Предлагаем выполнить: дипломную, курсовую работу, реферат по любой интересующей Вас теме. Срок выполнения работы от 1 дня. План работы мы выполним бесплатно. Если план работы Вас устраивает, вы оплачиваете аванс 30% и работа выполняется. Как только работа будет готова, на Ваш электронный адрес поступит демо-версия. Ознакомившись с сокращенным вариантом, Вы доплачиваете оставшуюся сумму и получаете полную версию работы.

Реферат: Влияние водорода на свойства стали

Разработана промышленная установка для обработки стали в ковше с пульсирующей подачей инертного газа через погружные фурмы. Предложены амплитудно-частотные характеристики потока инертного газа, подаваемые в погружные фурмы, обеспечивающие наибольшую эффективность дегазации стали и удалении неметаллических включений из металла. Разработаны конструкции газодинамических устройств, обеспечивающих требуемые амплитудно-частотные характеристики дутья. Предложены конструктивные решения их монтажа на стенде. Предложена технологическая схема работы двухванных сталеплавильных агрегатов, стенда для обработки стали в ковше и МНЛЗ, для производства конструкционной и трубной стали.

Пояснительная записка к дипломному проекту изложена на 106 страницах, содержит 1 рисунков, таблиц, список использованных источников.

Введение

ООО «Уральская Сталь» является крупным предприятием с полным металлургическим циклом, в состав которого входят управление с четырьмя рудниками, коксохимическое производство, аглофабрика, доменный цех, имеющий в своем составе четыре доменных печи, мартеновский цех, электросталеплаильный цех блюминг 1250, толстолистовой стан 2800, универсальный широкополосный стан 950/800, вспомогательный цеха и производства.

ООО «Уральская Сталь» входит в восьмерку крупнейших металлургических предприятий России. Более 5% российской стали производится в Новотроицке. Имеющиеся оборудование и технологии позволяют комбинату выплавлять сотни марок стали: от рядовых углеродистых до сталей специального назначения. По ряду позиций ООО «Уральская Сталь» занимает ведущие места в отрасли.

Дальнейшее развитие ООО «Уральская Сталь» сконцентрировано на следующих направлениях:

- освоение собственного производства сырья, материалов, огнеупоров взамен привозных;

- внедрение новых технологий, направленных на повышение стойкости металлургических агрегатов и оборудования;

- разработка и внедрение новых технологий производства проката из низколегированных сталей;

- расширение сортамента продукции;

- повышение конкурентной способности стали за счет повышения качества стали;

- снижение обрези, повышение стойкости огнеупоров, снижение расхода ферросплавов и раскислителей.

I Технико-экономическое обоснование проекта работы

Влияние водорода на эксплуатационные свойства стали

Водород, присутствующий в стали. Влияет на ее эксплуатационные свойства и приводит к специфическим металлургическим дефектам металла – образованию флокенов и водородному охрупчиванию стали.

Под водородным охрупчиванием подразумевают снижение пластических свойств металла, наблюдаемое в определенных условиях в присутствии водорода в стали. При определенном содержании водорода отмечается исчезновение предела текучести, а у высокопрочных сталей и снижение предела прочности.

Отрицательное влияние водорода проявляется при его содержании более 1 – 2 см3/100 г. и с дальнейшим повышением концентрации пластичность и сопротивление металла разрушению пропорционально снижаются при 5 – 10 см3/ г. пластичность металла минимальна. С ростом концентрации водорода изменяется характер разрушения образца – от вязкого к типично хрупкому (разрушение сколом).

Водородное охрупчивание наблюдается только в температурном интервале от минус 374 К до плюс 374 К и уменьшается с повышением скорости деформации.

Для оценки склонности стали к водородной хрупкости широко применяются механические испытания на одноосное растяжение, на ударную вязкость, на вязкость разрушения, на усталостную прочность и другие.

Флокены представляют собой внутренние дефекты стали, выявляемые в изломе в виде пятен округлой формы. На поверхности микрошлифа, вырезанного перпендикулярно плоскости пятен, флокены имеют вид трещин, толщина которых измеряется сотыми и даже тысячными долями миллиметра.

Обычно флокены образуются в кованных и катанных заготовках и изделиях с относительно большим сечением. Чувствительны к образованию флокенов углеродистые (более 0,25 – 0,30% углерода) и легированные стали перлитного, перлито-мартенситного и мартенситного классов.

Возникновение флокенов объясняется наличием внутренних напряжений, связанных с деформацией и охлаждением металла и напряжений, создаваемых присутствующим в металле водородом. Для образования флокенов необходимы оба условия: при отсутствии любого из них флокены в стали не образуются.

В практике широко используются приемы по предупреждению образования флокенов в крупных передельных заготовках, которые заключаются в их замедленном охлаждении или длительном изотермическом отжиге после горячей пластической обработки металла. В результате этого содержание водорода изменяется незначительно, то есть эти приемы обеспечивают, главным образом, снятие внутренних напряжений. Однако при повышенном содержании водорода (2,8 – 4,5 см3/100 г.) флокены снова появляются после второго и даже третьего прокатного передела, если после каждого из них металл не подвергался противофлокеновой обработке. Препятствовать образованию флокенов в металле можно только понижая содержание водорода в нем ниже определенных для этой марки стали пределов.

Растворимость водорода в жидком железе

Растворимость водорода в жидком железе подчиняется закону Сиверста /1/

1/22(Г) = [Н]   (1)

  КН = [Н] / ÖРН;   (2)

То есть, растворимость водорода пропорциональна корню квадратному из парциального давления водорода в газовой фазе и растет с повышением температуры. Величина КН численно равна растворимости водорода в железе при

РН = 1013 х 105 Па и заданной температуре. При 1873 К и давлении около 100 кПа массовая доля водорода составляет примерно 0,0027%. Уравнение (2) пригодно для расчета растворимости водорода в жидком железе, находящемся в равновесии с газовой фазой, содержащей молекулярный водород. В реальных условиях парциальное давление молекулярного водорода очень мало, а содержание водорода в металле определяется парциальным давлением паров воды и влажностью шихтовых и шлакообразующих материалов.

При температуре кристаллизации наблюдается скачкообразное изменение растворимости водорода от 28 до 8 см3/100 г. В связи с этим железо и его сплавы при низких температурах, как правило, пересыщены водородом, что приводит к его выделению из раствора, последующей молизации и образованию дефектов. Особенно чувствительными к образованию этих дефектов являются легированные стали. В /1/ указывается, что растворимость водорода в аустените выше, чем в d-Fe. То есть, стали, кристаллизующиеся в форме g- Fe и имеющие аустенитную структуру, могут содержать больше водорода в твердом растворе, поэтому такие стали менее подвержены пористости.

Влияние легирующих элементов на растворимость водорода в жидком железе количественно описывается коэффициентом активности (fR). Гидрообразующие элементы (Zr, Ti, Nb, V, Ce) увеличивают растворимость водорода. Элементы, не образующие гидридов (Ni, Mo, Mn, Co, Cr) слабо влияют на растворимость. Группа элементов (С, Si, P, Al и др.) уменьшают растворимость водорода, что связано с сильным взаимодействием между атомами железа и легирующей добавкой, с образованием карбидов, силицидов, фосфидов и других соединений.

Определения содержания водорода в металле

Определение содержания водорода в сталях связано со значительными трудностями. Водород обладает высокой диффузионной подвижностью в твердом металла при повышенных температурах, что требует проведения закалки отобранных проб для фиксации в них растворенного водорода до момента проведения анализа и скорейшего проведения самого анализа. Одним из главных источников ошибок при определении содержания водорода являются его потери при кристаллизации пробы, когда происходит скачкообразное изменение его растворимости.

Методы отбора проб для определения содержания водорода в стали делятся на открытые и закрытые (или газосборные).

При открытом методе металл заливают в медный кокиль и отбирают пробу в кварцевую трубку и охлаждают ее с максимально возможной скоростью, предотвращая выделение водорода. Образец хранят при низких температурах. При использовании этого метода возможны ошибки систематического характера, связанные с одновременным поглощением и удалением водорода при закалке пробы в воде.

При закрытом методе проводится улавливание и сбор выделяющегося в процессе кристаллизации водорода в специальную металлическую или кварцевую ампулу. Этот метод исключает потери водорода при кристаллизации пробы и его поглощение при закалке пробы в воде. Метод является эффективным при низких концентрациях водорода, в частности, при вакуумировании.

Существует достаточно большое количество методов определения содержания водорода в металлах, наиболее распространенные из них – метод нагрева и плавления образцов в вакууме или в атмосфере инертных газов. К преимуществам метода относят проведение анализа при относительно невысокой температуре, отсутствие взаимодействия образца с материалом тигля, выделение при нагреве только водорода, что упрощает методику проведения анализа. Недостатком метода считают невозможность полного выделения водорода, особенно при анализе легированных сталей и большую продолжительность анализа.

К достоинствам метода с использованием газа-носителя относятся: отсутствие вакуума, низкие потери водорода, простота обслуживания аппаратуры и возможность автоматизации.

В настоящее время широкое применение для анализа водорода в металлах получили приборы фирм «Леко», «Лейбоулд-Хереус», «Болзерс». Например, прибор фирмы «Леко» работает с использованием аргона в качестве несущего газа, имеет нижнюю границу определения от 10-5 до 10-2 % и погрешность ± 3%.

Содержание водорода в сталеплавильных шлаках определяют методом вакуум-нагрева. Отобранный при помощи пробной ложки шлак разбивается на куски размером 15 – 20 мм и в раскисленном состоянии помещается в боксы с ангидроном. Навеска шлака для проведения анализа составляет примерно 1 г. Концентрацию водорода в шлаке определяют методом вакуум-нагрева на приборе конструкции Клячко-1 /4/. Прибор оборудован высокотемпературным нагревателем, способным обеспечить нагрев до 1774 К, и экстракционным сосудом из газонепроницаемого кварца. Конструкция прибора позволяет разделить выделяющийся газ на составляющие: СО, СО2, Н2О и определять их количество.

В последние годы предпринимались многочисленные попытки найти способ непосредственного определения содержания водорода в разливочном и промежуточном ковшах. Для этой цели пригодна система Гидрис, базирующаяся на применении погружного зонда .

В расплавленный металл вдувают определенный объем инертного газа. Газ улавливается пористым газопроницаемым керамическим конусом и затем каждые 6 секунд прокачивается в замкнутом цикле (V равно 20 мл) через измерительную систему.

Водород переходит в систему циркуляции Гидрис до тех пор, пока не установятся равновесные парциальные давления. Равновесное значение определяется путем измерения теплопроводности (с помощью катарометра) газа.

Точность измерений содержания водорода в стали по методике Гидрис составляет ± 35%. Время погружения зонда Гидрис 40 – 70 с.

Таким образом, система Гидрис является надежным способом экспрессного определения содержания водорода в жидкой стали, что позволяет использовать ее во внепечной обработке и разливке стали, контролируемом охлаждении непрерывно-литых заготовок.

Процесс растворения азота в металле

Межатомные силы внутри молекулы азота значительно превышают

соответствующие силы в молекулах водорода. Это объясняется тем, что диссоциация молекул азота на атомы происходит при более высоких температурах, чем молекул водорода.

Процесс растворения в металле азота имеет ту же природу, что и у водорода. Эта общность природы процессов определяет и некоторые общие черты термодинамики процессов растворения водорода и азота: справедливость для обоих случаев закона Сивертса, то есть прямой пропорциональности между количеством растворенного газа и корнем квадратным из парциального давления газа, положительное значение энтальпии процессов растворения ∆HS практически для всех расплавов железа как в случае азота, так и водорода.

Элементы, которые более склонны к образованию нитридов, чем железо, то есть имеют большее сродство к азоту, чем железо (Ti, Nb, V).

Наоборот, элементы, характерные сильными межатомными связями с железом, например С и Si, существенно понижают растворимость азота.

Азот активно взаимодействует с дислокациями и другими дефектами структуры металла в значительной степени влияет на его механические свойства.

Деформационным старением именуется изменение механических свойств железа и малоуглеродисой стали после холодной пластической деформации и последующей выдержки при комнатной и повышенных температурах (до 250ºС). Это явление характеризуется повышением пределов текучести и прочности, твердости, понижением пластических свойств при статических испытаниях и критической температуры хрупкого разрушения при испытании на удар.

Частный случай деформационного старения – синеломкость, вызванная, главным образом, присутствующим в стали азотом и углеродом. Ее признаки: снижение пластичности, повышение пределов текучести и прочности металла. Синеломкость проявляется уже при незначительном содержании азота; наивысшие значения предела прочности достигаются при его содержании около 0,01%.

В процессе старения в связи с сегрегацией атомов у дислокаций электрическое сопротивление и термоэлектродвижущая сила уменьшается /2/.

Азот в стали определяется с помощью системы Нитрис, работающей аналогично системе Гидрис.

Процесс неметаллических включений в стали

Процесс удаления неметаллических включений является многостадийным и включает в себя всплывание включений, их переход через границу металла и шлака, ассимиляцию включений шлаком и их растворение в шлаке.

В зависимости от геометрической формы включения одного и того же химического состава, равные по массе, в равных температурных условиях и при равенстве прочих параметров окружающей среды, должны всплывать и удаляться с различными скоростями.

Общеизвестная формула Стокса /3/ применима только в случае всплывания твердых, идеально смачиваемых металлом неметаллических включений. При этом металл должен быть неподвижен

Re = 2 · rв · ρМ · w/ηM ≤ 1, (3)

где Re – число Рейнольдса;

rв - радиус включений;

ρМ – плотность металла;

w – скорость всплывания включения;

ηM - вязкость металла.

По Стоксу, скорость всплывания глобулярных включений пропорциональна квадрату радиуса включений, число Рейнольдса нарастает пропорционально кубу их радиуса. Поэтому формула стокса применима лишь по отношению к включениям размерами < 100 мкм.

Для определения скорости всплывания мелких жидких включений применяют уравнение Рыбчинского – Адамара

 (4)

где ηм – вязкость металла

ηв – вязкость включения.

Наиболее часто жидкими окисными включениями являются силикаты, а их вязкость в сотни и даже тысячи раз больше вязкости металла, поэтому, пренебрегая во второмсомножителе величиной ηм, можно получить и для жидких силикатных капель формулу Стокса

  (5)

При размерах капель не более 100 кмк их деформация, конечно, не имеет места, и подсчет по формуле (5) можно считать надежным

На практике установлено, что перемешивание металла приводит к значительному ускорению процесса его очищения от неметаллических включений. Это происходит вследствие ускорения процесса укрупнения включений, увеличения вероятности встреч диспергированных в металле включений. Потоки металла увлекают вместе с собой неметаллические включения. Последние достигают перемешиваемого, контактирующего со шлаком, слоя металла и частично переходят в него с последующей ассимиляцией шлаком. В этом случае могут всплывать включения, имеющие одинаковую плотность с металлом и даже несколько большую.

Скорость потока металла, достаточная для выноса включений, имеющих даже более высокую плотность по сравнению с металлом, в подшлаковый слой определяется уравнением:

   (6)

Степень очищения тонких слоев металла, оказавшихся непосредственно под шлаком, от неметаллических включений зависит от ряда причин и в конечном итоге определяется соотношением скоростей перехода включений из подслоя металла в слой, непосредственно контактирующий со шлаком, скоростью перехода (втягивания) включений в шлак и скоростью движения металла в горизонтальном направлении под шлаком.

Докристаллизационные неметаллические включения, как известно, являются подложкой для последующего образования на них третичных и, отчасти, четвертичных неметаллических включений, в ходе последующей кристаллизации и охлаждения металла.

Таким образом, удаление первичных и вторичных неметаллических включений играет важную роль для дальнейшего получения металла чистого от неметаллических включений. Поэтому применение пульсирующей подачи инертного газа в ковш имеет важное значение для получения чистого по неметаллическим включениям металла.

Производство стали

Краткое описание предприятия ООО «Уральская Сталь»

ООО «Уральская Сталь» (ОХМК), образованное на базе Орско-Халиловского металлургического комбината, является крупным металлургическим предприятием с полным металлургическим циклом. 5 марта 1955 г. доменная печь № 1 выдала первый чугун, и этот день стал датой рождения Орско-Халиловского металлургического комбината.

ООО «Уральская Сталь» работает на базе уникального месторождения природно-легированной железной руды. В руде этого месторождения, кроме железа, содержатся такие ценные элементы, как никель, хром и кобальт. В этом же районе были найдены промышленные запасы известняка, никеля и огнеупорной глины.

Сегодня ООО «Уральская Сталь» - это прокат высокого качества, это около ста марок углеродистой, легированной и низколегированной стали, это единственный в мире хроконикелевый природно-легированный чугун, кокс и химическая продукция. Имея высокие потребительские свойства, сталь с маркой ООО «Уральская Сталь» находит широкое применение во многих отраслях народного хозяйства: при строительстве газопроводов и океанских кораблей, котлов и сосудов, работающих под давлением, для изготовления оборудования атомных электростанций, при сооружении мостов, валов электродвигателей и осей вагонов, сельскохозяйственных машин, автомобилей и бытовых приборов.

ООО «Уральская Сталь» имеет свидетельства отечественных органов стандартизации и метрологии, удостоверяющие, что его прокат является новой и высокоэффективной продукцией. Комбинат имеет свидетельства фирм Ллойд, БС, ТЮФ и турецкого института стандартов, удостоверяющие, что ООО «Уральская Сталь» является предприятием, гарантирующим поставку проката по международным стандартам. Наряду с этим ООО «Уральская Сталь» производит около 20% стали повышенного качества с комплексом свойств, не имеющих аналогов в зарубежном производстве.

Продукцию комбината знают не только во всей стране, но и за ее пределами. Трубную заготовку из углеродистых, низколегированных и легированных сталей получают Челябинский трубопрокатный завод, Первоуральский новотрубный завод, Волжский и Синарский трубные заводы. Прокат из листовой стали для котлов и сосудов, работающих под давлением, используют на нефтехимических заводах в г. Дзержинске, Рузаевке, Салавате.

Прокат из конструкционной стали отправляют на мостостроительные заводы г. Улан-Удэ, Воронежа, Чехова, Кургана. Получателями листового и полосового проката повышенного качества являются известные автомобилестроительные заводы: ПО «ГАЗ», ОАО «КАМАЗ», «БЕЛАЗ», «МАЗ», ПО «АЗЛК», ПО «ЗИЛ».

Являясь поставщиком таких крупных отечественных предприятий, ООО «Уральская Сталь» экспортирует свою продукцию и за рубеж.

В состав мартеновского цеха входят:

- печной пролет с двумя двухванными 250 х 250 тонн и четырьмя 450-тонными мартеновскими печами;

- разливочный пролет с 10 разливочными кранами;

- миксерные отделения № 1 и № 2, в которых установлены 2 миксера емкостью 1300 т. для передельного чугуна;

- шихтовое отделение со складами магнитных и сыпучих материалов;

- шлаковое отделение.

Особенностью ООО «Уральская Сталь» является то, что при большом объеме производства продукции выплавляют только спокойную сталь, в том числе свыше 60% легированных и низколегированных марок, и высокопрочную сталь специального назначения. В цехе выплавляют около ста различных марок стали. Половина всего объема производства – сталь с массовой долей серы менее 0,025%.

В целях повышения качества жидкой стали на комбинате применяют отсечку печного шлака на выпуске, продувку стали в ковше инертным газом (аргоном, азотом или смесью аргона и азота), а также разливку с защитой струи металла от окисления инертными газами. Внедрение этого комплекса внепечной обработки металла позволило обеспечить однородность стали по химическому составу, улучшить качество выплавляемой стали, и, в конечном итоге, обеспечить получение высококачественного проката /9/.

2.1.1 Существующая технологическая схема

Существующая технологическая схема представлена на рисунке 1.

Выплавка стали Внепечная обработка Разливка

Прокатка Прокатка Готовая продукция

Рисунок 1 – Существующая технологическая схема

Производство стали 17Г1С в двухванном сталеплавильном агрегате осуществляется с раскислением и легированием стали в ковше на выпуске, раскисление алюминием производят чушками, что приводит к высокому угару. Такая внеагрегатная обработка не позволяла получить точный химический состав, что приводит к 5-ти процентному переназначению плавок в более дешевые и простые, такие как ст3. Невозможность контролировать степень угара раскислителей приводит к тому, что крайне трудно получить металл, отвечающий заданным стандартам и конкурентно способный на внутреннем рынке. Внепечная обработка не позволяет получать сталь, удовлетворяющую современным требованиям, предъявляемыми потребителями. Кроме того, разливка стали в цехе производится в слитки, что обеспечивает большую норму расхода металлошихты.

Внедрение непрерывной разливки позволит существенно снизить расходный коэффициент. Расход металлошихты снижается на 7-10%. Кроме того непрерывная разливка предъявляет ряд требований по качеству металла. Это низкое содержание серы и фосфора в металле (0,01 – 0,015 массовая доля, %), низкое содержание НВ (неметаллических включений), отклонение по температуре не более 5ºС. Для обеспечения этих требований устанавливается АКОС (агрегат комплексной обработки стали), который позволит снизить температуру металла на выпуске, что снижает угар и увеличивает срок службы огнеупоров. Установка доводки металла позволяет сэкономить дорогие ферросплавы, существенно снизить содержание растворенных в металле газов, что позволит отказаться от дорогой противофлокенной термообработки и поможет обеспечить выпуск качественной продукции, удовлетворяющей западным стандартам и конкурентоспособной как на внутреннем, так и на внешнем рынке.

Выбор марки стали

Для производства выбрана конструкционная сталь, которая работает при высоких динамических нагрузках. Вследствие этого она должна иметь высокий предел текучести, малую чувствительность к концентраторам напряжений. А в изделиях, работающих при многократно прилагаемых нагрузках – высокий предел выносливости, достаточный запас температурной вязкости и низкий порог хладноломкости. Кроме того, улучшаемые стали должны обладать хорошей прокаливаемостью и малой чувствительностью к отпускной хрупности.

В изделиях крупных сечений (диаметром свыше 15 – 20 мм) механические свойства легированных сталей выше, чем у углеродистых. Это объясняется тем, что легированные стали обладают лучшей прокаливаемостью. Если детали работают на кручение, то напряжение по сечению распространяется неравномерно. Для таких деталей сквозная прокаливаемость не нужна. В этом случае для надежного обеспечения прочности деталей закаленный слой должен располагаться на глубине не менее половины радиуса от поверхности. Для деталей, работающих на растяжение (шатуны, торсионные валы, ответственные болты и др.) нужно обеспечить сквозную прокаливаемость по всему сечению. Для изделий, требующих высоких значений ударной вязкости и низкого порога хладноломкости, работающих при низких температурах с высокими скоростями приложения нагрузки и при наличии концентратов напряжений, следует применять наследственно мелкозернистые спокойные стали, предпочтительно легированные никелем и молибденом.

Механические свойства стали в первую очередь определяются содержанием в них углерода, от качества которого и зависит закаливаемость стали. Прокаливаемость определяется присутствием легирующих элементов. В условиях полной прокаливаемости механические свойства стали мало зависят от характера легированности. Исключение составляет никель и молибден, повышающие сопротивление хрупкому разрушению. В т же время никель увеличивает пластичность и вязкость стали, уменьшая чувствительность к концентраторам напряжений и понижает температуру порога хладноломкостию. Повышая запас вязкости, никель увеличивает ударную вязкость. Однако применение сталей с излишне высоким содержанием хрома, марганца и кремния, обеспечивающих высокую прокаливаемость, способствует повышению склонности к хрупкому разрушению. На порог хладноломкости (склонность к хрупкому разрушению) также оказывает влияние сера, фосфор, азот, водород, неметаллические включения (НВ). Они повышают температуру порога хладноломкости, поэтому к сталям, работающим при низких температурах, предъявляются требования чистоты по сере, фосфору, азоту, водороду и НВ. Содержание серы и фосфора должно быть не более 0,04 и 0,035 массовой доли, соответственно, а содержание водорода не более 2 см3/100 гр.

Наиболее распространенной конструкционной сталью является сталь марки 17Г1С.

Материальный баланс плавки стали 17Г1С

Требуемый химический состав для стали 17Г1С представлен в таблице 1 /10/.

Таблица 1 – Химический состав стали 17Г1С, массовая доля, %

Состав чугуна, скрапа, металла по расплавлении и перед раскислением приведены в таблице 2.

Таблица 2 – Расчет на 100 кг металлической шихты для стали 17Г1С,

массовая доля, %

Рассчитаем первый период плавки.

Средний состав шихты приведен в таблице 3.

Таблица 3 – Определение среднего состава шихты, кг.

Расход кислорода и количество получающихся окислов рассчитаны в таблице 4.

Таблица 4 – Расход кислорода и количество окислов, кг.

Износ футеровки представлен в таблице 5.

Таблица 5 – Износ футеровки, кг.

Примем загрязненность скрапа 1,5%.

Загрязнения типа глины SiO2 = 50%; Al2O3 = 28%; H2O = 22%.

Загрязнениями вносится:

- SiO2 ………………… 35 · 0,015 · 0,50 = 0,262 кг;

- Al2O3 ………………. 35 · 0,015 · 0,28 = 0,147 кг;

- Н2О ………………. 3 · 0,015 · 0,22 = 0,115 кг.

Итого: Σ = 0,524 кг.

Принято, что окисленность скрапа (в виде Fe2O3) составляет 1% его массы, т.е. 0,35 кг. Согласно проведенным исследованиям на ОАО «Уральская Сталь», вместе с чугуном из миксера попадает небольшое количество шлака (1,5% массовой доли чугуна) 1,5 кг/100 кг, при этом состав шлака:

45,0% CaO; 6,0% Al2O3; 7,5% MgO;

40,0% SiO2; 1,5% S.

Миксерный шлак внесет:

- CaO ………………….. 0,45 · 1,5 = 0,675 кг;

- SiO2 …………………. 0,40 · 1,5 = 0,6 кг;

- Al2O3 ………………… 0,06 · 1,5 = 0,1125 кг;

- MgO ………………… 0,075 · 1,5 = 0,1125 кг;

- S ……………………. 0,015 · 1,5 = 0,0225 кг.

Известняка вводим 1,5 кг.

Поступит SiO2 из материалов:

- металлошихты ………1,464 кг;

- магнезитохромита …. 0,012 кг;

- загрязнений скрапа … 0,262 кг;

- миксерного шлака …. 0,6 кг;

- доломит …………….. 0,024 кг;

- известняка …………. 0,002 · х кг.

Σ 2,362 + х Σ 0,02 кг

Поступил Al2O3 из материалов:

- магнезитохромита … 0,008 кг;

- загрязнений скрапа … 0,147 кг;

- миксерного шлака …. 0,090 кг;

- доломит …………….. 0,024 кг;

- известняк. ………….. 0,003 · х кг.

Поступление MnO из материалов:

- металлошихты …….. 0,574 кг;

- известняк. ………….. 0,0015 · х кг;

Σ 0,574 + 0,0015 · х кг

Поступление MgO из материалов:

- магнезитохромита …. 0,132 кг;

- миксерного шлака …. 0,116 кг;

- доломит …………….. 0,432 кг;

- известняк …………… 0,02 · х кг

 Σ 0,677 + 0,02 · х кг

Поступление СаО из материалов:

- магнезитохромита …. 0,004 кг;

- миксерный шлак …… 0,675 кг;

- доломит …………….. 0,660 кг;

- известняк ……………. 0,53 · х кг

 Σ 1,339 + 0,53 · х кг

Поступление Р2О5 из материалов:

- металлошихты ………. 0,083 кг;

- известняка …………… 0,0007 · х кг

 Σ 0,083 + 0,0007 · х кг

Поступление S из материалов:

- металлошихты ………. 0,001 кг;

- миксерного шлака …… 0,0215 кг;

- известняка ……………. 0,001 · х кг

Σ 0,0225 + 0,001 · х кг

Содержание FeO и Fe2O3 с учетом экспериментальных данных принято равным соответственно 20% и 7%

Количество шлака по расплавлению

Lш = 0,262 · Lш + 5,327 + 0,5747 · х (7)

Второе уравнение составляем по основности шлака 1 периода, которую примем 1,8, тогда:

(1,339 + 0,53 · х)/(2,362 + 0,02 · х) = 2,0

х = 6,908

Масса шлака составит:

Lш = 5,327 + 0,5747 · 6,908/0,738 = 12,6 кг.

Рассчитаем количество и состав шлака периода расплавления:

SiO2 ………………… 2,362 + 0,02 · 6,908 = 2,50 кг;

Al2O3 ……………….. 0,269 + 0,003 · 6,908 = 0,29 кг;

MnO ………………… 0,574 = 0,574 кг;

CaO …………………. 1,339 + 0,53 · 6,908 = 5,000 кг;

MgO ………………… 0,677 + 0,02 · 6,908 = 0,815 кг;

P2O5 ………………… 0,083 + 0,0007 · 6,908 = 0,088 кг;

S ……………………. 0,0225 + 0,0001 · 6,908 = 0,023 кг;

FeO ………………… 0,2 · 12,6 = 2,52 кг;

Fe2O3 ……………….. 0,07 · 12,6 = 0,79 кг.

Σ Lш = 12,6

Баланс железа 1 периода плавки приведен в таблице 6.

Количество окислившегося железа

0,357 + 1,886 = 2,243 кг.

Расход кислорода на окисление железа до Fe2O3

0,357 · 48/112 = 0,153 кг.

Расход кислорода на окисление железа до FeO

1,886 · 16/56 = 0,539 кг.

Таблица 6 – Баланс железа 1 периода плавки

Расход кислорода на окисление железа до FeO

1,886 · 16/56 = 0,539 кг.

Так как в первый период выделяется много СО, то окислительная способность печи будет небольшой, ее можно принять 5 кг/м2 · ч.

Примем площадь пода одной ванны 54 м2, тогда продолжительность процесса будет 2,9 часа.

Количество кислорода, поступившего из атмосферы:

5 · 54 · 2,9 · 100/250000 = 0,31 кг/100 кг.

Необходимое количество чистого кислорода:

3,408 + 0,153 + 0,539 – 0,31 – 0,0735 = 3,716 кг.

Коэффициент усвоения подаваемого в ванну кислорода 90%

Расход технического кислорода:

3,716 · 22,4/0,95 · 0,9 · 32 = 3,04 м2/100 кг.

На 1 тонну металлошихты потребуется 3,04 м3/т технического кислорода.

Расход чистого кислорода

3,716 · 22,4/32 = 2,601 м3

Расход чистого кислорода с учетом коэффициента усвоения:

2,601/0,9 = 2,89 м3

4,34 · 0,1 = 0,304 м3 (0,434 кг)

Количество неусвоенного азота:

4,34 · 0,05 = 0,152 м3 (0,217 кг)

Количество технического кислорода, поступающего в ванну:

3,716 + 0,217 + 0,304 = 2,966 м3 (4,237 кг)

Корольков в шлаке будет 10% от массы шлака

12,6 · 0,05 = 1,26 кг.

Выход металла после 1 периода плавки:

Мж.ст = Мм.ш. – (Мм.ш./100)[(∆ [С] + ∆[Mn] + ∆[Р]) – Мж.шл-Мк-Мб.д.q (8)

где Мж.ст – масса жидкой стали, кг;

Мм.ш – масса металлошихты, кг;

∆ [ ] – угар примесей, кг;

Мж.шл – масса шлака, кг;

Мк – масса корольков, кг;

Мб.д. – масса бурого дыма, кг.

Мж.ст. = 100 – (1,8 + 0,683 + 0,445 + 0,034) – 2,243 – 0,524 – 0,35 – 1,26 – 1,5 =

= 91,16 кг.

Выделится СО2 из материалов:

- известняка ………………. 2,867;

- доломита ………………… 0,030.

Σ 2,897

Выделится Н2О из материалов:

- загрязнений скрапа …….. 0,115;

- известняка ………………. 0,060;

- доломита ………………… 0,026

Σ 0,201

Материальный баланс 1 периода плавки представлен в таблице 7.

Таблица 7 – Материальный баланс 1 периода

2 период плавки

Расход кислорода и количество окислившихся примесей во время доводки в таблице 8

Таблица 8 – Расход кислорода и количество окислов в период доводки, кг.

Расчет состава и количества шлака приведен в таблице 9.

Таблица 9 – Определение количества составляющих шлака периода доводки, кг.

Основность шлака равна:

41,91/17,48 = 2,4

Выход металла:

Мж.ст. = 91,16 – 1,41 – 0,311 – 0,0518 – 14,577 · 0,05 + 0,27 = 88,68 кг.

Количество [FeO], образовавшегося за счет окисления железа во втором периоде плавки

[FeO] = 2,92 – 1,886 = 1,034 кг.

Количество [Fe2O3], образовавшегося за счет окисления железа во втором периоде плавки

[Fe2O3] = 0,531 – 0,357 = 0,174 кг.

Расход кислорода на окисление железа до [FeO]

1,034 · 16/72 = 0,230 кг.

При этом окислится железа

1,034 – 0,230 = 0,804 кг.

Расход кислорода на окисление железа до [Fe2O3]

0,174 · 48/160 = 0,052 кг.

При этом окислится железа

0,174 – 0,052 = 0,122 кг.

Количество корольков в шлаке примем 5%

14,577 · 0,05 = 0,729 кг.

Количество кислорода, поступившего из атмосферы

5 · 54 · 100/250000 = 0,108 кг.

Количество кислорода, которое пошло на окисление элементов:

ОΣ = ОС + ОMn + OP + OFe шл + ОFe пыль (9)

ОΣ = 2,306 + 0,230 + 0,052 + 0,027 = 2,615 кг.

Количество кислорода, которое надо подать через фурмы:

2,615 – 0,108 = 2,507 кг.

Необходимое количество технического кислорода

2,507 · 22,4/0,95 · 32 · 0,9 = 2,053 м3/100 кг.

Количество неусвоенного кислорода

2,053 · 0,1 = 0,2053 м3

Количество азота

2,053 · 0,05 = 0,103 м3

Материальный баланс второго периода плавки представлен в таблице 10.

Таблица 10 – Материальный баланс второго периода плавки

Материальный баланс всей плавки представлен в таблице 11

Таблица 11 – Материальный баланс всей плавки, кг.

Тепловой баланс рабочего пространства

Тепловой баланс рабочего пространства двухванной печи рассчитывается для одной камеры (расчет ведем на всю плавку)

Приход тепла

Физическое тепло чугуна

Физическое тепло чугуна считается по формуле:

Qчуг = Мчуг · [СТВ · tпл + q + Cжид · (tжид - tпл] (10)

где Qчуг – физическое тепло чугуна, кДж;

СТВ – средняя удельная теплоемкость твердого чугуна, кДж/ (кг · ºС);

tпл – температура плавления чугуна, ºС;

q – скрытая теплота плавления, кДж/кг;

Cжид – средняя удельная теплоемкость жидкого чугуна, кДж/(кг · ºС);

tжид – температура жидкого чугуна, ºС.

Qчуг = 250000 · 0,65 · [0,178* 1200 + 52 + 0,2 (1350 – 1200) ] = 201,267 кЛж

Тепло шлакообразования

SiO2 → (CaO)2 · SiO2 ………………. 0,69 · 60 · 554 · 2500/28 = 2,05 · 10ºккал

Р2О5 → (СаО)3 · (Р2О5) …………….. 0,045 · 142 · 1132 · 2500/62 = 0,292· 10ºккал

Σ Qшл = 2,342 · 10ºккал

Физическое тепло скрапа

Qскр = 0,112 · 20 · 35 · 2500 = 0,169 · 106 ккал

Тепло экзотермических реакций

Тепло экзотермических реакций определяется по формуле:

Qэкз = ∆Н1 · ∆С1 · 2500 (11)

где Qэкз – тепло, выделяемое экзотермическими реакциями, 106 ккал

∆Н1 – тепловой эффект химической реакции, 106 ккал

∆С1 – изменение концентрации i-го компонента, кг.

Таблица 12 – Тепло экзотермических реакций, 106 ккал

Итого: ΣQэкз = 3,53 + 1,89 + 6,57 + 0,67 + 2,48 + 12,8 + 55,54 = 82,89 · 106 ккал

Химическое тепло природного газа

Расход природного газа принимаем за х и определяем химическое тепло природного газа по формуле:

Qпр.газ = ∆Нпр.газ · 2500 · х (12)

где Qпр.газ – химическое тепло природного газа, МДж;

∆Нпр.газ – тепловой эффект реакции горения природного газа, 106 ккал/м3;

х – расход природного газа, м3.

Qпр.газ = 8291 · х

Расход тепла

Физическое тепло стали

Физическое тепло стали определяется по формуле:

Qст = Мст · [СТВ · tпл + q + Cжид · (tжид - tпл], (13)

где Qст – физическое тепло стали, кДж;

Мст – масса стали, кг;

СТВ – средняя удельная теплоемкость твердой стали, кДж/ (кг · ºС);

tпл – температура плавления стали, ºС;

q – скрытая теплота плавления стали, кДж/кг;

Cжид – средняя удельная теплоемкость жидкой стали, кДж/(кг · ºС);

tжид – температура жидкой стали, ºС.

Температура плавления стали определяется по формуле:

tпл = Тлик – 80 · [% С],    (14)

где Тлик – температура ликвидуса, ºС;

[% С] – содержание углерода в металле, массовая доля, %

tпл = 1539 – 80 · (0,04) = 1536ºС

Qст = [0,167 · 1536 + 65 + 0,2 · (1600 – 1536)] · 88,68 · 2500 = 74,12 106 ккал

Физическое тепло шлака и корольков

Физическое тепло шлака определяется по формуле:

Qшл = (0,298 · 1550 + 50) · 12,6 · 2500 + (0,298 · 1630 + 50) · 1,98 · 2500 +

+ (2,298 · (1630 – 1550) + 50) · 12,6 · 2500 = 21,10 · 106 ккал

Тепло, уносимое продуктами горения.

Принимаем температуру отходящих газов равной 1650ºС

СО 1650х · 0,569 · 0,974 = 914,4х

Н2О 1650х · 0,444 · 1,925 = 1410х

N2 1650х · 0,347 · 0,332 = 190х

Qпр.г. = 2514,4 · х

Тепло на разложение известняка

Qизв = 6,908 · 2500 · 425 = 7,34 · 106 ккал

Тепло на испарение влаги и нагрев паров

Qисп = (1 · 100 + 539 + 0,444 · 1650 · 22,4/18 – 0,36 · 100 · 22,4/18) · 2500 ·

· 0,201 = 0,76 · 106 ккал

Тепло для нагрева СО выделяющегося из ванны

QСО = 0,569 · 1650 · 6,37 · 2500 · 22,4/28 = 11,96 · 106 ккал

Тепло для нагрева СО2 и SO2 выделяющихся из ванны

QСО2, SO2 = 0,569 · 3,08 · 2500 · 22,4/44 + 0,569 · 1650 · 0,0036 · 2500 · 22,4/64 =

= 3,68 · 106 ккал

Тепло для нагрева неусвоенного N и О

Qнеусв. = 0,347·1650· 2500 · 0,337 · 22,4/28 + 0,368 · 1650 ·2500 · 0,707 · 22,4/32= = 1,13 · 106 ккал

Тепло, уносимое бурым дымом

Qб.л. = (0,294 · 1650 + 50) · 1,192 · 2500 = 1,59 · 106 ккал

Потери тепла на охлаждение печи

Расходы воды на одну крышку 6 м3/ч тогда на три крышки 6 · 3 = 18 м3/ч.

Расход воды на столбики 2 · 6 = 12 м3/ч, на амбразуру шлаковой летки 4 м3/ч.

Итого воды на охлаждение печи 34 м3/ч.

Qохл.п. = 34000 · 20 · 4,3 = 2,9 · 106 ккал

Тепло на охлаждение кислородных фурм

Qохл.к.ф. = 3 · 2,43 · 0,2 · 4,2 · 300000 · 3,14 = 5,76 · 106 ккал

Тепло на охлаждение рам завалочных окон и пятовых балок

Расход воды равен 3,6 м3/ч. Выход пара составляет 90%, то есть 3,6 · 0,9 =

= 3,24 м3/ч.

Нагрев воды на 90ºС потребует тепла

Qз.о., п.б. = (3,6 – 3,24) · (90 – 20) · 1000 · 4,3 = 0,1 · 106 ккал

Потери тепла на получение пара

Qпол. пара = [(100 – 20) + 535 + 0,36 (150 – 100) · 22,4/18] · 3,24 · 1000 · 4,3 =

= 8,9 · 106 ккал

Таким образом, потери тепла на охлаждения рабочего пространства

Qраб.пр = Qохл.п. + Qохл.п.ф. + Qз.о, п.б. + Qпол.пара = 17,76 · 106 ккал

Потери тепла через кладку принимаем 4%

Qкл = 0,04 (133,46 · 106 + 8291х) = 5,34 · 106 + 331,64х

Потери тепла через окна и гляделки 0,95%

QОКН = 0,0096 (133,46 · 106 + 78,76 · х

Потери тепла на диссоциацию Н2О и СО2 равны 0,5%

Qдис = 0,005 · 82911 · х

Потери тепла с выбивающимися газами составляют 0,4%

Qвыб = 0,004 · 82911 · х = 33,16х

Полный расход тепла

Qрасх = Qвыб + Qдис + Qокн + Qкл + Qраб.пр. + Qб.л. + Qнеусп + QCO2, SO2 +

+ QCО + Qисп + Qпр.г. + Qшл + Qст   (15)

Qрасх = 146,64 + 2999,42 · х

Qприх = Qрасх (16)

133,46 · 106 + 82,9х – 146,64 · 106 + 2999,42х

х = 2490 – расход природного газа на плавку

Тепловой баланс плавки приведен в таблице 13.

Таблица 13 – Тепловой баланс рабочего пространства камеры двухванной печи

2.2 Технология плавки стали марки 17Г1С

Для уменьшения времени плавки необходимо ужесточить качество и сократить время загрузки лома за счет лучшей организации завалки. Проводить более тщательную сортировку лома и увеличивать насыпную плотность.

Периоды плавки:

- заправка – 10 мин.;

- завалка – 25 мин.;

- прогрев – 40 мин.;

- слив – 15 мин.;

- плавление – 35 мин.;

- доводка – 40 мин.;

- выпуск – 15 мин.;

Итого: Σ = 180 мин.

Заправка печи магнезитовым порошком

Заправку печи производят магнезитовым порошком или обожженным доломитом во время выпуска плавки /11/.

В целях безопасности при заправке печи объемный расход кислорода на продувку в соседней ванне снижают до 4000 – 4500 м3/ч.

Заправку печи выше шлакового пояса совмещают с периодом доводки предыдущей плавки. Загущение шлака заправочными материалами не допускается.

Заправку шлакового пояса печи производят во время выпуска, начиная с задней стенки напротив среднего завалочного окна с таким расчетом, чтобы не засыпать горловину сталевыпускного отверстия.

Восстановление рабочего слоя стен и откосов ниже шлакового пояса производят после полного удаления металла и шлака из печи, не допуская попадания значительного количества материалов на подину печи.

Завалку агломерата или руды (1-2 мульды) в среднее окно начинают после того, как сталевар предупредит подручных, находящихся у стальной летки и убедится в ее чистоте. Расстояние от агломерата (руды) до козырька летки должно быть приблизительно 100 мм.

Завалка и прогрев шихты

Начинать завалку при наличии на подине застоя глубиной более 150 мм запрещается.

Шихтовые материалы подают к печи к началу выпуска плавки. Завалку шихты производят в следующей последовательности: легковесный лом, известь или известняк, тяжеловесный лом. В последнюю очередь заваливают бой изложниц и твердый чугун. Завалку металлолома производят равномерно в каждое окно без образования бугров, особенно под кислородными фурмами.

После завалки шихты производят отталкивание лома от передней стенки и подсыпку порогов доломитом или дробленым известняком крупностью 10-50 мм. Не допускается попадание скрапин и мелкого металлолома на пороги.

В случае необходимости (при высокой подине) перед подсыпкой порогов делают гребешки из обожженного доломита или магнезитового порошка

Перед заливкой чугуна шихта должна быть хорошо прогрета. Признаком нормального прогрева является оседание легковесного лома и легкое оплавление кромок тяжеловесного лома. Прогрев не должен приводить к местному закозлению шихты. При задержках в периоды завалки и прогрева необходимо сократить тепловую нагрузку, не допуская оплавления шихты.

Заливка чугуна

После прогрева шихты устанавливают заливочный желоб и заливают чугун. Разрешается на 10 минут до заливки чугуна подавать на металлический лом кислород через кислородные фурмы до 4000 м3/ч для проплавления «колодцев». При этом фурмы должны находиться на минимальном расстоянии от поверхности лома. Запрещается опускать фурмы непосредственно на шихту, т.к. это может привести к прогару фурм.

Заливку чугуна производят в среднее окно. Во время заливки чугуна через кислородные фурмы подают кислород до 4000 м3/ч. При перегреве шихты или в случае перегрева при сливе чугуна более, чем на 20 минут, во избежании бурных реакций в печи и выбросов шлака на рабочую площадку, подача кислорода на кислородные фурмы должна быть уменьшена до уровня, обеспечивающего спокойное течение плавки без бурных реакций и выбросов шлака. Поданный чугун сливают медленно.

Плавление чугуна

Началом периода плавления считают момент окончания заливки чугуна. Продувку ванны кислородом осуществляют тремя фурмами. Головки фурм во время продувки располагают на границе раздела шлак-металл. Установку фурм по указателю положения фурм и визуально. В течение всего периода продувки сталевар систематически проверяет положение и состояние фурм для своевременного обнаружения течи воды. В случае невозможности опустить фурмы на границу шлак-металл из-за наличия твердой шихты, выступающей над поверхностью, объемный расход кислорода сокращают до 4000 – 5000 м3/ч.

Спуск шлака производят через порог среднего завалочного окна. Общий объем спущенного шлака должен быть 0,5 – 1 объема чаши. Через 40 минут после заливки чугуна отбирают первую пробу металла и шлака на химический анализ и вводят термоэлектрический преобразователь непрерывного измерения температуры жидкой стали. Допускается измерение температуры жидкой стали термопреобразователями разового кратковременного погружения. Перед отбором проб и измерением температуры металла термопреобразователями разового погружения интенсивность продувки ванны кислородом должна быть снижена до 4000 м3/ч.

При наличии бурных реакций в печи отбор проб металла и шлака и измерение температуры металла термопреобразователями разового погружения запрещается. При бурном вскипании ванны поднять продувочные фурмы, отключить кислород, отключить газокислородные горелки, если они были в работе.

После отбора первой пробы металла в случае необходимости к печи должны быть поданы агломерат и известняк в количестве 4-5 тонн каждого.

Момент расплавления условно записывают в паспорт плавки при достижении температуры металла не ниже 1500ºС. При этой температуре массовая доля углерода в металле должна составлять не менее 0,8%. Если это условие не выполняется, то разрешается передув ванны и нагрев металла до заданной температуры с последующим науглероживанием металла в ковше до заданного содержания углерода в готовом металле.

Основность шлака по расплавлении ванны должна быть не ниже 1,8. При необеспечении по расплавлении требуемой основности шлака производят присадку извести (известняка).

Доводка чугуна

Оптимальным ходом процесса доводки плавки считается такой, когда продувка ванны кислородом ведется без перерывов всеми фурмами и без присадок материалов в печь, при этом температура металла на выпуске должна обеспечивать нормальную его разливку.

В случае необходимости регулирование скорости окисления углерода и скорости нагрева металла осуществляют изменением интенсивности продувки и положения кислородных фурм.

При перегреве металла в печь присаживают агломерат или известняк, рекомендуется вводить их в соотношении 1:1. При этом учитывают, что при присадке 1 тонны агломерата температура металла снижается на 30ºС, известняка – на 20ºС, а подъем температуры металла составляет 10-15ºС при выгорании 0,1% углерода.

При температуре металла 1580ºС и более охлаждение ванны рекомендуется производить только известняком.

По ходу доводки через каждые 15-20 минут отбирают пробы металла для контроля массовой доли углерода, фосфора, серы, марганца, хрома, никеля, меди. Разрешается отбор меньшего количества проб, но не менее 2; при условии обеспечения заданного химического состава готовой стали. При необходимости принимают меры для обеспечения заданной массовой доли фосфора и серы в стали – спуск шлака им наводка нового присадками в ванну сухих извести, известняка, плавикового шпата. Присадка всех материалов в печь должна быть закончена не позднее, чем за 10 минут до выпуска плавки. При передувке металла разрешается во время выпуска плавки присадка сухого прокаленного доломита с порогов печи для снижения активности шлака.

При снижении массовой доли углерода по ходу продувки до 0,3%, объемный расход кислорода на продувку рекомендуется снижать до 3000 – 4000 м3/ч.

Контроль температуры металла производят с помощью установок непрерывного измерения температуры, при их наличии в цехе. Разрешается измерение температуры производить термопреобразователем кратковременного разового погружения не менее трех раз за период.

Температура металла перед выпуском должна быть при непрерывном измерении 1630ºС. При разовом измерении температура должна быть на 10ºС выше.

Продувку металла заканчивают не позднее, чем за 5 минут до выпуска плавки. Окончанием продувки считают подъем фурм над уровнем шлака на 1 – 1,5 м, интенсивность подачи кислорода при этом снижают до 3000 – 4000 м3/ч.

Массовая доля окислов железа в шлаке перед выпуском не регламентируется. Основность конечного шлака должна быть не менее 2,0.

Десульфурация стали с использованием ТШС

Существует целый ряд материалов и способов их введения в ковш, главными из которых являются: обработка расплава жидкими синтетическими шлаками, использование металлического кальция и сплавов на его основе, эжекция мелкодисперсных специальных шлаковых смесей, а также применение кусковых твердых шлакообразующих. Наиболее простым и сравнительно легко организуемым способом в условиях сложившейся технологии в существующих цехах является использование кусковых твердых шлакообразующих смесей (ТШС).

В процессе легирования сталь попадает в марочные пределы по всем элементам, кроме углерода и серы. Необходимо принять меры по десульфурации стали и вводу углерода.

Для десульфурации существует целый ряд материалов и способов их введения в ковш, главными из которых являются: обработка расплава жидкими синтетическими шлаками, использование металлического кальция и сплавов на его основе, эжекция мелкодисперсных специальных шлаковых смесей, а также применение кусковых твердых шлакообразующих.

Наиболее простым и сравнительно легко организуемым способом в условиях сложившейся технологии в существующих цехах является использование кусковых твердых шлакообразующих смесей (ТШС) /12/.

Расчет десульфурации стали с использованием ТШС проводится на 100 кг. стали. Для начала необходимо оценить массу и состав сформировавшегося в ковше шлака.

Масса стали в ковше 250 т.

Далее оцениваются составляющие, вносимые ТШС. Расход ТШС принимается 15 кг/т или 1,5 кг/100 кг. стали; состав – 75% извести; 25% плавикового шпата.

Следовательно, ТШС внесет извести: 1,5 · 0,75 = 1,125 кг.

Состав извести принимается следующий, масс. доли %: СаО – 85; MgO – 8; SiO2 – 2; п.п.п – 5.

Следовательно, известь внесет в шлак, кг:

- СаО………………………. 1,125 · 0,85 = 095;

- MgO ……………………... 1,125 · 0,08 = 0,09;

- SiO2 ……………………… 1,125 · 0,02 = 0,022.

Далее оцениваются составляющие, вносимые печным шлаком. Принимается, что в ковш попадает печной шлак в количестве 6 кг/т стали или 0,6 кг/100 кг. металла.

Состав печного шлака в печи на выпуске, массов. доли, %.

СаО – 47,9; SiO2 – 18,57; FeO – 12,9; MnO – 1,7; MgO – 8,5; P2O5 – 0,88; Al2O3 – 2,44.

Следовательно, печной шлак внесет, масс. доли, кг.

CaO – 0,28; SiO2 – 0,11; FeO – 0,07; MnO – 0,02; MgO – 0,05; P2O5 – 0,005; Al2O3 – 0,01.

Количество и состав шлака представлены в таблице 14.

Таблица 14 – Количество и состав шлака, кг.

Коэффициент распределения серы определяется по уравнению (17):

 , (17)

где а0 – активность кислорода в стали можно определить из следующего уравнения

lgfs = 0,11 · 0,04 + 0,063 · 0,36 + 0,29 · 0,014 – 0,026 · 0,58 – 0,028 · 0,032 = 0,055

 (18)

где аAl – активность алюминия в стали

аAl2O3 – активность глинозема в образующейся шлаковой фазе

КAl · aAl2O3 = K’Al   (19)

Константа K’Al приближенно определена и равна:

- для шамотной футеровки K’Al = 10-12;

- для высокоглиноземистой футеровки K’Al = 10-13

Допуская, что аAl ≈ [Al] = 0,025, получим выражение для определения аО

    (20)

Принимая футеровку ковша высокоглиноземистую (К’Al = 10-13)

Ls = 57

Содержание серы в ковше определяется по уравнению:

    (21)

где λ – кратность шлака, λ = 0,029

Степень десульфурации определяется по уравнению:

 (22)

Раскисление и легирование стали

Предварительное раскисление металла производят в ковше, непосредственно при выпуске, присадкой алюминия для снятия переокисленности металла и производят науглероживание вдуванием коксовой мелочи под струю. Выпуск металла производится при достижении температуры не ниже 1630ºС. При выпуске металла из печи производится отсечка шлака с помощью скриммерного желоба.

Присадка ферросплавов в ковш во время продувки позволяет достичь большей их экономии за счет более высокой степени усвоения легирующих элементов, достигающей для большинства элементов по многочисленным литературным данным величины более 90%.

При выпуске металла из печи содержание углерода в стали равно 0,04. По содержанию углерода по эмпирической формуле легко найти массовую долю растворенного кислорода в стали [О].

аО =