«Автоматизация сталеплавильного производства»

1. Кислородно-конвертерный способ получения стали 

 

Г.Бессемер в 1856 г. получил патент на конвертерный способ производства стали продувкой воздуха через расплавленный чугун. 

В настоящее время применяют более прогрессивный и производительный способ – кислородно-конвертерную плавку, основанную на продувке жидкого чугуна кислородом.

 

 

Рис. 1. Кислородный конвертер: а – заливка чугуна; б – продувка кислородом; 1 – корпус конвертера; 2 – водоохлаждаемая фурма для подачи кислорода; 3 – выпускное отверстие для стали (летка)

 

Кислородный конвертер выполнен в виде сосуда грушевидной формы 1 (рис. 1), футерованного изнутри смолодоломитовым или магнезито-хромитовым кирпичом. Он может поворачиваться на цапфах, наклоняться, что необходимо для заливки исходного чугуна, взятия проб, выпуска стали и т.д. Конвертер сверху имеет отверстие для ввода в его полость кислородной фурмы 2, отвода газов, загрузки лома и шлакообразуюших, а также выпуска ишака. Емкость существующих конвертеров составляет 10–400 т.

Кислородно-конвертерный процесс включает в себя загрузку стального скрапа в плавильный агрегат (конвертер), заливку в него расплавленного чугуна (более 70% по массе) и подачу кислорода в конвертер сверху через водоохлаждаемую фурму 2. Кислород поступает под давлением 1 – 1,5 МПа. На 1 тонну металла расходуется за минуту от 2 до 5 м³ кислорода. Обычно время продувки составляет примерно 20–30 мин, а при возрастании расхода кислорода оно может быть сокращено до 10 мин. Фурма, опускаемая в горловину конвертера, не доходит до уровня металла на 0,8–3,3 м. Поэтому кислород, подаваемый на поверхность металла, не проходит через весь его слой. Однако и при таком способе подачи кислорода процесс протекает очень активно. Температура в конвертере поднимается до 2000–2500°С. Происходит энергичное окисление в металлической шихте углерода, кремния, марганца и др. Наличие основной футеровки позволяет в конвертере при плавке использовать в качестве флюса известь. В итоге образуется основной шлак, что обеспечивает достаточно полное удаление из металла вредных примесей – серы и фосфора. Конец продувки определяют по времени, количеству израсходованного кислорода и виду пламени из горловины. Затем производят отбор контрольных проб металла и шлака для экспресс-анализа, а также измеряют температуру. Перед выпуском стали проводят ее раскисление и легирование. Сталь раскисляют ферромарганцем и ферросилицием. В результате образуются оксиды марганца и кремния, которые, взаимодействуя с оксидами железа, формируют жидкую шлаковую фазу. Это позволяет перевести продукты раскисления из металла в шлак. Часто раскисление завершают в разливочном ковше. Готовую сталь сливают через летку 3, а шлак – в шлаковый ковш – через горловину. Весь технологический цикл плавки занимает 50–60 мин, а продолжительность продувки кислородом – 20–30 мин.

Физико-химические процессы, протекающие при кислородно-конвертерной плавке. Заданное содержание углерода в стали достигается ее продувкой кислородом, что приводит к окислению углерода, протекающему с большой скоростью, и его удалению из расплава (С + ¹/₂О₂ = СО). Поэтому время продувки определяет продолжительность процесса плавки в целом.

Одновременно протекают окислительно-восстановительные реакции.

Марганец окисляется на 70%:

2Fe + О₂ = 2FeO; Mn + FeO = Fe + MnO

Кремний, окисляясь почти полностью, переходит в шлак:

Si + О₂ = SiO₂; SiO₂ + 2CaO = 2СаО ·SiO,

В процессе продувки до 98% фосфора, взаимодействуя с флюсом (СаО) и FeO, удаляется из стали, переходя в шлак:

2Р + 5FeO + 3СаО = Р₂О₅ · 3СаО + 5Fe

До 50% серы удаляется из чугуна известью и почти вся переходит в шлак:

FeS + CaO = CaS + FeO

Кислород в конце плавки присутствует в стали как в твердом растворе на основе железа, так и в виде оксидов железа и других элементов. Присутствие кислорода в стали снижает ее механические свойства (прочность, пластичность и вязкость). Поэтому для улучшения эксплуатационных свойств стали завершающей операцией плавки должно быть ее раскисление (снижение содержания кислорода) до заданных параметров. Применяют глубинное (осаждающее) раскисление – введение в глубь металлической ванны раскислителей (марганца, кремния и алюминия, характеризующихся большим сродством к кислороду).

В зависимости от степени раскисления стали подразделяются на кипящую, спокойную и полуспокойную. При использовании одного ферромарганца получается наименее раскисленная и наиболее дешевая сталь, называемая кипящей из-за выделяющихся пузырей СО в результате непрекращающейся реакции С + О = СО. После затвердевания стали эти газовые пузыри остаются в слитке до последующей горячей пластической деформации. При раскислении ферромарганцем и небольшим количеством ферросилиция (или алюминия) получают полуспокойпую сталь, превосходящую по качеству и стоимости кипящую.

При последовательном раскислении стали ферромарганцем, ферросилицием и алюминием получают спокойную сталь. Это наиболее дорогая хорошо раскисленная сталь (без газовых пузырей) отличается высоким качеством.

Кислородно-конвертерный способ производства стали имеет следующие преимущества перед мартеновским и электросталеплавильным процессами: это простота устройства конвертера; его более высокая производительность; меньшие расходы на проведение сталеплавильного процесса (с учетом стоимости электроэнергии, топлива, огнеупоров, сменного оборудования и др.).

В то же время ассортимент выплавляемых в конвертере сталей ограничивается, в основном, низколегированными, что обусловлено большим угаром легирующих элементов – хрома, марганца и др.

Недостатком кислородно-конвертерного способа получения стали является также необходимость сооружения сложных и дорогостоящих пылеочистительных установок, что вызвано большим пылеобразованием, связанным с активным окислением и испарением железа.

 

2. Производство стали в мартеновских печах (мартеновский способ)

 

Этот способ был назван в честь его создателя, впервые в 1864 г. осуществившего производство литой стали на поду, французского металлурга Пьера Мартена.

Мартеновская – это пламенная регенеративная печь (рис. 2), поскольку высокая (до 2000°С) температура при плавке достигается не только сжиганием в плавильном пространстве газообразного топлива (или мазута), но и одновременной регенерацией тепла печных газов.

Она используется, в первую очередь, для выплавки качественной стали. Вместимость и производительность ее может колебаться в широких пределах (10–900 т).

В нижней части рабочего пространства печи 2 находится ванна, дном которой является под 12, а боковыми стенками – откосы.

 

Рис. 2. Схема мартеновской печи:

1 – свод печи; 2 – рабочее пространство печи; 3 – завалочные окна; 4 – металл; 5 – шлак; 6,7– воздушные и газовые каналы в головке печи,

8, 9 – воздушные и газовые регенераторы; 10 – перекидные устройства; 11 – дымоход; 12 – под печи; 13 – головка печи; А-Б – уровень рабочей площадки

 

«Крышей» рабочего пространства является свод 1; по бокам оно ограничено передней и задней стенками, а с торцов примыкают головки 13. В них обычно устанавливают форсунки для подачи мазута и горелки для природного газа. В то же время в некоторых печах газо-кислородные горелки размещают в своде 1.

Через окна 3, расположенные в передней стенке, производится загрузка в печь как исходной шихты, так и необходимых для получения стали материалов (добавляемых в процессе плавки). Эти окна служат также для забора проб металла и шлака и других операций. В задней стенке (внизу боковой части пода 12) расположено отверстие, через которое производится выпуск готовой плавки. Это отверстие, плотно заполненное перед плавкой огнеупорным материалом, перед выпуском металла пробивают.

По каналам 6, 7, связывающим головки печи 13 с регенераторами (8, 9), из последних поступают в плавильное пространство печи нагретый горючий газ и воздух, а также производится отвод печных газов. В регенераторах (8, 9) происходит нагрев воздуха и газообразного топлива.

Технологией предусмотрено почти одновременное протекание следующих двух процессов: подача в печь через одну пару регенераторов нагретых газового топлива и воздуха и одновременно вывод из рабочего пространства печи продуктов горения в другую пару регенераторов для нагрева внутренней кладки последних. Затем охлажденные продукты горения выпускают в дымовую трубу 11. Направление подачи топлива и выхода печных газов периодически изменяется посредством автоматического переключения перекидных устройств (клапанов) 10.

Применяются также и двухванные мартеновские печи, производительность которых примерно такая же, как и у кислородных конвертеров.

Важной оценочной характеристикой мартеновских печей является суточное производство стали, приходящееся на 1 м² площади пода. Эта величина составляет 11–12 т и более. Производительность двухванных 500-тонных печей равна ~200 т в час. Мартеновские печи, в зависимости от типа футеровки, подразделяются на основные и кислые.

Для кладки пода и стенок основной печи используют магнезитовый кирпич, а кислой печи – динас. Флюсом при основной плавке является известняк, обеспечивающий удаление из стали таких вредных примесей, как сера и фосфор. Образующийся при плавке в кислой печи шлак, содержащий много SiO₂, не обеспечивает удаления серы и фосфора из расплава.

Для выплавки стали в мартеновских печах используют, в основном, передельный чугун (марок Ml, M2, МЗ) и стальной скрап. Чугун подается в печь либо в твердом состоянии (чушки массой порядка 50 кг), или в жидком (из миксера). Стружку и мелкий скрап предварительно прессуют. Раскисление и легирование осуществляют ферросплавами (ферромарганцем и другими сплавами).

Виды топлива. В основном, для выплавки стали в мартеновских печах применяют в качестве топлива мазут или природный газ (к крупных печах часто в газ добавляют мазут).

Основные этапы мартеновского процесса: плавление, кипение и раскисление. В процессе плавления происходит окисление кремния, марганца и фосфора. В частности, дефосфорация стали происходит по реакции

2Р + 5FeO + 4СаО – (СаО)₄Р₃О₅ + 5Fe

При взаимодействии оксидов SiO,, MnO, FeO (и др.) и сульфида FeS с флюсом СаО образуется основной железистый шлак. Он содержит до 15% FeO и 45% СаО.

Интенсификация процесса плавления осуществляется посредством обогащения воздушного дутья кислородом (до 25%) и продувки металла в течение плавки. В процессе кипения окисляется углерод. При достижении необходимого содержания углерода, серы и фосфора в стали проводится ее раскисление ферросплавами или алюминием. Применяют также дополнительное внепечное раскисление жидкой стали непосредственно в ковше.

Разновидности мартеновского процесса. Скрап-процесс применяют на заводах, где нет доменного производства и наличия жидкого чугуна. Основные компоненты шихты – стальной лом ~65% и твердый чушковый чугун ~35%. Различают основной и кислый скрап-процессы.

Основной скрап-процесс используется для получения качественной стали на заводах, не имеющих производства чугуна, и осуществляется, в основном, в печах емкостью до 100 т.

Кислый скрап-процесс применяется для выплавки более высококачественной стали, чем получаемой в основных мартеновских печах. Поскольку в кислых печах не используется известь, то нельзя удалять из расплава серу и фосфор. Поэтому шихта содержит высококачественный (с минимальным содержанием серы и фосфора) чугун и стальной скрап.

Дуплекс-процесс предполагает последовательное проведение сначала плавки в основной печи на обычной шихте, в процессе которой происходит удаление серы и фосфора; после этого расплав поступает в кислую печь, где и завершается плавка стали. Этот процесс получил большое распространение.

У кислой стали различие механических свойств в продольном и поперечном направлениях значительно меньше, чем у основной, в силу существенно меньшего содержания неметаллических включений. Вместе с тем по стоимости кислая сталь значительно дороже, чем основная. В связи с развитием более эффективных способов выплавки высококачественных сталей производство кислой стали в мартеновских печах постепенно сокращается.

Скрап-рудный процесс (основная шихта содержит 20–50% скрапа и 50–80% жидкого чугуна) называется так потому, что ускорение окисления примесей чугуна достигают введением в печь богатой железной руды (до 30 мае. % от металлической составляющей шихты). По данной технологии выплавляют лишь углеродистые стали, причем менее качественные, чем получаемые скрап-процессом. Преимуществом скрап-рудного процесса является его большая (но сравнению со скрап-процессом) экономичность.

Основным преимуществом мартеновского способа является его универсальность, которая проявляется в возможности производства широкого сортамента углеродистых и легированных сталей.

Основные недостатки мартеновского процесса – большая продолжительность процесса и существенный расход топлива.

 

3. Выплавка стали и сплавов в электрических печах

 

Этим методом получают стали и сплавы высокого качества. Преимуществами электросталеплавильного процесса являются: быстрый нагрев печи до заданной температуры (~2000°С); легкость регулирования температуры; возможность создания окислительной, восстановительной атмосферы или вакуума; лучшее раскисление по сравнению с другими способами плавки, более полное удаление серы и фосфора; простота легирования.

ВЫПЛАВКА СТАЛИ В ОСНОВНЫХ ДУГОВЫХ ЭЛЕКТРОПЕЧАХ

Электропечи подразделяют на дуговые и индукционные. Наибольшее распространение получили дуговые печи (рис. 3). Питание дуговых печей осуществляется переменным трехфазным током.

Рис. 3. Дуговая печь:

1 – корпус печи; 2 – свод печи; 3 – держатели; 4 – электроды; 5 – окно; 6 – заслонка; 7– металл; 8 – механизм наклона печи: 9 – шлак; 10 – желоб

Между тремя вертикально расположенными электродами и металлом возникает дуга. Печи снабжены съемным сводом и рабочим окном. Готовая сталь выпускается через отверстие, снабженное сливным желобом. Для выплавки стали, как правило, используют основные печи. Подавляющее количество выплавляемой стали получают из «свежей» шихты методом полного окисления. Второй вариант плавки – без окисления – в сущности представляет собой переплав отходов.

Плавка на углеродистой шихте. Данная технология используется при выплавке качественных легированных сталей и представляет собой плавку на свежей углеродистой шихте с окислением. Она подразделяется на периоды.

1.Заправка печи. Заправка производится сразу после выпуска металла и является подготовкой печи к очередной плавке. Она заключается в устранении дефектов и частичном обновлении изношенных и поврежденных участков футеровки пода. Продолжительность заправки составляет 10–15 мин.

2.Загрузка шихты. Основной компонент шихты (при использовании печей малой и средней емкости) – стальной лом (~90–95%). В шихту также добавляют чугун (<10%) для повышения содержания углерода. В то же время концентрация углерода в шихте должна превышать нижний предел его содержания в готовой стали, например, у высокоуглеродистой – на 0,3%, а у низкоуглеродистой – на 0,5 %. В завалку целесообразно добавлять 2–3% извести для удаления части фосфора уже в процессе плавления шихты.

3.Плавление. По завершении загрузки опускают электроды почти до касания с шихтой и включают ток. Воздействие высокой температуры дуг (до 3500°С) приводит к плавлению шихты. В процессе плавления составляющие шихты окисляются за счет кислорода воздуха, окалины и ржавчины, внесенных той же металлической шихтой. При этом формируется шлак, в который частично переходят фосфор и сера. Для ускорения процесса плавления часто применяют продувку металла с остатками шихты кислородом. Период плавления составляет ~1–3 ч.

4.Окислительный период. Цель данного периода плавки – уменьшение в металле содержания фосфора (до 0,01–0,015%), водорода, азота и углерода, а также нагрев расплава до температуры выпуска, превышающей ликвидус на 120–130°С. Окисление примесей ведут, используя либо железную руду (окалину, агломерат), либо газообразный кислород.

Присадка руды вызывает интенсивное кипение ванны – окисляется углерод, реагируя с оксидами железа руды с выделением большого количества пузырьков СО. Вместе с ними из металла удаляются водород и азот. Это очень важно, поскольку в зоне воздействия электрических дуг (при температуре свыше 3000°С) идет диссоциация молекул азота и водорода, способствующая интенсивному насыщению стали этими газами. Именно поэтому в электростали обычно содержание азота больше, чем в мартеновской или кислородно-конвертерной стали.

При подаче под давлением (~0,9 МПа) газообразного кислорода в расплав на глубину 150–200 мм скорость обезуглероживания возрастает в 3–5 раз по сравнению с эффективностью раскисления железной рудой. Дополнительное вдувание в расплав в струе кислорода порошкообразных смесей (молотых извести, железной руды и плавикового шпата в соотношении соответственно 7 : 2 : 1) в течение 5–8 мин приводит к снижению в 1,5–2 раза содержания фосфора. За периоды плавления и окисления из шихты в шлак удаляется до 40% серы. По достижению нижнего предела содержания углерода в выплавляемой марке стали, а также уменьшению количества фосфора до 0,010–0,015% завершается окислительный период. Он заканчивается сливом окислительного шлака. Длительность окислительного периода составляет от 30 до 90 мин.

5.Восстановительный период. В этом периоде проводится раскисление металла; из него удаляется сера; химический состав стали доводится до заданного и корректируется температура. При раскислении металла используются одновременно осаждающий и диффузионный методы.

После удаления окислительного шлака в печь присаживают ферромарганец, ферросилиций и алюминий. Эти добавки необходимы для реализации осаждающего раскисления металла.

Затем для наведения шлака, в печь вводят в соотношении 5:1:1 известь, плавиковый шпат и шамотный бой (добавки составляют ~3% от массы металла). После расплавления шлаковой смеси и образования жидкоподвижного шлака начинается диффузионное раскисление ванны. Суть последнего заключается в том, что в печь вводятся раскисляющие порошкообразные вещества (молотые кокс, ферросилиций и др.), обладающие небольшой плотностью. Они медленно опускаются через слой шлака, восстанавливая при этом FeO:

FeO + С = Fe + СО; 2FeO + Si = 2Fe + SiO₂ и т. п.

Снижение содержания FeO в шлаке инициирует ускорение диффузии кислорода из металла в шлак (так называемое диффузионное раскисление ванны). Поскольку реакции раскисления идут в шлаке, то выплавляемая сталь не загрязняется продуктами раскисления – оксидами.

В процессе восстановительного периода происходит хорошая десульфурация стали. Длительность этого периода колеблется от 40 до 100 мин. Перед выпуском стали корректируют содержание кремния в металле, вводя в него, если требуется, кусковой ферросилиций. Затем проводят окончательное раскисление, вводя в расплав алюминий в количестве ~0,7 кг на тонну стали.

Сталь из печи в ковш выпускают вместе со шлаком. При хорошем перемешивании металла со шлаком в ковше происходит дополнительное рафинирование стали, поскольку при этом из расплава в белый шлак продолжают переходить сера и неметаллические включения. Весь процесс плавки в зависимости от вместимости печи (от 10 до 400 тонн) длится от 2,5 до 8 ч.

Условия и последовательность легирования металла при плавке в существенной степени зависят от сродства легирующих элементов к кислороду. Никель и молибден вводятся в начальные периоды плавки – никель непосредственно в завалку, а молибденом легируют расплав в конце периода плавления либо в начале следующего окислительного периода.

Легирование металла хромом и марганцем осуществляется в начале восстановительного периода вслед за сливом окислительного шлака. Вольфрам вводится в расплав в начале восстановительного периода. Однако, ферровольфрам, имеющий высокую температуру плавления (~2000°С), растворяется медленно. Поэтому в случае корректировки состава стали его вводят в ванну более чем за 0,5 ч до выпуска. Известно, что ванадий, кремний, титан и алюминий легко окисляются. Поэтому легирование стали феррованадием, ферросилицием, ферротитаном и алюминием осуществляют соответственно (в среднем) за 20, 15, 10 и 2,5 мин до ее выпуска.

Выплавка стали методом переплава. Метод без окисления или с непродолжительной продувкой кислородом на металлургических заводах применяют для выплавки стали из имеющихся отходов легированной стали (25–40%). При этом существенная часть дорогих легирующих элементов, находящихся в отходах, сохраняется. Количество фосфора в шихте при плавке без окисления не должно превышать его допустимого содержания в готовой стали. Содержание же углерода в шихте должно быть на 0,05–0,1 % меньше, чем в готовой стали. Это обусловлено дополнительным науглероживанием расплава электродами.

В шихту также вводится мягкое железо с малым количеством углерода и фосфора. Известь или известняк (1 – 1,5%) загружают в период плавления. Образующийся при расплавлении шлак обычно не скачивается. Сразу за плавлением следует восстановительный период. При этом раскисление, десульфурация и легирование металла осуществляются обычными, рассмотренными ранее, методами.

При плавке стали с продувкой кислородом расплавленного металла достигается снижение содержания водорода и азота в стали, но угар легирующих элементов больше. Шихта содержит избыточный углерод (0,25%), который окисляется при продувке. Перед скачиванием шлака проводится его раскисление для восстановления легирующих элементов (хрома, вольфрама и ванадия). После наведения нового шлака следует (так же, как и при обычной плавке) восстановительный период. Технология выплавки стали методом переплава по сравнению с традиционной характеризуется большей (на -20%) производительностью и экономичностью (сокращением расхода ферросплавов, электродов и на ~15% электроэнергии).

ВЫПЛАВКА СТАЛИ В ИНДУКЦИОННЫХ ЭЛЕКТРОПЕЧАХ

 

Рис. 4. Индукционная печь:

1 – индуктор; 2 – тигель; 3 – вихревые токи; 4 – желоб; 5 – металл; 6 – ковш

 

В индукционных печах (рис. 4) сталь производится значительно реже, чем в дуговых. Они чаще всего используются для переплавки отходов легированной стали. Возможность достижения высокой температуры в печи, отсутствие науглероживающего металла – все это создает условия для выплавки в индукционных печах стали с малым содержанием углерода.

В индукционной бессердечниковой печи (имеются также печи с железным сердечником, используемые в цветной металлургии) плавка осуществляется в тигле 2, изготовленном из огнеупорных материалов. Тигель окружен спиральным многовитковым индуктором (изготовленным из медной трубки), охлаждаемым циркулирующей водой. Через него пропускается переменный ток.

При работе печи находящийся в тигле металл нагревается и плавится индуктирующимися в нем мощными вихревыми токами. Взаимодействие электромагнитных полей, возбуждаемых как токами, проходящими по индуктору, так и вихревыми токами в металле, вызывает интенсивную циркуляцию расплава. Это способствует не только ускорению процесса плавления, но и выравниванию как химического состава, так и температуры расплава по объему тигля. Различают два основных типа индукционных печей: работающих на токах повышенной (от 0,5 кГц до 1000 кГц) и промышленной частоты (50 Гц).

Печи повышенной частоты имеют тенденцию роста частоты питающего тока (от 0,5 до 1000 кГц) по мере снижения емкости (от десятков тонн до граммов) и соответственно диаметра тигля. Так, например, малые печи (емкостью от граммов до нескольких килограмм) питаются током с частотой от 50 до 1000 кГц, а средние и крупные (емкостью до десятков тонн) – токами с частотой от 0,5 до 10 кГц. Печи промышленной частоты имеют емкость до 60 тонн и более.

Технология плавки. В индукционных печах выплавка сталей и сплавов осуществляется методом переплава из легированных отходов или методом сплавления с использованием чистого шихтового железа, лома и добавок ферросплавов. Обычно плавка ведется без окисления примесей, поскольку не ставится задача удаления фосфора и серы. При выплавке стали в зависимости от ее химического состава могут быть использованы печи как с основной, так и с кислой футеровкой. Так, например, стали, содержащие значительное количество марганца, алюминия, титана, циркония, нельзя выплавлять в печах с кислой футеровкой, поскольку эти элементы взаимодействуют с кремнеземом футеровки, разрушая ее. В то же время печи с основной футеровкой (существенно менее стойкой, чем кислая) имеют меньший ресурс.

Плавка в печах с основной футеровкой характеризуется малой продолжительностью и невозможностью в связи с этим многократного экспериментального анализа химического состава металла. Поэтому весьма важным является точный предварительный расчет и контроль шихты. Ее состав должен обеспечить заданную концентрацию углерода, серы и фосфора в готовой стали. Для обеспечения плотной укладки шихты ее формируют из мелких и крупных кусков. Это уменьшает продолжительность процесса плавления. В нижней части тигля размещают тугоплавкие ферросплавы.

После появления расплава на его поверхности наводят шлак, вводя в тигель смесь, содержащую известь, плавиковый шпат и магнезит в пропорции 4:1:1. Шлак защищает металл от насыщения атмосферными газами, а легирующие элементы – от окисления. Продолжительность плавления колеблется в зависимости от емкости печи от 30 мин до 2 ч. По завершению периода плавления и отбора на анализ пробы металла производится слив плавильного шлака (с целью исключения возможности восстановления из него фосфора) и наведение нового шлака того же состава, что и при плавлении. С учетом результатов химического анализа расплава корректируют его состав, осуществляют легирование, раскисление соответствующими ферросплавами и сливают из тигля в ковш. Введение ферросплавов осуществляется либо в завалку (феррохром, ферровольфрам, ферромолибден), либо в расплав за 7–10 мин до выпуска (ферромарганец, ферросилиций, феррованадий) или непосредственно перед ним (алюминий). При этом усредненная величина угара вольфрама составляет 2%, хрома, марганца и ванадия – 7,5%, кремния – 12,5%, титана – 30%.

Плавка в печи с кислой футеровкой. Процессы загрузки шихты и ее плавления, а также последовательность введения ферросплавов осуществляются так же, как и в печах с основной футеровкой. В процессе плавления шихты шлак наводится посредством добавления боя стекла, шамота и извести. Количество серы, фосфора и углерода в расплаве не должно превышать их регламентируемого содержания в готовой стали.

Преимущества индукционных печей перед дуговыми заключаются: в меньшем поглощении водорода и азота металлом, а также более низким его угаром в связи с отсутствием воздействия высокотемпературных дуг при плавлении; в получении более однородного по составу металла, обусловленного активным электродинамическим перемешиванием; в большей возможности размещения малогабаритных печей в герметичных камерах и, как следствие, проведения технологического процесса плавки и разливки металла в среде инертного газа или в вакууме.

Основные недостатки индукционных печей: низкая стойкость основной футеровки; сложность удаления фосфора и серы в процессе плавки из-за низкой температуры ишаков, нагреваемых от металла.

ПЛАВКА В ДУГОВЫХ ГАРНИСАЖНЫХ ПЕЧАХ (ДГП)

 

 

Рис. 5. Дуговая гарнисажная печь:

1 – расходуемый катод; 2 – тигель; 3 – гарнисаж; 4 – ванна жидкого метала (анод); 5 – корпус тигли

 

Гарнисажные печи представляют собой разновидность вакуумных дуговых печей, используемых для плавки сплавов на основе титана и ряда тугоплавких металлов. Плавку расходуемого электрода 1 (рис. 5) с использованием дуги постоянного тока проводят в графитовых (или медных) гарнисажных тиглях 2. Гарнисажем называют твердую корку расплавляемого металла (толщиной 50–60 мм в лонной части и 12–16 мм – по стенкам), образующуюся на внутренней поверхности тигля в процессе наплавления ванны. Гарнисаж препятствует непосредственному контакту расплава с тиглем и их химическому взаимодействию. Реализация процесса «намораживания» гарнисажа и его сохранение в процессе плавки осуществляется за счет интенсивного охлаждения тигля водой.

При плавке титана в вакууме (0,13–1,33 Па) металл очищается от легкоплавких примесей. При этом не происходит насыщения сплава кислородом, азотом и водородом воздуха. В то же время планку сплавов, включающих в себя элементы с высокой упругостью пара, проводят в среде инертного газа для предотвращения потерь последних. Одним из недостатков этого способа плавки тугоплавких металлов (молибдена, тантала и др.) является недостаточная величина перепада между температурой расплавления материала электрода и температурой его плавления, поскольку в данном случае не успевают полностью реализоваться реакции рафинирования.

 

4. Автоматизация машины непрерывного литья заготовок

 

Процесс непрерывной разливки стали был разработан в Центральном научно-исследовательском институте им. И.П. Бардина в конце 40-ых годов ХХ столетия. Приоритет российских ученых и практиков в этой области был подтвержден продажей первых лицензий на непрерывную разливку во Францию и Японию.

          В промышленно развитых странах Европы, Америки и Азии в настоящее время основную массу сортового проката получают из непрерынолитых сортовых и блюмовых заготовок.

          В России сортовые литые заготовки получают только на металлургических заводах «Серп и молот», «Амурсталь» и «Сибэлектросталь».

          За прошедшие 50 лет в ЦНИИчермете решены основные теоретические и прикладные вопросы технологии непрерывной разливки и качество литых заготовок:

– разработаны теоретические основы и определены технологические параметры процесса;

– создана теория кристаллизации и затвердевания непрерывного слитка;

– разработаны теоретические основы теплотехники слитка, создания кристаллизаторов и зоны вторичного охлаждения;

– разработана теория защиты металла от окисления и охлаждения и загрязнения непрерынолитых слитков неметаллическими включениями;

– создана универсальная методика изучения качества непрерывнолитого металла;

– установлены зависимости стабильности процесса и качества металлопродукции от технологических параметров выплавки и разливки;

– создана теория управления качеством литых заготовок;

– определена стратегия реконструкции металлургических предприятий с применением непрерывной разливки стали.

          Особое внимание было обращено на подготовку металла к разливке, в частности, обеспечение низкого содержания вредных примесей и газов, прежде всего серы (0,005-0,010), химической и температурной однородности металла в сталеразливочном ковше, перевода тугоплавких неметаллических ключей в легкоплавкие во избежания затягивания дозирующих стаканов; заданного перегрева металла над температурой ликвидуса с отклонениями, не превышающими ±5°С.

          Установлено, что для реализации указанных требований наиболее приемлемым является агрегат типа «ковш-печь», который играет роль буфера при серийной разливке методом «плавка на плавку».

          Высокая производительность МНЛЗ и улучшения экономических показателей, в том числе повышений выхода годных заготовок, могут быть достигнуты только при серийной разливке методом «плавка на плавку».

          Экспериментально доказано, что автоматическое регулирование уровня металла в кристаллизаторе в узких пределах (до ±5 мм) позволяет существенно снизить загрязнение макроструктуры проката шлаковыми включениями. Это имеет особое значение для производства сортового проката с повышенными требованиями в чистоте металла (подшипниковая сталь, сталь для котельных труб и др.)

          Применение перегородок, фильтров и продувочных блоков в промковше привело к загрязнению стали неметаллическими включениями на 15-20%. Использование фильтров специальной конструкции снизило загрязненность оксидами в 1,7-2 раза.

          Экологически чистые шлакообразующие смеси для кристаллизаторов и промковшей существенно повысили стабильность разливки и улучшили качество поверхности заготовки (практически была исключена их зачистка).

          В результате многолетних исследований установлена основная концепция вторичного охлаждения, заключающаяся в мягком охлаждении (удельный расход 0,2 л/кг стали на протяженности 3,0-3,5 м), что обеспечивает заданную скорость снижения температуры поверхности заготовки до 900°С перед текущими валками. При этом в заготовках практически всех марок стали предотвращаться образования кристаллизационных трещин.

          Практика работы действующих установок подтвердила необходимость применения жестких конструкций из водоохлаждаемых узлов и вертикальных кристаллизаторов с упрочненными рабочими стенками.

          Вертикальные кристаллизаторы способствуют формированию симметричной дендритной структуры и создают благоприятные условия для всплывания к защитному шлаковому покрытию неметаллических включений.

          С целью формирования складок без дефектов на поверхностные заготовки целесообразно применение возвратно-поступательного движения кристаллизатора с низкой амплитудой (3-7 мм) и высокой частотой (200-300 1/мин).

          Указанные технологические решения нашли практическое применение на МНЛЗ для отливки заготовки толщиной 300 мм, которые успешно работают на отечественных комбинатах.

          Это направление развития процесса непрерывной разливки металла обосновано экспериментально доказанными данными о возможности снижения максимально необходимого обжатия с 6 до 3,5 для углеродистой и с 10-12 до 6-8 для легированной стали.

          Разработана и внедрена технология непрерывной разливки в кристаллизаторы сечением 140 × 140 и 160 × 160 мм для углеродистой, легированной и высоколегированной стали более 70 марок (ГОСТ 1050-74; ГОСТ 4543-71 и ГОСТ 5949-75); заготовки используют для производства сортового проката диаметром до 45 мм с контролируемой макроструктурой.

Автоматизация управления технологическими процессами и производством в ОНРС кислородно-конвертерного цеха обеспечивает повышение производительности труда благодаря рациональному управлению технологическими процессами, повышение качества и выхода годных изделий, снижение сырьевых и энергетических затрат и простоев оборудования, улучшение условий труда, способствует увеличению объема выпуска стали.

В настоящее время в ОНРС кислородно-конвертерного цеха работает автоматизированная система управления технологии разливки – АСУ ТП «Разливка».

В ККЦ №2 ММК предусматривается высокий уровень автоматизации производства. Цех оснащен интегрированной автоматизированной системой управления (НАСУ), которая обеспечивает управление как отдельными технологическими процессами и агрегатами, так и производством цеха в целом. В состав НАСУ входят следующие автоматизированные системы управления: АСУ производством цеха (АСУ «Производства»); АСУ процессом выплавки стали в конвертере (АСУ ТП «Плавка»); АСУ процессом доводки стали в ковше (АСУ ТП «Доводка»); АСУ процессом вакуумирования (АСУ ТП «Вакуумирование»); АСУ процессом разливки стали (АСУ ТП «Непрерывная разливка»); общецеховая автоматизированная система диспетчеризации энергохозяйства (АСДС).

Локальные АСУ являются автономными и могут функционировать не зависимо от остальных систем АСУ. Для разливки заданной марки стали с рациональным расходом материалов и энергоносителей предусмотрено управление:

r   расчетом динамических параметров разливки;

r   учетом показателей функционирования агрегатов.

АСУ ТП «Разливка» выполняет следующие основные функции:

1. Информационные:

r   ввод заказанной марки стали;

r   расчет необходимых на разливку материалов, воды и т.д.;

r   измерение массы, химического состава и температуры жидкого чугуна;

r   формирование информации для печати отчетных документов о разливке.

Отображение информации производится на приборах и экранах дисплеев передачей данных:

r   о количестве и характеристиках материалов, израсходованных на разливку;

r   о ходе разливки стали на МНЛЗ;

r   о химическом анализе чугуна;

r   о химическом анализе стали и шлака из конвертера;

r   о химическом анализе из ковша;

r   о химическом анализе готовой стали;

r   о виде и ходе внепечной обработки металла.

2. Формирование разделов паспорта разливки:

r   «Сведения о разливке стали»;

r   «Сведения о внепечной обработке и разливке стали»;

r   «Сведения о химическом составе»;

r   назначение полученной марки стали.

3. Формирование итоговых данных за смену.

4. Информация о состоянии агрегатов и оборудования:

r   состоянии ЛЦС;

r   состоянии АГДСН;

r   состоянии УПВС;

r   состоянии MHJIЗ;

r   наличие кристаллизаторов в цехе;

r   состоянии и местонахождении передвижных миксеров;

r   состоянии и местонахождении заливочных ковшей; состоянии и местонахождении сталеразливочных ковшей;

r   состоянии и местонахождении промковшей.

Подсистема учета и технико-экономического анализа хода производства реализует следующие основные комплексные функции:

1. Учет производств, включая:

r   производство металла;

r   переданного металла;

r   расчет плана производства за сутки и сначала месяца;

r   выполнение плана производства.

2. Учет использования рабочего времени:

r   управление скоростью разливки стали на МНЛЗ уровнями металла в промковше и кристаллизаторе, расходом воды на охлаждение;

r   управление порезом слитка на мерные заготовки и рациональный расход остатка слитка.

3. Информационные:

r   измерение, обработка и отображение технологических параметров, процесса разливки стали на МНЛЗ, а также расчет оценок и прогнозируемых значений основных параметров металла;

r   измерение, обработка и отображение технологических параметров в ходе работы агрегата «печь-ковш», прогнозирование химического состава и температуры;

r   измерение, контроль и отображение технологических параметров процесса разливки стали на МНЛЗ, расчет производства заготовок;

r   контроль состояния и готовности к работе установок «печь-ковш», вакууматора и МНЛЗ;

r   отображение хода технологических процессов и состояния основных агрегатов цеха с выдачей информации в центральный диспетчерский пункт цеха в виде мнемосхем и ответов на запросы.

4. Учетно-исследовательские:

r   формирование и выдача протокола продувки стали в конвертере, вакуумной обработке, доводки стали в ковше, глубокой десульфурации и разливки стали;

r   формирование сквозного паспорта плавки;

r   учет хода производства и расчет технико-экономических показателей работы цеха;

r   расчет и анализ статистических характеристик основных показателей технологических процессов и систем управления технологическими процессами.

Все выше перечисленные функции реализуются в рамках АСУ.

В соответствии с объемом и сложностью решаемых задач предусматривается трехуровневая иерархическая структура СУ технологическими процессами и производством кислородно-конвертерного цеха.

К первому уровню иерархии относятся локальные системы автоматизированного управления механизмами и процессами (локальная система контроля наполнения миксеров, локальные системы взвешивания и замера температуры и др.).

Ко второму уровню управления относятся АСУ технологическими процессами в основных агрегатах цеха, а так же на участках, непосредственно связанных с работой основных агрегатов (ОПЧ, скрапное отделение).

К третьему уровню относится АСУ производством цеха в целом, как система управления комплексом основных агрегатов, связанных общим технологическим процессом.

Собственно интегрированная АСУ цехом охватывает второй и третий уровни структуры автоматизированного управления цехов.

Соответственно АСУ ТП может включать много локальных подсистем.