Организация производства на Магнитогорском металлургическом комбинате в электросталеплавильном цехе

Министерствообразования и науки Российской Федерации
Федеральноеагентство по образованию
ГОУ ВПОМагнитогорский государственный технический
Университетим. Г.И. Носова
Отчет
потехнологической практике
Организацияпроизводства на Магнитогорском металлургическом комбинате в ЭСПЦ
Составил студент гр. МСЭ-06
Самохвалов П.А.
Магнитогорск
2009

Содержание
сталь плавкаразливка
Введение
1. Основы технологии выплавки стали вэлектродуговых печах
1.1 Состояние и история развитиявыплавки стали в дуговых электропечах
1.2 Шихтовые материалы
1.3 Технология выплавки стали насвежей углеродистой шихте с окислением
2. Выплавка стали в двухванномсталеплавильном агрегате
2.1. Шихтовые материалы
2.2 Принцип работы двухванной печи
2.3Шихтовка плавки
2.4 Заправка шихты и закрытиесталеплавильного отверстия
2.5 Завалка и прогрев шихты
2.6 Заливка чугуна, плавление идоводка
2.7 Окончание доводки
3. Внеагрегатная обработка метала вцехе
3.1 Обработка стали на установке“ПЕЧЬ-КОВШ”
3.1.1 Назначение установки “печь — ковш”
3.1.2 Материалы и требования,предъявляемые к ним
3.1.3 Подготовка УПК к работе
3.1.4 Технология обработки металла наУПК
3.1.4.1 Обработка стали по схеме:конвертер – УПК –МНЛЗ
3.1.4.2 Обработка стали по схеме:конвертер – установка вакуумирования –УПК –МНЛЗ
3.1.4.3 Доводка плавки аварийнойверхней фурмой
3.2 Обработка металла на агрегатахдоводки стали
3.2.1 Общее устройство агрегатовдоводки стали в ковше
3.2.2 Технологическая схема обработкиметалла на АДС и на УУПС
3.2.3 Усреднительная продувка
3.2.4 Окончание обработки стали
4. Разливка стали на сортовых МНЛЗ
4.1 Общие положения
4.2 Подготовка МНЛЗ к разливке стали
4.3 Способ разливки стали открытойструей
4.4 Способ разливки слали закрытойструей
Библиографический список

Введение
Датой рождениясталеплавильного производства на одном из крупнейших металлургическихпредприятий в мире — Магнитогорском металлургическом комбинате — можно считать 1933 г., когда 8 июля состоялся выпуск первой плавки стали из мартеновской печи № 1, а затем введеныв эксплуатацию еще три подобных агрегата. В том же 1933 г. были введены в эксплуатацию еще три мартеновские печи, в 1936 г. закончено строительство мартеновского цеха в составе 12-ти 150-т печей. Всего до началаВеликой Отечественной войны на ММК было построено 17 мартеновских печей икомбинат стал одним из крупнейших производителей стали не только в стране, но ив мире.[4]
Для нужд вооруженных сил страны практически одновременно свводом мартеновского цеха № 1 освоено производство снарядной, а затем в 1941 г. и броневой стали. Новая технология выплавки броневой стали в большегрузных мартеновских печахс основным подом была разработана и освоена специалистами комбината всодружестве с ленинградскими учеными в течение 1941—1945 гг., суммарный объемвыплавки стали нашел отражение в выпуске для нужд фронта каждого второго танкаи каждого третьего снаряда из продукции ММК.
В послевоенное времясталелитейное производство на ММК получило дальнейшее развитие. Числомартеновских печей достигло 35. Среди них были и спроектированные металлургамиМагнитки крупнейшие в мире мартеновские агрегаты. В середине 50-х годовпрошлого века на комбинате впервые в СССР были построены и успешно освоеныодноканальные мартеновские печи. В 1959 г. последние трехканальные печи переведены на одноканальные. В 1961 г. в мартеновском цехе № 1 построена первая встране 900-т мартеновская печь. В 1966 г. мартеновская печь № 29 переоборудована в двухванный сталеплавильный агрегат — фактически в стационарныйконвертер непрерывного действия. Всего на комбинате впоследствии было созданопять двухванных печей. В 50—60-е годы по производительности труда, съему сталис одного квадратного метра площади пода мартеновских печей Магнитогорскийметаллургический комбинат значительно превосходил аналогичные показатели работылучших металлургических предприятий США.
Следует отметить, что в 60-е годы прошлого века в мирепроисходил переход от устаревшего мартеновского способа накислородно-конвертерный, тогда же было принято решение о строительстве на ММКаналогичного современного цеха. Однако путь от намерений до выходаПостановления правительства занял долгие 20 лет. Только в 1985 г. вышло распоряжение Совета Министров СССР и начато строительство современногокислородно-конвертерного цеха с непрерывной разливкой стали. В это время на ММКгодовой объем производства стали был более 16 млн т (на 35 печах в трехмартеновских цехах), что составило 11 % общего производства стали в СССР, новся сталь была произведена уже устаревшим к тому времени мартеновским способомс разливкой в изложницы.
В конце 1990 г. на ММК освоена выплавка и получена первая сталь в большегрузных 360-т конвертерах. В общемстроительство кислородно-конвертерного цеха разбито на два этапа: I — два конвертера и три МНЛЗ и II — один конвертер и одна МНЛЗ.
Успешное освоение и выводна проектную мощность нового производства произошло путем увеличенияпродолжительности кампании конвертеров, разработки и внедрения комплексатехнических и технологических мероприятий, в частности, изменения структурыиспользуемых огнеупоров, схемы кладки и толщины рабочего слоя футеровки,нанесения шлакового гарнисажа и локального торкретирования футеровки, изменениедутьевого, шлакового и температурного режимов плавки, а также рациональнойорганизации работы всех служб цеха.
С 1997 г. нанесение шлакового гарнисажа проводили раздувомшлака фурмами установок факельного торкретирования, на которые были навареныголовки кислородных фурм; при этом расход азота колебался от 350 до 650 м3/мин.
С ноября 1999 г. раздув шлака проводят азотом черезкислородную фурму с расходом 850—1100 м3/мин.
Увеличение расхода азотадало возможность снизить продолжительность надува гарнисажа, достаточного дляполной защиты кладки на одну плавку, до 3—4 мин и увеличить количество надувокдо 95,9 %.
Изменение технологических параметров нанесения гарнисажапозволило получить сплошной защитный слой шлака в верхнем конусе конвертера,что обеспечило повышение стойкости футеровки конвертера в верхнем конусевследствие снижения окисления изделий воздухом, поступающим в конвертер, иисключения резкого колебания температуры на поверхности огнеупора.
Совместно с ОАО «Комбинат „Магнезит“ быларазработана конструкция „зонной“ футеровки с использованием в местахлокального износа изделий с содержанием более 96 % Мg0.
С 1996 г. ОАО ММК перешел на использование в конвертерахтолько периклазоуглеродистых изделий ОАО „Комбинат “Магнезит». В 2007 г. средняя стойкость футеровки составила 4745 плавок, а максимальная —5584 плавки.
До 1994 г. в цехе применяли шестисопловые продувочные фурмы с критическим диаметром сопла 42 мм и радиальным расположением сопел. В 1994 г. после опытно-промышленных испытаний цех былпереведен на продувку плавок шестисопловыми продувочными фурмами стангенциальным расположением сопел конструкции ООО «НТПФ»Эталон". Использование фурм новой конструкции позволило сократить продолжительностьпродувки, улучшить управляемость плавкой, перемешиваемость ванны, снизитьокисленность шлака. Однако при этом повысился износ футеровки конвертера из-заизменения топографии истечения струи.
Уменьшить износ футеровки пытались добиться путем снижения интенсивностипродувки. При этом произошло отклонение параметров струи кислорода отрасчетных, что осложнило управление дутьевым и шлаковым режимами плавками, атакже явилось одной из причин преждевременного выхода фурм из строя.
Для работы с более низкой интенсивностью при сборке фурмстали использовать латунные вставки, позволяющие уменьшить критический диаметрсопла до 39 или 38 мм.
Результатытехнологических испытаний показали работоспособность фурм новой конструкции.Для каждого типоразмера фурм была проведена отработка дутьевого и шлаковогорежимов, были определены оптимальные интенсивности и режимы продувки плавок иразработана схема перехода с одного типоразмера на другой.
Внедрение данной технологии позволило обеспечить более ровныйизнос футеровки конвертера по ходу кампании, значительно уменьшить количествовыносов и выбросов металла и шлака, а также связанных с этим аварийныхпростоев, характерных для начала кампании.
В 2000—2001 проведена замена двух МНЛЗ, позволившая увеличитьих производительность практически в два раза, реконструированы иавтоматизированы два первых конвертера.
С пуском в эксплуатацию в феврале 2002 г. лазерной измерительной системы LR 2000 DELТА появилась возможность корректироватьтолщину футеровки по ходу кампании и изменять и расширять зоны примененияразличных изделий.
Большое влияние на стойкость футеровки конвертера оказываетстойкость леточного узла. Частые остановки конвертера на горячие ремонты летокиз-за их низкой стойкости неблагоприятно влияют на стойкость огнеупоров из-завозникновения термических ударов, вследствие чего происходит скалывание ипоследующее обрушение футеровки.
В настоящее время вконвертерах используют конусообразные, бесступенчатые летки переменногодиаметра ПУПЛ-2 х 200/170. Применение таких леток позволяет достичь среднейстойкости в 127 плавок при стойкости леток, выполненных штучными изделиями,60—65 плавок. В 2007 г. испытаны сталевыпускные каналы фирмы «РХИ»,стойкость которых составила 180—200 плавок.
Разработанная на комбинате технология полученияособомалосернистой стали включает выплавку в конвертере полупродукта из чистойметаллошихты и внепечную обработку металла твердыми шлакообразующими смесями наоснове системы СаО—А1203 в двухпозиционном агрегатековш-печь. Проектная производительность АКП конструкции фирмы «Fuchs Systemtechnik», введенном в 2000 г., составляет 5,5 млн т в год. Это позволило увеличить выпуск стали автолистовой, трубной ссодержанием S
Для обеспечения возможности производстваособонизкоуглеродистой стали (
Предусмотрена продувка металла в ковше аргоном черезспециальные донные дутьевые устройства.
Заключительным этапом реконструкции сталеплавильногопроизводства явилось строительство электросталеплавильного комплекса,замещающего мартеновский цех с тремя 280-т печами, двумя двухванными агрегатамии четырьмя площадками для разливки стали в изложницы, годовойпроизводительностью около 2,5 млн т стали.
В 2004 г. вначале была исключена из технологической цепочкипроизводства стали разливка в изложницы, замененная двумя современнымисортовыми МНЛЗ, изготовленными фирмой «ФАИ». Для подготовки стали кразливке построен агрегат ковш-печь. В 2006 г. были введены в эксплуатацию две крупнейшие в России электропечи суммарной годовой производительностью 4 млн тстали, второй агрегат ковш-печь и новая слябовая МНЛЗ с вертикальным участком.Обновление агрегатов доводки для обеспечения подготовки стали к разливке,отвечающих современным требованиям, закончено в 2008 г., когда в ЭСПЦ ввели в эксплуатацию третий АКП.
Технология производства литой заготовки в ЭСПЦ включаетпередовые технологии выплавки стали, внепечной обработки и непрерывнойразливки. Основные элементы технологии выплавки в ДСП:
— работа с загрузкой шихты на жидкий остаток от предыдущейплавки (5—15 %);
— возможность подачи в печь сыпучих материалов (извести,кокса, плавикового шпата) через отверстие в своде печи без отключенияэлектроэнергии;
— работа электрических дуг со вспененным шлаком, которыйнаводят путем вдувания порошковых углеродсодержащих материалов (как известно,вспененный шлак закрывает дуги, защищая стеновые панели от теплового излученияи улучшая усвоение энергии дуг ванной);
— выпуск металла из печи без шлака с помощью эркерногоустройства;
— нагрев лома в период плавления комбинированнымитопливно-кислородными горелками;
— донная продувка ванны через продувочные пористые блоки;
— возможность работы печи как без жидкого чугуна (100% лома),так и с жидким чугуном (до 40 %).
Значительные потери тепла с охлаждающей водой,пропорциональные длительности плавки, диктуют необходимость вести плавку всверхмощных ДСП с минимальной выдержкой в печи после расплавливания.Соответственно технология плавки предусматривает вынесение операции рафинирования,раскисления и доведение металла по химическому составу до заданного из печи вАКП.
В настоящее время ОАО ММК имеет мощности по производству 14млн т стали, получаемой в конвертерах и ДСП с последующей обработкой в АКП иразливкой на МНЛЗ.
Учитывая требования времени по освоению и производствууникальных высококачественных видов продукции, ОАО ММК заключило контракт настроительство современной новой МНЛЗ фирмы SМS для отливкислябов толщиной 190, 250 и 300 мм и шириной 1400—2700 мм. Эта МНЛЗ будетоснащена современными системами автоматики и механизмами, позволяющими получитьнепрерывнолитой сляб трубной стали Х80-Х120 для толстолистового стана 5000. Вдальнейшем в конвертерном цехе планируют строительство четвертого конвертера,что позволит увеличить к 2013 г. объем производства стали до 16 млн т — 4 млн тв электросталеплавильном и 12 в конвертерном цехах.

1. Основы технологиивыплавки стали в электродуговых печах
 
1.1Состояние и история развития выплавки стали в дуговых электропечах
Электрометаллургиязанимает второе место по объему мирового производства стали. Эта отрасльтехники включает в себя совокупность агрегатов и технологий по производствуметаллов и сплавов, использующих различные способы преобразования электрическойэнергии в тепловую. При этом окружающая среда (газовая фаза) либо вообще непринимает участие в выделении тепла (как при индукционном нагреве), либо еесвойства практически не влияют на этот процесс (как при дуговом или плазменномнагреве).[1]
Привыплавке стали в электрических печах появляются дополнительные возможности длявоздействия на физико-химические и тепловые процессы. В рабочем пространствеагрегата можно создавать окислительную, восстановительную или нейтральнуюатмосферу, подвергать металл воздействию вакуума или высокого давления.Количество тепловой энергии и место ее подачи относительно просто можно менятьи использовать в соответствии с возникающими потребностями. В принципеэлектрическая печь наилучшим образом может быть использована для решения всейсовокупности задач при производстве жидкой стали из металлошихты различногосостава и свойств.
Внастоящее время основная масса электростали выплавляется в дуговых печах.Разрез ЭСПЦ по электродуговой сталеплавильной печи представлен на (рис. 1.1). Вэтих печах выделение тепла происходит за счет экзотермических электрофизическихпроцессов дугового разряда. В трехфазных дуговых сталеплавильных печах (ДСП),работающих на переменном токе промышленной частоты, электрические дуги горятмежду тремя вертикально расположенными графитированными электродами ирасплавляемой металлошихтой или жидким металлом, выполняющими роль нулевойточки электрического соединения трех дуг в «звезду». В дуговых сталеплавильных печахпостоянного тока (ДСППТ) электрическая дуга горит между одним графитированнымэлектродом-катодом и металлом, являющимся анодом. Тепловая мощность дуговогоразряда может изменяться в широких пределах за счет изменения силы тока,напряжения и длины дуги. Температура дуги превышает 3000 °С.
ПервыеДСП малой вместимости (0,5… 1,5 т), появившиеся в начале XX в., имели цилиндрический кожух сфутеровкой, загружались через рабочее окно вручную или мульдами загрузочнымкраном, работали по двухшлаковой технологии с применением в качестве окислителяжелезной руды. Такие ДСП первого поколения характеризовались большойдлительностью плавки, малой производительностью и удельной мощностью источникапитания 0,2...0,25 МВ·А/т.
В 20 — 40-е годы XX в. было построено большое числопечей на машиностроительных и металлургических заводах. Вместимость печейпостепенно увеличилась до 30...50 т. В этих печах было сосредоточено основноепроизводство быстрорежущих, инструментальных, нержавеющих, трансформаторных,жаропрочных, подшипниковых и других высоколегированных и высококачественныхсталей. В это время сформировались основные принципы ведения плавки в ДСП,позволяющие в самой печи получать сталь необходимого качества. В печахсравнительно небольшого объема можно было проводить восстановительный период,когда металл выдерживают под раскисленным шлаком и созданной восстановительнойили нейтральной газовой фазой в рабочем пространстве печи. Однако расходэлектроэнергии и продолжительность плавки в этих печах оставался высоким:
Вместимостьпечи, Расход энергии,   Продолжительность плавки,
Т                                            кВт·ч/тстали    ч
10                                                725             5,5
30                                                   600             6,3
Механизированнаязагрузка металлошихты через верх печи, применение газообразного кислорода вокислительный период, совершенствование технологии рафинирования металлапозволили на ДСП второго поколения повысить мощность электропечных трансформаторовдо уровня 0,32...0,45 МВ·А/т. Увеличение тепловой мощности этих печейпотребовало изменения профиля рабочего пространства. Кожух печей сталконически-цилиндрическим с соответствующим сложным профилем огнеупорнойфутеровки.
Широкоеразвитие в металлургии стали внепечной обработки металла позволило перейти наодношлаковую технологию электроплавки. Одновременно увеличивается вместимостьДСП и повышается мощность трансформаторов до 0,5...0,75 МВ·А/т. Этопозволяет резко сократить продолжительность плавки и уменьшить расходэлектроэнергии. Проблема низкой стойкости футеровки сделала необходимымоборудовать электропечь водоохлаждаемыми элементами стен и свода. Классическийнаклон печи при выпуске металла через желоб (40...45°) создает опасность контактаметалла с водоохлаждаемыми элементами и создает трудности отделенияокислительного шлака от металла.
В ДСПчетвертого поколения вместимостью более 150 т с удельной мощностьютрансформатора более 0,8 МВ·А/т применяют водоохлаждаемый цилиндрическийкожух и плоский металлический водоохлаждаемый свод (за исключением центральнойкирпичной секции для установки графитированных или водоохлаждаемых электродов),а также донный слив металла. При этом выпускное отверстие выносят за периметркорпуса в футеровку выступа ванны (эркерный выпуск металла). Современная ДСПпредназначена только для расплавления шихты и выплавки полупродукта с заданнойтемпературой, а доводка металла по составу, легирование и т. д. осуществляютсявне печи методами внепечной обработки. При этом длительность плавки составляетменее 1 ч, а производительность — 1 млн. т в год и более.
Внастоящее время в России (и в мире) работают ДСП второго, третьего и четвертогопоколений. Все дуговые печи условно подразделяют на следующие группы:
1)малые печи вместимостью до 6 т, применяемые в основном в фасонолитейныхцехах;
2)средние печи вместимостью 12...50 т;
3)крупные печи вместимостью 100 т и более (в России работают несколько ДСПвместимостью 200 т, за рубежом — 360 и 720 т).
Главныеособенности организации работы современных ДСП сводятся к следующему:
1.Переход на упрощенную технологию, при которой в печи производят быстроерасплавление металлошихты, окисление углерода и фосфора, нагрев металла,удаление окислительного шлака. Окончательное рафинирование (десульфурация,дегазация и т.п.) и доводка металла осуществляются вне печи методами внепечнойобработки.
2.Использование мощных и сверхмощных трансформаторов (до 1 МВ·А/т) истремление к эффективному использованию этой мощности.
3.Возможно более полное использование тепла отходящих газов дляпредварительного подогрева металлошихты.
4.Применение для интенсификации процессов нагрева и расплавленияметаллошихты кислорода и топливно-кислородных горелок.
5.Использование водяного охлаждения элементов конструкции электропечи.
6.      Стремлениеорганизовать непрерывный процесс плавления металлошихты.
В связис этим в последнее время появляются новые конструкции ДСП и ДСППТ (шахтныепечи, двухкорпусные агрегаты, печи с непрерывной загрузкой и др.). Удельныйрасход электроэнергии на ДСП и ДСППТ примерно одинаков и зависит от конструкциии вместимости печи, мощности трансформатора, вида и состав металлошиты,технологии плавки, предварительного подогрева металлошихты, использованиятехнологических газов, альтернативных источников энергии и т. д. Если вклассических электропечах в период плавления расход электроэнергии составляет400...500 кВт·ч/т, то в современных агрегатах он сокращается до 200 кВт·ч/ти менее.
1.2Шихтовые материалы
Основнойсоставляющей шихты (обычно 75… 100 %) является металлический лом. К ломупредъявляют те же требования, что и при выплавке стали в конвертерах. Вчастности, в ломе должно быть минимальное содержание нежелательных для данноймарки стали примесей (обычно меди, никеля, фосфора). Лом не должен бытьчрезмерно окисленным, так как ржавчина (гидрат оксида железа) вносит в металлводород. Лом должен быть тяжеловесным, чтобы обеспечивать его загрузку в печь водин прием (одной бадьей). Отходы и лом легированных сталей используют привыплавке стали, содержащей те же легирующие элементы. Это позволяет экономитьдорогие ферросплавы.
Вкачестве лома применяют также продукты прямого восстановления обогащенныхжелезных руд: металлизованные окатыши и губчатое железо. В этих материалах содержится85...95 % железа, 0,5...2,0 % углерода и минимальное содержание примесейцветных металлов, фосфора и серы.
Дляповышения содержания углерода в шихте используют чугун (твердый или жидкий),кокс и электродный бой. Основное требование к чугуну — минимальное содержаниефосфора.
Вкачестве шлакообразующих в основных печах используют известь, известняк,плавиковый шпат, боксит, шамотный бой. В качестве окислителей — агломерат,окатыши, окалину и другие твердые окислители, газообразный кислород. К этим материалампредъявляют те же требования, что и при выплавке стали в конвертерах. Внеметаллических шихтовых материалах необходимо иметь максимальное содержаниеведущего компонента (СаО, СаF2, А12Оз и т.п.),минимальное содержание вредных примесей (Р, S) и SiO2.
Вэлектросталеплавильном производстве для раскисления и легирования сталиприменяются практически все известные ферросплавы и легирующие материалы.
1.3Технология плавки стали на свежей углеродистой шихте с окислением
Такаятехнология применяется на печах малой и средней вместимости (менее 50 т).Плавка состоит из следующих периодов: 1.) заправка печи; 2) загрузка шихты; 3)плавление; 4) окислительный период; 5) восстановительный период; 6) выпускстали.
Заправкапечи. Заправка предназначена для исправленияизношенных или поврежденных участков огнеупорной футеровки печи. После выпускаочередной плавки с подины удаляют остатки металла и шлака. На поврежденныеместа забрасывают магнезитовый порошок сухой или со связующим веществом(каменноугольным пеком). Длительность заправки — 10… 15 мин.
Загрузкашихты. В печах малой и средней вместимостидоля твердого чугуна в металлошихте не превышает 10 %. Для повышения содержанияуглерода часто используют электродный бой или кокс. Общее количествоугдеродсодержащих материалов должно быть таким, чтобы содержание углерода вметаллошихте превышало нижний предел его содержания в готовой стали на 0,3 %при выплавке высокоуглеродистых сталей, на 0,3...0,4 % при выплавкесреднеуглеродистых и на 0,5 % для низкоуглеродистых. Для удаления из металлачасти фосфора во время плавления шихты загружают 2...3 % извести.
Загрузкушихты ведут бадьями или корзинами сверху в рабочее пространство, освобожденноеот электродов и свода (на малых печах иногда загружают шихту завалочными машинамичерез загрузочное окно). В загрузочные устройства шихту укладывают вопределенной последовательности: на дно кладут часть мелочи (для защиты подиныот ударов тяжелых кусков), в центре укладывают крупный лом, по периферии — средний и сверху — оставшийся мелкий лом. Электродный бой и кокс кладут подслой крупного лома (для уменьшения угара). Плотная укладка шихты улучшает еепроводимость, обеспечивает устойчивое горение дуги и ускоряет плавление.
Плавление. После окончания завалки в печь опускают электроды почти докасания с шихтой и включают ток. Под действием высоких температур дуг шихта подэлектродами плавится, жидкий металл стекает вниз, накапливаясь в центральнойчасти подины. Электроды постепенно опускаются, проплавляя в шихте «колодцы» идостигая крайнего нижнего положения. По мере увеличения количества жидкогометалла электроды автоматически поднимаются, так как система автоматикиподдерживает длину дуги постоянной.
Плавлениеведут при максимальной мощности трансформатора. На печах вместимостью 25...50 ти более для ускорения плавления осуществляется вращение ванны. При этом, когдаэлектроды в шихте проплавят три «колодца», свод и электроды приподнимают, печьповорачивают сначала в одну сторону на 40°, проплавляют колодцы в новых местах,а затем поворачивают печь в другую сторону на 80°. Таким образом проплавляютдевять «колодцев».
В периодплавления важное значение имеет раннее шлакообразование. Шлак предохраняетметалл от насыщения газами и науглероживания электродами. Если в завалку недавали известь, то ее подают в «колодцы» порциями с общим расходом 1… .3 % отмассы металла.
За времяплавления (1...3 ч в зависимости от мощности трансформатора) полностьюокисляется кремний, 40...60 % марганца, происходит частичное удаление в шлакфосфора и серы, а также частично окисляются углерод и железо. В зонеэлектрических дуг испаряется от 2 до 5 % металла. В окислительных процессахпринимают участие кислород воздуха и оксидов железа, поступающих сметаллошихтой в виде окалины и ржавчины. Шлак формируется из продуктовокисления элементов метал-лошихты, компонентов извести, заправочных материалови футеровки, а также мусора, поступающего с металлошихтой. В шлаке концапериода плавления обычно содержится, %: 35...40 СаО; 15...25 SiO2; 8...15 Мg0; 5...20 FеО; 5… 10 МnО; 3...7 А1203;0,5...1,2 Р205.
Дляускорения плавления иногда применяют газокислородные горелки, вводимые врабочее пространство через свод или стенки печи. За счет тепла от сжиганиятоплива сокращается длительность плавления и расход электроэнергии (на 10… 15%). Часто применяют продувку металла кислородом, который вводится с помощьюфурм после расплавления 3/4 шихты. Тепло от окисления железа, кремния, марганцаи других элементов металла ускоряет расплавление остатков лома. При расходе кислорода4… .6 м3/т длительность плавления сокращается на 10… .20 мин.
Расходэлектроэнергии за время плавления составляет 400...480кВт·ч/т.
Окислительныйпериод. В окислительный период успешнорешаются следующие основные задачи: а) уменьшение содержания фосфора в металледо минимально необходимого уровня; б) уменьшение содержания газов в металле(водорода и азота); в) нагрев металла до температуры, близкой к температуревыпуска (на 120...130°С выше температуры ликвидуса); г) окисление углерода донижнего предела, определяемого маркой выплавляемой стали.
Окислениепримесей металла ведут либо твердыми окислителями, либо газообразнымкислородом. За счет газообразования при окислении углерода происходит дегазацияметалла и его перемешивание, что ускоряет процессы дефосфорации и нагрева.
Окислительныйпериод начинают с того, что из печи сливают 65...75 % шлака, образовавшегося впериод плавления. Шлак сливают, не выключая ток, наклонив печь в сторонурабочего окна на 10...12°. Со шлаком удаляется часть фосфора, перешедшего вшлак за время плавления. После спуска шлака в печь подают шлакообразующиематериалы: известь (1,0...1,5 %) и, при необходимости, плавиковый шпат,шамотный бой или боксит (0,1...0,2 %).
Послеобразования в печи жидкоподвижного шлака в ванну в течение всего окислительногопериода вводят порциями твердый окислитель с известью либо продувают металлкислородом. В течение периода печь наклонена в сторону рабочего окна для сливашлака. Кипение металла сопровождается вспениванием шлака, что способствует егосливу. Новую порцию окислителя дают после того, как интенсивность кипенияметалла уменьшается. Общий расход твердого окислителя составляет 3...6,5 %. Воизбежание чрезмерного охлаждения металла порция окислителя не должна быть более1 %. При использовании газообразного кислорода его вдувают в металл в течение10...20 мин. с удельным расходом 3...15 м3/т стали. В этом случаепродолжительность окислительного периода удается сократить на 20...30 мин.
За времяокислительного периода окисляется не менее 0,2...0,3 % углерода при выплавкевысокоуглеродистой стали (содержащей более 0,6 % С) и 0,3...0,4 % при выплавкесредне- и низкоуглеродистой стали. Одновременно окисляется марганец: всего завремя плавления и окислительного периода окисляется 65...85 % от содержаниямарганца в шихте. Дефосфорация металла протекает по реакции:
2 [Р] +5 (FeО) = 3 (СаО) = (ЗСаО·Р205)+ 5 |Fе] + 767 290 Дж7моль.

Успешномупротеканию этой реакции способствуют высокая окисленность и основность шлака, атакже пониженная температура. Такие условия создаются при совместномиспользовании присадок твердого окислителя и извести. Полнота дефосфорацииповышается в результате перемешивания металла и шлака при кипении и вследствиенепрерывного обновления шлака.
Ускорениедефосфорации, повышение степени ее полноты и сокращение длительностиокислительного периода достигаются при вдувании в ванну дефосфорирующихпорошкообразных смесей в струе кислорода. Так, вдувание смеси молотых извести,железной руды и плавикового шпата в соотношении 7: 2: 1 в течение 5...8 мин.с расходом смеси 20...25 кг/т стали обеспечивает получение в металле фосфора в1,5...2 раза меньше, чем при обычной технологии, и сокращение окислительногопериода примерно на 50 %.
Вокислительный период десульфурация получает ограниченное развитие из-завысокого содержания оксидов железа в шлаке. Коэффициент распределения серымежду шлаком и металлом (S)/[S] менее 5. Всего за время плавления иокислительный период в шлак переходит 30...40 % серы, содержащейся в шихте.
Кипениеметалла (выделение пузырей СО) способствует удалению из него водорода и азота.Это важно еще и потому, что при высоких температурах в зоне действияэлектрических дуг наблюдается повышенная растворимость газов из-за диссоциацииих молекул. Перемешивание металла пузырями газов ускоряет нагрев металла ивыравнивание его температуры по объему ванны.
В концеокислительного периода шлак обычно содержит, %: 35...50 СаО; 10...20 SiO2; 6...15 МgO; 6...30 FеО; 2...6 Fе203; 4...12 МnО; 3...7 А1203;0,4...1,5 Р2О5. При этом содержание оксидов железа вшлаке зависит, главным образом, от концентрации углерода в металле: чем меньшесодержится углерода, тем больше оксидов железа, и наоборот.
Окислительныйпериод заканчивают сливом окислительного шлака полностью путем наклона печи(остатки шлака часто удаляют вручную с помощью деревянных гребков). Полноеудаление шлака предотвращает восстановление из него фосфора в следующемпериоде. Продолжительность окислительного периода составляет 30… .90 мин.
Восстановительныйпериод. В восстановительный период решаютсяследующие задачи: а) раскисление металла; б) удаление серы; в) доведениехимического состава стали до заданного; г) корректировка температуры. Все этизадачи решаются параллельно.
Восстановительныйпериод начинается с присадки в печь ферромарганца в количестве, необходимом дляобеспечения содержания марганца в металле на нижнем уровне для выплавляемойстали. Затем дают ферросилиций из расчета введения в металл 0,10...0,15 % иалюминий в количестве 0,03...0,1 %. Эти присадки обеспечивают раскислениеметалла, получившее название осаждающее, так как раскислители вводятсянепосредственно в жидкий металл.
Далеенаводят шлак присадками извести, плавикового шпата и шамотного боя всоотношении 5: 1: 1 в количестве 2...4 % от массы металла. Через 10… 15мин. на поверхности металла образуется жидкоподвижный шлак и начинаетсядиффузионное раскисление металла. Для этого в течение 15...20 мин. в печьпериодически вводят порции смеси из извести, плавикового шпата и молотого коксав соотношении 8:2: 1; иногда присаживают один кокс. Далее в смесь вводятмолотый 45 или 75 %-ный ферросилиций. Смесь состоит из извести, плавиковогошпата, кокса и ферросилиция в соотношении 4:1:1:1; содержание кокса в этойсмеси далее уменьшают. Порции раскислительной смеси, содержащей ферросилиций,дают с интервалом 10… 12 мин. Иногда вводят порцию чистого ферросилиция. Нанекоторых марках стали в конце восстановительного периода в составраскислительной смеси вводят более сильные раскислители: молотый силикокальцийи порошкообразный алюминий, а при выплавке ряда низкоуглеродистых сталейдиффузионное раскисление ведут без кокса в составе раскислительных смесей.
Сутьдиффузионного раскисления, протекающего в восстановительный период, заключаетсяв следующем. Так как раскислители применяют в порошкообразном виде, топлотность их невелика и они медленно опускаются через слой шлака. В шлакепротекают реакции раскисления:
(FеО) + С = Fе + СО; 2 (FеО) +Si = (SiO2) + 2 Fе ит.п.
Врезультате содержание FеО вшлаке уменьшается и в соответствии с законом распределения (FеО)/[FеО] = constкислород (в виде FеО) путемдиффузии переходит из металла в шлак (диффузионное раскисление). По мереуменьшения содержания FеО вшлаке пробы застывшего шлака светлеют, а затем становятся почти белыми. Белыйцвет шлака свидетельствует о низком содержании FеО в нем и высоком содержании СаО (оксид FеО имеет черный цвет). Преимуществодиффузионного раскисления заключается в том, что продукты реакции остаются вшлаке и не загрязняют металл в качестве неметаллических включений.
Во времявосстановительного периода успешно протекает десульфурация металла. Этомуспособствуют высокая основность шлака (СаО/SiO2 = 2,7...3,3) и низкое содержание FеО в шлаке (менее 0,5 %). Коэффициентраспределения серы между шлаком и металлом (S)/[S] ввосстановительный период составляет 20… .50 и может доходить до 60.
Белыйшлак конца восстановительного периода электроплавки имеет следующий состав, %:53...60 СаО; 15...25 SiO2; 7… 15 Мg0; менее 0,5 FеО; менее 0,5 МnО;5...8 Al203; 5...10 СаF2; 0,8...1,5 СаS.
Дляулучшения перемешивания металла и шлака и интенсификации медленно идущихдиффузионных процессов в восстановительный период применяют электромагнитноеперемешивание, особенно на большегрузных печах.
Длительностьвосстановительного периода составляет 40… 100 мин. За 10..20 мин. до выпускапроводят при необходимости корректировку содержания кремния в металле, вводя впечь кусковый ферросилиций. Для окончательного раскисления за 2...3 мин. довыпуска в металл присаживают 0,4… 1,0 кг алюминия на тонну стали (чем ниже содержание углерода в металле, тем больше расход алюминия).
Иногдавосстановительный период проводят не под белым, а под карбидным шлаком. Такойшлак отличается более высокой основностью и наличием в шлаке карбида кальция(СаС2). Для получения карбидного шлака наведенный в началевосстановительного периода шлак раскисляют повышенным количеством кокса (2...3кг/т), после чего печь герметизируют. В этих условиях в зоне электрических дугидет реакция
СаО + 3С = СаС2 + СО.
Образующийсякарбид кальция является энергичным раскислителем и наличие его в шлакеобеспечивает более полное, чем под белым шлаком, раскисление и десульфурацию.Под карбидным шлаком, содержащим 1,5… .2,5 % СаС2, металлвыдерживают 30...40 мин.
Карбидкальция хорошо смачивает металл, поэтому при выпуске плавки в ковш подкарбидным шлаком металл загрязняется частичками шлака. Для предотвращения этогокарбидный шлак за 20...39 мин. до выпуска переводят в белый. Для этого в печьоткрывают доступ воздуху через рабочее окно. Кислород воздуха окисляет карбидкальция с образованием СаО и СО и карбидный шлак превращается в белый.
Выпускстали из печи в ковш производят совместносо шлаком. Интенсивное перемешивание металла со шлаком в ковше обеспечиваетдополнительное рафинирование: из металла в шлак переходят сера инеметаллические включения.
Привыплавке стали в дуговых печах порядок легирования зависит от сродствалегирующих элементов к кислороду.
Никель имолибден во время плавки не окисляются и их вводят в начальные периоды плавки:никель в завалку, а молибден в конце плавления или в начале восстановительногопериода.
Хром имарганец вводят в металл после слива окислительного шлака в начале восстановительногопериода.
Вольфрам,также как хром и марганец, обладает большим сродством к кислороду, чем железо.Его вводят в металл в начале восстановительного периода. Особенностьлегирования вольфрамом заключается в том, что из-за высокой температурыплавления ферровольфрама он растворяется медленно и для корректировки составаметалла ферровольфрам можно присаживать в ванну не позднее, чем за 30 мин довыпуска.
Кремний,ванадий и особенно титан и алюминий обладают большим сродством к кислороду илегко окисляются. В связи с этим легирование стали феррованадием производят за15...35 мин до выпуска, ферросилицием — за 10...20 мин до выпуска. Ферротитанвводят в печь за 5...15 мин до выпуска либо в ковш. Алюминий вводят за 2...3мин до выпуска в печь.

2. Выплавкастали в двухванном сталеплавильном агрегате
 
2.1 Шихтовыематериалы
 
Качествошихтовых материалов должно полностью соответствовать требованиям стандартов.Для двухванных агрегатов применяют следующие материалы:
— чугунпередельный жидкий для мартеновских печей по СТП-101-27-87;
— чугун передельный по ГОСТ 805-95;
— металлы черные вторичные по ГОСТ2787-75;
— известняк (в шихту и для подсыпкипорогов) по СТО ММК 223-99;
-        известьдля сталеплавильного производства обычная по СТО ММК 223-99;
-        доломитобожженный металлургический для заправки сталеплавильных печей но СТП-101-57-89;
— порошки магнезитовые (периклазовые) спеченные по ТУ 14-8-209-76;
— рудажелезная Магнитогорского рудника, концентраты железорудные обогатительнойфабрики, агломерат по СТО ММК 101 -31 -99.
Всесыпучие материалы, поступающие на шихтовый двор мартеновского цеха, должныиметь сертификаты. Сыпучие материалы производства ММК разрешается принимать безсертификатов. В днищах мульд обязательно должны быть отверстия для удалениявлаги. Запрещается применение боксита и окалины.
Воизбежание бурных реакций каждую мульду с сыпучими материалами (агломератом,известняком, известью, шамотной крошкой) необходимо присаживать в жидкий металлв 2...3 приема.[1]
Металлическийлом подается в шихтовый двор в подготовленном виде и загружается в мульдовыесоставы.
Неснижаемыйзапас чугуна в миксерах должен быть не менее 400 т. Разрешается принимать чугунв цех через люки или переставлять ковши доменного цеха в миксерном отделении.Отбор проб чугуна из миксера для химического анализа на содержание кремния,серы и марганца производится через каждые 2 ч.
Всешихтовые материалы должны подаваться к печам только после взвешивания.Информация по взвешиванию шихтовых материалов, поступающих из шихтового дворамартеновского цеха, передается сталевару и контролеру ОКП из весовой потелефону. Отвесные выписываются в двух экземплярах, один экземпляр хранится ввесовой, другой — передается бригадиром по подаче сталевару печи. Массу известии известняка разрешается определять по объему (стандартными мульдами).
Послезавалки шихтовых материалов производится уточнение массы возврата материала исоответствующая корректировка в плавильном журнале.
Проверкамассы пустых мульдовых составов производится один раз в месяц по графику.Калибровка весов производится не реже одного раза в три месяца.
2.2Принцип работы двухванной печи
Двухваннаяпечь — агрегат, основанный на интенсивной продувке металла кислородом в однойванне и использовании тепла газов, выделяющихся при продувке, для нагрева шихтыв соседней камере. Скорости нагрева металла и окисления углерода в двухваннойпечи значительно превышают значения, характерные для мартеновских печей.Поэтому быстрое и четкое выполнение всех технологических операций являетсязалогом успешной работы двухванной печи.
Организацииработ на печи должна обеспечить максимально возможное использование физическогои химического тепла дымовых газов для нагрева твердых шихтовых материалов. Этотребование выполняется при равенстве «холодного» (заправка, завалка,прогрев лома и заливка чугуна) и «горячего» (плавление и доводка)периодов плавки. Совмещение технологических операций в двухванной печи должнопроисходить таким образом, чтобы заливка чугуна и уборка заливочного желобабыли закончены к началу выпуска плавки из соседней ванны.
2.3Заправка печи и закрытие сталевыпускного отверстия
 
Заправкапечи производится обожженным доломитом или магнезитовым порошком во времявыпуска плавки.
Послевыпуска металла и шлака из печи производится осмотр подины и закрытиесталевыпускного отверстия. Очистка отверстия от металла и шлака производитсякислородом, а просушивание — магнезитовым порошком. Предварительно с переднейстороны печи на отверстие дается с помощью завалочной машины или забрасываетсялопатами 50… 100 кг агломерата (от 10 до 20 лопат).
Послепросушки отверстия сталевар с передней стороны печи вручную или заправочноймашиной закрывает его магнезитовым порошком или обожженным доломитом. Первыйподручный сталевара в это время закрывает отверстие слегка увлаженныммагнезитовым порошком с задней стороны печи и ставит в середине отверстияпервую пробку из огнеупорной массы. При необходимости отверстие на выходеремонтируется, после чего первый подручный сталевара окончательно закрывает егомагнезитовым порошком, ставя вторую пробку из огнеупорной массы.
Форма иразмеры сталевыпускного отверстия должны обеспечивать нормальный выпуск плавкипродолжительностью не более 15 минут.
Послеремонта стальной летки допускается на первых трех плавках длительность сходаметалла не более 20 минут.

2.4Завалка и прогрев шихты
 
Послезаправки печи и осмотра подины производится завалка металлического лома. Вовремя завалки дымовые газы должны проходить через «холодную» ванну.
Шихтовыематериалы (металлический лом, известь или известняк) должны подаваться к печиодним составом к началу выпуска плавки.
Завалканачинается с легковесного лома по 1...2 мульде в окно. После прикрытия подинылегковесом заваливается часть тяжеловесного лома, бой изложниц. Затем,равномерно во все окна, загружается вся известь (известняк) и оставшийся лом.Запрещается заваливать известь (известняк) после завалки всего металлическоголома
Послезавалки всей шихты производится отталкивание лома от передней стенки и подсыпкапорогов «сырым» доломитом или известняком фракцией 10...50 мм.
Прогревшихты производится дымовыми газами, идущими из ванны, в которой продуваютметалл кислородом.
Разрешаетсяне менее чем за 30 мин до заливки чугуна подавать на металлический лом кислородв количестве не более 3000 м3/ ч.
Приподаче кислорода на лом фурмы должны находиться на минимальном расстоянии отего поверхности. Опускание фурм непосредственно на шихту запрещается, так какэто приводит к прогару фурмы.
2.5Заливка чугуна, плавление, доводка
 
Послепрогрева шихты устанавливается заливочный желоб и заливается чугун. Заливкачугуна должна быть начата при содержании углерода в металле соседней ванны0,6...0,7 %, но не позднее, чем за 20 мин до выпуска плавки из «горячей»ванны. Продолжительность заливки чугуна должна быть не более 15 мин.
Кмоменту заливки чугуна на печи должны быть установлены шлаковые чаши исталевыпускной желоб.
Во времязаливки чугуна все три кислородные фурмы в заливаемой ванне должны находитьсянад металлоломом.
Дымовыегазы из ванны, в которой заканчивается доводка плавки, должны отводиться череззаливаемую ванну.
Продувкаванны кислородом всеми тремя фурмами может быть начата только при содержанииуглерода в металле соседней ванны не более 0,20 %. Дымовые газы в этом случаедолжны отводиться через ванну, в которой заканчивается доводка плавки.
Расходкислорода на продувку устанавливается в соответствии с утвержденной инструкциейпо тепловому режиму двух ванных печей. Чистота кислорода должна быть не менее95 %.
Головкифурм во время продувки должны находиться на условной границе разделашлак-металл. Установка фурм производится по указателю положения наконечникафурм или визуально по положению верхнего конца фурм и натяжению канатов. Втечение всего периода продувки сталевар обязан систематически проверятьположение и состояние фурм, своевременно обнаруживать течь воды.
Привыплавке нестареющей, низколегированной и спокойной стали общее количествоспущенного шлака должно быть не менее 0,5 чаши (оценивается визуально).
Привыплавке остальных марок стали общее количество спущенного шлака нерегламентируется. Шлак разрешается спускать через шлаковую летку или черезпорог завалочного окна.
В связис высокой интенсивностью продувки ванны кислородом металлический лом через 50мин полностью расплавляется. Поэтому, не позднее чем через 1 ч 00 мин посленачала продувки (к моменту окончания завалки в «холодной» ванне)отбирается первая проба металла и шлака на химический анализ и проводится измерениетемпературы жидкой стали термопарой разового измерения температуры. Моментрасплавления условно считается при достижении температуры металла 1500 °С,основность шлака по расплавлении должна быть не менее 1,8 (определяется вэкспресс-лаборатории).
Оптимальнымходом процесса доводки считается режим, когда продувка металла кислородомведется всеми фурмами и нет необходимости принятия мер для нагрева илиохлаждения металла. При этом температура металла на выпуске должна обеспечиватьнормальную его разливку.
Необходимостьпринятия мер для нагрева или охлаждения металла определяется по графикуоптимального хода периода доводки (рис. 2.1)
/>
Содержаниеуглерода, %
Рис. 2.1.График оптимального хода периода доводки на двухванных печах
Наперегретых плавках (область, расположенная выше линии оптимального ходапроцесса) производится присадка известняка или агломерата. Разрешается присадкачистой прокатной обрези. Перед полировкой плавки необходимо закрыть газ (еслион был открыт) и поднять 2-ю или 5-ю фурму в крайнее верхнее положение. Приэтом крайняя к отводящей головке фурма должна находиться на расстоянии 0,5… 1,0м от уровня шлака. Продувку ванны производят одной фурмой. Расход кислородадолжен быть не более 4000 м3/ч.
Во времяполировки плавки, во избежание бурных реакций, каждую мульду необходимоприсаживать в жидкий металл в 2...3 приема. Если в это время в соседней ваннепроизводится заливка чугуна, то ее необходимо прекратить. Дымовые газы должныотводиться через соседнюю ванну.
Запрещаетсяво время полировки плавки отводить дымовые газы непосредственно в вертикальныйканал. Продувку металла всеми тремя фурмами разрешается начинать только послепрекращения реакции в ванне.
По ходудоводки через каждые 5… 10 мин отбирается проба металла для контролясодержания углерода методом ТЭДС. Контроль температуры металла по ходу доводкидолжен производиться термопарой разового измерения не реже, чем через 10 мин.
2.6Окончание доводки
 
Продувкаметалла кислородом для всех марок стали должна быть закончена не позднее, чемза 5 мин до раскисления в печи или выпуска плавки при ковшевом раскислении. Вэтот момент содержание углерода в металле должно превышать не менее чем на 0,05% верхний предел при выплавке стали с содержанием углерода 0,14...0,27 %, а привыплавке стали с содержанием 0,06...0,14 % углерода — нижний предел для заданноймарки стали. В технологическом паспорте плавки отмечают время окончанияпродувки. Продувка металла кислородом при содержании углерода в нем менее 0,10% вызывает резкое увеличение окисленности металла, что приводит к получениюрыхлой корки слитка кипящей стали и плохой поверхности слябов, увеличениюколичества неметаллических включений, а также к снижению выхода годного истойкости сталеразливочных ковшей. Производить продувку при массовой долеуглерода в металле менее 0,10 % не рекомендуется. В случае «холодного»хода плавки допускается продувка металла кислородом при содержании углеродаменее 0,10 % с обязательным реагированием его окисленности углеродсодержащимиматериалами.[6]
Выплавканизколегированных сталей и стали для судостроения в случае окончания продувкиметалла при содержании углерода менее 0,07% не производится.
Послеокончания продувки производится отбор проб металла для контроля содержанияуглерода методом ТЭДС или на приборе АН-29, но не менее двух раз.
Послеокончания продувки фурмы устанавливаются над шлаком. Расход топлива и кислородадолжен соответствовать инструкции по тепловому режиму. Перед выпуском плавкиотбираются пробы металла и шлака на химический анализ.
Содержаниеоксидов железа в шлаке перед выпуском стали всех марок не регламентируется.Основность конечного шлака должна быть не менее 2,3.
Еслипосле окончания продувки производится присадка агломерата, то она должна бытьзакончена не позднее, чем за 10 мин до выпуска или предварительногораскисления. Присадка извести или известняка в количестве не более 1,0 %заканчивается не позднее 10 мин до выпуска плавки. Разрешается перед выпускомстали присаживать в металл после окончания продувки чистую обрезь проката илитвердый чугун без видимых следов влаги в количестве до 5 т на плавку.
Выпускплавки или предварительное раскисление металла в этом случае производится послеполного растворения присадки. Запрещается присадка в жидкую ваннумакетированного лома и лома, смешанного с известняком или известью.
Запрещаетсяпроизводить нагрев металла при «холодном» ходе плавки присадкойраскислителей.

2.7Выпуск плавки и раскисление в ковше
 
Выпускноеотверстие к моменту выпуска плавки должно быть тщательно разделено и очищено отзаправочного материала.
Дляснижения окисленности сталей и науглероживания металла разрешается применятьмолотый коксик. Разрешается забрасывать коксик до выпуска плавки, рассредоточивего на дне ковша, в бумажных мешках весом 20...30 кг.
Производственныймастер печи должен убедиться, что загруженный в мешки коксик не имеетпосторонних влажных предметов.
Привыплавке стали с содержанием углерода менее 0,12 % для печей вместимостью 2x280т. в зависимости от отклонения температурного хода плавки от оптимального дляснятия окисленности металла рекомендуется следующий расход коксовой мелочи(таблица 2.1).
Таблица2.1-Расход коксовой мелочи
Отклонение от хода плавки, оС 10 20 30 40 50 Рекомендуемый расход кокса, кг 100 150 200 250 300
Отклонениетемпературного хода плавки от оптимального определяется по формуле:
Δt = tвып- (ti + 100*[C]i),
где ti — температура на момент отбора пробыметалла, °С;
[C]i — содержание углерода в пробе металлапо ходу плавки, %.
Длянауглероживания металла разрешается дополнительно присаживать коксовую мелочьиз расчета введения не более 0,05 %.
Суммарныйрасход коксовой мелочи, присаживаемой в ковш, должен быть не более 500 кг.
Призабрасывании коксика в ковш по ходу выпуска плавки необходимо принять мерыпредосторожности, обеспечивающие безопасность работы обслуживающего персонала.
Доставкакоксика в цех производится в специальных бункерах, которые должны иметь плотнозакрывающиеся крышки, не допускающие попадания влаги в бункер. Каждый бункер скоксиком должен сопровождаться сертификатом с указанием его влажности изернового состава.
Влажностьмолотого коксика должна быть не более 1,0 %, а зерновой состав долженсоответствовать требованиям СТП 101-44-98 «Кокс молотый».
Коксик,предназначенный для присадки в ковш в мешках, должен храниться на рабочейплощадке в специальных коробках, исключающих попадание в него влаги.
Всераскислители, применяемые на плавке, должны быть подготовлены и взвешены.Использование раскислителя неизвестного химического состава и без взвешиваниязапрещается. Раскисление кипящих, полуспокойных марок стали в ковше должнопроизводиться, как правило, из весовой воронки. Введение раскислителей (в томчисле и алюминия) в ковш должно заканчиваться до наполнения 1/2 ковша. Размеркусков раскислителей, присаживаемых в ковш, должен быть не более 50 мм.
Расходкоксика в ковш в зависимости от содержания углерода в металле перед выпускомдолжен соответствовать данным таблицы 2.2.
Таблица2.2-Расход коксика в ковшСодержание углерода в металле перед выпуском, % 0,06 0,05 0,04 0,03 Расход коксика, кг 60 90 120 180
Легированиестали алюминием производится на агрегате доводки стали путем введения в ковшалюминиевой катанки.
Присадкараскислителей в ковш производится из коробки или весовой воронки. Раскислителипри выплавке низколегированной стали присаживаются в ковш из коробки в нагретомсостоянии. Время нагрева раскислителей на сушке должно быть не менее 40 мин.
Присадкураскислителей необходимо начинать при наполнении ковша на 1/5 и заканчивать принаполнении ковша на 1/2 высоты (визуально).
Алюминийпри выплавке спокойной и низколегированной стали присаживается в ковшодновременно с остальными ферросплавами.
Разрешаетсяприсаживать в ковш после схода металла известь, известняк или бой шамота сцелью загущения шлака и увеличения стойкости футеровки ковша. На перегретыхплавках разрешается охлаждать металл в ковше во время выпуска плавки присадкамиизвестняка или отходов метизной промышленности («выдры»). Необходимыйрасход этих материалов определяется из расчета охлаждения металла на 5 °С приприсадке 1 т отходов метизной промышленности или 0,75 т известняка. Охлаждающиематериалы не должны иметь видимых следов влаги.
Раскислениеспокойной стали, выплавляемой с науглероживанием жидким чугуном на АДС,производится в следующей последовательности:
— выпускплавки проводят в ошлакованные ковши, предварительно подогретые на специальныхустановках;
-  во время выпуска плавки в ковшприсаживается расчетное количество ферромарганца, ферросилиция ФС-45 или ФС-65,алюминия чушкового (0,5… 1,0 кг/т) и молотого коксика. Расход коксикаопределяется из расчета получения в пробе металла, отобранной из ковша поприходу плавки на АДС, массовой доли углерода 0,15… .0,20 %;
-  металл в ковше во время выпускаплавки продувается инертным газом;
-  в конце выпуска плавки проводитсяотсечка печного шлака и ковш с металлом передается на АДС для доводки стали похимическому составу и температуре.
Отсечкапечного шлака проводится при помощи специального переносного желоба,транспортируемого разливочным краном под сталевыпускной желоб при появлениипервых порций печного шлака.

3. Внеагрегатнаяобработка металла в цехе
3.1 обработка стали на установке «Печь-ковш»
 
Технологияобработки металла на установке «печь-ковш» регламентируетсяинструкцией, разработанной на основе научно — технической документации, опытаэксплуатации установок «печь — ковш» других металлургическихпредприятий и рекомендаций фирмы «FUCHS systemtechnik».[1]
Этаинструкция является непосредственным руководством для начальников участков исмен, старших мастеров, мастеров, сталеваров и подручных сталевара агрегатовковшевой обработки стали, начальника участка ОКП, контрольных мастеров иконтролеров ОКП, а также персонала технологической автоматики цеха. Разрез ЭСПЦпо установке «печь-ковш» представлен на рис.5.1 ( приложение 3).
3.1.1Назначение установки «печь-ковш»
Установка«печь — ковш» (УПК) предназначена для обработки жидкой стали всталеразливочном ковше как с использованием комбинированной установкивакуумирования стали (КУВС), так и без нее.
На УПКосуществляются следующие технологические операции:
— нагревметалла электрической дугой;
— продувка металла аргоном для усреднения химического состава металла и его температурыпо объему сталеразливочного ковша;
— коррекция химического состава металла;
— десульфурация металла белым основным шлаком;
— измерение температуры и отбор проб металла и шлака;
-микролегированиеили получение металла с узкими пределами содержания элементов путем вводапорошковой проволоки с различными видами наполнителей.
Контрольза процессом ковшевой обработки производится путем замера температуры, отборапроб металла, измерения расхода и давления аргона для продувки, измерения весадобавок, присаживаемых в ковш, измерения тока и напряжения дуги и других электрическихпараметров, а также измерения вспомогательных параметров (температура идавление охлаждающей воды, отходящих газов и т. п.).
УПКвключает в себя следующие группы оборудования, узлов и систем:
— каркасустановки со встроенными помещениями поста управления, трансформа-
тора;
— система хранения, дозирования и механизированной подачи сыпучих (ферросплавов,скрап — сечки, шлакообразующих материалов и гранулированного шлака);
— трактподачи сыпучих;
— машинаподачи алюминиевой проволоки и порошковой проволоки с различными видаминаполнителей;
— двеводоохлаждаемые крышки сводов;
— механизмы подъема водоохлаждаемых крышек (порталов сводов);
— одинповоротный электродный портал с графитовыми электродами;
— трансформатор;
система высокоготока (для передачи электроэнергии от трансформатора к электродам);
— устройство для донной продувки; аварийная верхняя фурма;
— манипулятор для измерения температуры и отбора проб металла;
— стендсвинчивания электродов.
Взависимости от требований к химическому составу сталей и другим характеристикаммогут использоваться следующие схемы внепечной обработки сталей:
А:конвертер — КУВС — УПК — МНЛЗ — для низкоуглеродистых сталей.
Б:конвертер — УПК — КУВС — МНЛЗ — для сталей с повышенными требованиями посодержанию газов и т. д.
В:конвертер — УПК — МНЛЗ — для остальных марок сталей.
3.1.2Материалы и требования, предъявляемые к ним
Ферросплавыи легирующие (ферросилиций, ферросиликомарганец, ферромарганец, марганецметаллический, ферротитан, титан губчатый, феррохром, ферросиликохром,феррованадий, феррониобий, феррофосфор, ферромолибден, ферробор, силикокальций,кокс кусковой) должны иметь фракцию от 5 до 50 мм, соответствовать требованиямгосударственных стандартов и технических условий. Влажность не должна бытьболее 1 %.
Крометого, для раскисления, легирования и коррекции химического состава сталиприменяются алюминиевая катанка, алюминий первичный и вторичный.
Вкачестве шлакообразующих материалов используются известь свежеобожженная иплавиковый шпат. Влажность плавикового шпата — не более 1 %. Использованиеизвести пушонки запрещается.
Дляпродувки металла используются газообразные аргон с массовой долей аргона неменее 99,5 % и азот.
3.1.3Подготовка установки «печь-ковш»к работе
Передобработкой металла на установке необходимо обеспечить:
— заполнение бункеров необходимымиматериалами, соответствующими предъявляемым требованиям;
— наличие алюминиевой катанки натрайб-аппарате;
— наличие средств отбора проб металла иизмерения его температуры и окисленности;
— подачу газов необходимого давления;
— подачу воды на охлаждение элементовустановки, необходимого давления и температуры;
— исправность работы систем продувкиметалла аргоном;
— исправность работы газового тракта;
— исправность работы всех механизмов,систем контроля, управления, сигнализации и блокировки;
— исправность работы пневмопочты;
— длину электродов (при необходимостиих нарастить).
3.1.4Технология обработки металла на установке «печь-ковш»
3.1.4.1Обработкастали по схеме: конвертер — УПК — МНЛЗ
Плавки,предназначенные для обработки на установке, сливаются в сталеразливочный ковш,специально оборудованный для донной продувки. Ковш должен иметь исправную сухуюфутеровку. Верхний край ковша должен быть чистым.
Раскисление,легирование и обработка металла ТШС во время выпуска плавки из конвертерапроизводится согласно технологической инструкции. Легирующие присаживаются израсчета получения содержания Si, Мn, Аl на нижнем пределе.
Необходимоисключить попадание конвертерного шлака в сталеразливочный ковш во времявыпуска плавки из конвертера.
Передвыпуском металла из конвертера начинают продувку аргоном через пористые пробкив днище ковша.
Поступившийиз конвертерного отделения сталеразливочный ковш устанавливается на сталевозУПК. К ковшу подсоединяется аргонный шланг, включается подача аргона синтенсивностью 15...30 м3/ч.
Сталевозпередвигается под крышку установки, после чего крышка опускается. Через рабочееокно производится корректировка интенсивности продувки. Перемешивание аргономдолжно обеспечивать минимальное оголение металла.
Электродныйпортал поворачивается в исходную позицию и производится включение установки на5 мин на средней ступени напряжения.
Не ранеечем через одну минуту после отключения нагрева производится замер температурыметалла и отбор пробы шлака. Проба шлака берется с помощью металлической трубки(стержня) через рабочую дверцу, охлаждается и анализируется по цвету иповерхности и отправляется в экспресс — лабораторию. Цвет шлака меняется постепени раскисленности (содержанию FеО) от черного к белому. Появление белого шла-ка в ковше означает, чтошлак нормально подготовлен для проведения процесса десульфурации стали.Ориентировочный визуальный анализ состава шлака представлен в табл. 5.1.
Таблица5.1-Визуальный анализ состава ковшевого шлакаПо цвету Черный Содержание (FeO+MnO)>2%. Шлак необходимо дополнительно раскислить Al или Si Серый Содержание (FeO+MnO) = 1…2%. Необходимо дальнейшее раскисление шлака Al или Si Белый-желтый Шлак нормально раскислен. Желтый цвет указывает, что десульфурация прошла. Зеленый
Шлак содержит оксид хрома (Cr2O3) По поверхности
Зеркальная – гладкая /
тонкая
Высокая доля (SiO2/Al2O3). Необходима добавка извести порциями по 0,4 кг/т Гладкая и тонкая
В холодном состоянии шлак должен расподаться. Если он не распадается, то высока доля (Al2O3). Необходима добавка порций извести по 0,4 кг/т Шероховатая / неровная
Высокая доля (CaO). Если имеются нерастворенные частицы извести, то необходима добавка песка (SiO2) / глинозема (Al2O3) порциями не более 0,1 кг/т

Для обеспечениянаилучшего результата десульфурации стали в ковше содержание в шлаке FeO + MnO должно быть менее 2 %. Оптимальный состав кошевыхшлаков представлен в таблице 5.2.
Таблица5.2-Оптимальный химический состав ковшевых шлаков для десульфурации сталиКомпонент Содержание в шлаке, % Сталь, раскисленная Si Сталь, раскисленная Al CaO 55…65 55…65
SiO2 20…30 5…10
Al2O3 5…10 20…30 MgO 4…5 4…5 FeO + MnO 1 0,5
Через 3минуты перемешивания маталла аргоном отбирается проба металла и отправляется вэкспресс – лабораторию.
Послерасплавления шлака в процессе нагрева жидкий шлак раскисляют присадкой 50… 100кг дроби алюминия, затем присаживается известь и плавиковый шпат в соотношении4:1. Известь вводится порциями не более 0,4 кг/т за раз, при необходимости повизуальной оценке состава шлака, добавляется песок порцией не более 0,1 кг/т.
Послеполучения результатов химического анализа производится корректировка химическогосостава металла добавлением необходимого количества раскислителей и легирующихматериалов из расчета получения среднего содержания элементов. Затем металлперемешивается аргоном не менее 5 мин. Для интенсификации процессашлакообразования и растворения ферросплавов расход аргона разрешается увеличитьдо 30...50 м3/ч. Присадку материалов рекомендуется производитьпорциями с интервалом 1 ...3 мин вблизи зоны продувки.
Поокончании нагрева не ранее чем через 5 мин продувки после присадки ферросплавовизмеряется температура металла и отбираются пробы металла и шлака. До получениярезультатов экспресс — анализа производится перемешивание металла аргоном синтенсивностью 10...203/ч.
Послеполучения результатов химического анализа, при необходимости, производятдополнительную корректировку химического состава металла.
Легкоокисляющиесяэлементы вводятся в ковш только по окончании последнего цикла нагрева.
Втрубные марки стали, если это необходимо, вводят трайб-аппаратом порошковую SiСа или А1Са проволоку без продувкиаргоном для достижения максимально высокого усвоения. Если наблюдается белоепламя над шлаком, то необходимо увеличить скорость ввода порошковой проволоки.
Еслитемпература металла ниже заказанной для МНЛЗ, то производится дополнительныйнагрев.
Производитсязамер температуры и отбор пробы металла. После достижения необходимогохимического состава и заданной температуры электродный портал разрешаетсяповернуть в другую сторону. Крышка установки поднимается, ковш выдвигается из — под установки, отсоединяется аргонный шланг и далее ковш передается на МНЛЗ.
3.1.4.2Обработка стали по схеме: конвертер — установка вакуумирования — УПК — МНЛЗ
По этойсхеме выплавляются стали с содержанием углерода до 0,02...0,03 %.Передподачей плавки на установку «печь — ковш» металл подвергаетсяобработке на комбинированной установке вакуумирования стали в соответствии стехнологической инструкцией.
Послеокончания вакуумной обработки ковш передают на УПК и проводят обработку металлакак в предыдущем случае.
Приобработке низкоуглеродистых сталей следует учитывать науглероживание металла отэлектродов.
Обработкастали по схеме: конвертер — УПК — установка вакуумирования — МНЛЗ производитсяпри необходимости вакуумной обработки раскисленного металла с целью дегазации иудаления неметаллических включений.
 
3.1.4.3Доводка плавки аварийной верхней фурмой
Приневозможности продувки металла аргоном через донные фурмы необходимо:
-  проверить все соединениятрубопроводов, по которым подается аргон. При наличии утечек аргона ихустранить;
-  дать максимальный расход аргона через«байпас». Если «раздутия» пробки не произошло, тонеобходимо продувку производить аварийной верхней фурмой.
Продувкаметалла аргоном аварийной фурмой должна производиться при поднятых электродах.Фурму устанавливают в исходное положение над металлом, задают расход аргона впределах 25...40 м3/ч, после чего фурма опускается на глубину около 4м и производится продувка металла в течение 3...4 мин. Разрешается продуватьметалл при неполном погружении фурмы при присадке кокса и чушкового алюминия.
3.2 Обработкаметалла на агрегатах доводки стали
В ОАО«ММК» разработана инструкция, которая устанавливает единые для всеготехнологического персонала положения и особенности технологии обработки металлав ковше на агрегатах доводки стали и установке усреднительной продувки.
 
3.2.1Общее устройство агрегатов доводки стали в ковше
Агрегатыдоводки стали в ковше (АДС) размещены над дополнительным сталевозным путём,расположенным между основными сталевозными путями, идущими от конвертеров № 1 и№ 2. Каждый АДС обслуживается разливочным краном ОНРС того пролёта, где онрасположен.[1]
КонструкцияАДС включает следующие машины (механизмы), отдельные узлы и системы:
— каркас агрегата со встроеннымипомещениями поста управления, электропомещением, помещением гидростанции иаргоно-регуляторного пункта. Каркас агрегата не имеет связей с колоннамикаркаса здания и опирается собственными колоннами на фундамент отделениянепрерывной разливки стали;
— система хранения, дозирования имеханизированной выдачи сыпучих материалов (ферросплавов, кокса, известняка игранулированного шлака);
— трактподачи ферросплавов, кокса и известняка;
— трактподачи гранулированного шлака;
— система хранения, дозирования и подачи порошков в струе аргона;
-машинанезависимых перемещений продувочной фурмы и фурмы для химического нагрева;
— система ручного замера параметров стали;
— задатчик продувочных фурм;
— манипулятор продувочных фурм;
— машинаподачи алюминиевой катанки;
— трайб-аппарат для ввода в металлалюминиевой катанки или порошковой проволоки;
— укрытие сталеразливочного ковша;
— стеллаж для хранения резервных продувочных фурм.
Системахранения, дозирования и механизированной выдачи сыпучих материалов включает шестьрасходных бункеров для хранения ферросплавов, кокса и известняка и одинсдвоенный бункер для хранения гранулированного шлака, семь вибрационныхпитателей и двое бункерных весов. Бункера расположены на отметке "+22400".
Трактподачи сыпучих материалов состоит из частично укрытого в местах перегрузкисыпучих материалов горизонтального ленточного конвейера. Конвейер установлен нарабочей площадке каркаса агрегата на отметке "+ 12800".
Трактподачи гранулированного шлака состоит из частично укрытого в местах перегрузкиграншлака наклонного ленточного конвейера, установленного над рабочей площадкойкаркаса агрегата на отметке "+ 12800".
Системахранения, дозирования и подачи порошков в струе аргона включает 3пневмокамерных насоса (два вместимостью 3,5 м3 и один -1,5 м3),которые свободно подвешиваются на собственных тензорезисторных датчиках кконструкциям рабочей площадки бункерного блока системы хранения, дозирования имеханизированной выдачи сыпучих материалов. Насосы размещены на отметке "+19400".
Машинанезависимых перемещений продувочной фурмы и фурмы для химического нагреваметалла состоит из продувочной фурмы и фурмы для химического нагрева металла,кареток, независимых механизмов подъёма кареток и вертикальной направляющейколонны.
Задатчикпродувочных фурм представляет собой поворотный стол, установленный своимпорталом на рабочей площадке каркаса агрегата на отметке"+ 9000".
Манипуляторпродувочных фурм (отметка "+ 23200") предназначен дляпоследовательной подачи подготовленных к работе продувочных фурм из контейнерав соответствующую каретку машины независимых перемещений продувочной фурмы ивозврата отработанных фурм в контейнер. Манипулятор состоит из горизонтальноперемещающейся штанги, на одном конце которой, обращенной в сторону задатчикапродувочных фурм, размещается привод подъёма-опускания захвата.
Машинаподачи алюминиевой проволоки (отметка "+ 9000") состоит изразматывателя, наклонной направляющей и роликовой проводки, включающей в себямеханизмы мерительного ролика, правящих роликов и тянущих роликов.
Трайб-аппаратдля ввода в металл алюминиевой катанки или порошковой проволоки (отметка"+ 12400") состоит из разматывателя, наклонной трубы и тянущей клетис тремя парами роликов.
Укрытиесталеразливочного ковша предназначено для создания над поверхностью металлагазодинамической завесы с противодавлением направленного потока отработанныхтехнологических газов и их отсоса из зоны обработки. Укрытие сталеразливочногоковша включает стационарную подвесную крышку, кожух газодинамической защиты,ограждение для ограничения зоны газовыделений над рабочей площадкой, каркасаагрегата, защитный кожух, механизм подъёма-опускания защитного кожуха.
 
3.2.2Технологическая схема обработки металла на АДС и на УУПС
Сталеразливочныековши доставляются в отделение непрерывной разливки стали, где краном тоймашины непрерывного литья заготовок, на которой предполагается разливка плавки,переставляются на дополнительные сталевозы АДС или на сталевоз КУВС.
На АДС иУУПС осуществляются следующие технологические операции:
— продувка металла аргоном, подаваемымчерез верхнюю продувочную фурму, для усреднения химического состава металла иего температуры по объему сталеразливочиого ковша;
— продувка металла аргоном, подаваемымчерез пористую пробку, установленную в днище сталеразливочиого ковша, дляусреднения химического состава металла и его температуры по объемусталеразливочиого ковша;
— измерение температуры и отбор пробметалла, а при необходимости — проб шлака;
— отправка проб металла и шлака на экспресс-анализ;
- коррекцияхимического состава стали и её микролегирование присадкой кусковых материалов;
- коррекцияхимического состава металла по алюминию путем ввода алюминиевой катанки иличушковым алюминием;
- микролегированиедля получения металла с узкими пределами элементов путем ввода порошковойпроволоки с различными видами наполнителей;
- продувка металлапорошками (только на АДС);
- химический нагревметалла (только на АДС № 1);
- охлаждение металла;
- засыпкаповерхности расплава гранулированным шлаком (только на АДС).
3.2.3Усреднительная продувка
Обработкастали аргоном с целью усреднения химического состава и температуры металла пообъему сталеразливочного ковша производится на всех плавках, независимо отмарки стали.
Аргонподается в металл через футерованную или монолитную фурмы.
Продувкаметалла аргоном производится при крайнем нижнем положении фурмы(продолжительность продувки аргоном в этой позиции — не менее 50 % от общеговремени продувки).
Разрешаетсяпроизводить продувку металла аргоном при неполном погружении фурмы в течение1,0...2,0 мин после присадки кокса или чушкового алюминия.
Приизносе (отгорании) 3 катушек длиной 200 мм, 2 катушек длиной 270 мм или 600 мммонолитной фурмы фурма заменяется.
Фурмаустанавливается в исходное положение над металлом, затем устанавливается расходаргона от 30 до 40 м3/ч, после чего начинают опускать фурму назаданную глубину. По мере погружения фурмы расход аргона увеличивают иподдерживают не менее 70 м3/ч для хромосодержащих марок стали, а дляостальных — не менее 60 мэ/ч.
Принормальном состоянии фурмы и подводящего аргонопровода давление аргона навыходе должно составлять 0,9… 1,2 атм (0,09...0,12МПа) в положении надметаллом и 2,9...3,5 атм (0,29...0,35 МПа) — при полном по1ружении фурмы вметалл. При более высоких значениях этого параметра фурму следует немедленноизвлечь из металла и «промыть» кислородом.
Поистечении 3 мин усреднительной продувки технологическим персоналом производитсяизмерение температуры металла без прекращения продувки аргоном. Одновременно сизмерением температуры, при доводке металла типа 08Ю производится отбор первойпробы металла. Отбор первой пробы для металла остального сортаментапроизводится по истечении 6 мин усреднительной продувки. Проба отправляетсяпневмопочтой на экспресс-анализ. Результаты измерения температуры иэкспресс-анализа пробы металла заносятся в технологический журнал.
Наплавках визуально производится определение толщины шлака. По команде сталевараили контролёра ОКП измерение толщины шлака производится с помощью металлическойтрубки — стержня. Трубка опускается в расплав на глубину около 0,5 м ивыдерживается в течение 10… 15 с, после чего извлекается из расплава. Толщинашлака измеряется по трубке от отгоревшего в металле торца трубки по всей длинезашлакованной поверхности трубки.
3.2.4Окончание обработки стали
Поокончании обработки стали сталевар сообщает по системе «Прогресс» илипо телефону мастеру разливки или старшему разливщику ОНРС о готовности плавки кразливке и передает результат последнего измерения температуры металла всталеразливочном ковше. В случае задержки ковша с обработанным металлом наустановке производится запись в агрегатном журнале с указанием времени ипричины задержки.
В случаебольшого перерыва в обработке (более 10 мин) непосредственно перед передачейметалла на МНЛЗ плавка должна быть продута аргоном в течение 3 мин синтенсивностью продувки не менее 60 м3/ч при максимальном погружениипродувочной фурмы, если в этот период не проводилась коррекция химическогосостава металла. Если после перерыва в обработке для коррекции химическогосостава металла отдано более 70 кг алюминия, металл перед передачей на МНЛЗдолжен быть продут аргоном в течение 5 мин с интенсивностью продувки не менее60 м3/ч при максимальном погружении продувочной фурмы.Продолжительность и причина перерыва в обработке фиксируется в паспорте плавки.
Послеокончания доводки, по указанию мастера, принимая во внимание количество шлака вковше, поверхность расплава засыпается теплоизолирующей смесью (гранулированнымдоменным шлаком). Расход смеси может достигать 2,5 т.
В случаепрекращения подачи на установку аргона требуемых параметров разрешаетсяпродувка азотом стали следующих марок:
— углеродистые спокойные по ГОСТ 380-71;
— углеродистые спокойные по ГОСТ1050-74 (кроме тонколистового проката);
— низколегированныепо ГОСТ 19282-72;
— низкоуглеродистые 08пс по ГОСТ 9045-80.
Давлениеазота в азотопроводе должно быть не менее 1,0 МПа. В случае, когда параметрыазота не удовлетворяют требованиям, сталевар сообщает по телефону диспетчеруцеха о случившемся. Обработка металла не производится.
Фурмаустанавливается в исходное положение над металлом, затем устанавливается расходазота от 30 до 40 м3/ч, после чего начинают опускать фурму назаданную глубину. По мере погружения фурмы расход аргона увеличивают и поддерживаютне менее 60 м3/ч.
Рекомендуетсяобщую продолжительность продувки металла азотом выдерживать не более 10 мин.
Допускаетсясовмещение продувки металла азотом с введением микролегирующих элементов иприсадкой корректирующих добавок ферросплавов.

4. Разливкастали на сортовых МНЛЗ
4.1Общие положения
Технологиянепрерывной разливки низкоуглеродистых, углеродистых, низколегированных,конструкционных и качественных марок стали на машинах непрерывного литьясортовых заготовок мартеновского цеха осуществляется в соответствии сдействующей инструкцией (ВТИ 101-СТ-М-58-2004), в которой все технологическиеоперации учитывают безопасность работы обслуживающего персонала.
Ответственностьза выполнение инструкции несет сменный технологический персонал мартеновскогоцеха.[3]
Контрольза соблюдением технологической инструкции и предупреждение нарушенийвозлагается на начальника цеха, его заместителей, помощников и старшихмастеров, начальника участка ОКП, мастеров и контролеров ОКП.
Основнымиусловиями осуществления нормального процесса непрерывной разливки являются:
— выплавка и внепечная обработка сталив соответствии с требованиями соответствующих технологических инструкций ираспоряжений;
— своевременная подача металла для разливки;
- тщательнаяподготовка к приему плавки сталеразливочных и промежуточных ковшей;
- подготовка ипроверка всех узлов, механизмов и контрольно-измерительных приборов (КИП) МНЛЗперед разливкой;
- выполнение впроцессе разливки требований технологической инструкции, производственно-техническихинструкций и инструкций по технике безопасности.
ПятиручьевыеМНЛЗ радиального типа с базовым радиусом 9 м сконструированы для отливкизаготовок сечением от 100x100 мм до 152x170 мм.
Параметрыиспользуемого оборудования представлены в табл. 6.1. Общий вид слябовой МНЛЗпредставлен на рис.6.1 (приложение 4).
 
4.2Подготовка МНЛЗ к разливке стали
ПодготовкаМНЛЗ к работе производится операторами МНЛЗ под руководством сменного мастераразливки и старшего оператора МНЛЗ и включает в себя следующие операции.
Подготовкаи проверка кристаллизаторов
В периодподготовки очищаются плиты кристаллизаторов от брызг металла, шлака, мусора ипокрываются жидкой графитной массой для облегчения в дальнейшем удаления брызгметалла и настыля. Рабочие поверхности гильз обдувают сжатым воздухом доудаления с них твердых частиц (окалины, огнеупорной массы). Рабочие стенкигильз протирают ветошью.
Таблица6.1-Параметры оборудования МНЛЗНаименование Параметр Емкость промковша, т
-              при рабочем (номинальном) уровне700 мм
— при уровне переполнения 800 мм
26,5
28,0 Расстояние между центрами ручьев, мм 1250 Сечение отливаемых заготовок, мм 100x100, 124x124,120x150, 150x150,152x170 Длина заготовок, мм 3500-12000
Разливаемые марки стали и тип разливки *) — низко- и среднеуглеродистая сталь [С] ме- нее 0,35 %, раскисленная кремнием, с А1 не открытая более 0,006 %, для общего применения Окончание табл.6.1 Наименование Параметр — среднеуглеродистая сталь, раскисленная Аl;
-              углеродистая и высокоуглеродистая сталь[С] более 0,35%;
-              борсодержащая сталь;
-              науглераживаемая сталь, сталь для холодной высадки, с общим количеством легирующих элементов более 0,8%;
открытая — для стали с А1
не более 0,006 %,
закрытая — для стали с А1
более 0,006 % — пружинная сталь; — подшипниковая сталь; — высокоуглеродистые кордовые и канатные стали;
закрытая**) — сварные марки стали. Содержание элементов в стали, %: не более 0,030 каждого или — [S] и [Р]
0,050 суммарно***) Скорость разливки по оборудованию, м/мин 0,0-7,0 — для сечения 100x100 мм не более 5,6 — для сечения 124x124 мм не более 4,4 — для сечения 120x150 мм не более 3,6 — для сечения 150x150 мм не более 3,0 — для сечения 152x170 мм не более 2,7 Кристаллизатор гильзовый, DIAMOLD — длина, мм 900 — покрытие хромовое — толщина 0,1 мм — контроль уровня металла автоматический — амплитуда качания, мм ±9 — частота качания, кач./мин 30-300 — расход воды на охлаждение гильзы, л/мин 1200-2300
— максимальная температура воды на входе, оС 40 — перепад температуры воды на входе и
выходе, оС 4-8 Затравка Жесткая, недеформируемая Зона вторичного охлаждения (ЗВО) Открытая — водовоздушная, четыре независимые зоны Тянуще-правильная машина Приводные и направляющие ролики
 
*)Разливка закрытой струей для сечениязаготовки 100x100 мм не предусмотрена.
**) Тип разливки уточняется послепроведения опытных плавок.
***)В случаепревышения допустимого содержания решение о возможности разливки принимаетначальник цеха или его заместители.
Проверяютсостояние гильз (на расстоянии 250 мм от верха гильзы царапины не допускаются).Нагар от смазки в районе мениска и дефекты поверхности гильз глубиной не более 1,5мм зачищают мелкой наждачной бумагой в направлении разливки и повторно обдуваютсжатым воздухом.
Проверяютсостояние опорных роликов — они не должны иметь неравномерного износа,поверхность роликов должна быть чистой от брызг стали и шлака. Проверяютсявручную ролики на вращение и прочность посадки в кристаллизаторе. Форсункиопорных роликов должны быть очищены и проверены подачей воды с контролемфакела. Вода из рубашки не должна проникать внутрь гильзы (стенки внутри гильзыдолжны быть сухими).
В случаеиспользования новых кристаллизаторов необходимо проверить установку источникарадиоактивного излучения и счетчика вспышек. В случае необходимости производитсяперенастройка электронного измерительного узла. Кроме этого, проверяетсязатяжка болтов для крепления кристаллизатора на качающейся раме и герметичностьсоединений.
Длямеханизма качания необходимо проверить герметичность и целостность соединенияподвода воды между корпусом кристаллизатора и подъемного стола механизмакачания. Проверяют герметичность и целостность соединений охлаждающей воды длякристаллизатора на входе и выходе. Кроме того, проверяют чистоту системыприводов (гидроцилиндр), подъем в центре кристаллизатора, плавность движениямеханизма. В случае нарушения плавности движения и появления вибрации измеряютбоковые отклонения на двух смежных поверхностях кристаллизатора (в случаеотклонения более 0,3 мм механизм качания необходимо настроить или заменить).
Дляпроверки расходов воды и отсутствия течи воды в рабочую полость, а также вместах ее подвода, в кристаллизатор подают воду при давлении 1,0 МПа. Расходводы должен быть не менее 1200 л/мин. При расходе воды ниже минимальногонеобходимо настроить объем протока при помощи ручного клапана или заменитькристаллизатор. Максимальная температура воды на входе должна быть не более 40°С, на входе и выходе температура воды должна быть примерно одинаковой.
Проверкаэлементов системы вторичного охлаждения
Всистеме вторичною охлаждения проверяют исправность, ориентацию и качествофакела форсунок зон охлаждения. Засоренные форсунки прочищают, а неисправныезаменяют новыми, при необходимости производят очистку или замену отдельныхколлекторов.
Давлениеподачи воды должно быть 1,0 МПа, а температура водына входе должна быть неболее 35° С.
Проверкаэлементов поддерживающей системы и ее охлаждения
Вподдерживающей системе проверяют исправность и надежность подводов воды кроликам, состояние поверхности роликов, вращение приводных роликов. Проверяютвсе механизмы МНЛЗ в холостом режиме. Обнаруженные неисправности устраняют.
Подготовкаи ввод затравки
Подготовкузатравки проводят на промежуточной платформе над направляющей ручья (+ 0,6 м).Замену головки затравки и, при необходимости, передающих звеньев производят наэтой же платформе.
Передвводом затравки необходимо очистить головку, провести монтаж устройства вводазатравки с крюком и штырем, проверить движение стыка на головке.
Затравкавводится в кристаллизатор через тянуще — правильную машину до расстояния 190 ммот верхнего среза гильзы кристаллизатора. Убирают устройство заведения отзатравки, чистят головку сжатым воздухом, при необходимости просушиваютголовку. После этого устанавливают упаковочную трубу с пластинами уплотнения ипроверяют деревянные штифты.
Послеупаковки головку опускают на расстояние 780 мм под верхом гильзыкристаллизатора, укладывают на головку металлическую стружку — «холодильник» исмазывают медную гильзу маслом.
Дляпредотвращения попадания посторонних предметов в рабочую полостькристаллизаторов во время ожидания плавки закрывают гильзу кристаллизаторастальной пластиной (2,0-3,0x250x250 мм).
 
4.3Способ разливки стали открытой струей
 
ОператорМНЛЗ перед разливкой должен:
— подсыпать песком рабочую площадку закристаллизатором до уровня головки рельсов и уложить огнеупорные изделия,бывшие в употреблении, для защиты стенки столов кристаллизатора со стороныаварийных емкостей;
— проверить сертификат и результатывходной проверки качества разливочного масла;
— производить еженедельно отбор пробмасла для анализа его качества. Место отбора проб — подвод смазки ккристаллизатору. Сертификаты масла должны храниться в комнате мастеров погидравлике. В случае отклонения по результатам анализа проб масла от требованийпо качеству масло необходимо слить и направить на регенерацию, при этом на МНЛЗзадействовать резервные емкости под масло.
РазливщикомМНЛЗ перед разливкой подготавливаются емкости и желоба для аварийного сливаметалла. Наличие влаги, шлака, металла в них не допускается. При наличии влагипроизводится осушка аварийных емкостей воздухом. Стенки желобов должны бытьобмазаны огнеупорной массой и посыпаны графитом.
Очищаютсяканалы для подачи разливочного масла в кристаллизатора. Проверяется наличие вбаке разливочного масла и поступление его в кристаллизатор. В процессеэксплуатации МНЛЗ через каждые 70-80 плавок производится слив отстояразливочного масла (до момента появления чистого масла).
Очисткуосновных емкостей под технологическую смазку кристаллизаторов выполняют призамене масла во время ПНР.
РазливщикМНЛЗ обязан проверить наличие на рабочих местах вспомогательного инструмента иприспособлений («заморозок», засыпки каналов дозаторов, кислородных трубок,проволоки для уборки шлака из кристаллизаторов, пробоотборников, термоблоков).
Подготовкапромежуточных ковшей к разливке стали осуществляется разливщиком подруководством мастера разливки.
Подготовленныйпромковш перевозится с участка подготовки на участок промковшей на разливочнойплощадке, после чего необходимо:
— установить промковш па тележку; проверить диаметр стаканов;
— отцентрировать промковш в направлении разливки;
— повозможности, перед предварительным нагревом, проверить центровку разливочныхстаканов относительно установленных в машине кристаллизаторов, для чегоперевести промковш в позицию разливки;
-  предварительный нагрев промковшадолжен начаться не позже чем за 1,5 ч до начала разливки. Минимальнаятемпература поверхности футеровки после предварительного разогрева должнасоставлять не менее 1100°С (цвет соломенно-желтый, оценка визуально);
-  во время предварительного нагреваконтролировать деформацию ванны промковша и наличие незакрепленных огнеупоров(при отслоении огнеупоры удалить);
-  не допускать подачу на разливкупромковшей с дозирующими стаканами, имеющими сколы и трещины.
Разливкастали на МНЛЗ производится операторами и разливщиками под руководством мастераМНЛЗ.
Передразливкой разливщик устанавливает стальковш на сталеразливочный стенд иподсоединяет цилиндр шиберного затвора. Оператор МНЛЗ передает по громкой связи«Металл на разливочной площадке», включает подачу воды на кристаллизаторы ивторичное охлаждение, проверяет наличие воды в аварийной емкости, включает водуна охлаждение оборудования. Запрещается запуск МНЛЗ при расходе воды наохлаждение кристаллизатора менее 1200 л/мин и при неисправностях приборов КИПиАдля контроля расхода, давления и температуры охлаждающей воды.
Операторпоста управления вводит в ЭВМ номер плавки, марку стали, длину мерного резазаготовок.
ОператорМНЛЗ устанавливает расход воды на кристаллизатор и зоны вторичного охлаждениядля данной группы марок стали.
4.4Способ разливки стали закрытой струей
Разливщикистали при подготовке МНЛЗ к приему жидкого металла:
-подготавливаютемкости для аварийного слива металла. Наличие влаги, шлака, металла в них недопускается;
— на рабочей площадке проверяют наличиерабочего инструмента и необходимых материалов — нарезанной катанки, защитныхтруб, жезла измерения температуры в промковше, термопар, пробниц, кислородныхтрубок, погружных стаканов, газовых резаков, теплоизолирующей смеси дляпромковша;
— проверяют наличие в необходимомколичестве (исходя из расчета 0,7 кг/т) шлакообразующих смесей для засыпкизеркала металла в промежуточном ковше и кристаллизаторе, наличие сертификатов схимическим составом, датой изготовления и типом смеси. (Разрешение наиспользование смеси при разливке стали дает мастер МНЛЗ на основании документа,сопровождающего партию смеси). Смеси для кристаллизаторов и для промежуточногоковша необходимо использовать в состоянии поставки;
— визуально проверяют отсутствие трещини сколов на погружных стаканах.
Подготовкапромежуточных ковшей к разливке стали осуществляется разливщиком подруководством мастера разливки.
Подготовленныйпромковш перевозят с участка подготовки на участок тележек пром ковшей — наразливочной площадке, после чего необходимо:
— установить промковш на тележку, проверить диаметр стаканов;
— отцентрировать промковш в направлении разливки;
-  по возможности, перед предварительнымнагревом, проверить центровку разливочных стаканов относительно установленных вмашине кристаллизаторов, для чего перевести промковш в позицию разливки;
предварительныйнагрев промковша должен начаться не позже чем за 1,5 ч до начала разливки.Минимальная температура поверхности футеровки после предварительного разогревадолжна составлять 1100 оС (цвет соломенно-желтый, оценка визуально);
— во времяпредварительного нагрева контролировать деформацию ванны промковша и наличиенезакрепленных огнеупоров. При наличии отслоения огнеупоров — удалить.
Дляустановки стопоров механизм управления стопорами должен быть зафиксирован нанеобходимой высоте. Высота подъема цилиндра стопора 120 мм. На 30 мм над самойнизкой позицией цилиндра стопора находится позиция для установки стопора.
Передпредварительным нагревом промковша стопора необходимо полностью открыть.
Предварительныйнагрев погружного стакана должен начаться не позже чем за 0,5 ч до началаразливки. Нагрев разъемного погружного стакана проводится в нагревательной печина разливочной площадке. Нагрев неразъемного погружного стакана проводится впозиции предварительного разогрева промковша изолированными горелками.
Передразливкой разливщик должен установить стальковш на сталеразливочный стенд иподсоединить цилиндр шиберного затвора. Оператор МНЛЗ передает по громкой связи«Металл, на разливочной площадке».
ОператорыМНЛЗ включают подачу воды на кристаллизаторы и вторичное охлаждение, проверяютналичие воды в аварийной емкости, включают воду на охлаждение оборудования.Запрещается запуск МНЛЗ при расходе воды на охлаждение кристаллизатора менее1200 л/мин и при неисправностях приборов КИПиА для контроля расхода и давленияводы.
Операторпоста управления вводит в ЭВМ номер плавки, марку стали, длину мерного резазаготовок. Оператор МНЛЗ устанавливает расход воды в кристаллизатор и зонывторичного охлаждения для данной группы марок стали в соответствии с табл.14.2… 14.16.
Разливщикобязан:
— закончить предварительный нагревпромковша и поднять горелки разогрева;
— проверить устройство замены погружных стаканов;
— убратькрышки с подготовленных кристаллизаторов;
— поднять промковш и перевести тележкупромковша в положение разливки, опустить промковш;
— отцентрировать промковш над первым ипятым кристаллизаторами;
— перевести стальковш в позицию разливки.
Дляавтоматического пуска ручья необходимо нажать кнопку «СТАРТ АВТО».
Позавершении данных операций сменный мастер дает команду открыть стальковш.

Списоклитературы
1. Основы производства стали: учебноепособие для колледжей, лицеев и техникумов / К.Н. Вдовин, Ю.А. Колесников.-Магнитогорск: МГТУ, 2005. – 203 с.
2. Металлургия стали. Кудрин В.А.Учебник для вузов. – 2-е изд., перераб. и доп.- М.: Металлургия, 1989 – 560 с.
3. Непрерывная разливка стали:Учебник для СПТУ. Попандопуло И.К., Михневич Ю.Ф., — М.: Металлургия, 1990 –296 с.
4. ЭлектроМеталлургия: Ежемесячныйнаучно-технический, производственный и учебно-методический журнал / главныйредактор журнала д-р техн. наук Уточкин Ю.И. 6/2009 – 48 с.
5. Металлургия стали, теория итехнология плавки стали. / Бигеев А.М.,
Бигеев В. А. – Магнитогорск: МГТУ,2000
6.Основы технологии производства стали:учебное пособие для вузов / Поволоцкий Д.Я. – Челябинск.
Размещено на www.