Организация производства на Магнитогорском металлургическом комбинате в электросталеплавильном цехе

Министерство образования и науки Российской Федерации

Федеральное агентство по образованию

ГОУ ВПО Магнитогорский государственный технический

Университет им. Г.И. Носова

Отчет

по технологической практике Организация производства на Магнитогорском металлургическом комбинате в ЭСПЦ Составил студент гр. МСЭ-06

Самохвалов П.А.

Магнитогорск

сталь плавка разливка Введение

1. Основы технологии выплавки стали в электродуговых печах

1.1 Состояние и история развития выплавки стали в дуговых электропечах

1.2 Шихтовые материалы

1.3 Технология выплавки стали на свежей углеродистой шихте с окислением

2. Выплавка стали в двухванном сталеплавильном агрегате

2.1. Шихтовые материалы

2.2 Принцип работы двухванной печи

2.3Шихтовка плавки

2.4 Заправка шихты и закрытие сталеплавильного отверстия

2.5 Завалка и прогрев шихты

2.6 Заливка чугуна, плавление и доводка

2.7 Окончание доводки

3. Внеагрегатная обработка метала в цехе

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 на УПК

3.1.4.1 Обработка стали по схеме: конвертер — УПКМНЛЗ

3.1.4.2 Обработка стали по схеме: конвертер — установка вакуумированияУПКМНЛЗ

3.1.4.3 Доводка плавки аварийной верхней фурмой

3.2 Обработка металла на агрегатах доводки стали

3.2.1 Общее устройство агрегатов доводки стали в ковше

3.2.2 Технологическая схема обработки металла 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 открытой струей

4.4 Способ разливки слали закрытой струей Библиографический список

Датой рождения сталеплавильного производства на одном из крупнейших металлургических предприятий в мире — Магнитогорском металлургическом комбинате — можно считать 1933 г., когда 8 июля состоялся выпуск первой плавки стали из мартеновской печи № 1, а затем введены в 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 начала Великой Отечественной войны на ММК было построено 17 мартеновских печей и комбинат стал одним из крупнейших производителей стали не только в стране, но и в мире. 4]

Для нужд вооруженных сил страны практически одновременно с вводом мартеновского цеха № 1 освоено производство снарядной, а затем в 1941 г. и броневой стали. Новая технология выплавки броневой стали в большегрузных мартеновских печах с основным подом была разработана и освоена специалистами комбината в содружестве с ленинградскими учеными в течение 1941—1945 гг., суммарный объем выплавки стали нашел отражение в выпуске для нужд фронта каждого второго танка и каждого третьего снаряда из продукции ММК.

В послевоенное время сталелитейное производство на ММК получило дальнейшее развитие. Число мартеновских печей достигло 35. Среди них были и спроектированные металлургами Магнитки крупнейшие в мире мартеновские агрегаты. В середине 50-х годов прошлого века на комбинате впервые в СССР были построены и успешно освоены одноканальные мартеновские печи. В 1959 г. последние трехканальные печи переведены на одноканальные. В 1961 г. в мартеновском цехе № 1 построена первая в стране 900-т мартеновская печь. В 1966 г. мартеновская печь № 29 переоборудована в двухванный сталеплавильный агрегат — фактически в стационарный конвертер непрерывного действия. Всего на комбинате впоследствии было создано пять двухванных печей. В 50—60-е годы по производительности труда, съему стали с одного квадратного метра площади пода мартеновских печей Магнитогорский металлургический комбинат значительно превосходил аналогичные показатели работы лучших металлургических предприятий США.

Следует отметить, что в 60-е годы прошлого века в мире происходил переход от устаревшего мартеновского способа на кислородно-конвертерный, тогда же было принято решение о строительстве на ММК аналогичного современного цеха. Однако путь от намерений до выхода Постановления правительства занял долгие 20 лет. Только в 1985 г. вышло распоряжение Совета Министров СССР и начато строительство современного кислородно-конвертерного цеха с непрерывной разливкой стали. В это время на ММК годовой объем производства стали был более 16 млн т (на 35 печах в трех мартеновских цехах), что составило 11% общего производства стали в СССР, но вся сталь была произведена уже устаревшим к тому времени мартеновским способом с разливкой в изложницы.

В конце 1990 г. на ММК освоена выплавка и получена первая сталь в большегрузных 360-т конвертерах. В общем строительство кислородно-конвертерного цеха разбито на два этапа: I — два конвертера и три МНЛЗ и II — один конвертер и одна МНЛЗ.

Успешное освоение и вывод на проектную мощность нового производства произошло путем увеличения продолжительности кампании конвертеров, разработки и внедрения комплекса технических и технологических мероприятий, в частности, изменения структуры используемых огнеупоров, схемы кладки и толщины рабочего слоя футеровки, нанесения шлакового гарнисажа и локального торкретирования футеровки, изменение дутьевого, шлакового и температурного режимов плавки, а также рациональной организации работы всех служб цеха.

С 1997 г. нанесение шлакового гарнисажа проводили раздувом шлака фурмами установок факельного торкретирования, на которые были наварены головки кислородных фурм; при этом расход азота колебался от 350 до 650 м³/мин.

С ноября 1999 г. раздув шлака проводят азотом через кислородную фурму с расходом 850—1100 м³/мин.

Увеличение расхода азота дало возможность снизить продолжительность надува гарнисажа, достаточного для полной защиты кладки на одну плавку, до 3—4 мин и увеличить количество надувок до 95,9%.

Изменение технологических параметров нанесения гарнисажа позволило получить сплошной защитный слой шлака в верхнем конусе конвертера, что обеспечило повышение стойкости футеровки конвертера в верхнем конусе вследствие снижения окисления изделий воздухом, поступающим в конвертер, и исключения резкого колебания температуры на поверхности огнеупора.

Совместно с ОАО «Комбинат «Магнезит» была разработана конструкция «зонной» футеровки с использованием в местах локального износа изделий с содержанием более 96% Мg0.

С 1996 г. ОАО ММК перешел на использование в конвертерах только 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 был переведен на продувку плавок шестисопловыми продувочными фурмами с тангенциальным расположением сопел конструкции ООО «НТПФ «Эталон». Использование фурм новой конструкции позволило сократить продолжительность продувки, улучшить управляемость плавкой, перемешиваемость ванны, снизить окисленность шлака. Однако при этом повысился износ футеровки конвертера из-за изменения топографии истечения струи.

Уменьшить износ футеровки пытались добиться путем снижения интенсивности продувки. При этом произошло отклонение параметров струи кислорода от расчетных, что осложнило управление дутьевым и шлаковым режимами плавками, а также явилось одной из причин преждевременного выхода фурм из строя.

Для работы с более низкой интенсивностью при сборке фурм стали использовать латунные вставки, позволяющие уменьшить критический диаметр сопла до 39 или 38 мм.

Результаты технологических испытаний показали работоспособность фурм новой конструкции. Для каждого типоразмера фурм была проведена отработка дутьевого и шлакового режимов, были определены оптимальные интенсивности и режимы продувки плавок и разработана схема перехода с одного типоразмера на другой.

Внедрение данной технологии позволило обеспечить более ровный износ футеровки конвертера по ходу кампании, значительно уменьшить количество выносов и выбросов металла и шлака, а также связанных с этим аварийных простоев, характерных для начала кампании.

В 2000—2001 проведена замена двух МНЛЗ, позволившая увеличить их производительность практически в два раза, реконструированы и автоматизированы два первых конвертера.

С пуском в эксплуатацию в феврале 2002 г. лазерной измерительной системы LR 2000 DELТА появилась возможность корректировать толщину футеровки по ходу кампании и изменять и расширять зоны применения различных изделий.

Большое влияние на стойкость футеровки конвертера оказывает стойкость леточного узла. Частые остановки конвертера на горячие ремонты леток из-за их низкой стойкости неблагоприятно влияют на стойкость огнеупоров из-за возникновения термических ударов, вследствие чего происходит скалывание и последующее обрушение футеровки.

В настоящее время в конвертерах используют конусообразные, бесступенчатые летки переменного диаметра ПУПЛ-2×200/170. Применение таких леток позволяет достичь средней стойкости 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 получения особомалосернистой стали включает выплавку в конвертере полупродукта из чистой металлошихты и внепечную обработку металла твердыми шлакообразующими смесями на основе системы СаО—А1₂0₃ в двухпозиционном агрегате ковш-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 с содержанием S < 0,01% и специального назначения с S < 0,005%.

Для обеспечения возможности производства особонизкоуглеродистой стали (< 0,006% С) на установке циркуляционного вакуумирования стационарно установили в колпаке вакуум-камеры фурму конструкции фирмы «Эталон» для подачи кислорода (расход — от 200 до 2000 м /ч). Это позволило обрабатывать сталь с повышенным содержанием углерода и вести нагрев вакуум-камеры в межплавочный период, отказавшись от электронагрева. Кроме этого, увеличили число аргонных фурм во всасывающем патрубке вакууматора с 6 до 12 и применили щелевые сопла шириной 3 мм, что позволило превысить расход аргона, улучшить циркуляцию и обеспечить стабильную работу в течение всей кампании вакууматора. Процесс вакуумирования контролируется по составу отходящих газов с помощью газоанализатора. Вакуумная обработка стали 08Ю позволила довести выход холоднокатаного листа группы вытяжки ОСВ до 98%.

Предусмотрена продувка металла в ковше аргоном через специальные донные дутьевые устройства.

Заключительным этапом реконструкции сталеплавильного производства явилось строительство электросталеплавильного комплекса, замещающего мартеновский цех с тремя 280-т печами, двумя двухванными агрегатами и четырьмя площадками для разливки стали в изложницы, годовой производительностью около 2,5 млн т стали.

В 2004 г. вначале была исключена из технологической цепочки производства стали разливка в изложницы, замененная двумя современными сортовыми МНЛЗ, изготовленными фирмой «ФАИ». Для подготовки стали к разливке построен агрегат ковш-печь. В 2006 г. были введены в эксплуатацию две крупнейшие в России электропечи суммарной годовой производительностью 4 млн т стали, 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 включает передовые технологии выплавки стали, внепечной обработки и непрерывной разливки. Основные элементы технологии выплавки в ДСП:

— работа с загрузкой шихты на жидкий остаток от предыдущей плавки (5—15%);

— возможность подачи в печь сыпучих материалов (извести, кокса, плавикового шпата) через отверстие в своде печи без отключения электроэнергии;

— работа электрических дуг со вспененным шлаком, который наводят путем вдувания порошковых углеродсодержащих материалов (как известно, вспененный шлак закрывает дуги, защищая стеновые панели от теплового излучения и улучшая усвоение энергии дуг ванной);

— выпуск металла из печи без шлака с помощью эркерного устройства;

— нагрев лома в период плавления комбинированными топливно-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 в сверхмощных 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 в АКП.

В настоящее время ОАО ММК имеет мощности по производству 14 млн т стали, получаемой в конвертерах и ДСП с последующей обработкой в АКП и разливкой на МНЛЗ.

Учитывая требования времени по освоению и производству уникальных высококачественных видов продукции, ОАО ММК заключило контракт на строительство современной новой МНЛЗ фирмы SМS для отливки слябов толщиной 190, 250 и 300 мм и шириной 1400—2700 мм. Эта МНЛЗ будет оснащена современными системами автоматики и механизмами, позволяющими получить непрерывнолитой сляб трубной стали Х80-Х120 для толстолистового стана 5000. В дальнейшем в конвертерном цехе планируют строительство четвертого конвертера, что позволит увеличить к 2013 г. объем производства стали до 16 млн т — 4 млн т в электросталеплавильном и 12 в конвертерном цехах.

1. Основы технологии выплавки стали в электродуговых печах

1.1 Состояние и история развития выплавки стали в дуговых электропечах

Электрометаллургия занимает второе место по объему мирового производства стали. Эта отрасль техники включает в себя совокупность агрегатов и технологий по производству металлов и сплавов, использующих различные способы преобразования электрической энергии в тепловую. При этом окружающая среда (газовая фаза) либо вообще не принимает участие в выделении тепла (как при индукционном нагреве), либо ее свойства практически не влияют на этот процесс (как при дуговом или плазменном нагреве). 1]

При выплавке стали в электрических печах появляются дополнительные возможности для воздействия на физико-химические и тепловые процессы. В рабочем пространстве агрегата можно создавать окислительную, восстановительную или нейтральную атмосферу, подвергать металл воздействию вакуума или высокого давления. Количество тепловой энергии и место ее подачи относительно просто можно менять и использовать в соответствии с возникающими потребностями. В принципе электрическая печь наилучшим образом может быть использована для решения всей совокупности задач при производстве жидкой стали из металлошихты различного состава и свойств.

В настоящее время основная масса электростали выплавляется в дуговых печах. Разрез ЭСПЦ по электродуговой сталеплавильной печи представлен на (рис. 1.1). В этих печах выделение тепла происходит за счет экзотермических электрофизических процессов дугового разряда. В трехфазных дуговых сталеплавильных печах (ДСП), работающих на переменном токе промышленной частоты, электрические дуги горят между тремя вертикально расположенными графитированными электродами и расплавляемой металлошихтой или жидким металлом, выполняющими роль нулевой точки электрического соединения трех дуг в «звезду». В дуговых сталеплавильных печах постоянного тока (ДСППТ) электрическая дуга горит между одним графитированным электродом-катодом и металлом, являющимся анодом. Тепловая мощность дугового разряда может изменяться в широких пределах за счет изменения силы тока, напряжения и длины дуги. Температура дуги превышает 3000 °C.

Первые ДСП малой вместимости (0,5… 1,5 т), появившиеся в начале XX в., имели цилиндрический кожух с футеровкой, загружались через рабочее окно вручную или мульдами загрузочным краном, работали по двухшлаковой технологии с применением в качестве окислителя железной руды. Такие ДСП первого поколения характеризовались большой длительностью плавки, малой производительностью и удельной мощностью источника питания 0,2…0,25 МВ? А/т.

В 20 — 40-е годы XX в. было построено большое число печей на машиностроительных и металлургических заводах. Вместимость печей постепенно увеличилась до 30…50 т. В этих печах было сосредоточено основное производство быстрорежущих, инструментальных, нержавеющих, трансформаторных, жаропрочных, подшипниковых и других высоколегированных и высококачественных сталей. В это время сформировались основные принципы ведения плавки в ДСП, позволяющие в самой печи получать сталь необходимого качества. В печах сравнительно небольшого объема можно было проводить восстановительный период, когда металл выдерживают под раскисленным шлаком и созданной восстановительной или нейтральной газовой фазой в рабочем пространстве печи. Однако расход электроэнергии и продолжительность плавки в этих печах оставался высоким:

Вместимость печи, Расход энергии, Продолжительность плавки, Т кВт? ч/т стали ч

10 725 5,5

30 600 6,3

Механизированная загрузка металлошихты через верх печи, применение газообразного кислорода в окислительный период, совершенствование технологии рафинирования металла позволили на ДСП второго поколения повысить мощность электропечных трансформаторов до уровня 0,32…0,45 МВ? А/т. Увеличение тепловой мощности этих печей потребовало изменения профиля рабочего пространства. Кожух печей стал конически-цилиндрическим с соответствующим сложным профилем огнеупорной футеровки.

Широкое развитие в металлургии стали внепечной обработки металла позволило перейти на одношлаковую технологию электроплавки. Одновременно увеличивается вместимость ДСП и повышается мощность трансформаторов до 0,5…0,75 МВ? А/т. Это позволяет резко сократить продолжительность плавки и уменьшить расход электроэнергии. Проблема низкой стойкости футеровки сделала необходимым оборудовать электропечь водоохлаждаемыми элементами стен и свода. Классический наклон печи при выпуске металла через желоб (40…45°) создает опасность контакта металла с водоохлаждаемыми элементами и создает трудности отделения окислительного шлака от металла.

В ДСП четвертого поколения вместимостью более 150 т с удельной мощностью трансформатора более 0,8 МВ? А/т применяют водоохлаждаемый цилиндрический кожух и плоский металлический водоохлаждаемый свод (за исключением центральной кирпичной секции для установки графитированных или водоохлаждаемых электродов), а также донный слив металла. При этом выпускное отверстие выносят за периметр корпуса в футеровку выступа ванны (эркерный выпуск металла). Современная ДСП предназначена только для расплавления шихты и выплавки полупродукта с заданной температурой, а доводка металла по составу, легирование и т. д. осуществляются вне печи методами внепечной обработки. При этом длительность плавки составляет менее 1 ч, а производительность — 1 млн. т в год и более.

В настоящее время в России (и в мире) работают ДСП второго, третьего и четвертого поколений. Все дуговые печи условно подразделяют на следующие группы:

малые печи вместимостью до 6 т, применяемые в основном в фасонолитейных цехах;

средние печи вместимостью 12…50 т;

крупные печи вместимостью 100 т и более (в России работают несколько ДСП вместимостью 200 т, за рубежом — 360 и 720 т).

Главные особенности организации работы современных ДСП сводятся к следующему:

Переход на упрощенную технологию, при которой в печи производят быстрое расплавление металлошихты, окисление углерода и фосфора, нагрев металла, удаление окислительного шлака. Окончательное рафинирование (десульфурация, дегазация и т. п.) и доводка металла осуществляются вне печи методами внепечной обработки.

Использование мощных и сверхмощных трансформаторов (до 1 МВ? А/т) и стремление к эффективному использованию этой мощности.

Возможно более полное использование тепла отходящих газов для предварительного подогрева металлошихты.

Применение для интенсификации процессов нагрева и расплавления металлошихты кислорода и топливно-кислородных горелок.

Использование водяного охлаждения элементов конструкции электропечи.

6. Стремление организовать непрерывный процесс плавления металлошихты.

В связи с этим в последнее время появляются новые конструкции ДСП и ДСППТ (шахтные печи, двухкорпусные агрегаты, печи с непрерывной загрузкой и др.). Удельный расход электроэнергии на ДСП и ДСППТ примерно одинаков и зависит от конструкции и вместимости печи, мощности трансформатора, вида и состав металлошиты, технологии плавки, предварительного подогрева металлошихты, использования технологических газов, альтернативных источников энергии и т. д. Если в классических электропечах в период плавления расход электроэнергии составляет 400…500 кВт? ч/т, то в современных агрегатах он сокращается до 200 кВт? ч/т и менее.

1.2 Шихтовые материалы

Основной составляющей шихты (обычно 75… 100%) является металлический лом. К лому предъявляют те же требования, что и при выплавке стали в конвертерах. В частности, в ломе должно быть минимальное содержание нежелательных для данной марки стали примесей (обычно меди, никеля, фосфора). Лом не должен быть чрезмерно окисленным, так как ржавчина (гидрат оксида железа) вносит в металл водород. Лом должен быть тяжеловесным, чтобы обеспечивать его загрузку в печь в один прием (одной бадьей). Отходы и лом легированных сталей используют при выплавке стали, содержащей те же легирующие элементы. Это позволяет экономить дорогие ферросплавы.

В качестве лома применяют также продукты прямого восстановления обогащенных железных руд: металлизованные окатыши и губчатое железо. В этих материалах содержится 85…95% железа, 0,5…2,0% углерода и минимальное содержание примесей цветных металлов, фосфора и серы.

Для повышения содержания углерода в шихте используют чугун (твердый или жидкий), кокс и электродный бой. Основное требование к чугуну — минимальное содержание фосфора.

В качестве 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 материалам предъявляют те же требования, что и при выплавке стали в конвертерах. В неметаллических шихтовых материалах необходимо иметь максимальное содержание ведущего компонента (СаО, СаF₂, А1₂Оз и т. п.), минимальное содержание вредных примесей (Р, S) и SiO₂.

В электросталеплавильном производстве для раскисления и легирования стали применяются практически все известные ферросплавы и легирующие материалы.

1.3 Технология плавки стали на свежей углеродистой шихте с окислением

Такая технология 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) выпуск стали.

Заправка печи. Заправка предназначена для исправления изношенных или поврежденных участков огнеупорной футеровки печи. После выпуска очередной плавки с подины удаляют остатки металла и шлака. На поврежденные места забрасывают магнезитовый порошок сухой или со связующим веществом (каменноугольным пеком). Длительность заправки — 10… 15 мин.

Загрузка шихты. В печах малой и средней вместимости доля твердого чугуна в металлошихте не превышает 10%. Для повышения содержания углерода часто используют электродный бой или кокс. Общее количество угдеродсодержащих материалов должно быть таким, чтобы содержание углерода в металлошихте 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. Для удаления из металла части фосфора во время плавления шихты загружают 2…3% извести.

Загрузку шихты ведут бадьями или корзинами сверху в рабочее пространство, освобожденное от электродов и свода (на малых печах иногда загружают шихту завалочными машинами через загрузочное окно). В загрузочные устройства шихту укладывают в определенной последовательности: на дно кладут часть мелочи (для защиты подины от ударов тяжелых кусков), в центре укладывают крупный лом, по периферии — средний и сверху — оставшийся мелкий лом. Электродный бой и кокс кладут под слой крупного лома (для уменьшения угара). Плотная укладка шихты улучшает ее проводимость, обеспечивает устойчивое горение дуги и ускоряет плавление.

Плавление. После окончания завалки в печь опускают электроды почти до касания с шихтой и включают ток. Под действием высоких температур дуг шихта под электродами плавится, жидкий металл стекает вниз, накапливаясь в центральной части подины. Электроды постепенно опускаются, проплавляя в шихте «колодцы» и достигая крайнего нижнего положения. По мере увеличения количества жидкого металла электроды автоматически поднимаются, так как система автоматики поддерживает длину дуги постоянной.

Плавление ведут при максимальной мощности трансформатора. На печах вместимостью 25…50 т и более для ускорения плавления осуществляется вращение ванны. При этом, когда электроды в шихте проплавят 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 важное значение имеет раннее шлакообразование. Шлак предохраняет металл от насыщения газами и науглероживания электродами. Если в завалку не давали известь, то ее подают в «колодцы» порциями с общим расходом 1. .3% от массы металла.

За время плавления (1…3 ч в зависимости от мощности трансформатора) полностью окисляется кремний, 40…60% марганца, происходит частичное удаление в шлак фосфора и серы, а также частично окисляются углерод и железо. В зоне электрических дуг испаряется от 2 до 5% металла. В окислительных процессах принимают участие кислород воздуха и оксидов железа, поступающих с металлошихтой в виде окалины и ржавчины. Шлак формируется из продуктов окисления элементов метал-лошихты, компонентов извести, заправочных материалов и футеровки, а также мусора, поступающего с металлошихтой. В шлаке конца периода 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.

Для ускорения плавления иногда применяют газокислородные горелки, вводимые в рабочее пространство через свод или стенки печи. За счет тепла от сжигания топлива сокращается длительность плавления и расход электроэнергии (на 10… 15%). Часто применяют продувку металла кислородом, который вводится с помощью фурм после расплавления ¾ шихты. Тепло от окисления железа, кремния, марганца и других элементов металла ускоряет расплавление остатков лома. При расходе кислорода 4. .6 м³/т длительность плавления сокращается на 10. .20 мин.

Расход электроэнергии за время плавления составляет 400…480кВт?ч/т.

Окислительный период. В окислительный период успешно решаются следующие основные задачи: а) уменьшение содержания фосфора в металле до минимально необходимого уровня; б) уменьшение содержания газов в металле (водорода и азота); в) нагрев металла до температуры, близкой к температуре выпуска (на 120…130°С выше температуры ликвидуса); г) окисление углерода до нижнего предела, определяемого маркой выплавляемой стали.

Окисление примесей металла ведут либо твердыми окислителями, либо газообразным кислородом. За счет газообразования при окислении углерода происходит дегазация металла и его перемешивание, что ускоряет процессы дефосфорации и нагрева.

Окислительный период начинают 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°. Со шлаком удаляется часть фосфора, перешедшего в шлак за время плавления. После спуска шлака в печь подают шлакообразующие материалы: известь (1,0…1,5%) и, при необходимости, плавиковый шпат, шамотный бой или боксит (0,1…0,2%).

После образования в печи жидкоподвижного шлака в ванну в течение всего окислительного периода вводят порциями твердый окислитель с известью либо продувают металл кислородом. В течение периода печь наклонена в сторону рабочего окна для слива шлака. Кипение металла сопровождается вспениванием шлака, что способствует его сливу. Новую порцию окислителя дают после того, как интенсивность кипения металла уменьшается. Общий расход твердого окислителя составляет 3…6,5%. Во избежание чрезмерного охлаждения металла порция окислителя не должна быть более 1%. При использовании газообразного кислорода его вдувают в металл в течение 10…20 мин. с удельным расходом 3…15 м³/т стали. В этом случае продолжительность окислительного периода удается сократить на 20…30 мин.

За время окислительного периода окисляется не менее 0,2…0,3% углерода при выплавке высокоуглеродистой стали (содержащей более 0,6% С) и 0,3…0,4% при выплавке среднеи низкоуглеродистой стали. Одновременно окисляется марганец: всего за время плавления и окислительного периода окисляется 65…85% от содержания марганца в шихте. Дефосфорация металла протекает по реакции:

2 [Р] + 5 (FeО) = 3 (СаО) = (ЗСаО?Р₂0₅) + 5 |Fе] + 767 290 Дж7моль.

Успешному протеканию этой реакции способствуют высокая окисленность и основность шлака, а также пониженная температура. Такие условия создаются при совместном использовании присадок твердого окислителя и извести. Полнота дефосфорации повышается в результате перемешивания металла и шлака при кипении и вследствие непрерывного обновления шлака.

Ускорение дефосфорации, повышение степени ее полноты и сокращение длительности окислительного периода достигаются при вдувании в ванну дефосфорирующих порошкообразных 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 в 1,5…2 раза меньше, чем при обычной технологии, и сокращение окислительного периода примерно на 50%.

В окислительный период десульфурация получает ограниченное развитие из-за высокого содержания оксидов железа в шлаке. Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом (S)/[S] менее 5. Всего за время плавления и окислительный период в шлак переходит 30…40% серы, содержащейся в шихте.

Кипение металла (выделение пузырей СО) способствует удалению из него водорода и азота. Это важно еще и потому, что при высоких температурах в зоне действия электрических дуг наблюдается повышенная растворимость газов из-за диссоциации их молекул. Перемешивание металла пузырями газов ускоряет нагрев металла и выравнивание его температуры по объему ванны.

В конце окислительного 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 в шлаке зависит, главным образом, от концентрации углерода в металле: чем меньше содержится углерода, тем больше оксидов железа, и наоборот.

Окислительный период заканчивают сливом окислительного шлака полностью путем наклона печи (остатки шлака часто удаляют вручную с помощью деревянных гребков). Полное удаление шлака предотвращает восстановление из него фосфора в следующем периоде. Продолжительность окислительного периода составляет 30. .90 мин.

Восстановительный период. В восстановительный период решаются следующие задачи: а) раскисление металла; б) удаление серы; в) доведение химического состава стали до заданного; г) корректировка температуры. Все эти задачи решаются параллельно.

Восстановительный период начинается с присадки в печь ферромарганца в количестве, необходимом для обеспечения содержания марганца в металле на нижнем уровне для выплавляемой стали. Затем дают ферросилиций из расчета введения в металл 0,10…0,15% и алюминий в количестве 0,03…0,1%. Эти присадки обеспечивают раскисление металла, получившее название осаждающее, так как раскислители вводятся непосредственно в жидкий металл.

Далее наводят шлак присадками извести, плавикового шпата и шамотного боя в соотношении 5: 1: 1 в количестве 2…4% от массы металла. Через 10… 15 мин. на поверхности металла образуется жидкоподвижный шлак и начинается диффузионное раскисление металла. Для этого в течение 15…20 мин. в печь периодически вводят порции смеси из извести, плавикового шпата и молотого кокса в соотношении 8:2: 1; иногда присаживают один кокс. Далее в смесь вводят молотый 45 или 75%-ный ферросилиций. Смесь состоит из извести, плавикового шпата, кокса и ферросилиция в соотношении 4:1:1:1; содержание кокса в этой смеси далее уменьшают. Порции раскислительной смеси, содержащей ферросилиций, дают с интервалом 10… 12 мин. Иногда вводят порцию чистого ферросилиция. На некоторых марках стали в конце восстановительного периода в состав раскислительной смеси вводят более сильные раскислители: молотый силикокальций и порошкообразный алюминий, а при выплавке ряда низкоуглеродистых сталей диффузионное раскисление ведут без кокса в составе раскислительных смесей.

Суть диффузионного раскисления, протекающего в восстановительный период, заключается в следующем. Так как раскислители применяют в порошкообразном виде, то плотность их невелика и они медленно опускаются через слой шлака. В шлаке протекают реакции раскисления:

(FеО) + С = Fе + СО; 2 (FеО) + Si = (SiO₂) + 2 Fе и т. п.

В результате содержание FеО в шлаке уменьшается и в соответствии с законом распределения (FеО)/[FеО] = const кислород (в виде FеО) путем диффузии переходит из металла в шлак (диффузионное раскисление). По мере уменьшения содержания FеО в шлаке пробы застывшего шлака светлеют, а затем становятся почти белыми. Белый цвет шлака свидетельствует о низком содержании FеО в нем и высоком содержании СаО (оксид FеО имеет черный цвет). Преимущество диффузионного раскисления заключается в том, что продукты реакции остаются в шлаке и не загрязняют металл в качестве неметаллических включений.

Во время восстановительного периода успешно протекает десульфурация металла. Этому способствуют высокая основность шлака (СаО/SiO₂ = 2,7…3,3) и низкое содержание FеО в шлаке (менее 0,5%). Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом (S)/[S] в восстановительный период составляет 20. .50 и может доходить до 60.

Белый шлак 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.

Для улучшения перемешивания металла и шлака и интенсификации медленно идущих диффузионных процессов в восстановительный период применяют электромагнитное перемешивание, особенно на большегрузных печах.

Длительность восстановительного периода составляет 40… 100 мин. За 10.20 мин. до выпуска проводят при необходимости корректировку содержания кремния в металле, вводя в печь кусковый ферросилиций. Для окончательного раскисления за 2…3 мин. до выпуска в металл присаживают 0,4… 1,0 кг алюминия на тонну стали (чем ниже содержание углерода в металле, тем больше расход алюминия).

Иногда восстановительный период проводят не под белым, а под карбидным шлаком. Такой шлак отличается более высокой основностью и наличием в шлаке карбида кальция (СаС₂). Для получения карбидного шлака наведенный в начале восстановительного периода шлак раскисляют повышенным количеством кокса (2…3 кг/т), после чего печь герметизируют. В этих условиях в зоне электрических дуг идет реакция СаО + 3 С = СаС₂ + СО.

Образующийся карбид кальция является энергичным раскислителем и наличие его в шлаке обеспечивает более полное, чем под белым шлаком, раскисление и десульфурацию. Под карбидным шлаком, содержащим 1,5. .2,5% СаС₂, металл выдерживают 30…40 мин.

Карбид кальция хорошо смачивает металл, поэтому при выпуске плавки в ковш под карбидным шлаком металл загрязняется частичками шлака. Для предотвращения этого карбидный шлак за 20…39 мин. до выпуска переводят в белый. Для этого в печь открывают доступ воздуху через рабочее окно. Кислород воздуха окисляет карбид кальция с образованием СаО и СО и карбидный шлак превращается в белый.

Выпуск стали из печи в ковш производят совместно со шлаком. Интенсивное перемешивание металла со шлаком в ковше обеспечивает дополнительное рафинирование: из металла в шлак переходят сера и неметаллические включения.

При выплавке стали в дуговых печах порядок легирования зависит от сродства легирующих элементов к кислороду.

Никель и молибден во время плавки не окисляются и их вводят в начальные периоды плавки: никель в завалку, а молибден в конце плавления или в начале восстановительного периода.

Хром и марганец вводят в металл после слива окислительного шлака в начале восстановительного периода.

Вольфрам, также как хром и марганец, обладает большим сродством к кислороду, чем железо. Его вводят в металл в начале восстановительного периода. Особенность легирования вольфрамом заключается в том, что из-за высокой температуры плавления ферровольфрама он растворяется медленно и для корректировки состава металла ферровольфрам 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. В связи с этим легирование стали феррованадием производят за 15…35 мин до выпуска, ферросилицием — за 10…20 мин до выпуска. Ферротитан вводят в печь за 5…15 мин до выпуска либо в ковш. Алюминий вводят за 2…3 мин до выпуска в печь.

2. Выплавка стали в двухванном сталеплавильном агрегате

2.1 Шихтовые материалы

Качество шихтовых материалов должно полностью соответствовать требованиям стандартов. Для двухванных агрегатов применяют следующие материалы:

— чугун передельный жидкий для мартеновских печей по СТП-101−27−87;

чугун передельный по ГОСТ 805–95;

металлы черные вторичные по ГОСТ 2787–75;

известняк (в шихту и для подсыпки порогов) по СТО ММК 223−99;

— известь для сталеплавильного производства обычная по СТО ММК 223−99;

— доломит обожженный металлургический для заправки сталеплавильных печей, но СТП-101−5 7−89;

— порошки магнезитовые (периклазовые) спеченные по ТУ 14−8-209−76;

— руда железная Магнитогорского рудника, концентраты железорудные обогатительной фабрики, агломерат по СТО ММК 101 -31 -99.

Все сыпучие материалы, поступающие на шихтовый двор мартеновского цеха, должны иметь сертификаты. Сыпучие материалы производства ММК разрешается принимать без сертификатов. В днищах мульд обязательно должны быть отверстия для удаления влаги. Запрещается применение боксита и окалины.

Во избежание бурных реакций каждую мульду с сыпучими материалами (агломератом, известняком, известью, шамотной крошкой) необходимо присаживать в жидкий металл в 2…3 приема. 1]

Металлический лом подается в шихтовый двор в подготовленном виде и загружается в мульдовые составы.

Неснижаемый запас чугуна в миксерах должен быть не менее 400 т. Разрешается принимать чугун в 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.

Все шихтовые материалы должны подаваться к печам только после взвешивания. Информация по взвешиванию шихтовых материалов, поступающих из шихтового двора мартеновского цеха, передается сталевару и контролеру ОКП из весовой по телефону. Отвесные выписываются в двух экземплярах, один экземпляр хранится в весовой, другой — передается бригадиром по подаче сталевару печи. Массу извести и известняка разрешается определять по объему (стандартными мульдами).

После завалки шихтовых материалов производится уточнение массы возврата материала и соответствующая корректировка в плавильном журнале.

Проверка массы пустых мульдовых составов производится один раз в месяц по графику. Калибровка весов производится не реже одного раза в три месяца.

2.2 Принцип работы двухванной печи

Двухванная печь — агрегат, основанный на интенсивной продувке металла кислородом в одной ванне и использовании тепла газов, выделяющихся при продувке, для нагрева шихты в соседней камере. Скорости нагрева металла и окисления углерода в двухванной печи значительно превышают значения, характерные для мартеновских печей. Поэтому быстрое и четкое выполнение всех технологических операций является залогом успешной работы двухванной печи.

Организации работ на печи должна обеспечить максимально возможное использование физического и химического тепла дымовых газов для нагрева твердых шихтовых материалов. Это требование выполняется при равенстве «холодного» (заправка, завалка, прогрев лома и заливка чугуна) и «горячего» (плавление и доводка) периодов плавки. Совмещение технологических операций в двухванной печи должно происходить таким образом, чтобы заливка чугуна и уборка заливочного желоба были закончены к началу выпуска плавки из соседней ванны.

2.3 Заправка печи и закрытие сталевыпускного отверстия

Заправка печи производится обожженным доломитом или магнезитовым порошком во время выпуска плавки.

После выпуска металла и шлака из печи производится осмотр подины и закрытие сталевыпускного отверстия. Очистка отверстия от металла и шлака производится кислородом, а просушивание — магнезитовым порошком. Предварительно с передней стороны печи на отверстие дается с помощью завалочной машины или забрасывается лопатами 50… 100 кг агломерата (от 10 до 20 лопат).

После просушки отверстия сталевар с передней стороны печи вручную или заправочной машиной закрывает его магнезитовым порошком или обожженным доломитом. Первый подручный сталевара в это время закрывает отверстие слегка увлаженным магнезитовым порошком с задней стороны печи и ставит в середине отверстия первую пробку из огнеупорной массы. При необходимости отверстие на выходе ремонтируется, после чего первый подручный сталевара окончательно закрывает его магнезитовым порошком, ставя вторую пробку из огнеупорной массы.

Форма и размеры сталевыпускного отверстия должны обеспечивать нормальный выпуск плавки продолжительностью не более 15 минут.

После ремонта стальной летки допускается на первых трех плавках длительность схода металла не более 20 минут.

2.4 Завалка и прогрев шихты

После заправки печи и осмотра подины производится завалка металлического лома. Во время завалки дымовые газы должны проходить через «холодную» ванну.

Шихтовые материалы (металлический лом, известь или известняк) должны подаваться к печи одним составом к началу выпуска плавки.

Завалка начинается с легковесного лома по 1…2 мульде в окно. После прикрытия подины легковесом 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 металлического лома После завалки всей шихты производится отталкивание лома от передней стенки и подсыпка порогов «сырым» доломитом или известняком фракцией 10…50 мм.

Прогрев шихты производится дымовыми газами, идущими из ванны, в которой продувают металл кислородом.

Разрешается не менее чем за 30 мин до заливки чугуна подавать на металлический лом кислород в количестве не более 3000 м³/ ч.

При подаче кислорода на лом фурмы должны находиться на минимальном расстоянии от его поверхности. Опускание фурм непосредственно на шихту запрещается, так как это приводит к прогару фурмы.

2.5 Заливка чугуна, плавление, доводка

После прогрева шихты устанавливается заливочный желоб и заливается чугун. Заливка чугуна должна быть начата при содержании углерода в металле соседней ванны 0,6…0,7%, но не позднее, чем за 20 мин до выпуска плавки из «горячей» ванны. Продолжительность заливки чугуна должна быть не более 15 мин.

К моменту заливки чугуна на печи должны быть установлены шлаковые чаши и сталевыпускной желоб.

Во время заливки чугуна все три кислородные фурмы в заливаемой ванне должны находиться над металлоломом.

Дымовые газы из ванны, в которой заканчивается доводка плавки, должны отводиться через заливаемую ванну.

Продувка ванны кислородом всеми тремя фурмами может быть начата только при содержании углерода в металле соседней ванны не более 0,20%. Дымовые газы в этом случае должны отводиться через ванну, в которой заканчивается доводка плавки.

Расход кислорода на продувку устанавливается в соответствии с утвержденной инструкцией по тепловому режиму двух ванных печей. Чистота кислорода должна быть не менее 95%.

Головки фурм во время продувки должны находиться на условной границе раздела шлак-металл. Установка фурм производится по указателю положения наконечника фурм или визуально по положению верхнего конца фурм и натяжению канатов. В течение всего периода продувки сталевар обязан систематически проверять положение и состояние фурм, своевременно обнаруживать течь воды.

При выплавке нестареющей, низколегированной и спокойной стали общее количество спущенного шлака должно быть не менее 0,5 чаши (оценивается визуально).

При выплавке остальных марок стали общее количество спущенного шлака не регламентируется. Шлак разрешается спускать через шлаковую летку или через порог завалочного окна.

В связи с высокой интенсивностью продувки ванны кислородом металлический лом через 50 мин полностью расплавляется. Поэтому, не позднее чем через 1 ч 00 мин после начала продувки (к моменту окончания завалки в «холодной» ванне) отбирается первая проба металла и шлака на химический анализ и проводится измерение температуры жидкой стали термопарой разового измерения температуры. Момент расплавления условно считается при достижении температуры металла 1500 °C, основность шлака по расплавлении должна быть не менее 1,8 (определяется в экспресс-лаборатории).

Оптимальным ходом процесса доводки считается режим, когда продувка металла кислородом ведется всеми фурмами и нет необходимости принятия мер для нагрева или охлаждения металла. При этом температура металла на выпуске должна обеспечивать нормальную его разливку.

Необходимость принятия мер для нагрева или охлаждения металла определяется по графику оптимального хода периода доводки (рис. 2.1)

Содержание углерода, %

Рис. 2.1. График оптимального хода периода доводки на двухванных печах На перегретых плавках (область, расположенная выше линии оптимального хода процесса) производится присадка известняка или агломерата. Разрешается присадка чистой прокатной обрези. Перед полировкой плавки необходимо закрыть газ (если он был открыт) и поднять 2-ю или 5-ю фурму в крайнее верхнее положение. При этом крайняя к отводящей головке фурма должна находиться на расстоянии 0,5… 1,0 м от уровня шлака. Продувку ванны производят одной фурмой. Расход кислорода должен быть не более 4000 м³/ч.

Во время полировки плавки, во избежание бурных реакций, каждую мульду необходимо присаживать в жидкий металл в 2…3 приема. Если в это время в соседней ванне производится заливка чугуна, то ее необходимо прекратить. Дымовые газы должны отводиться через соседнюю ванну.

Запрещается во время полировки плавки отводить дымовые газы непосредственно в вертикальный канал. Продувку металла всеми тремя фурмами разрешается начинать только после прекращения реакции в ванне.

По ходу доводки через каждые 5… 10 мин отбирается проба металла для контроля содержания углерода методом ТЭДС. Контроль температуры металла по ходу доводки должен производиться термопарой разового измерения не реже, чем через 10 мин.

2.6 Окончание доводки

Продувка металла кислородом для всех марок стали должна быть закончена не позднее, чем за 5 мин до раскисления в печи или выпуска плавки при ковшевом раскислении. В этот 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 при выплавке стали с содержанием 0,06…0,14% углерода — нижний предел для заданной марки стали. В технологическом паспорте плавки отмечают время окончания продувки. Продувка металла кислородом при содержании углерода в нем менее 0,10% вызывает резкое увеличение окисленности металла, что приводит к получению рыхлой корки слитка кипящей стали и плохой поверхности слябов, увеличению количества неметаллических включений, а также к снижению выхода годного и стойкости сталеразливочных ковшей. Производить продувку при массовой доле углерода в металле менее 0,10% не рекомендуется. В случае «холодного» хода плавки допускается продувка металла кислородом при содержании углерода менее 0,10% с обязательным реагированием его окисленности углеродсодержащими материалами. 6]

Выплавка низколегированных сталей и стали для судостроения в случае окончания продувки металла при содержании углерода менее 0,07% не производится.

После окончания продувки производится отбор проб металла для контроля содержания углерода методом ТЭДС или на приборе АН-29, но не менее двух раз.

После окончания продувки фурмы устанавливаются над шлаком. Расход топлива и кислорода должен соответствовать инструкции по тепловому режиму. Перед выпуском плавки отбираются пробы металла и шлака на химический анализ.

Содержание оксидов железа в шлаке перед выпуском стали всех марок не регламентируется. Основность конечного шлака должна быть не менее 2,3.