Разработка технологии выплавки стали 35ХМЛ

1. Введение

Сталь 35ХМЛ — легированная конструкционная сталь, которая содержит:

С=0,3−0,4%;

Мn=0,4 — 0,9%;

Cr=0,8 — 1,1%;

Si=0,2−0,4%;

Мо=0,2−0,3%;

Р< 0,04%;

S<0,04%.

Режимы термической обработки конструкционных сталей определяются главным образом содержанием углерода, т.к. сталь 35ХМЛ содержит 0,35% С, следовательно по ГОСТ 977–88 она проходит следующие режимы термической обработки:

а)нормализациям 860 — 880 °C;

б)отпуск 600 — 650 °C.

Механические свойства стали зависят от ее структуры и состава. После термической обработки стали механические свойства повышаются.

Механические свойства стали 35ХМЛ после нормализации и отпуска приведены в таблице 1.

Таблица 1. Механические свойства стали 35ХМЛ.

2. Разработка технологии плавки стали в кислой печи с окислением

2.1 Подбор шихты для выплавки кислой электростали

Набор компонентов шихты, их состав, нормы расхода:

возврат собственного производства — 40%

пакеты стали — 12%

стружка стальная — 6%

стружка чугунная — 5%

чугун передельный — ?

лом стальной — ?

ферросплавы — ?

Расчет.

1. Определим средний состав стали для расчета.

Сталь 35ХМЛ по ГОСТ 977–88 содержит С=0,3−0,4%; Мn=0,4−0,9%; Cr=0,8 — 1,1%; Si=0,2 — 0,4%; Р< 0,04%; S<0,04%; Mo=0,2−0,3%.

Принимаем для расчета, что С=0,35%; Mn=0,6%; Cr=1%; Si=0,3%; Р=0,04%; S=0,04%; Mo=0,25%;.

2. Проводим анализ технологии плавки.

В окислительном периоде должно выгорать 0,20% С.

Марганец Mn угорает до 10%,

Хром Cr угорает до 15%.

Молибден Mo угорает до 5%

Кремний Si угорает до 5%

Конечное содержание серы и фосфора определяется шлаковым режимом. т.к. футеровка кислых ДСП состоит из почти чистого кремнезема и шлаки в процессе плавления шихты образуются кислые и невозможно проводить в печи операции десульфурации и дефосфорации, следовательно необходимо выбирать шихту с наименьшим содержанием фосфора и серы.

3. Определяем количество возврата в шихте и количество углерода вносимого возвратом.

Содержание углерода в возврате

4. В шихту сталеплавильных печей фосфор и сера в основном переходят из чугуна, следовательно стружку чугуна исключаем из расчетов.

5. Определяем количество стружки стальной Хс. с в шихте.

Считаем, что стружка стальная принадлежит стали марки 20Л, которая по ГОСТ 977–88 содержит С=0,17−0,25%, Мn=0,45 — 0,9%; Cr<0,3%; Si=0,2 — 0,52%; Р< 0,035%; S<0,035%.

Для расчета принимаем, что стальная стружка содержит С=0,2%; Мn=0,7%; Cr=0,3%; Si=0,35%; Р= 0,025%; S=0,025%.

Содержание углерода в стальной стружке

6. Определяем количество пакетов стали Хп. с и количество углерода вносимого ими В качестве стальных пакетов используем отходы листовой стали СтЗКП по ГОСТ 380–2005, которая содержит С=0,14 — 0,22%, Мn=0,3 — 0,6%;Cr<0,3%; Si<0,05%; Р< 0,04%; S<0,04%.

Для расчета принимаем:

С=0,18%; Mn=0,45%; Cr<0,3%; Si=0,05%; Р<0,03%; S<0,03%.

Содержание углерода в пакетах стали:

7. Определяем суммарное количество передельного чугуна и стального лома в шихте.

8. Определяем суммарное количество углерода, вносимого чугуном и ломом

9. Определяем количество передельного чугуна в шихте и количество углерода вносимого чугуном.

В качестве передельного чугуна выбираем чугун марки ПВК2 (группы 2, класса А, категории 1), содержащий: Si=0,5 — 0,9%; Мn=0,5 — 1,0%; Р< 0,020%; S<0,015%, С=4,0 — 4,5%.

Для расчета принимаем:

Si=0,7%; Мn=0,75%; Cr<0,04%Р< 0,015%; S<0,01%, С=4,3%.

Принимаем, что лом стальной соответствует стали 30Л, содержащий по ГОСТ 977–88 С=0,27 — 0,35%, Мn=0,45 — 0,9%; Cr<0,3%; Si=0,2 — 0,52%; Р< 0,035%; S<0,035%.

Для расчетов принимаем:

С=0,3%; Mn=0,7%; Cr<0,3%;Si=0,35%; Р< 0,025%; S<0,025%.

10. Определим количество стального лома в шихте и количество углерода вносимого им.

11. Определяем количество элементов вносимых возвратом, стружкой стальной, пакетами стали, передельным чугуном и стальным ломом.

Возвратом вносится:

Стружкой стальной вносится:

Пакетами стали вносится:

Чугуном передельным вносится:

Ломом стальным вносится:

Всего шихтой вносится:

12. Определяем угар элементов из шихты:

Кремний Si — 5%.

Марганец Мn -10%.

Хром Cr-15%.

Сера S и фосфор Р — не угорают. С =0,2% от металлозавалки.

Угар углерода составляет:

Перешло в сталь: 55 — 20 = 35 кг.

Угар марганца:

Перешло в сталь: 64,57−6,45 = 58,12 кг.

Угар хрома:

Перешло в сталь:57,7−8,65=49,04 кг.

Угар кремния:

Перешло в сталь: 32,62−1.059= 20.12 кг.

Угар молибдена:

Перешло в сталь: 10,5−0,52=9,98 кг.

Сера S и фосфор Р не угорают, значит Р = 3,16 кг и S = 3,107 кг — перешли в сталь.

13. Доводка стали по химическому составу сводится к определению количества раскислителей и легирующих.

Требуемое количество кремния в стали С учетом остатков хрома в металлозавалке необходимо ввести в виде ферросплавов 9,88 кг. Используем для этих целей ферросилиций ФС75 ГОСТ 1415–93, содержащий С=0,1%, Mn=0,4%; Cr=0,3%; Si=74,0−80,0%; Р=0,04%; S=0,02%.

Принимаем Si=76%.

Требуемое количество марганца:

Нет необходимости применять ферросплавы.

Требуемое количество хрома:

С учетом остатков хрома в металлозавалке необходимо ввести в виде ферросплавов 50,95 кг. Используем для этих целей феррохром низкоуглеродистый ФХ004 ГОСТ 4757–91 (класс фосфора А), содержащий С=0,05%, Cr=68%; Si=1,5%; Р=0,02%; S=0,02%.

Требуемое количество молибдена в стали С учетом остатков молибдена в металлозавалке необходимо ввести в виде ферросплавов 15 кг. Используем для этих целей ферромолибден ФМо60 ГОСТ 4759–91, содержащий С=0,05%, Mo=60%; Si=0,8%; Р=0,05%; S=0,05%.

14. Находим массу основных элементов и примесей, которые вносятся с ферросплавами.

ФХ004

ФМо60

ФС75

15. Определим угар легирующих элементов из ферросплавов.

Общее содержание углерода в ферросплавах:

Углерод не угорает из ферросплавов.

Общее содержание молибдена в ферросплавах:

Молибден угорает из ферросплавов на 6%.

Общее содержание хрома в ферросплавах:

Хром угорает из ферросплавов на 7%.

Общее содержание кремния в ферросплавах:

Кремний Si угорает из ферросплавов на 5%.

Общее содержание фосфора Р:

Фосфор Р не угорает из ферросплавов.

Общее содержание фосфора Mn:

Фосфор Mn не угорает из ферросплавов.

Общее содержание серы:

Сера S не угорает из ферросплавов.

Перешло легирующих элементов в сталь из ферросплавов:

С = 0,063 кг.

Мо= 15−0,9=14,1 кг.

Cr=50,98−3,57=47,41 кг.

Si = 11.2−0,56=10,64 кг.

Р = 0,025 кг.

S = 0,023 кг.

Mn=0,052 кг Всего в стали:

С =35+0,063=35,063 кг.

Мо = 9,98+14,1=24,08 кг.

Cr=49,04+47,41=96,46 кг

Si =20,12+10,64=30,76 кг.

Р = 3,16+0,02=3,18 кг.

S =3,107+0,02= 3,127 кг.

Mn=58,17 кг

16. Проверяем расчет содержания основных компонентов в стали 35ХМЛ С

10 025,88 — 100%

35,063 — Х%

X = 0,35%

Мо

10 025,88 — 100%

24,08 — Х%

Х= 0,24%

Мn

10 025,88 — 100%

58,17 — Х%

Х= 0,58%

Cr

10 025,88 — 100%

96,46 — Х%

Х= 0,96%

Si

10 025,88 — 100%

30.76 — Х%

X = 0,31%

Р

10 025,88 — 100%

3,18 — Х%

Х = 0,032%

S

10 025,88 — 100%

3,127 — Х%

Х = 0,03%

Данный состав шихты обеспечивает получение стали заданной марки.

2.2 Описание технологии выплавки стали в кислой электродуговой печи

Футеровка кислых ДСП аналогична футеровке кислых мартеновских печей и состоит из почти чистого кремнезема; соответственно шлаки кислых печей насыщены .Ни серу, ни фосфор удалить из металла под кислым шлаком нельзя, и это должно учитываться при шихтовке плавки. В кислых печах сталь обычно выплавляют методом переплава с проведением короткого периода кипения для дегазации расплава. Кислые шлаки менее проницаемы для газов, чем основные; растворимость газов в кислых шлаках низка активность (основного оксида). При повышении температуры восстанавливается кремний, например, по реакциям

;

откуда .

В кислых шлаках, насыщенных, приближается к единице, поэтому скорость восстановления кремния может быть весьма заметна (до 0,01%/мин), особенно при высоком содержании углерода.

В связи с отсутствием условий для десульфурации и дефосфорации удельная (на 1 т стали) поверхность контакта металл — шлак для кислых печей не имеет такого значения, как для основных, поэтому для уменьшения тепловых потерь можно иметь более глубокую ванную. Меньшая теплопроводность кислых огнеупоров также способствует снижению тепловых потерь и более быстрому нагреву металла. Из-за отсутствия длительных периодов рафинирования металла от фосфора и серы все это приводит к получению более высокого теплового КПД, сокращению длительности плавки, уменьшению расходов электроэнергии и электродов. Кислая футеровка и кислые шлаки, большая глубина ванны кислых печей, невысокая стоимость материалов, из которых формируется футеровка (песок, динасовый кирпич), — вот неполный перечень достоинств кислых печей. К недостаткам относится невозможность проводить в печи операции десульфурации и дефосфорации.

В настоящее время емкость кислых печей не превышает 10 т. Число кислых печей достаточно велико; их устанавливают в литейных цехах и используют в основном для производства фасонного литья.

3. Разработка технологии выплавки стали в основной электродуговой печи с окислением

3.1 Подбор шихты для выплавки электростали с окислением

Набор компонентов шихты, их состав, нормы расхода:

— возврат собственного производства — 40%

— пакеты стали — 12%

— стружка стальная — 6%

— стружка чугунная — 5%

— чугун передельный — ?

— лом стальной — ?

— ферросплавы — ?

Расчет.

1. Определим средний состав стали для расчета.

Сталь 35ХМЛ по ГОСТ 977–88 содержит С=0,3−0,4%; Мn=0,4−0,9%; Cr=0,8 — 1,1%; Si=0,2 — 0,4%; Р< 0,04%; S<0,04%; Mo=0,2−0,3%.

Принимаем для расчета, что С=0,35%; Mn=0,6%; Cr=1%; Si=0,3%; Р=0,04%; S=0,04%; Mo=0,25%;.

2. Проводим анализ технологии плавки.

В окислительном периоде должно выгорать 0,3% углерода.

Mn из металлозавалки -3%, кремний Si до15%, хром Cr до 20%, молибден Мо до 6%, кремний Si до 15%.

Фосфор не восстанавливается из шлака, но полностью восстанавливается из ферросплавов.

Конечное содержание серы и фосфора определяется шлаковым режимом, поэтому концентрации данных элементов исключаем из расчетов.

Результаты расчетов сводим в таблицу 2.

3. Определяем количество возврата в шихте и количество углерода вносимого возвратом.

Z-металлозавалка.

Содержание углерода в возврате:

4. Определяем количество стружки чугунной в шихте и количество углерода, вносимого чугунной стружкой.

Считаем, что стружка чугунная соответствует чугуну марки СЧ20, который по ГОСТ 1412–85 содержит С =3,3−3,5%; Si=l, 4−2,2%; Мn=0,7 — 1,0%; Р< 0,3%; S<0,15%.

Для расчета принимаем, что стружка чугунная содержит С=3,4%; Si=l, 5%; Mn=0,8%; Р=0,3%; S=0,12%.

Содержание углерода в стружке чугунной

5. Определяем количество стружки стальной Хс. с в шихте и количество углерода вносимого стружкой стальной.

Считаем, что стружка стальная принадлежит стали марки 20JI, которая по ГОСТ 977–88 содержит С=0,17- 0,25%, Мn=0,45 — 0,9%; Cr<0,3%; Si=0,2 — 0,52%; Р< 0,035%; S<0,035%.

Для расчета принимаем, что стальная стружка содержит С=0,21%; Mn=0,7%; Cr=0,3%; Si=0,35%; Р=0,035%; S=, 035%.

Содержание углерода в стальной стружке

6. Определяем количество пакетов стали Хп. с и количество углерода вносимого ими В качестве стальных пакетов используем отходы листовой стали СтЗКП по ГОСТ 380–2005, которая содержит С=0,14 — 0,22%, Мn=0,3 — 0,6%; Cr<0,3%; Si<0,05%; Р< 0,04%; S<0,04%.

Для расчета принимаем:

C=0,18%; Mn=0,45%; Cr=0,3%; Si=0,05%; P=0,04%; S=0,04%.

Содержание углерода в пакетах стали:

7. Определяем суммарное количество передельного чугуна и стального лома в шихте.

8. Определяем суммарное количество углерода, вносимого чугуном и ломом

9. Определяем количество передельного чугуна в шихте и количество углерода вносимого чугуном.

В качестве передельного чугуна выбираем чугун марки ПЛ1 (группы 1, класса А, категории 2) ГОСТ 805– — 95, который содержит:

С=4,0−4,5%; Si=0,9−1,2%; Мn=0,3−0,5%; Р< 0,08%; S<0,02%.

Для расчета принимаем:

С=4,3%; Si =1%; Mn=0,4%; Р = 0,08%; S = 0,02%.

Принимаем, что лом стальной соответствует стали 25JI, содержащий С=0,22−0,30%, Мn=0,45−0,9%; Cr<0,3%; Si=0,20−0,52%; Р< 0,04%; S<0,04%.

Для расчетов принимаем:

С=0,26%; Mn=0,70%; Cr=0,3%; Si=0,35%; Р= 0,04%; S=0,04%.

10. Определим количество стального лома в шихте и количество углерода вносимого им.

11. Определяем количество элементов вносимых возвратом, стружкой стальной, стружкой чугунной, пакетами стали, передельным чугуном и стальным ломом.

Возвратом вносится:

Стружкой чугунной:

Стружкой стальной:

Пакетами стали:

Чугуном передельным:

Лом стальной:

Всего шихтой вносится:

12. Определяем угар элементов из шихты Угар кремний Si — 15%.

Угар марганца Мn — 10%.

Угар молибдена Мо — 6%.

Угар хрома Cr — 20%.

С =0,3% от металлозавалки.

Угар углерода составляет:

Перешло в сталь :

Угар кремния из завалки:

Перешло в сталь :

Угар марганца:

Перешло в сталь:

Угар хрома:

Перешло в сталь:

Угар молибдена:

Перешло в сталь:

13. Доводка стали по химическому составу сводится к определению количества раскислителей и легирующих.

Требуемое количество кремния в стали С учетом остатков кремния в металлозавалке необходимо ввести в виде ферросплавов 8,63 кг. Используем для этих целей ферросилиций ФС70 (ГОСТ 1415−93), содержащий С=0,1%; Si=70%; Mn=0,4; Cr=0,4%; P=0,04%; S=0,02.

0,9 степень усвоения кремния из ферросплавов в основной печи Требуемое количество марганца:

С учетом остатков марганца в металлозавалке необходимо ввести в виде ферросплавов 4,25 кг. Используем для этих целей ферромарганец ФМн90 ГОСТ 4755- 91, содержащий С=0,5%; Si=l, 8%; Р=0,05 — 0,3%; S=0,02%; Мn=90%;.

Требуемое количество молибдена:

С учетом остатков молибдена в металлозавалке необходимо ввести в виде ферросплавов 15,2 кг. Используем для этих целей ферромолибден ФМо60 ГОСТ 4759- 89, содержащий С=0,05%; Si=0,8%; Р=0,05%; S=0,1%; Мо=60%.

Требуемое количество марганца:

С учетом остатков хрома в металлозавалке необходимо ввести в виде ферросплавов 56.05 кг. Используем для этих целей феррохром низкоуглеродистый ФХ001А ГОСТ 4757- 91, содержащий С=0,01%; Si=0,8%; Р=0,02%; S=0,02%; Cr=68%;.

14. Находим массу основных элементов и примесей, которые вносятся с ферросплавами с учетом их угара.

ФС70

ФМn90

ФМо60

ФХ001А

15. Определим угар легирующих элементов из ферросплавов.

Общее содержание марганца в ферросплавах:

Угар Общее содержание кремния в ферросплавах:

Угар Общее содержание молибдена в ферросплавах:

Угар Общее содержание хрома в ферросплавах:

Угар Перешло легирующих элементов в сталь из ферросплавов:

С = 0.054 кг.

Мn = 4.67 — 0.23=4.44 кг.

Si = 11.04 — 0.55 = 10.49 кг.

Cr = 56.03−5.6 = 50.43 кг.

Mo = 15.18 — 2.28 = 12.9 кг.

Всего в стали:

С=35+0.054=35.05 кг.

Мn = 55.75+4.44 = 60.19 кг.

Si =26.37+10.49=36.86 кг.

Mo=9.4+12.9=22.3 кг.

Cr=43.95+50.43=94.38 кг.

16. Проверяем расчет содержания основных компонентов в стали 35ХМЛ С

10 025,87 -100%

35,05 — Х%

X = 0,35%

Мn

10 025,87 -100%

60,19 -Х%

Х= 0,6%

Si

10 025,87 -100%

36,86 -Х%

Х=0,37%

Mo

10 025.87 -100%

22.3 -X%

X=0,22%

Cr

10 025.87 -100%

94.38 -X%

X=0.94%

Содержание элементов в шихте соответствует составу стали 35ХМЛ

3.2 Описание технологии выплавки стали в основной печи с окислением

сталь шихта электродуговая печь

Плавка состоит из следующих периодов:1) заправка печи; 2) загрузка шихты; 3) плавление; 4) окислительный период; 5) восстановительный период; 6) выпуск стали.

Заправка печи. Заправка — это исправление изношенных и поврежденных участков футеровки пода. После выпуска очередной плавки с подины удаляют остатки металла и шлака. На поврежденные места подины и откосов забрасывают магнезитовый порошок или же магнезитовый порошок, смешанный с каменноугольным пеком (связующим). Длительность заправки 10 — 15 мин.

Загрузка шихты. Загрузку шихты ведут бадьями или корзинами, а в некоторых старых печах небольшой емкости — завалочными машинами.

Плавление. После окончания завалки электроды опускают почти до касания с шихтой и пускают ток. Под действием высокой температуры друг, шихты под электродами плавиться, жидкий металл стекает вниз, накапливаясь в центральной части подины. Электроды постепенно опускаются, проплавляя в шихте «колодцы» и достигают крайнего нижнего положения. В дальнейшем по мере увеличения количества крайнего нижнего положения. В дальнейшем по мере увеличения количества жидкого металла электроды поднимаются, так как автоматические регуляторы поддерживают длину дуги постоянной.

В начале периода расплавления дуги горят большую часть времени в холодной шихте, при этом свод и стены печи защищены от прямого. излучения дуг. Поэтому в этот период используется полная номинальная (максимальная) мощность печного трансформатора. Режим горения дуг в этот период крайне нестабильный, окруженные холодной шихтой дуги горят неустойчиво, длинна их очень мала (10…25 мм), они легко перебрасываются с одного куска на другой, результате чего возникают резкие колебания мощности. В конце периода плавления длинна дуг увеличивается. Расплавленная поверхность ванны отражает значительную энергию на свод и стены, поэтому для защиты кладки от сильного излучения мощность печного трансформатора снижают на 20…30%.

Для ускорения плавления куски нерасплавившейся шихты с откосов следует сталкивать в зону электрических дуг. 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 частичное окисление составляющих шихты, формируется шлак, происходит частичное удаление в шлак фосфора и серы. Окисление примесей осуществляется 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 формирование шлака наряду с продуктами окисления (SiO₂, MnO, FeО) принимает участие окись кальция, содержащаяся в извести. Шлак к концу периода плавления имеет примерно следующий состав, %: 35−50 СаО; 15−25 SiO₂; 8−15 MgO;5−10 MnO; 3−7 Al₂O₃; 0,5−1,2 P₂O₅. Низкая температуры и наличие основного железистого шлака благоприятствует дефосфации. В зоне электрических дуг за время плавления испаряется от 2 до 5% металла, преимущественно железа.

Для ускорения плавления иногда применяют газокислородные горелки, вводимые в рабочее пространство через свод или стенки печи. За счет теплоты, выделяющейся от сжигания газа, сокращается длительность плавления и расход электроэнергии (на 10−15%).

Для уменьшения продолжительности плавления часто применяют продувку кислородом, вводимым в жидкий металл после расплавления ¾ 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 теплоты, которое ускоряет расплавление остатков металлического лома. При расходе кислорода 4−6 м/т длительность плавления определяется в первую очередь мощностью трансформатора и составляет от 1,1 до 3,0 ч. Расход электроэнергии за время плавления составляет 400- 480 кВт•ч/т. В конце периода плавления длинна дуг увеличивается. Расплавленная поверхность ванны отражает значительную энергию на свод и стены, поэтому для защиты кладки от сильного излучения мощность печного трансформатора снижают на 20…30%.

Окислительный период. Задача 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).

Наряду с этим за время периода окисляется углерод до нижнего предела его требуемого содержания в выплавляемой стали. За счет кипения (выделения пузырьков СО при окислении углерода) происходит дегазация металла и его перемешивание, что ускоряет процессы дефосфорации и нагрева.

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°С. Слив шлака производят для того, чтобы удалить из печи перешедший в шлак фосфор. Удалив шлак, в печь присаживают шлакообразующие: 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 течении периода наклона в сторону рабочего окна.

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 3000 °C. В связи с этим электросталь обычно содержит азота больше, чем мартеновская и кислородно-конвертерная сталь.

Кипение и перемешивание обеспечивает 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 более 0,6% С) и 0,3−0,4% при выплавке среднеи низкоуглеродистой стали (нижний предел указанных значений относится к большегрузным печам).

Окислительный период заканчивается тогда, когда углерод окислен до нижнего предела его содержания в выплавляемой марке стали, а содержание фосфора снижено до 0,010−0,015%. Период заканчивают сливом окислительного шлака, который производят путем наклона печи в сторону рабочего окна, а также вручную с помощью деревянных гребков, насаженных на длинные металлические 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 минут.

Восстановительный период. Задачами периода являются:

а) раскисление металла;

б) удаление серы;

в) доведение химического состава стали до заданного;

г) корректировка температуры.

Все эти задачи решаются параллельно в течении 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 выплавляемой 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.

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, особенно на большегрузных печах, где величина удельной поверхности контакта металл-шлак значительно меньше чем в печах малой емкости. Длительность восстановительного периода составляет 40−100 минут.

В восстановительный период условия работы футеровки печи наиболее тяжелые, мощность снижается и доходит до 30−40% номинального значения.

4. Вопросы техники безопасности при выплавке стали в электродуговых печах

1. Электропечи должны быть оборудованы устройствами для удаления отходящих дымовых газов и очистки их от пыли.

2. Конструкция фундамента печи должна обеспечить удобный осмотр кожуха подины и ремонт механизма наклона.

3. Наклоняющиеся и качающиеся электропечи с электроприводом должны иметь ограничители наклона, самотормозящие устройства и блокировку для автоматического отключения тока от нагревательных элементов при наклоне печи на выпуск металла.

4. Пускатели наклона печей должны быть установлены в таком месте чтобы с него видно было струю жидкого металла, идущую из печи и крановщика, участвующего в разливе металла.

5. В случае применения для наклона печи гидравлического привода должны быть приняты меры, исключающие возможность попадания расплавленного металла и шлака на гидравлические устройства.

6. На щитах и пультах управления электропечей должна быть установлена световая сигнализация, а на рабочей площадке печи установлена кнопка аварийного отключения.

7. Включать электропечи для просушки или плавки металла можно только после их тщательного осмотра дежурным электромонтером квалификации не ниже 4 группы по электробезопасности. Крепление электродов должно быть надежным, а трубопроводы охлаждающей системы должны находиться в исправном состоянии.

8. Установка электродов, осмотр печи и другие работы, связанные с непосредственным соприкосновением с электродами, а также замена заслонок допускаются только при снятом напряжении.

9. Для сборки электродов и установки заменяемых электродов возле электропечи должен быть установлен специальный станок. Допускается производить наращивание электродов на печах. Перед началом наращивания электродов печь должна быть отключена.

10. Крепление головок электродов должно систематически проверяться и во всех случаях его ослабления печь должна быть немедленно отключена.

11. Зажатие и освобождение электродов в электродержателях должны быть механизированы. Управление механизмом зажима электродов должно производится с площадки у печи.

12. Отверстие для электродов в своде печи должны иметь уплотняющие кольца для уменьшения выделения газов в рабочее помещение.

13. Находиться людям под печью в период плавления шихты запрещается.

14. Рабочая площадка печного пролета по всему периметру должна иметь перильное ограждение и сплошную обортовку по низу.

15. Заправка подины, откосов и стен электропечей должна быть механизирована.

16. Электропечи емкостью 20 т и более должны иметь специальные устройства для перемешивания расплавленного металла.

17. Для установки газокислородной горелки в завалочное окно электропечи в крышке окна должно быть устроено специальное отверстие, соответствующее размерам горелки.

18. Газокислородные горелки должны быть оборудованы запорной арматурой, а также приборами, контролирующими расход и давление газа, кислорода и охлаждающей воды.

19. Горелка перед включением должна быть продута кислородом, после чего должен подаваться газ. Отключение горелки должно производиться в обратном порядке.

20. В случае прогара водоохлаждаемой горелки она должна быть отключена и выведена из рабочего пространства печи в крайнее верхнее положение.

21. Во время работы газокислородной горелки крышка завалочного окна должна быть закрыта.

22. Для скачивания шлака под завалочным окном должен быть устроен спускной желоб под рабочую площадку. Отверстие в рабочей площадке должно перекрываться съемной футерованной крышкой.

23. Устройство желоба для выпуска металла из печи должно исключать возможность переполнения его металлом, а также разъедание футеровки желоба и прорыва металла при выпуске плавки.

24. Для обслуживания выпускного желоба возле него должна быть устроена металлическая площадка с перилами.

25. Для приема скачиваемого шлака должны применяться шлаковые ковши и шлаковни. Шлаковни должны быть обеспечены устройством для их транспортирования и кантовки.

26. Ковши и шлаковни должны быть сухими и изнутри покрыты известковым раствором.

27. Переполнение ковшей и шлаковень шлаком не допускается.

28. Водоохлаждаемые элементы печей перед их установкой должны подвергаться гидравлическому испытанию.

29. Соединение водоохлаждаемых элементов должно допускать возможность отключения отдельных элементов от системы охлаждения.

30. Вода, подаваемая для охлаждения, должна быть очищена от механических примесей.

31. Подвод охлаждающей воды должен производиться в нижнюю часть охлаждаемых элементов, и отвод нагретой воды — от верхней их части.

32. Запорная арматура для отключения водоохлаждаемых элементов системы охлаждения печи должна размещаться в доступных и безопасных для обслуживания местах.

33. Отвод охлаждающей воды должен производиться в водосборные резервуары, установленные в местах, исключающие попадание в них жидких металла и шлака.

34. Температура воды, отходящей от водоохлаждаемых элементов, должна быть ниже температуры выпадения осадков временной жесткости предусматриваться инструкцией предприятия.

35. Все элементы охлаждения печи и подвода воды должны быть герметичными. Подача охлаждающей воды должна быть бесперебойной.

36. Располагать подводы и отводы охлаждающей воды под завалочным окном и выпускным желобом строго запрещается.

5. Список использованных источников

1. Отливки стальные ГОСТ 977–88

2. Чугун передельный ГОСТ 805–95

3. Ферросилиций ГОСТ 1415–93

4. Ферромарганец ГОСТ 4755–91

5. Ферромолибден ГОСТ 4759- 89

6. Феррохром ГОСТ 4757- 91

5. Кудрин В. А. Теория и технология производства стали. Учебник для вузов. — М.: ОАО «Издательство АСТ», 2003.-528с.

6. Гуляев А. П. Металловедение. Учебник для вузов. 6-е изд., перераб. и доп. М.: Металлургия, 1986; 544с.

7. Электрометаллургия стали и ферросплавов. Еднерал Ф. П. — М.: Металлургия, 1987. 487с.