Заглавная страница Избранные статьи Случайная статья Познавательные статьи Новые добавления Обратная связь КАТЕГОРИИ: АрхеологияБиология Генетика География Информатика История Логика Маркетинг Математика Менеджмент Механика Педагогика Религия Социология Технологии Физика Философия Финансы Химия Экология ТОП 10 на сайте Приготовление дезинфицирующих растворов различной концентрацииТехника нижней прямой подачи мяча. Франко-прусская война (причины и последствия) Организация работы процедурного кабинета Смысловое и механическое запоминание, их место и роль в усвоении знаний Коммуникативные барьеры и пути их преодоления Обработка изделий медицинского назначения многократного применения Образцы текста публицистического стиля Четыре типа изменения баланса Задачи с ответами для Всероссийской олимпиады по праву Мы поможем в написании ваших работ! ЗНАЕТЕ ЛИ ВЫ?
Влияние общества на человека
Приготовление дезинфицирующих растворов различной концентрации Практические работы по географии для 6 класса Организация работы процедурного кабинета Изменения в неживой природе осенью Уборка процедурного кабинета Сольфеджио. Все правила по сольфеджио Балочные системы. Определение реакций опор и моментов защемления |
Выплавка стали в основных дуговых электропечахСтр 1 из 34Следующая ⇒
1. Шихтовые материалы электроплавки Основной составляющей шихты (75-100 %) электроплавки является стальной лом. Лом не должен содержать цветных металлов и должен иметь минимальное количество никеля и меди; желательно, чтобы содержание фосфора в ломе не превышало 0,05 %. При более высоком содержании фосфора продолжительность плавки возрастает. Лом не должен быть сильно окисленным (ржавым). Ржавчина — гидрат оксида железа, с ней вносится в металл много водорода. Лом должен быть тяжеловесным, чтобы обеспечивалась загрузка шихты в один прием (одной корзиной). При легковесном ломе после частичного расплавления первой порции шихты приходится вновь открывать печь и подсаживать шихту, что увеличивает продолжительность плавки. В последние годы расширяется применение металлизован-ных окатышей и губчатого железа — продуктов прямого вос-
становления обогащенных железных руд. Они содержат 85—93% Fe, основными примесями являются оксиды железа, Si02 и А12Оэ. Отличительная особенность этого сырья — наличие углерода от 0,2-0,5 до 2 % и очень низкое содержание серы, фосфора, никеля, меди и других примесей, обычно имеющихся в стальном ломе. Это позволяет выплавлять сталь, отличающуюся повышенной чистотой от примесей. Переплав отходов легированных сталей позволяет экономить дорогие ферросплавы. Поэтому эти отходы собирают и хранят рассортированными по химическому составу в отдельных закромах. Их используют при выплавке сталей, содержащих те же легирующие элементы, что и отходы. Для повышения содержания углерода в шихте используют чугун, кокс и электродный бой. Основное требование к чугуну — минимальное содержание фосфора; с тем, чтобы не вносить много фосфора в шихту малых (< 40 т) печей вводят не более 10 % чугуна, а в большегрузных не более 25 %. В качестве шлакообразующих в основных печах применяют известь, известняк, плавиковый шпат, боксит, шамотный бой; в кислых печах — кварцевый песок, шамотный бой, известь. В качестве окислителей используют железную руду, прокатную окалину, агломерат, железорудные окатыши, газообразный кислород. К шлакообразующим и окислителям предъявляются те же требования, что и при других сталеплавильных процессах. В частности, известь должна содержать более 90 % СаО, менее 2 % Si02, менее 0,1 % S и быть свежеобожженной, чтобы не вносить в металл водород. Железная руда должна содержать менее 8% Si02, поскольку он понижает основность шлака, менее 0,05 % S и менее 0,2 % Р; желательно применять руду с размером кусков 40—100 мм, поскольку такие куски легко проходят через слой шлака и непосредственно реагируют с металлом.
В плавиковом шпате, применяемом для разжижения шлака, содержание CaF2 должно превышать 85 %. В электросталеплавильном производстве для легирования и раскисления применяются практически все известные ферросплавы и легирующие. 2. Традиционная технология с восстановительным периодом Технология плавки с окислительным и восстановительным периодами или традиционная технология применяется в течение десятилетий на печах вместимостью =s 40 т для выплавки высококачественных легированных сталей. Эту технологию называют также двухшлаковой, а процесс плавки — двухшла-ковым, поскольку по ходу плавки вначале (периоды плавления и окислительный) в печи наводят окислительный шлак, то есть содержащий много оксидов железа, а затем его сливают и в восстановительном периоде наводят новый (второй) шлак, не содержащий оксидов железа. До недавнего времени (до широкого внедрения процессов внепечной обработки) плавка в электродуговых печах по этой технологии была единственным способом получения легированных высококачественных сталей и такие стали назывались сталями "электропечного сортамента". Высокое качество металла обеспечивалось за счет того, что в окислительном периоде создавались условия для удаления до очень низких содержа- Рис. 136. Технологические операции электроплавки: а — заправка; б — загрузка шихты; в — плавление; г — скачивание шлака; д — печь после расплавления шихты; е — выпуск стали; / — заправочная машина; 2 — загрузочная корзина; 3 — стальной лом; 4 — гребок для скачивания шлака; 5 — шлаковый ковш (чаша); 6 — сталеразливочный ковш
ний фосфора и для дегазации металла (удаления растворенных водорода и азота за счет кипения ванны), а в восстановительном периоде — условия для получения низких содержаний кислорода и серы и соответственно оксидных и сульфидных неметаллических включений, а также для ввода в металл легирующих добавок без их значительного угара.
Плавка состоит из периодов: 1) заправка печи; 2) загрузка шихты; 3) плавление; 4) окислительный период; 5) восстановительный период; 6) выпуск стали. На рис. 136 показан ряд выполняемых в процессе плавки операций. Заправка заключается в том, что после выпуска плавки на поврежденные участки набивки пода или на всю ее поверхность забрасывают магнезитовый порошок (иногда порошок с добавкой пека или смолы), что позволяет поддерживать постоянной толщину изнашивающегося слоя набивки. Заправку ведут вручную и с помощью различных заправочных машин. Одна из них состоит из бункера, под которым имеется горизонтально расположенный вращающийся диск; машину опускают (см. рис. 136, а) сверху в открытую печь и высыпающийся из бункера порошок разбрасывается диском по окружности. Длительность заправки 10—20 мин. Загрузка шихты. При выплавке стали в малых и средних печах шихта на 90—100 % состоит из стального лома. Для повышения содержания углерода в шихту вводят чугун (< 10 %), а также электродный бой или кокс. Общее их количество должно быть таким, чтобы содержание углерода в шихте превышало нижний предел его содержания в готовой стали на 0,3 % при выплавке высокоуглеродистых сталей, на 0,3—0,4 % при выплавке среднеуглеродистых и на 0,5 % для низкоуглеродистых. Этот предел несколько снижается при росте емкости печи. Чтобы совместить удаление части фосфора с плавлением шихты в завалку рекомендуется давать 2—3 % извести. Загрузку шихты ведут с помощью корзины (бадьи). Ее вводят (см. рис. 136, б) в открытую печь сверху и, раскрывая дно, высыпают шихту на подину печи. Загрузку всей шихты производят одной, а иногда двумя корзинами. Длительность загрузки одной корзины равна ~ 5 мин. В корзины шихту укладывают в следующей последовательности: на дно кладут часть мелочи, чтобы защитить подину от ударов тяжелых кусков лома, затем в центре укладывают крупный лом, а по периферии средний и сверху - оставшийся мелкий лом. Для уменьшения угара кокс и электродный бой кладут под слой крупного лома. Плавление. После окончания завалки электроды опускают почти до касания с шихтой и включают ток. Под действием высокой температуры дуг шихта под электродами плавится, жидкий металл стекает вниз, накапливаясь в центральной части подины. Электроды постепенно опускаются, проплавляя в шихте "колодцы" (рис. 136, в и рис. 137, б) и достигая крайнего нижнего положения. В дальнейшем по мере увеличения количества жидкого металла электроды поднимаются, так как автоматические регуляторы поддерживают длину дуги постоянной. Плавление ведут при максимальной мощности трансформатора. На печах вместимостью 25 т и более для ускорения плавления осуществляют вращение ванны. Когда электроды проплавят в шихте три "колодца", свод и электроды приподнимают, печь поворачивают сначала в одну сторону на 40°, проплавляют колодцы в новых местах, а затем поворачивают печь в другую сторону на 80°. Таким образом проплавляют девять колодцев. В период плавления необходимо обеспечить раннее образование шлака, предохраняющего металл от насыщения газами и науглероживания электродами. С этой целью, если в завалку не давали известь, в проплавляемые электродами колодцы несколькими порциями присаживают известь (1—3 % от массы металла).
Во время плавления происходит окисление составляющих шихты, формируется шлак, происходит частичное удаление в шлак фосфора и серы. Окисление идет за счет кислорода воздуха, окалины и ржавчины, внесенных металлической шихтой. За время плавления полностью окисляется кремний, 40—60 % марганца, частично окисляется углерод и железо. В Рис. 137. Характер плавления шихты в высокомощной печи (а) и в печи с невысокомощным трансформатором 00 29-3810 формировании шлака наряду с продуктами окисления (Si02, MnO, FeO) принимает участие оксид кальция извести. Шлак к концу периода плавления имеет примерно следующий состав, %: 35-40 СаО; 15-25 Si02; 8-15 MgO; 5-20 FeO; 5-10 MnO; 3—7 Al203; 0,5—1,2 P2Os. В зоне электрических дуг за время плавления испаряется от 3 до 6 % металла, преимущественно железа. Для ускорения плавления иногда применяют газокислородные горелки, вводимые в рабочее пространство через свод или стенки печи. За счет тепла, выделяющегося от сжигания газа, сокращается длительность плавления и расход электроэнергии (на 10-15%). С этой же целью часто применяют продувку кислородом, вводимым в жидкий металл после расплавления 3/4 шихты с помощью фурм или стальных футерованных трубок, Окисление железа, а также марганца, кремния и других примесей металла газообразным кислородом протекает с выделением значительного количества тепла, которое ускоряет расплавление лома. При расходе кислорода 4—6 м3/т длительность плавления сокращается на 10—20 мин. Продолжительность периода плавления определяется в первую очередь мощностью трансформатора и составляет от 1,2 до 3,0 ч. Расход электроэнергии за время плавления составляет 430—480 кВт • ч/т. Окислительный период. Задачи окислительного периода плавки: а) уменьшить содержание в металле фосфора до 0,01—0,015 %; б) уменьшить содержание в металле водорода и азота; в) нагреть металл до температуры, близкой к температуре выпуска (на 120-130 °С выше температуры ликвидуса); г) окислить углерод до нижнего предела его требуемого содержания в выплавляемой стали. Особо важную роль в этом периоде играет процесс окисления углерода, поскольку с образующимися при этом пузырями СО удаляются растворенные в металле водород и азот, и пузыри вызывают перемешивание ванны, ускоряющее нагрев металла и удаление в шлак фосфора.
Окисление примесей ведут, используя либо железную руду (окалину), либо газообразный кислород. Окислительный период начинается с того, что из печи сливают 65—75 % шлака, образовавшегося в период плавления. Шлак сливают не выключая ток, наклонив печь в сторону рабочего окна на 10-12° (см. рис. 136, г). Слив шлака производят для того, чтобы удалить из печи перешедший в шлак фосфор. Удалив шлак, в печь присаживают шлакообра-«ующие: 1—1,5 % извести и при необходимости 0,15—0,25 % плавикового шпата, шамотного боя или боксита. После сформирования жидкоподвижного шлака в ванну в течение всего окислительного периода вводят порциями железную руду с известью либо ведут продувку кислородом; печь для слива шлака в течение периода наклонена в сторону рабочего окна. Присадка руды или продувка кислородом вызывает интенсивное окисление углерода с выделением пузырей СО, вспенивающими шлак, в результате чего он стекает из печи через порог рабочего окна. Общий расход руды составляет 3-6,5 % от массы металла. С тем, чтобы предотвратить сильное охлаждение металла, единовременная порция руды не должна быть более 0,5—1 %. Газообразный кислород вводят в металл по футерованным железным трубкам через рабочее окно или с помощью водо-охлаждаемой фурмы через отверстие в своде печи. При этом трубки должны быть погружены в металл на глубину 150-200 мм. Скорость обезуглероживания газообразным кислородом в 3-5 раз больше, чем железной рудой, что дает возможность сократить продолжительность окислительного периода на 20-30 мин. Общая длительность продувки ванны составляет 10-20 мин, расход кислорода 3-15 м3/стали. Наряду с углеродом окисляется марганец; всего за время плавления и окислительного периода окисляется 60—70% Мп, содержащегося в шихте. В течение всего окислительного периода идет дефосфора-ция металла по реакции: 2[P]+5(FeO)+3(CaO) = (ЗСаО • P2Os)+5Fe+767290 Дж/моль. Для успешного протекания реакции необходимы высокие основность шлака и концентрация оксидов железа в нем, а также пониженная температура. Эти условия создаются при совместном введении в печь извести и руды. Полнота дефосфорации повышается в результате перемешивания шлака и металла при кипении и вследствие непрерывного обновления шлака (слив шлака и периодические добавки новых порций шлакообразую-ших). Коэффициент распределения фосфора между шлаком и металлом (P2Os)/[P] изменяется в пределах 50—100, обычно возрастая при росте основности и окисленности шлака.
Из-за высокого содержания оксидов железа в шлаках окислительного периода условия для протекания реакции десульфурации являются неблагоприятными, и десульфурация получает ограниченное развитие. Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом (S)/[S] равен 3—5, а всего за время плавления и окислительного периода в шлак удаляется до 30 % серы, содержащейся в шихте.
При кипении вместе с пузырьками СО из металла удаляются водород и азот. Этот процесс имеет большое значение для повышения качества электростали, поскольку в электропечи в зоне электрических дуг идет интенсивное насыщение металла азотом и водородом. Это насыщение ускоряется в результате диссоциации молекул азота и водорода в зоне дуг, имеющих температуру свыше 4000 °С. В связи с этим электросталь обычно содержит азота больше, чем мартеновская и кислородно-конвертерная сталь. Кипение и перемешивание обеспечивают также ускорение выравнивания температуры металла и его нагрев. За время окислительного периода необходимо окислить углерода не менее 0,2—0,3 % при выплавке высокоуглеродистой стали (содержащей > 0,6 % С) и 0,3—0,4 % при выплавке средне- и низкоуглеродистой стали (нижний предел указанных значений относится к большегрузным печам). Шлак в конце окислительного периода имеет примерно следующий состав, %: 35-50 СаО; 10-20 Si02; 4-12 MnO; 6-15 MgO; 3-7 А12Оэ; 6-30 FeO; 2-6 Fe203; 0,4-1,5 Р205. Содержание оксидов железа в шлаке зависит от содержания углерода в выплавляемой марке стали; верхний предел характерен для низкоуглеродистых сталей, нижний — для высокоуглеродистых. Окислительный период заканчивается тогда, когда углерод окислен до нижнего предела его содержания в выплавляемой марке стали, а содержание фосфора снижено до 0j010— 0,015 %. Период заканчивают сливом окислительного шлака, который производят путем наклона печи в сторону рабочего окна, а также вручную с помощью деревянных гребков, насаженных на длинные железные прутки. Полное скачивание окислительного шлака необходимо, чтобы содержащийся в нем фосфор не перешел обратно в металл во время восстановительного периода. Окислительный период длится от 30 до 90 мин. Восстановительный период. Задачами периода являются: л) раскисление металла; б)удаление серы; в)доведение химического состава стали до заданного; г) корректировка температуры. Задачи решаются параллельно в течение всего восстановительного периода; раскисление металла производят одновременно осаждающим и диффузионным методами. После удаления окислительного шлака в печь присаживают ферромарганец в количестве, необходимом для обеспечения содержания марганца в металле на его нижнем пределе для ныплавляемой стали, а также ферросилиций из расчета введения в металл 0,10—0,15 % кремния и алюминий в количестве 0,03—0,1 %. Эти добавки вводят для обеспечения осаждающего раскисления металла. Далее наводят шлак, вводя в печь известь, плавиковый шпат и шамотный бой в соотношении 5:1:1 в количестве 2-4 % от массы металла. Через 10—15 мин шлаковая смесь расплавляется, и после образования жидкоподвижного шлака приступают к диффузионному раскислению ванны. Периодически, через 10—12 мин, в печь вводят порции раскислительной смеси из извести, плавикового шпата и раскислителя. Первые 15—20 мин в качестве раскислителя в этой смеси используют молотый кокс (углерод), далее вместо него молотый ферросилиций; иногда допускается дача порций чистого кокса или ферросилиция. На некоторых марках стали в конце восстановительного периода в состав раскислительной смеси вводят более сильные раскислите ли — молотый силико-кальций и порошкообразный алюминий. Обычно расход кокса на раскисление под белым шлаком составляет 1—2 кг/т металла. Расход ферросилиция определяют с учетом того, что около 50 % кремния переходит в металл; в течение восстановительного периода содержание кремния в металле за счет присадок на шлак порошкообразного ферросилиция доводят до 0,25—0,35 % (что соответствует его содержанию в нелегированных кремнием сталях). Суть диффузионного раскисления, протекающего в течение всего периода заключается в следующем. Поскольку раскисляющие вещества применяют! в порошкообразном виде, плотность их невелика и они очень медленно опускаются через слой шлака. В шлаке протекают следующие реакции раскисления: (FeO) + С = Fe + CO; 2(FeO) + Si = 2Fe + (SiQ2) и т.п. В результате содержание FeO в шлаке уменьшается и в соответствии с законом распределения (FeO)/[FeO] = const кислород (в виде FeO) начинает путем диффузии переходить из металла в шлак (диффузионное раскисление). Преимущество диффузионного раскисления заключается в том, что поскольку реакции раскисления идут в шлаке, выплавляемая сталь не загрязняется продуктами раскисления— образующимися оксидами, т.е. будет содержать меньше оксидных неметаллических включений. По мере диффузионного раскисления постепенно уменьшается содержание FeO в шлаке и пробы застывшего шлака светлеют, а затем становятся почти белыми. Белый цвет шлака характеризует низкое содержание в нем FeO. При охлаждении такой шлак рассыпается в порошок. Белый шлак конца восстановительного периода имеет следующий состав, %: 53-60 СаО; 15-25 Si02; 7-15 MgO; 5-8 А12Оэ; 5-10 CaF2; 0,8-1,5 CaS; < 0,5 FeO; < 0,5 MnO. Во время восстановительного периода успешно идет десульфурация, что объясняется высокой основностью шлака (CaO/Si02 = 2,7-3,3) и низким (< 0,5 %) содержанием в нем FeO, обеспечивающими сдвиг равновесия реакции десульфура-ции [S] + Fe + (СаО) = (CaS) + (FeO) вправо (в сторону более полного перехода серы в шлак). Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом (S)/[S] составляет 20-60. В конце восстановительного периода, когда шлак и металл раскислены, проводят легирование металла элементами, имеющими значительное химическое сродство к кислороду (подробнее см. ниже). Для улучшения перемешивания шлака и металла и интенсификации медленно идущих процессов перехода в шлак серы* кислорода и неметаллических включений в восстановительный период рекомендуется применять электромагнитное перемешивание металла. Длительность восстановительного периода составляет 40-100 мин. За 10-20 мин до выпуска проводят, если это необходимо, корректировку содержания кремния в металле, вводя в печь кусковой ферросилиций. Для конечного раскисления за 2—3 мин до выпуска в металл присаживают 0,4—1,0 кг алюминия на 1 т стали, расход алюминия в этих пределах возрастает при снижении содержания углерода в выплавляемой стали. Выпуск стали из печи в ковш производят совместно со шлаком. Интенсивное перемешивание металла со шлаком в ковше обеспечивает дополнительное рафинирование — из металла в белый шлак переходят сера и неметаллические включения. По ходу плавки в экспресс-лаборатории контролируют изменение состава металла и шлака, измеряют температуру металла термопарами погружения. Иногда восстановительный период проводят не под белым, а под карбидным шлаком, который отличается от белого наличием карбида кальция (СаС2) и более высокой основностью. При этом наведенный в начале восстановительного периода шлак раскисляют повышенным количеством кокса (2—3 кг/т), после чего печь герметизируют. При таких условиях в зоне электрических дуг идет реакция СаО + ЗС = СаС2 + СО. Образующийся карбид кальция является энергичным рас-кислителем, и наличие его в шлаке обеспечивает более полное, чем под белым шлаком, раскисление и десульфурацию. Выдержка под карбидным шлаком, который содержит 1,5—2,5 % СаС2, составляет 30-40 мин. Карбид кальция хорошо смачивает металл, поэтому при выпуске плавки в ковш под карбидным шлаком, металл загрязняется мелкими частичками шлака. Для предотвращения этого карбидный шлак за 20-30 мин до выпуска переводят в белый. Для этого в печь открывают доступ воздуху, открывая рабочее окно. Кислород ноздуха окисляет карбид кальция с образованием СаО и СО, н результате чего карбидный шлак превращается в белый. Порядок легирования. При выплавке легированных сталей в дуговых печах порядок легирования зависит от сродства легирующих элементов к кислороду. Элементы, обладающие меньшим сродством к кислороду, чем железо (никель, молибден), во время плавки не окисляются, и их вводят в начальные периоды плавки — никель в завалку, а молибден в конце плавления или в начале окислительного периода. Хром и марганец обладают ббльшим сродством к кислороду, чем железо. Поэтому металл легируют хромом и марганцем после слива окислительного шлака в начале восстановительного периода. Вольфрам обладает ббльшим сродством к кислороду, чем железо, он может окисляться и его обычно вводят в начале восстановительного периода. Особенность легирования вольфрамом заключается в том, что из-за высокой температуры плавления ферровольфрама (~2000°С) он растворяется медленно и для корректировки содержания вольфрама в металле феррофольфрам можно присаживать в ванну не позднее, чем за 30 мин до выпуска. Кремний, ванадий и особенно титан и алюминий обладают большим сродством к кислороду и легко окисляются. Легирование стали феррованадием производят за 15—35 мин до выпуска, ферросилицием — за 10—20 мин до выпуска. Ферро-титан вводят в печь за 5—15 мин до выпуска либо в ковш. Алюминий вводят за 2—3 мин до выпуска в печь. 3. Выплавка стали методом переплава На металлургическом заводе отходы легированной стали, разливаемой в изложницы, достигают 25—40 %. По мере нако*-пления из этих отходов выплавляют сталь методом переплава. Плавку ведут без окисления (без окислительного периода) или с непродолжительной продувкой кислородом, что позволяет сохранить значительную часть содержащихся в отходах ценных легирующих элементов. При плавке без окисления углерод и фосфор не окисляются, поэтому содержание фосфора в шихте не должно быть выше его допустимых пределов в готовой стали, а содержание углерода на 0,05—0,1 % ниже, чем в готовой стали, в связи с науглероживанием металла электродами. Допустимое количество остальных элементов в шихте определяют с учетом состава выплавляемой стали и того, что в период плавления они угорают в следующем количестве: Элементы.... Al Ti Si V Mn Cr ■ W Величина угара, % 100 80-90 40-60 15-2S 15-25 10-15 5-15 В шихту помимо легированных отходов вводят мягкое железо — шихтовую заготовку с низким содержанием углерода и фосфора и, при необходимости, феррохром и ферровольфрам. Загрузку и плавление шихты производят как при обычной плавке; в период плавления загружают 1—1,5% извести или известняка. После расплавления шлак как правило не скачи- вают, сразу приступая к проведению восстановительного периода. При этом раскисление, десульфурацию и легирование металла производят обычным способом. При диффузионном раскислении из шлака восстанавливаются хром, вольфрам и ванадий. Если после расплавления шлак получился густым из-за высокого содержания оксида магния, его скачивают и наводят новый. При выплавке методом переплава сокращается расход ферросплавов, на 10—30 % возрастает производительность печи, на 10—20 % сокращается расход электроэнергии и электродов. На плавках с продувкой кислородом угар элементов выше, но кратковременное кипение обеспечивает снижение содержания водорода и азота. Шихту подбирают так, чтобы содержание углерода было на 0,1-0,25 % выше заданного содержания в стали. Продувку ведут после расплавления шихты, окисляя избыточный углерод. После окончания продувки шлак скачивают. Если в шихте содержались хром, вольфрам и ванадий, шлак перед скачиванием раскисляют, восстанавливая эти элементы. Далее наводят новый шлак и проводят восстановительный период как на обычной плавке. 4. Разновидности технологии плавки и большегрузных печах Описанная выше традиционная технология электроплавки с длительным (до 1,5 ч) восстановиительным периодом применялась в течение десятилетий и до сих пор остается основной технологией, по которой выплавляют стали сложного электропечного сортамента в печах емкостью 5—40 т. В этой технологии высокое качество стали обеспечивалось в первую очередь за счет формирования во время восстановительного периода шлака с очень низким (< 0,5 %) содержанием оксидов железа и длительной выдержки под этим шлаком, необходимой для протекания медленно идущих процессов раскисления, десульфурации и удаления неметаллических включений. Однако опыт эксплуатации сооружаемых в последние годы большегрузных (80—300 т) печей показал, что применение традиционной технологии не обеспечивает получения в этих печах сталей электропечного сортамента высокого качества. Это объясняется рядом факторов. Одним из них является то, что в большегрузных печах приходится использовать менее качественный стальной лом, который отличается легковесностью, загрязненностью ржавчиной и различными примесями, а также непостоянством упомянутых характеристик его качества. Это приводит к нестабильности протекания периода плавления и значительным колебаниям в количестве образующегося за время плавления шлака, его основности и окисленности, а также к значительным колебаниям в содержании углерода и фосфора в металле к моменту расплавления шихты. Это не позволяет иметь стабильную технологию окислительного периода: в частности, существенно возрастает расход окислителей, а в конце периода металл и шлак более окислены, чем в малых печах. Другим важным фактором, определившим выбор технологии плавки в большегрузных печах, стала малая эффективность восстановительного периода, поскольку трудно и зачастую невозможно получить шлак с низким содержанием FeO даже при интенсивной его обработке порошкообразными раскислите лями. Причины этого следующие: из большегрузных печей не удается полностью удалить окислительный шлак, содержащий много FeO; такие печи оборудованы мощными устройствами для отсоса печных газов через свод, работа которых вызывает подсос воздуха в печь, препятствуя созданию в печи восстановительной атмосферы; за время плавления магнезитовая набивка пода поглощает много FeO, и этот оксид во время восстановительного периода будет переходить из пода в шлак. Условия проведения восстановительного периода ухудшаются также в связи с тем, что в крупных печах заметно меньше поверхность контакта шлак—металл, которая должна быть достаточно большой для обеспечения медленно протекающих процессов диффузии серы и кислорода из металла в шлак. Из-за большой глубины ванны удельная поверхность контакта шлак—металл для печи емкостью 100 т составляет около 0,2 м2/т, в то время как для 10-т печи — около 6 м2/т. Еще одной неблагоприятной особенностью работы большегрузных печей является то, что при увеличении выдержки жидкого металла в печи наблюдается усиленное растворение в шлаке футеровки; шлак в результате этого содержит повы- шенное количество MgO и становится густым, малореакцион-носпособным. Это обстоятельство снижает эффективность рафинирования металла и заставляет снижать длительность восстановительного периода. Перечисленные выше факторы привели к тому, что в большегрузных печах вынуждены были отказаться от традиционной технологии с проведением длительного восстановительного периода и диффузионного раскисления. За время эксплуатации таких печей, оборудованных невысокомощными (400-500 кВ ' А/т и менее), разработан ряд разновидностей упрощенной технологии плавки. Ниже описаны разновидности такой технологии, применяемые на отечественных заводах. Для всех этих технологий характерны следующие особенности начальной стадии плавки: для обеспечения требуемого содержания углерода в металле и в связи с непостоянным его угаром в период расплавления в шихту вводят повышенное количество чугуна (до 30 % от массы шихты при выплавке углеродистых сталей); с тем, чтобы совместить дефосфорацию с расплавлением и с целью сокращения периодов плавления и окислительного в завалку вводят железную руду или агломерат в количестве до 2 % от массы шихты и известь (до 4 %); шихту загружают в два приема, в связи с тем, что весь легковесный лом обычно не умещается в загрузочной корзине; сначала загружают основную массу лома и после его частичного расплавления и оседания делают "подвалку" — корзиной загружают оставшуюся часть лома. Одношлаковый процесс Технологию выплавки под одним шлаком без восстановительного периода применяют для выплавки сталей упрощенного ("мартеновского") сортамента. Обычно это углеродистые и низколегированные стали с легированием хромом, кремнием, марганцем, никелем. В шихту в зависимости от требуемого содержания углерода в стали вводят до 25—30% чушкового чугуна. С тем, чтобы совместить дефосфорацию с расплавлением в завалку дают 2—4 % извести и до 1,5 % железной руды (агломерата, окатышей). После расплавления шихты из печи самотеком удаляют максимальное количество шлака и начинают продувку ванны кислородом, подаваемым через фурму, которую вводят в рабочее пространство печи через свод; при этом происходят окисление углерода и дефосфорация металла. При повышенном содержании фосфора в металле перед продувкой в печь загружают известь и плавиковый шпат. Продувку ведут до получения заданного содержания углерода в металле. После прекращения продувки в печь загружают силикомарганец или ферромарганец и при необходимости феррохром в количестве, обеспечивающем получение заданного содержания в стали марганца и хрома. Затем сталь выпускают в ковш, куда для получения требуемого содержания кремния и для раскисления вводят ферросилиций и алюминий. Чтобы предотвратить переход из шлака в металл оксидов железа и снизить угар кремния и марганца за счет их реагирования с оксидами железа шлака, выпуск организуют, стараясь исключить контакт металла со шлаком: печь наклоняют так, чтобы металл в течение первой трети длительности выпуска шел без шлака. Никель вследствие низкого сродства к кислороду при плавке не окисляется и его можно вводить в завалку. Выплавка низколегированных кремнистых сталей. Описанная выше технология не обеспечивает стабильного получения заданного содержания кремния в сталях, легированных этим элементом, обладающим более высоким сродством к кислороду, чем марганец и хром. Угар кремния колеблется в широких пределах вследствие больших колебаний в окисленности шлаков после окончания продувки. Поэтому при выплавке легированных кремнием сталей применяют технологию плавки с частичным раскислением шлака. Основные ее отличия от описанной выше заключаются в следующем. После окончания продувки в печь вводят ферромарганец для получения заданного содержания марганца в стали и немного 65 %-ного ферросилиция (до 2 кг на 1т стали) для частичного раскисления металла и на шлак дают раскис-лительную смесь из извести, плавикового шпата и молотого кокса с расходом кокса 1—2 кг/т, что снижает окисленность шлака. После непродолжительной выдержки металл выпускают в ковш, куда для окончательного раскисления и легирования дают ферросилиций и алюминий. Технология одношлакового процесса позволяет сократить длительность плавки, расход электроэнергии, огнеупоров и шлакообразующих. Технология с обработкой металла на выпуске печным шлаком Технология находит применение на отечественных большегрузных печах при отсутствии в электросталеплавильном цехе установок вцепечной обработки, которые могли бы обеспечить в ковше процессы рафинирования, раскисления и доведения состава металла до заданного. Эта технология предусматривает проведение короткого восстановительного периода (короткой доводки), в течение которого раскисляют шлак, что позволяет снизить угар вводимых в печь легирующих добавок, и затем слив из печи в ковш раскисленного шлака вместе с металлом с целью рафинирования металла от серы и оксидных неметаллических включений. Загрузку шихты ведут двумя корзинами. В завалку вводят до 25—30 % чугуна, иногда с добавкой кокса, 2—3 % извести и до 1-1,5 % железной руды (агломерата, окатышей). В конце плавления и в окислительном периоде ведут продувку нанны кислородом, подаваемым через сводовую фурму. После получения требуемого для данной марки стали содержания угллерода продувку заканчивают и сливают большую часть шлака окислительного периода (75—80 % шлака). Далее в печь загружают ферросилиций из расчета ввести в металл около 0,15 % кремния, ферромарганец, вводя заданное количество марганца, немного алюминия и, если необходимо, феррохром. Наводят новый шлак добавками извести, плавикового шпата и шамота (30; 2—3 и 3—7 кг/т соответственно). За нремя восстановительного периода, длящегося 20—40 мин, шлак раскисляют молотым коксом (2—3 кг/т) и молотым 75 %-ным ферросилицием (до 2 кг/т) и иногда порошкообразным алюминием. В середине Периода на основании результатов анализа отбираемых проб металла в печь вводят корректирующие добавки! ферросплавов. За 5—10 мин до выпуска шлак разжижают добавкой плавикового шпата (~ 4 кг/т) так, чтобы содержание CaF2 в шлаке было 10—15 %. Столь высокое содержание CaF2 необходимо для обеспечения малой вязкости и высокой рафинирующей способности шлака. Перед выпуском шлак дополнительно раскисляют порошкообразным алюминием (0,8 кг/т); необходимо, чтобы конечный шлак содержал менее 1 % FeO и более 50 % оксида кальция при основности 2,7—3,4. При выпуске в ковш сначала сливают шлак, а затем металл, что обеспечивает их
|
||||||||||||
Последнее изменение этой страницы: 2017-02-17; просмотров: 239; Нарушение авторского права страницы; Мы поможем в написании вашей работы! infopedia.su Все материалы представленные на сайте исключительно с целью ознакомления читателями и не преследуют коммерческих целей или нарушение авторских прав. Обратная связь - 3.138.122.4 (0.071 с.) |