водорода и азота равные /> = 0,0004 % и [N]Н = 0,004%находим содержание в металле водорода и азота после продувки — |Н|к= 0,00039 %, |N|К=0,00397%.2.8 Расчет вакуумирования
В данном курсовом проекте для наиболее эффективной дегазацииметалла применяем обработку вакуумом в порционном вакууматоре.
Для порционной вакуумной обработки стали, ковш с металлом насталевозной тележке подают под вакуум-камеру. Патрубок вакуумной камерыпогружают в металл; порция металла засасывается в камеру. По одному изпатрубков начинают подавать инертный газ, в результате чего металл по немунаправляется вверх, в вакуум-камеру, а по-другому – стекает в ковш.Определениеосновных параметров вакуумной камерыпорционного типа.
Рабочий объем вакуум-камеры:
/>
где М1 – порция металла, засасываемого в камеру, 19 т.
/>
Площадь поперечного сечения вакуум-камеры:
/>
где h – высота металла в камере, м.
Принимаем h=400 мм.
/>
Диаметр камеры:
/>
/>
Диаметр патрубка:
/>
где t1 – время полуцикла, 12 с,
φ = 0,9.
/>
Объем конической части вакуум-камеры:
/>
где α – угол наклона днища камеры, 10о.
/>
Высота конической части камеры:
/>
hk= 0,217 м
Объем цилиндрической части камеры:
Vц = V — Vк
Vц= 2,714 – 0,584 = 2,13 м3.
Высота цилиндрической части камеры:
/>
/>
Уточняем h:
h = hц + hK= 0,314 + 0,217 = 0,531м
Уточняем время полуцикла:
/>
где t1/ — время, необходимое на подъем и опускание камеры до высоты0,531м, с,
t2/ — время вытекания металла с установившегося уровня до уровня hк, с,
t3/ — время вытекания металла из конической части, с.
/>
где ω – скорость подъема (опускания) камеры, 10 м/мин.
/>
/>
t2/ = 8,02 с.
/>
t3/ = 2 с.
t = 3,186 + 8,02 + 2 = 13,206 с.Проведениепроцесса вакуумирования
А. Продувка металла инертным газом (аргоном)
Найдем общее количество удаляемого аргона при продувки металла:
МАr= />
где /> - плотность аргона, 1,785кг/м3 ;
/> - удельный расход аргона,0,0011 м3/т мин;
/> - масса металла, 116, 87.
МАr= /> =0,229 кг/мин
Найдем количество аргона приведенного к сухому воздуху:
/> кг/ мин
Б. Дегазация металла по водороду
Водород из металла удаляется по реакции:
/>/> />
Найдем общее количество удаляемого водорода:
/>
где />=0,00039% — начальное содержание водорода в металле;
/>=0,0002 % — содержание водорода в металле после вакуумирования;
/> - масса стали в ковше.
/>
Найдем количество водорода приведенного к сухому воздуху:
/> кгза весь процесс
Найдем количество удаляемого водорода за 1 минуту, для этогопримем продолжительность этапа вакуумирования 10 минут:
/>
В. Дегазация металла по азоту
/>Азот из металла удаляетсяпо реакции 2[N]{N2}
Найдем общее количество удаляемого азота:
/>
где />=0,00397% — начальное содержание азота в металле;
/>=0,002% — содержание азота в металле после вакуумирования;
/> - масса стали в ковше.
/> кгза весь процесс.
Найдем количество азота приведенного к сухому воздуху за весьпроцесс:
/> кг
Найдем количество удаляемого азота за 1 минуту, для этого примемпродолжительность этапа вакуумирования 18 минут:
/>
Г. Дегазация металла по углероду
/>,
/> принимаем равным 0,01,тогда />11,687 кг.
/> кг за весь процесс.
Найдем количество СО приведенного к сухому воздуху за весьпроцесс:
/> кг
Найдем количество удаляемого СО за 1 минуту, для этого примемпродолжительность этапа вакуумирования 10 минут:
/>
Найдёмсуммарное количество газов удалённых за период вакуумирования.
/> МАr+ /> + /> + /> = (0,166+ 0,334 + 0,238 + 2,817)60=213,3кг/час
Расчет дегазации при вакуумировании доказывает необходимостьобработки металла вакуумом, так как дегазация во время продувки инертным газомдает незначительное снижение концентрации азота и водорода в металле.
3. Технологическиеособенности внепечной обработки стали марки 15Х 3.1 Обработка металла на установке«печь-ковш»
стальобработка внепечной десульфация
Поступивший на участоквнепечной обработки стали (ВОС) сталеразливочный ковш устанавливается насталевоз установки «печь-ковш» и он подается в позицию обработки.
Продолжительностьобработки металла на установке «печь-ковш»
должна составлять, минут:
— для марок сталиобыкновенного качества 25 -40
— для марок сталипредназначенных для производства колес, колец, бандажей осей 30-40
— для производстварельсов 40 — 50
— для марок стали сповышенным требованием по содержанию серы и фосфора 40-50
На ковш опускается крышкаустановки «печи-ковша», зазор между крышкой и краем сталеразливочного ковшадолжен быть не более 50 мм. подсоединяется шланг для подачи аргона (азота) ипосле трехминутного перемешивания металла производится первый замертемпературы.
При наличии доннойпродувки на открытое зеркало металла вводится углеродосодержащий материал дляполучения содержания углерода на нижнем пределе. Необходимое количествоуглеродсодержащих материалов, вводимых на открытое зеркало металла,определяется с учетом химического анализа ковшевой пробы металла, взятой послеего слива из конвертера.
Опускаются электроды иначинается электроподогрев металла на четвертой ступени в течение 2-5 минут с вводом 300 кг извести и 100-350кг разжижителей шлака с целью гомогенизации расплава по химическому составу,температуре и для разжижения шлака.
Шибер фурмы аварийнойпродувки во время эксплуатации печи ковша должен находиться в закрытомсостоянии.
В процессе обработкинеобходимо следить за температурой отходящих газов перед рукавным фильтром и недопускать превышения температуры более 130 С0
После первоначальногоподогрева электроды поднимаются. Открывается заслонка крышки и проверяетсяпропускная способность пористой аргонной фурмы оценивается жидкоподвижностьшлака и его количество по высоте над зеркалом металла, замеряется температураметалла.
Раскисление шлакапроизводится в начале обра6отки. после ввода двух навесок твердойшлакообразующей смеси мелким (фракция до 20 мм) ферросилицием в количестве от0,70 до 1,0 кг на тонну стали и кусковым силикокальцием в количестве 0.15 кг натонну стали. Допускается (за исключением транспортного металла) раскислениешлака алюминиевой дробью в количестве от 0,3 до 0,4 кг на тонну стали.
Затем заслонказакрывается, опускаются электроды и продолжается нагрев металла. В зависимостиот жидкотекучести шлака по ходу нагрева добавляется шлакообразующая смесь сразличным соотношением извести и разжижителей. Производится предварительноераскисление металла алюминиевой проволокой и через 5-7 минут отбирается перваяпроба металла, замеряется температура. Замер температуры по ходу доводкипроизводится не ранее одной минуты после подъема электродов. Определяется времяи скорость дальнейшего нагрева.
При проведении процессадесульфурации металла и предотвращения восстановления фосфора из шлака, в ковшедолжен быть наведен высокоосновный жидкоподвижный, белый шлак. Рекомендуемоесодержание закиси железа (FеО) вшлаке в конце обработки не должно превышать 1% для всех марок сталей, кроместалей с индексом «Ю».
После полученияхимического анализа первой пробы металла добавляются легирующие элементы внеобходимом количестве и через 5-7 минут после ввода последней порцииферросплавов и легирующих, отбирается проба металла.
При присадке материалов в ковш происходит снижениетемпературы металла. Ориентировочное снижение температуры, 0С / кг:ферромарганца – 31 ферросилиций – 1 известь – 2,5 плавиковый шпат – 2,0 шлакообразующейсмеси 15.
Усвоение базовых элементов при доводке плавки наустановке «печь-ковш» принимается следующим, масс. %: — марганец 100 — кремний80 — алюминий 60-80 — ванадий 100 — титан до 70.
После полученияхимического анализа второй пробы производится корректировка химического составаметалла с добавлением необходимого количества раскислителей и легирующихэлементов с последующей продувкой металла аргоном (азотом) не менее трех минут.
Количество присаживаемогованадийсодержащего шлака, ферросилиция и порошкового силикокальция поддерживатьв соотношении 1:(0.1-0.4):(0.1-0.3).
После получения заданнойтемпературы и требуемого химического состава стали, в зависимости отостаточного содержания алюминия и содержания кальция в пробе металла в сталеразливочномковше, содержания алюминия в промежуточном ковше предыдущей плавки,производится ввод в металл со скоростью от 3 до 4 метра в секунду алюминиевойпроволоки и не менее чем трехминутной продувки аргоном (азотом) металлавводится со скоростью от 3 до 4 метра в секунду порошковая силикокальциевая илиалюмокальциевая проволока.
При отсутствииалюминиевой проволоки на установке печь-ковш допускается (кроме транспортногометалла) вводить на открытое зеркало металла кусковой алюминий в количестве,обеспечивающем требуемое содержание алюминия.
Порошковаясиликокальциевая проволока вводится в металл не ранее, чем после ремонтнойпродувки от отдачи в ковш кускового алюминия
При отсутствии порошковойсиликокальциевой проволоки допускается ввод кускового силикокальция марки СК-15в количестве до 4 кг на тонну стали.
Продолжительностьпродувки металла после ввода силикокальциевой проволоки (кусковогосиликокальция) должна быть не менее трех минут. Продувка производится срасходом газа, обеспечивающего перемешивание металла в ковше без оголениязеркала металла.
Не разрешаетсяпроизводить подогрев металла в ковше после ввода порошковой силикокальциевойпроволоки при окончательном раскислении.
Если МНЛЗ или вакууматорне готовы к приему металла, то указанная в приложении В температураподдерживается в ковше периодическим подогревом металла на 4 — 5 ступенитрансформатора.
Порошковая и алюминиеваяпроволока в этом случае вводится при полной готовности МНЛЗ к работе.
Доводку металла похимическому составу, подлежащего вакуумированию, допускается производить впроцессе вакуумирования.
После окончания доводкистали по температуре и химическому составу отбираются пробы металла и шлака,сталеразливочный ковш выдается из позиции обработки в позицию крана.
Передача металла на МНЛЗбез данных химического состава и без окончательного замера температурызапрещается.
При передаче металла наМНЛЗ на поверхность шлака в сталеразливочный ковш для утепления металларавномерно подается утепляющая смесь.
Расход утепляющей смесине менее шести мешков на ковш не менее 60-100 кг на ковш.
При передачисталеразливочного ковша на вакууматор утепляющая смесь в ковш не присаживается.
После отдачи утепляющейсмеси на ковш устанавливается крышка и ковш подается на МНЛЗ.
3.2 Технология обработкистали на вакууматоре
При подготовкевакууматора к приему плавки необходимо проверить:
исправность всехмеханизмов, приборов, футеровки камеры и патрубков:
наличиенеобходимого количества ферросплавов и других материалов в загрузочных бункерах- на рабочей площадке;
обеспеченностьэнергоресурсами (пар. вода. азот. сжатый воздух). Давление / пара должно бытьне ниже 10 бар (1,0 МПа), давление аргона не ниже — 6 бар:
герметичностьуплотнений, готовность пробоотборников, термопар, устройств контроляокисленности стали, сигнализации:
степень нагревафутеровки. Температура в камере должна быть не менее 1250 С, а температурафутеровки — не менее 1000 С:
разогрев новойфутеровки вакуум-камеры или после ремонта нижней ее части.
Для создания необходимоговакуума при вакуумировании стали предусмотрена четырехступенчатая система,которая состоит из четырех пароэжекторных и трех водокольцевых насосов.
Конденсация рабочего парапроизводится в двух смешивающих конденсаторах.
За 20-30 минут до вакуумирования первой плавки в сериипроизводится тестирование вакуумных насосов для проверки их готовности к работеи разогрев.
При температуреокружающей среды ниже минус 10 С тестирование вакуумных насосов производится нереже одного раза в час.
В конце обрабо1ки металлана установках «печь-ковш» производится предварительное вакуумирование системы,при котором включаются три водокольцевых насоса и создается остаточное давлениев системе 170 200 мбар при закрытом вакуумном шибере.
Горелка выводится извакуум-камеры. закрывается крышка штуцера горелки.
Сталевоз с металлом впозиции вакуумирования поднимается до уровня касания патрубками шлака,производится замер температуры металла, и при необходимости (определяетсяусловиями заказа) производится замер окисленности.
На всасывающий патрубокподается транспортирующий газ — аргон (азот) в количестве 1000 литров в минутуи двойным подъемом и опусканием сталевоза патрубки ошлаковываются на высоту 600мм. При производстве металла рельсового сортамента (рельсы низкотемпературнойнадежности) в качестве транспортирующего газа применяется азот.
После ошлакованияпатрубки устанавливаются в положение касания шлака в ковше и нажимается кнопка«Положение переустановки».
Нажатием кнопки«Погружение патрубков» сталеразливочный ковш в автоматическом режимеподнимается на высоту 450 мм. Открывается вакуумный клапан, расходтранспортирующего газа на всасывающий патрубок увеличивается до 1300 литров вминуту. При достижении остаточного давления менее 80 мбар сталеразливочныйковш. дополнительно в ручном режиме, поднимается на 150 мм.
Во время вакуумированияметалла для выполнения заданного графика дегазации используется следующаяпрограмма:
Три водокольцевыхнасоса работают до достижения остаточного давления 210 мбар.
Три водокольцевыхнасоса и пароэжекторные насосы № ЗА и № ЗБ работают до остаточного давления 80мбар.
Три водокольцевыхнасоса и пароэжекторные насосы № ЗА, № ЗБ. № 2 работают до остаточного давления8 мбар.
Три водокольцевыхнасоса и четыре пароэжекторные работают до остаточного давления менее 3 мбар.
Исходя из химическогосостава (анализа) металла перед вакуумированием производится его корректировка.
Загрузка необходимыхлегирующих материалов осуществляется заранее.
Величина коэффициентовусвоения базовых элементов во время вакуумирования составляет: для углерода0.93 — 0,96: кремния 0,95 1.00: марганца 1.00: ванадия 0.98 — 1.00: титана 0.50- 1.00; никеля и молибдена 1.00.
При производстве металла,требующего вакуумирования. на установке «печь-ковш» окончательное раскислениеалюминием не производится.
Алюминиевая проволокавводится в ковш во время вакуумирования при достижении активности кислорода0.0010 % — 0.0015 % (10-15 ррm),которая замеряется датчиками окисленности. При отсутствии датчиков окисленностиданная активность кислорода достигается длительностью вакуумирования не менее 7минут и остаточном давлении не более 3 мбар. Алюминиевая проволока вводится соскоростью 2 — 4 м с расходом до 0.4 кг на тонну стали.
Не ранее чем через пять минут после окончания присадкинауглероживателя и ферросплавов производится отбор пробы на химический анализ.
Продолжительностьвакуумирования (от открытия до закрытия вакуумного шибера) при давлении вкамере не более 3 мбар определяется необходимым содержанием водорода в пробеметалла, взятой из промежуточного ковша для данной марки стали:
Для получения содержанияводорода не более 1.50 ррmпродолжительность вакуумирования должна составлять не менее 20 минут.
Для получения содержанияводорода не более 2.00 ррmпродолжительность вакуумирования должна составлять не менее 15 минут.
Для получения содержанияводорода не более 2.50 ррmпродолжительность вакуумирования должна составлять не менее 10 минут.
Для получения содержанияводорода не более 3,0 ррmпродолжительность вакуумирования должна составлять не менее 8 минут.
В процессе вакуумированиячерез каждые пять минут производится замер температуры металла.
Снижение температурыметалла в процессе вакуумирования первой плавки после ремонта или простоявакууматора составляет до 2 С в минуту, а следующих плавок в серии до1,5 «С в минуту.
После окончаниявакуумирования производится разгерметизация системы, сталеразливочный ковшопускается до касания патрубком шлака и производится измерение температуры, ипри необходимости (определяется условиями заказа), замеряется окисленность исодержание водорода в стали. Отбирается проба металла для определения егохимического состава.
Замер содержания водородав жидкой стали производится при помощи системы «Hydris» фирмы «Негеus Е1ес1го-Nitе». Правилаработы с системой «Hydris» и порядокпроведения замера водорода в стали определяется методическими указаниями МУ102-142-51-2003 «Порядок замера содержания водорода в жидкой стали».
Периодичность замеровводорода определяется требованиями технологической документации и условиямиконтрактов (заказов).
По окончаниивакуумирования в ковш вводится порошковая силикокальциевая проволока соскоростью 3.5 — 4.0 м с в количестве до 2.0 кг на тонну стали. При этом металлпродувается аргоном, продувка должна осуществляться без оголения зеркаламеталла. Продолжительность продувки должна составлять не менее грех минут послеокончания ввода силикокальциевой проволоки.
Температура металла всталеразливочном ковше перед подачей его на МПЛЗ должна соответствоватьуказанным в приложении В для данной марки стали.
При получении температурыметалла меньше, чем необходимо для разливки на МНЛЗ. сталеразливочный ковшснова подается на установку «печь-ковш» для доводки по температуре.
При опускании ковша сметаллом после вакуумирования производится автоматическое включение подачи вовсасывающий патрубок азота вместо аргона — ковш с металлом выводится в позициюкрана. затем зеркало металла утепляется утепляющей смесью.
Продолжительностьвспомогательных операций в процессе обработки металла на вакууматоре (подъемковша, ввод легирующих и т.д.) не должна превышать 15 минут.
Ковш с металлом послевакуумирования подается на поворотный стенд МНЛЗ.
После вакуумированияосматривается состояние патрубков, и при необходимости производится ихторкретирование, как внутренней, так и наружной поверхности.
Во время вакуумированиясерии плавок, при перерывах в обработке, от предыдущей плавки до последующей,газовая горелка для разогрева футеровки вакуум-камеры включается в работу сразупосле опускания стальковша или окончания операции торкретирования и находится врежиме разогрева до начала обработки следующей плавки.
Футеровка нижней частивакуум-камер, сушка и разогрев вакууматора производится в соответствии стребованиями ТИ 102-СТ.К-96-2003 «футеровка нижней части вакуум-камеры, сушка иразогрев вакууматора».
При перерыве ввакуумировании от одного до двенадцати часов температура футеровки камерыподдерживается газовой горелкой в автоматическом режиме на уровне 950 С 1100 С.Температура внутри камеры не менее 1200 С.
При длительных перерывахв работе вакууматора и снижении температуры её футеровки до 600 С. разогревпоследней производится согласно графику предоставленному в приложении 1 .
После ремонта вакуумнойкамеры вакуумирование первой плавки производится в автоматическом режиме«очистка», а последующих плавок — в режиме «дегазация».
После окончаниявакуумирования плавки в вакуум — камере остается часть металла и шлака,количество металла и шлака от плавки к плавке увеличивается. По мере зарастаниянижней части камеры производится ее очистка с помощью газокислородной горелки:
Первая плавка(рекомендуется рядовой металл) для вакуумирования после очистки камеры идлительного перерыва в работе вакууматора готовится с учетом следующих требований.
Содержание углеродадолжно быть выше нижнего предела не менее чем на 0.05 „о для данной маркистали.
Содержание марганца икремния должно быть выше нижнего предела не менее чем на 0.10 % для данноймарки стали.
После вакуумированияметалла (7-10 минут) производится отбор пробы на определение химическогосостава, при отклонении химического состава от требуемых норм. металлвозвращается на установку «печь-ковш» для доводки по химическому составу, последоводки металл передается на МНЛЗ.
Списоклитературы
1. Расчетраскисления и дегазации стали при вакуумировании в ковше/ Сoст.: Е.В. Протопопов Л.А Ганзер:СибГИУ. — Новокузнецк, 2000. – 28 с.
2. Расчетпроцессов внепечной обработки стали / Сост.: Е.В. Протопопов, Л.А. Ганзер:СибГИУ. — Новокузнецк, 2000. — 22 с.
3. Раскислениеи легирование стали: Методическое указание / Сост.: Е.В. Протопопов, Г.И. Верёвкин,КМ. Шакиров: СибГИУ, 2001.-20 с.
4. Конструкциии проектирование сталеплавильного производства. В.П. Григорьев, Ю.М. Нечкин,А.В. Егоров, Л.И. Никольский. — Москва: “МИСИС», 1995.-562 с.
5. Металлургиястали: Учебник для вузов / Явойский В.И., Кряковский Ю.В., Григорьев В.П. пдр.- М.: Металлургия, 1983.-584 с.
6. Металлургиястали. Теория и технология плавки стали. Бигеев A.M., Бигеев В.А. Учебникдля вузов, 3-е изд. переработанное и дополненное. Магнитогорск: МГТУ, 2000.-544с.
7. «Повышениестойкости футеровки циркуляционного вакууматора», Б.Н. Хворов, А.А. Фетисов,С.В. Виноградов // «СТАЛЬ» – 2000 — №11, ст. 48-49.
8. «Разработкаконструкции футеровки 385-т сталеразливочных ковшей для агрегата ковш-печь»,С.П. Лобанов, В.Г. Овсянников, П.И. Бромотов, В.Н. Кунгурцев // «СТАЛЬ» — 2002- №1, ст. 30-31.