po_praktikex
advertisement
Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И.Носова» (ФГБОУ ВПО «МГТУ») Институт энергетики и автоматики Кафедра промышленной кибернетики и систем управления ОТЧЁТ ПО ОЗНАКОМИТЕЛЬНОЙ ПРАКТИКЕ (период прохождения практики с 09.02.2012 по 13.06.2012 г.) Выполнил: студент группы АМБ-11 Кудряшов К. С. Руководители практики: Артамонов Ю.С. Гребенникова В.В. Магнитогорск, 2012 ВВЕДЕНИЕ .................................................................................................................................... 3 ГЛАВА 1.АГЛОМЕРАЦИОННЫЙ ПРОЦЕСС ......................................................................... 5 ГЛАВА2. ДОМЕННОЕ ПРОИЗВОДСТВО .............................................................................. 16 ГЛАВА 3.ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ В КИСЛОРОДНОМ КОНВЕРТЕРЕ ......................... 28 ГЛАВА 4.ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ В ДУГОВЫХ ПЕЧАХ ................................................ 45 ГЛАВА 5. ПРОИЗВОДСТВО ЛИСТОВОЙ ГОРЯЧЕКАТАНОЙ СТАЛИ ........................... 59 ГЛАВА 6. ЗАЩИТА МЕТАЛЛА ЦИНКОВАНИЕМ И ПОСРЕДСТВОМ ПОЛИМЕРНОГО ПОКРЫТИЯ ................................................................................................................................. 72 БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК........................................................................................ 87 2 Введение Современная черная металлургия базируется на двухстадийном способе получения стали: 1)Восстановление железа из железных руд, а в настоящие время из продуктов их подготовки, т.е. из агломерата и окатышей с получением высокоуглеродного сплавачугуна. 2)Рафинирование чугуна в сталеплавильном агрегате с получением низкоуглеродного сплава-стали. Несмотря на кажущуюся нелогичность, заключающейся в том, что первая стадия является восстановительным процессом, а вторая окислительным - это схема оказалась наиболее экономичной и производительной. К началу 20 в. она стала доминирующей, в массовом производстве стали. В основе специализации и кооперации современного предприятия с полным циклом производства, базирующегося на двухстадийной схеме, лежит объединение следующих цехов, заводов, производств. Структура металлургического предприятия с полным циклом производства (рис. 1) УР УОФ ЖР КХП ГОП КФ ДЦ ОП ФЗ СПЦ ПП ЭЦ ЦГП ПОТРЕБИТЕЛЬ Рис. 1 Структура металлургического предприятия с полным циклом производства 3 КЦ - копровые цехи - цехи по подготовке и сортировке металлического лома. ФЗ — ферросплавный завод. Основная технологическая цепочка. 1. ДЦ - доменный цех - первая стадия получения металла, т.е. восстановление плавки железных руд с получением чугуна. 2. СПЦ - окисление рафинёров чугуна в сталеплавильных цехах с получением жидкой стали. 3. ПС - прокатные цеха, где из стали получают два вида проката: -листовой; -сортовой - производство рельс, балок, уголков, двутавра и т.д. ЦГП - цеха глубокой переработки металла: цех гнутых профилей, цех оцинкования листа, цех получения жести, цеха товаронародного производства. КР - шахты и угольные разрезы для добычи каменного угля. УОФ - углеобогатительные фабрики для первичного дробления и обогащения каменного угля. КХП - коксохимическое производство или заводы с угольными складами, цехами по подготовке угольной шихты, коксовыми цехами и цехами улавливания и переработки химических продуктов коксования. ЖР - карьеры (раскрытая разработка) и шахты (подземная разработка) по добыче железных руд. ГОП - горно-обогатительное производство, которое может быть в виде отдельного предприятия ГОК - горно-обогатительного комбината. Используется для дробления, обогащения и окускования железных руд (производство агломерата и окатышей). КФ - карьеры по добычи и первичному дроблению флюсов - добавки в металлический агрегат для: 1. получения жидкого шлака - сплава густой породы кокса и флюсов. 2. коррекции состава металла, а именно для удаления из него с помощью шлака вредных примесей - фосфора, серы. ОП - огнеупорное производство для изготовления огнеупорных изделий, используемых при футеровке металлургических агрегатов. ОП обслуживает практически все цехи, что придает ему особое значение в производстве. ЭЦ - энергоцехи для получения электрической энергии пара, сжатого воздуха, технологического и технического кислорода доменного дутья; для подготовки и подачи воды в системы охлаждения, очистка и распределение горючих материалов (доменного и коксового газа). 4 Глава 1.Агломерационный процесс Агломерационный процесс, или процесс спекания – это подготовка основного сырья для выплавки чугуна в домне. Агломерационный процесс изобретен в 1897 roдy англичанами Геберлейном и Хангтингтоном. В России первые агломерационные установки появились в 1906 году на Таганрогском заводе и в 1914 – на Днепровском заводе. Доля агломерата в рудной части шихты доменных печей в 1975 году приблизилась к 80%. Первоначально для железорудного производства стремились добывать богатые по содержанию железа кусковые руды, пригодные для непосредственного применения в доменном процессе. В дальнейшем, по мере увеличения потребности в металлопродукции и истощения природных запасов богатых кусковых руд, перешли к добыче более бедного по содержанию железа рудного сырья. Для более эффективного применения такого сырья, его подвергали обогащению, для чего сначала дробили и размалывали, а полученные рудные концентраты и рудную мелочь подвергали окускованию. Агломерация – это один из способов окускования руд и концентратов, наряду с окомкованием и брикетированием широко применяемый в металлургической промышленности. В процессе агломерации используется шихта – смесь железосодержащих компонентов, флюсов и топлива, поставляемая на агломерационную фабрику. Агломерационные фабрики обычно располагают непосредственно на металлургических заводах. Это связано с необходимостью использования при производстве агломерата большого объема побочных продуктов и отходов металлургического производства, а также со сложностью транспортировки готового агломерата. В состав агломерационной фабрики (рис. 2) обычно входят следующие основные сооружения: отделение вагоноопрокидывателей и приемных бункеров шихтовых материалов, корпус дробления и измельчения топлива, корпус дробления и сортировки флюсов (известняка), отделение шихтовых бункеров, корпус смешивания и окомкования шихты, корпуса спекания, охлаждения, дробления и сортировки агломерата, газоочистные сооружения и корпус нагнетателей. Расположение аглофабрики около доменного цеха позволяет транспортировать агломерат ленточными конвейерами. 5 1.1.Полная технологическая схема производства агломерата Рис. 2 Схема расположения оборудования на агломерационной фабрике. Шихтовые материалы, поступающие на аглофабрику в железнодорожных вагонах, роторными ваrоноопрокидывателями 1 разгружаются в приёмные бункера 2. Перед ваrоноопрокидывателями установлены железнодорожные весы для взвешивания поступающего сырья. Материалы из приемных бункеров выдаются пластинчатыми или электровибрационными питателями, проходят через перегрузочные узлы и ленточными конвейерами подаются в отделение распределения, передающее материалы на устреднительные склады и обратно со складов на смешивание и окомкование. На усреднительных складах материалы укладываются в штабели 3, нeпрерывное послойное формирование которых осуществляется ленточными конвейерами 4, саморазгружающимися тележками или штабелеукладчиками. Из штабелей сырье различными способами, например, роторными экскаваторами 5, заrpужается на отводящие ленточные конвейеры и транспортируется в отделение шихтовых бункеров. Топливо и известняк со складов направляются ленточными конвейерами на дробление и измельчение. Для измельчения известняка используют молотковые дробилки, работающие в замкнутом цикле с грохотами 10. Топливо (кокс) в зависимости от 6 исходной крупности измельчают в одну или две стадии. В последнем случае на первой стадии дробления до крупности 150 мм применяют конусные дробилки 7. Кокс перед дробилкой попадает на инерционный грохот 6, где отсеивается мелкая фракция, а затем после дробления вместе с отсеянной мелочью подается в четырехвалковую дробилку 8 на вторую стадию измельчения. При одностадийном измельчении используются только валковые дробилки. Все шихтовые материалы, подготовленные по rpанулометрическому составу, поступают в отделение шихтовых бункеров. Бункера 11 емкостью по 70-100 м3 располагают рядами, число рядов соответствует числу аrломашин на фабрике. Число бункеров для различных компонентов определяется составом спекаемой шихты. Для железорудных концентратов и аглоруды используют обычно восемь - девять бункеров, для флюсов - четыре - пять, для топлива - три-четыре. Имеются бункера для возврата, окалины, колошниковой пыли и дрyгиx компонентов шихты. Иногда бункера возврата располагают в отделении первичного смешивания, куда направляется возврат с аглолент из доменного цеха. При этом устанавливают один общий для всех аrломашин бункер емкостью 350 м3. Загрузка шихтовых бункеров ведется ленточными конвейерами, оборудованными барабанными сбрасывающими тележками или передвижными конвейерами. Компоненты агломерационной шихты из бункеров выгружаются тарельчатыми или электровибрационными питателями, проходят через систему автоматического взвешивания и дозирования, укладываются на сборочный ленточный конвейер 12 и направляются в корпус первичного смешивания. В агломерационном процессе для смешивания шихты применяют смесители барабанного типа. Смешанная шихта транспортируется в отделение агломерации и ленточными реверсивными конвейерами заrpужается в промежуточные бункера, из которых подается на вторичное смешивание (аглофабрики с машинами 75 м2), или на окомкование в барабанные окомкователи (аглофабрики с машинами 200-400 м2). Подготовленная шихта из окомкователя или вторичного смесителя заrpужается на челноковый ленточный распределитель, которым равномерно укладывается в бункер барабанного питателя шихты aгломерационной машины 16. Перед загрузкой шихты на колосники движущихся спекательных тележек укладывается защитный слой постели - агломерат крупностью 12-25 мм. Загруженные тележки поступают под зажигательный горн, где происходит воспламенение твёрдого топлива bepxнeгo слоя шихты. При дальнейшем продвижении тележек по аrломашине через слои шихты просасывается воздух, и горение топлива из верхних слоев постепенно перемещается в нижние. После спекания готовый агломерат в хвостовой части аrломашины сходит со спекательных тележек и поступает в 7 одновалковую зубчатую дробилку 17, а оттуда на самобалансный грохот 18, где выделяется горячий возврат (мелочь 60 мм); надрешётный продукт подается на охладитель 20. горячий возврат направляется на сборный конвейер шихтовых бункеров и используется для подогрева дрyгиx компонентов шихты или охлаждается водой в охладителях барабанного типа 19 и заrpужается в бункера шихтового отделения. Выделение из горячего агломерата мелких фракций повышает эффективность работы охладителей. На аглофабриках для охлаждения агломерата применяются три типа охладителей: прямолинейные, кольцевые и чашевые, на которых продувом или прососом воздуха агломерат охлаждают до температуры 100°С. При дальнейшей переработке агломерата с такой температурой улучшаются условия работы оборудования. Охлажденный агломерат проходит многостадийное гpохочение для разделения на годный продукт и возврат. Для первой cтaдии гpохочение перед вторичным дроблением широко применяется стационарные грохоты 21, разделяющие агломерат на два класса. При последующих стадиях грохочения на гpoxoтax самобалансноro типа 23 агломерат разделяется на годный продукт и возврат, а также выделяется агломерат для подстилочного слоя, подаваемого на колосники спекательных тележек. После сортировки кондиционный агломерат транспортерами направляется в доменный цех или грузится в специальные железнодорожные вагоны 24. горячие газы, получающиеся при спекании агломерата, отсасываются нагнетателем (эксгаустером) 28 через вакуум-камеры 25, газовый коллектор 26, систему пылеочистки 27 и выбрасываются в дымовую трубу 29. 1.2.Особенности агломерационного процесса. Сущность агломерации состоит в следующем. Специальным зажигательным устройством поджигают топливо шихты. В результате сгорания yrлерода и топлива, а также интенсивной подачи воздуха в зоне горения развивается высокая температура (1200-1500оС). B процессе нагрева зерна руды обезвоживаются, а затем размягчаются, частично сплавляясь. При этом происходят химические превращения входящих в них соединений. Затем материал кристаллизуется, охлаждаясь при подаче воздуха и образуя пористый спек. Полученный продукт называется агломератом. Сам процесс агломерации состоит из трёх этапов: 1.Подготовка шихты. 2.Непосредственно процесс спекания. 8 3.Охлаждение агломерата для отправки его на домну. 1.2.1.Подготовка шихты. Подготовка шихтовых материалов к агломерации представляет собой сложный процесс, начинающийся при добыче руд и заканчивающийся в шихтовых бункерах аглофабрики перед отправкой шихты на агломашины. Очень важна равномерность состава руды. Постоянство шихтовых материалов по химическому и минералогическому составу является важнейшим условием для получения качественного агломерата, а также повышения производительности доменных печей и снижения расхода кокса при производстве чугуна. Рассмотрим этот процесс на примере подготовки аглошихты на ОАО «ММК». Рис.3 Схема подготовки сырья к агломерации. В схему подготовки шихты (рис. 3) входят: ЖРС - железорудное сырьё: ЦПАШ – цех подготовки агломерационной шихты: 9 ДОФСР – дробильно - обогатительная фабрика сульфидных руд: ДОФ - дробильно - обогатительная фабрика; УУК – участок усреднения концентратов; А/Ф №2,3,4 – агломерационные фабрики. Привозное и местное сырьё, а также отходы металлургического производства поступают в ЦПАШ. Шламы поступают на ДОФ-5, а затем в виде концентрата поступают на УУК. Сюда же поступает подготовленная для усреднения смесь из ЦПАШ и с ДОФСР. На участке усреднения концентратов устанавливаются единый химический состав и размеры гранул шихты. Затем готовая к производству смесь доставляется на аглофабрику. Для агломерационноrо процесса материалы должны иметь следующие размеры: железорудные 0,6 мм, твердое топливо и флюсы – 0,3 мм. Агломерационная руда, железорудный концентрат, возврат и металлосодержащие добавки не подвергаются на агломерационных фабриках сортировке и дроблению. Топливо и флюсы перед агломерацией подвергают измельчению. При смешивании и окомковании в агломерационную шихту добавляется влага. Это позволяет повысить газопроницаемость шихты. В процессе спекания применяют увлажнённую смесь из рудной мелочи, содержащей железо, или концентрата, металлосодержащей пыли, мелкого некондиционного агломерата (называемого возвратом – 20-40%), твёрдого топлива (кокса - 48%) и флюса (обычно в виде известняка и доломита - 10%). Добавляют сюда также металлосодержащие отходы металлургического и химического производств (5%). Применяется: Колошниковая пыль - мелкие частицы компонентов доменной шихты (руда, агломерат, кокс, флюсы), выносимые газовым потоком из доменных печей и осаждаемые в пылеуловителях. Колошниковая пыль, в зависимости от исходных материалов, загружаемых в доменную печь, содержит железа до 40 - 55%. Окалина - отходы прокатного производства, образующиеся в нагревательных и термических печах. Окалина является богатым по содержанию железа материалом (до 70%). 10 Пиритные огарки - отходы сернокислотного производства с содержанием железа до 65%. Красные шламы - отходы глиноземного производства (остатки после извлечения из бокситов оксида алюминия). 1.2.2.Спекание. Среди всех методов агломерации доминирующее положение заняло спекание с прососом на прямолинейных конвейерных машинах. Эти машины были разработаны в США в 1911 году Дуайтом и Ллойдом. Первые агломерационные конвейерные машины имели рабочую площадь около 7 м2 при рабочей ширине 1,07 м. В СССР первые три машины такoгo типа рабочей площадью 27 м2 вошли в строй в 1930 гoдy на Керченском металлургическом заводе. Рис.4 Схема установки для спекания на агломерационной прямолинейной конвейерной машине с прососом воздуха сверху вниз Главной частью агломерационной машины (рис.4) является конвейер, состоящий из отдельных спекательных тележек 1, которые снабжены штучными колосниками, образующими решетку. Тележки двигаются по замкнутым направляющим путям, включающим прямолинейные верхние и нижние участки и криволинейные участки в головной и хвостовой (разгрузочной) частях машины. На верхнем и нижнем путях тележки двигаются плотно прижатыми друг к дрyгy, образуя соответственно рабочую и холостую ветви. Движение конвейера осуществляется от приводных звездочек 7, расположенных в головной части машины. Эти звездочки захватывают двигающиеся по нижней холостой ветви спекательные тележки и поднимают их на верхнюю рабочую ветвь конвейера. 11 В начале рабочей ветви на двигающиеся тележки питателем 3 непрерывно загружают шихту слоем 150- 600 мм. Перед этим на колосниковую решетку питателем 2 укладывают подстилочный материал (постель), состоящий из кусков агломерата размером 12- 25 мм. Слой постели толщиной 30- 50 мм предназначен для предохранения колосников от nepeгpeвa и уменьшения просыпи шихты через щели решетки. Для воспламенения входящего в шихту твёрдого топлива необходимо довести его температуру до 700°С. для этого в камере горения (гopнe) 4, установленной над рабочей ветвью тележек в начале конвейера, Сжигают газ или мазут. Одновременно под слоем шихты в вaкyyм - кaмepax 5 создают разрежение, благодаря чему раскаленные до 1130 - 1200°С продукты сгорания проходят через шихту, зажигая частицы твердого топлива в узкой (1540 мм) верхней зоне. Начавшееся горение поддерживают просасыванием воздуха сверху вниз через слой шихты на всей рабочей площади колосниковой решетки. Газы из-под слоя шихты через вакуум- камеры, газовые тракты и пылеуловители 6 отводят в дымовую трубу 9 и выбрасывают в атмосферу. Необходимое для этого разрежение 10- 25 кПа создается нагнетателем (эксгаустером) 8. По мере продвижения конвейера с шихтой твердое топливо в верхних ее слоях выгорает, и зона горения перемещается ниже. Полученный агломерат после разгрузки с машины подвергают дроблению и грохочению (сортировке по крупности). Для интенсификации процесса спекания стремятся повысить газопроницаемость и температуру шихты, уменьшить ее переувлажнение, активизировать процесс горения топлива в шихте. В качестве интенсификаторов процесса спекания используют свежеобожжённую известь, горячий возврат. Для повышения эффективности агломерационного производства применяют также окомкование шихты перед спеканием, добавки крупнозернистой (5- 8 мм) руды, увеличение толщины спекаемого слоя и мощности отсасывающих средств, рациональные системы загрузки шихты на агломерационную машину, обеспечивающие такое ее расслоение, при котором достигается оптимальное по толщине слоя распределение материала по крупности и концентрации yrлерода. Завершают термическую обработку агломерата eгo охлаждением, которое осуществляют либо на удлиненных агломерационных машинах, либо на установленных за ними линейных, кольцевых или чашевых охладителях. Охлаждение производится принудительной подачей холодного воздуха в слой агломерата. От тoгo, насколько 12 правильно выбраны способ и режим охлаждения, зависят качество выдаваемой продукции, количество мелочи, выход годного агломерата, а также условия работы последующего оборудования и обслуживающего персонала. 1.2.3.Охлаждение агломерата. С агломерационных машин пирог агломерата сходит с температурой до 800оС. Высокая температура агломерата создает трудности при последующей транспортировке и загрузке в доменную печь. На современных аглофабриках агломерат после дробления и грохочения охлаждают до температуры не выше 100оС, что улучшает условия работы оборудования, обслуживающего персонала, позволяет транспортировать агломерат на ленточных транспортёрах. Применяемые в настоящее время охладители агломерата отличаются не столько технологией охлаждения, сколько конструкцией. По своей конструкции они разделяются на прямолинейные, кольцевые и чашевые (рис.5). Прямолинейные охладители (рис.5, а) представляют собой пластинчатый конвейер 1 с колосниковым полотном. Под разгрузочным концом охладителя расположены грохоты 2 для рассева агломерата. Недостатком прямолинейных охладителей является наличие холостой ветви 3, и в связи с этим низкое использование площади колосникового полотна для охлаждения (менее 50%). Линейные охладители выпускаются двух типов: с рабочей площадью 125 м2 и 315 м2. Рис.5 Охладители агломерата: а)- прямолинейный; б)- кольцевой; в)- чашевый секционный (ячеистый); г)- чашевый кольцевой. 13 Кольцевой охладитель (рис. 5, б) имеет вращающийся в горизонтальной плоскости кольцевой желоб 4 с колосниковым днищем 5, состоящим из отдельных секций. Разгрузка охлаждённого агломерата осуществляется поворотом секции днища. В охладителях этого типа площадь колосникового полотна почти полностью используется для охлаждения агломерата. Недостатком охладителей являются значительные размеры диаметра кольцевого желоба, что усложняет компоновку фабрик, состоящих из нескольких рядов расположенных аглолент. За рубежом на фабриках с крупными агломашинами в основном установлены охладители кольцевого типа. По конструкции бункера чашевые охладители разделяются на два типа: с секционным бункером (рис.5, в) и кольцевым (рис.5, г). Секционный бункер на всю высоту разделен вертикальными перегородками на несколько секций. При вращении охладителя секции бункера последовательно полностью заполняются сверху горячим агломератом и после поворота охладителя также полностью разгружаются через откидные днища 8. Такие охладители выпускаются в основном за рубежом. В охладителе с кольцевым чашевым бункером радиальных перегородок нет. Агломерат под углом естественного откоса высыпается на вращающую тарель 9, с которой сбрасывается разгрузочным ножом 10. Такие охладители выпускались ОАО Уралмашзавод. Чашевый охладитель с кольцевым бункером (рис. 6) состоит из жалюзийного бункера 1, центральной опоры 2, корпуса 3, привода 4, разгрузочного ножа 5, смазки и электрооборудования. Жалюзийный бункер состоит из наружных и внутренних жалюзи. Наружные жалюзи выполняются из листа, внутренние литые - из жаростойкой стали; устанавливаются независимо друг от друга и имеют форму аэродинамического крыла, что уменьшает сопротивление при просасывании воздуха. Центральная опора состоит из установленной на фундаменте вертикальной колонны, вокpyг которой на подшипниках качения вращается корпус. Корпус представляет собой сварную металлоконструкцию, тарель которой через тяги прикрепляется к центральной колонне в верхней части и шарнирно к нижней. 14 Рис.6 Чашевый охладитель с кольцевым бункером. Привод состоит из электродвигателя цилиндрического редуктора, который устанавливается на выдвижной раме. Горячий агломерат после дробления равномерно загружается во вращающийся кольцевой бункер. Изменением величины заглубления разгрузочного ножа в слои агломерата и скорости вращения бункера поддерживается постоянный уровень загрузки агломерата. Через агломерат, находящийся в бункере, постоянно просасывается охлаждающий его воздух. По мере перемещения сверху вниз агломерат охлаждается. К моменту выгрузки температура агломерата снижается до 100°С. Скорость вращения тарели увязывается со скоростью движения агломерационной машины. После охлаждения готовый агломерат отправляется в доменные цеха для получения в печах чугуна. 15 Глава 2. Доменное производство Доменное производство – это процесс выплавки чугуна из агломерационной шихты в доменной печи. Доменное производство предназначено для извлечения железа из руд. Оно является одной из частей чёрной металлургии - отрасли промышленности, производящей железо и его сплавы: чугун, сталь, ферросплавы. Чугун - это сплав железа с углеродом, содержание которого более 2,14%, но, как правило, от 3,5 до 5%. Кроме указанных элементов чугун содержит примеси. В основном кремний, фосфор, марганец и серу. Реже в так называемых природно-легированных чугунах содержится ванадий, хром, титан и медь. Примеси подразделяются на полезные и вредные. К вредным примесям относятся фосфор и сера. Остальные примеси являются полезными. Фосфор вызывает хладноломкость металлов, т.е. хрупкость при низких температурах. Сера вызывает красноломкость металлов, т.е. умешает прочность металлов при температурах его механической обработки (1000оС). Содержание железа в чугуне находится в пределах 92 - 95%. Порядка 80% и более чугуна в жидком горячем виде перерабатывается в сталь. Лишь 20% чугуна используется в основном в машиностроении и других отраслях промышленности для изготовления деталей методом литья. Чугун имеет существенный недостаток, как конструкционный материал: он обладает хрупкостью, т. е. не поддается механической обработке. Существенным достоинством чугуна является его высокая коррозионная стойкость благодаря высокому содержанию в нем углерода. Чугун обладает высокой теплопроводностью и другими свойствами, которые находят применение в машиностроении. Основным конструкционным материалом нашей цивилизации является сталь. Сталь - сплав железа, содержание углерода, в котором менее 2,14%, как правило, менее 1,7%. Вследствие низкого содержания углерода сталь приобретает пластичность и может подвергаться различного рода механическом обработкам, а также не является коррозионным материалом. Содержание железа в стали, как правило, 99% и выше. Известно, что развитие человеческого общества во многом определилось развитием техники получения железа. В свою очередь, в истории последней можно выделить три периода, непосредственно связанные со способами извлечения железа из руд. Первый период характерен выработкой ковкого железа в сыродутных горнах, он начался в глубокой древности и завершился в середине XIV в. открытием чугуна. Второй закончился на рубеже XIX и XX столетий отказом от производства ковкого железа и заменой его литой сталью, полученной на основе чугуна. Особенностью третьего периода является выплавка подавляющей части стали с использованием чугуна и металлического лома. Он завершится, когда из земных недр извлекут основные запасы коксующихся 16 углей. До этого времени доменная печь благодаря её высокой экономичности останется главным производителем первичного железа. Современная черная металлургия базируется на двухстадийном способе получения стали: 1)Восстановление железа из железных руд, а в настоящие время из продуктов их подготовки, т.е. из агломерата и окатышей с получением высокоуглеродного сплава – чугуна (восстановительный процесс). 2)Рафинирование чугуна в сталеплавильном агрегате с получением низкоуглеродного сплава – стали (процесс окисления). 2.1. Подготовка материалов В доменном процессе используются агломерат, а в качестве топлива – кокс. Агломерат производиться в результате агломерационного процесса. Агломерация это процесс окускования мелких руд, концентратов и колошниковой пыли спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого материала. Для производства агломерата предназначены ленточные агломерационные машины со спеканием слоя шихты на движущейся колосниковой решетке при просасывании воздуха через шихту. Продукт спекания (агломерации) – агломерат - представляет собой кусковой, пористый продукт черного цвета; упрощенно можно характеризовать его как спеченную руду или спеченный рудный концентрат. К рудам относят горные породы, из которых при современном уровне развития техники экономически выгодно извлекать тот или иной металл. Все руды содержат рудообразующие минералы, пустую породу и примеси, их классифицируют по основному рудообразующему минералу и происхождению. Главными железосодержащими минералами являются: гематит Fe203 (70,1% Fe), магнетит FeO ' Fe203 (72,4% Fe), гетит Fe203 ' H20 (62,9% Fe), лимонит 2Fe203 ' 3H20 (59,9% Fe) и сидерит FeC02 (48,2% Fe). Образованные ими руды называют железняками - красным, магнитным, бурым и шпатовым. Масса рудообразующего минерала в железных рудах обычно составляет 4090%, примесей - от сотых долей до нескольких процентов, остальное пустая порода. Иногда в состав шихты вводят марганцевую руду или другие добавки для повышения содержания марганца в чугуне. Помимо оксидов железа и марганца рудная часть всегда содержит пустую породу, включающую главным образом Si02, А1203, СаО и MgO. В процессе плавки пустая порода образует шлак, к которому присоединяется зола кокса. 17 В большинстве случаев железорудные материалы доставляют в доменный цех железнодорожным транспортом, и только на отдельных металлургических комбинатах посредством конвейеров. В доменном процессе применяются также флюсы. Флюс предназначен для понижения температуры плавления пустой породы железорудных материалов и золы кокса, а также придания шлаку нужных физических и химических свойств. В качестве флюса известняк и доломит - горные породы с высоким содержанием СаО и MgO. Начиная с 1950-х гг. основную массу флюса вводят в состав агломерата и окатышей в процессе их производства. Иногда в состав доменной шихты вводят кварцит - горную породу с высоким содержанием SiO2, позволяющую получить удовлетворительный по физическим и химическим свойствам расплав. Топливом для доменной плавки служит кокс, получаемый из каменного угля. Его роль состоит в обеспечении процесса теплом и восстановительной энергией. Исходные материалы для получения кокса - специальные марки каменных углей - измельчают, по возможности удаляют пустую породу, усредняют угольную шихту и подвергают ее коксованию - спеканию без доступа воздуха в коксовых печах на коксохимических заводах. Готовый кокс дважды подвергают сортировке для отсева мелких фракций: на коксохимическом заводе и перед загрузкой в доменную печь. Кокс - главный вид технологического топлива. Он содержит 86 -89% С. Помимо этого, имея крупные куски (в основном 25-80 мм) и занимая приблизительно половину объёма печи, кокс разрыхляет шихту, облегчая движение газов. Кроме углерода кокс всегда содержит 9-12% минеральных примесей (золы) и 0,4-1,8% S. Так как коксовые батареи обычно располагают вблизи доменных печей, основную массу кокса транспортируют в доменный цех посредством ленточных конвейеров и лишь небольшую его часть в железнодорожных вагонах. 2.2. Доменная печь Сам процесс протекает в доменной печи. Доменная печь - печь шахтного типа. Сверху в печь порциями непрерывно загружают шихтовые материалы - агломерат (окатыши) и кокс, которые медленно опускаются вниз; длительность их пребывания в печи составляет 4-6 ч. В нижнюю часть печи (верх горна) через фурмы подают дутье нагретый воздух; у фурм за счет кислорода дутья сгорает кокс с выделением тепла, а горячие продукты сгорания движутся через столб шихты вверх, нагревая ее; время пребывания газов в печи составляет 3-12с. При опускании нагревающейся шихты в ней из оксидов восстанавливается железо, которое насыщается углеродом, расплавляется и 18 каплями стекает в горн, формируя чугун, а не восстановившиеся оксиды в нижней части печи (низ шахты, распар) расплавляются, образуя шлак, который также стекает в горн. Накапливающиеся в горне чугун и шлак, имеющие температуру 1450-1500°С, периодически выпускают через чугунные и шлаковые летки. Профиль современной включает пять элементов печи (рис.7): колошник, шахту, распар, заплечики и горн. Колошнику, распару и горну обычно придают цилиндрическое очертание, а шахту и заплечики выполняют в форме усечённого конуса. Внутри печи навстречу один другому движутся шихты и засыпи и фурм, в потока газов. противоточной расстоянию два Высота зоны, между - равная поверхностью горизонтом воздушных большинстве случаев составляет 22-24 м при максимальной ширине 16-17 м распаре. Рис. 7 Схема печи объёмом 2700 м 1 – чугунная летка; 2 – шлаковая летка; 3 – фурменный прибор; 4 – лещадь; 5 – чугуновоз; 6 – шлаковозы; 7 – газоотводы; 8 – засыпное устройство; 9 – фундамент; 10 – воздухопровод. 3 2.2.1. Назначение частей профиля печи Фундамент – на него передаётся нагрузка доменной печи, горячих газов наполненной шихтой, газом и жидкими продуктами плавки, на грунт. Он состоит из верхней части – пня, и нижней – подошвы. Пень находится выше заводского пола, а подошва располагается в земле. Подошва представляет собой железобетонную восьмиугольную плиту. Горн печи – служит для накопления продуктов плавки и сжигания топлива. Давление горячих газов в этой части печи достигает 0,4 МПа, температура их превышает 2000оС, а температура продуктов плавки - 1600оС. Сам горн состоит из лещади, 19 металлоприёмника и фурменной зоны. Лещадью называется огнеупорная кладка нижней части горна, на которой скапливается чугун. Она находится под постоянным воздействием высоких температур и гидростатического давления жидкого чугуна. Металлоприёмником называется часть горна от верхнего уровня лещади до шлаковых лёток. Он служит для накопления чугуна и шлака в процессе работы петы печи. Металлоприёмник имеет несколько отверстий оборудованных специальной арматурой. для выпуска продуктов плавки, Нижние отверстия – чугунные лётки – устраиваются над «мёртвым слоем» чугуна (слой чугуна в лещади, толщина которого равна расстоянию от верхнего ряда лещади до оси чугунной лётки и составляет 500-1800 мм). Верхние отверстия – шлаковые лётки – на разных уровнях: на 1,6- 1,8 метров выше оси лётки для чугуна. Доменные печи объёмом до 2000 м3 имеют по одной лётке для чугуна и по две для шлака. На печах полезным объёмом 2000м3 и больше установлены 24 чугунные и 1- 2 шлаковые лётки. Объём металлоприёмника рассчитывают, исходя из максимального количества чугуна, которое может накопиться между двумя смежными выпусками. Его ёмкость должна обеспечить нормальную работу печи без выпуска чугуна в течение 4- 5 часов. Выше металлоприёмника находится фурменная зона, в которой происходит горение кокса, природного газа и других добавок. Здесь равномерно по всей окружности горна располагается ряд фурм, через которые в печь подаётся дутьё. На типовой печи объёмом 3200 м3 с диаметром горна 12 м имеются 28 фурм. Снаружи горн вместе с лещадью опоясывается плитовыми холодильниками. Огнеупорная кладка вместе с холодильниками заключается в сплошной герметический кожух, который обеспечивает необходимую прочность горна. Он представляет собой сварную конструкцию из конических и цилиндрических поясов - царг. Выше горна располагаются заплечики и шахта. В шахте доменной печи происходят процессы, связанные с нагревом шихты, восстановлением железа и образованием шлака. По мере опускания вниз загруженные в печь материалы нагреваются, увеличиваются в объёме, поэтому шахту делают расширяющейся книзу в виде конуса. Между шахтой и горном располагаются заплечики. Их делают сужающимися к низу печи. Цилиндрическую часть шахты здесь называют распаром. Верхнюю цилиндрическую часть печи, куда загружаются материалы для плавки, называется колошником. Эта часть печи для предохранения от ударных нагрузок выполняется из литых стальных плит. Сверху над колошником расположен купол печи, выполненный из листовой стали. Сверху на купол устанавливается опорное кольцо для засыпного аппарата, а в самом куполе делается 4 проёма для газоотводов. 20 2.3. Доменный процесс Доменный совокупность химических процесс механических, явлений, представляет физических протекающих в собой и физико- работающей доменной печи. Загружаемые в доменную печь шихтовые материалы – кокс, железосодержащие компоненты и флюс – в результате протекания доменного процесса превращаются в чугун, шлак и доменный газ (рис.8) В химическом отношении доменный процесс является восстановительно-окислительным: из оксидов восстанавливается железо, а окисляются восстановители. Однако доменный процесс восстановительным, так как принято цель его называть состоит восстановлении оксидов железа до металла. в Рис. 8 Схема доменной плавки: К - кокс; ЖР - железорудные материалы; Ф - флюс; Д - дутьё; ДТ дополнительное топливо; КГколошниковый газ; КП -колошниковая пыль; Ш шлак; Ч - чугун Важнейшим условием осуществления доменного процесса в рабочем пространстве печи является непрерывное встречное движение и взаимодействие опускающихся шихтовых материалов, загружаемых в печь через колошник, и восходящего потока газов, образующегося в горне при горении углерода кокса в нагретом до 1000 – 1200С воздухе (дутье), который нагнетается в верхнюю часть горна через расположенные по его окружности фурмы. К дутью может добавляться технический кислород, природный газ, водяной пар. Кокс поступает в горн нагретым до 1400 – 1500 С. В зонах горения углерод кокса взаимодействует с кислородом дутья. Образующийся в зонах горения диоксид углерода при высокой температуре и избытке углерода неустойчив и превращается в оксид углерода. Таким образом, за пределами зон горения горновой газ состоит только из оксида углерода, азота и небольшого количества водорода, образовавшегося при разложении водяных паров или природного газа. Смесь этих газов, нагретая до 1800 – 2000С, поднимается вверх и передает тепло материалам, постепенно опускающимся в горн вследствие выгорания кокса, образования чугуна и шлака и периодического выпуска их из доменной печи. При этом газы охлаждаются до 200 – 450С, а оксид углерода, отнимая кислород из оксидов железа, превращается частично в диоксид углерода, содержание которого в доменном газе на выходе из печи достигает 14 – 20 %. Шихтовые материалы загружают в доменную печь при помощи засыпного аппарата отдельными порциями – подачами. Они располагаются на колошнике 21 чередующимися слоями кокса, руды или агломерата и флюса при работе на не полностью офлюсованном агломерате. Загрузку подач производят через 5 – 8 мин. по мере освобождения пространства на колошнике в результате опускания материалов. В процессе нагревания опускающихся материалов происходит удаление из них влаги и летучих веществ кокса и разложение карбонатов. Оксиды железа под действием восстановительных газов постепенно переходят от высших степеней окисления к низшим, а затем– в металлическое железо по схеме: Fe2O3 Fe3O4 FeO Fe. Свежевосстановленное железо заметно науглераживается еще в твердом состоянии. По мере науглераживания температура плавления его понижается. При температуре 1000 – 1100С восстановление железа почти заканчивается, и начинают восстанавливаться более трудновосстановимые элементы – кремний, марганец и фосфор. Науглероженное железо, содержащее около 4 % углерода и некоторое количество кремния, марганца и фосфора, плавится при температуре 1130 – 1150С и стекает в виде капель чугуна в горн. В нижней половине шахты начинается образование жидкого шлака из составных частей пустой породы руды и флюса. Понижению температуры плавления шлака способствуют невосстановленные оксиды железа и марганца. В стекающем вниз шлаке под действием возрастающей температуры постепенно расплавляется вся пустая порода и флюс, а после сгорания кокса – и зола. При взаимодействии жидких продуктов плавки с раскаленным коксом в заплечиках и горне происходит усиленное восстановление кремния, марганца и фосфора из их оксидов, растворенных в шлаке. Здесь же поглощенная металлом в ходе плавки сера переходит в шлак. Железо и фосфор печи полностью восстанавливаются и переходят в чугун, а степень восстановления кремния и марганца и полотна удаления из чугуна серы в большой мере зависят от температурных условий, химического состава шлака и его количества. Жидкие чугун и шлак разделяются в горне благодаря различным удельным массам. По мере скопления их в горне чугун выпускают через чугунную летку, а шлак – через шлаковые летки (верхний шлак) и чугунную летку во время выпуска чугуна (нижний шлак). Все перечисленные процессы протекают в доменной печи одновременно, оказывая взаимное влияние. 2.3.1.Восстановление оксидов железа оксидом углерода Одним из условий получения чугуна в доменной печи является удаление кислорода из оксидов, металлы которых входят в состав чугуна. Процесс отнятия кислорода от 22 оксида и получения из него элемента или оксида с меньшим содержанием кислорода называется восстановлением. Наряду с восстановлением протекает окисление вещества, к которому переходит кислород оксида. Это вещество называется восстановителем. Восстановительные процессы сопровождаются выделением или поглощением тепла. Химическая прочность оксида определяется силами химической связи данного элемента с кислородом. По степени убывания кислорода оксиды железа располагаются в ряд: Fe2O3, Fe3O4 и FeO, содержащие соответственно 30,06; 27,64 и 22,28 % кислорода. Из трех оксидов железа, взятых в свободном состоянии, наиболее прочным в условиях рабочего пространства доменной печи, а точнее при температуре выше 570С, является FeO. Восстановление железа из его оксидов протекает ступенчато путем последовательного удаления кислорода и в зависимости от температуры может быть изображено двумя схемами: - при температуре выше 570С: Fe2O3 Fe3O4 FeO F - при температуре ниже 570С:Fe2O3 Fe3O4 Fe. Ниже 570С прочность FeO становится меньше прочности Fe3O4 и она превращается в Fe3O4 и Fe. В доменной печи восстановление железа из его оксидов протекает в основном по первой схеме, так как уже через несколько минут после загрузки материалов на колошник они нагреваются до температуры выше 570 С. Большая половина кислорода, связанного в оксиды железа, отбирается оксидом углерода, поэтому основным восстановителем в доменной печи является оксид углерода. Восстановление оксидов железа оксидом углерода при температуре выше 570С идет по реакциям: 3Fe2O3 + СО 2Fe3O4 + СО2 + 37,137 МДж, Fe2O3 + mCO 3FeO + (m – 1)CO + СО2 – 20,892 МДж, FeO + nCO Fe + (n – 1)CO + СО2 + 13,607 МДж. 2.3.2.Образование чугуна Восстановленное в доменной печи из руды железо поглощает углерод и другие элементы, образуя чугун. Процесс науглераживания железа начинается с момента его появления в виде твердой губки в зоне умеренных температур. Механизм науглераживания железа сводится к следующему. Свежевосстановленное железо служит катализатором реакций разложения оксида углерода на сажистый углерод и диоксид углерода. Эта реакция протекает на поверхности губки. Обладая повышенной химической 23 активностью, сажистый углерод взаимодействует с атомами железа и образует карбиды железа. Науглераживание губчатого железа уже заметно протекает при 400 – 500 С. По мере науглераживания железа температура плавления его понижается. Если чистое железо плавится при 1539С, то сплав железа с углеродом, содержащий 4,3 % С, плавится при 1135 С. Однако науглероживание железа в твердом состоянии является лишь начальной стадией этого процесса, способствующей понижению температуры плавления металла. Более интенсивно науглероживание протекает после перехода металла в жидкое состояние. Капли металла, стекая в горн печи, контактируют на поверхности кусков раскаленного кокса с углеродом, в результате чего содержание углерода в сплаве резко возрастает. На горизонте фурм за пределами зон горения содержание углерода в чугуне достигает 3,8 – 4,0%. Окончательное науглероживание металла происходит в горне печи. Переход других элементов в чугун (марганца, кремния, фосфора и серы) осуществляется по мере их восстановления на различных горизонтах рабочего пространства печи. Марганец при выплавке передельного чугуна заметно переходит в металл уже в распаре, однако наиболее интенсивное насыщение чугуна марганцем происходит в заплечиках и горне при восстановлении марганца. Основная масса кремния переходит в чугун в нижней части заплечиков и в горне. Содержание фосфора в пробах металла из распара почти такое же, как и в конечном чугуне, а иногда и выше. Это объясняется тем, что в металл из распара, попадает не только фосфор, который восстановился здесь и выше, но и фосфор, возгоняющийся из нижних горизонтов печи. Фосфор начинает переходить в металл уже в нижней части шахты. Окончательное содержание углерода в чугуне не поддается регулированию и зависит от элементов в сплаве. Марганец и хром, являясь карбидообразующими элементами, способствуют увеличению содержания углерода в чугуне. Кремний и фосфор, образуя более прочные с железом соединения, разрушают карбиды железа и понижают содержание углерода в чугуне. Если в передельном маломарганцовистом чугуне содержится 4 – 4,6% углерода, то в зеркальном чугуне, содержащем 10 – 25 % марганца, углерода содержится 5 – 5,5 %, а в 75 %-ом ферромарганце содержание углерода достигает 7 – 7,5 %. Наоборот, в литейном чугуне, содержащем 2,5% кремния, содержание углерода не превышает 3,5 %, а в ферросилиции содержание углерода понижается до 2 % и ниже. Содержание марганца и кремния сильно влияет на структуру чугуна, что имеет очень важное значение при производстве литейного чугуна, используемого в машиностроении. Известно, что углерод в чугуне может находиться в химически связанном состоянии в виде карбида и в свободном состоянии в виде графита. В литейном 24 чугуне благодаря повышенному содержанию кремния значительная часть углерода находится в виде графита, что способствует повышению прочности отливок. В изломе такой чугун имеет серый цвет. Увеличение содержания карбидов железа в чугуне повышает его хрупкость. В изломе такой чугун имеет белый цвет. Качество чугуна для отливок также зависит и от условий выплавки чугуна в доменной печи. 2.3.3.Образование шлака В доменной печи шлак образуется под действием высоких температур в результате плавления пустой породы железосодержащих материалов и флюса, к которым в горне присоединяется зола сгоревшего кокса. Шлакообразующими оксидами являются SiO2, CaO, MgO, Al2O3, FeO, MnO, а также сульфиды металлов, преобладающим из которых является CaS. Образованию шлака предшествуют процессы размягчения и спекания пустой породы и флюса, сопровождающиеся образованием твердых растворов и различных химических соединений. В процессе шлакообразования различают первичный, промежуточный и конечный шлаки. Первичный шлак появляется в начальной стадии шлакообразования в результате плавления легкоплавких соединений. Первичный шлак, перемещаясь в зоны с более высокими температурами, нагревается, а химический состав его непрерывно изменяется вследствие восстановления железа и марганца из соответствующих оксидов и растворения в шлаке новых количеств CaO и MgO, увеличивающих количество шлака. Конечный шлак образуется в горне после растворения в шлаке золы сгоревшего кокса и остатков извести и окончательного распределения серы между чугуном и шлаком. С применением офлюсованного агломерата условия шлакообразования изменяются. Присутствие извести в агломерате обеспечивает хороший контакт шлакообразующих оксидов, поэтому их размягчение при нагреве и образование первичного шлака протекает в сравнительно не большой зоне по высоте печи, от чего значительно повышается газопроницаемость этой зоны. Восстановление железа из офлюсованного агломерата протекает интенсивнее и равномернее по сечению, вследствие чего в первичном шлакообразовании участвует меньшее количество FeO, а зона начала образования шлака смещается в область более высоких температур. 2.3.4. Продукты плавки. Конечными продуктами доменной плавки являются чугун, шлак, колошниковый газ и колошниковая пыль. 25 Чугун представляет собой многокомпонентный сплав железа с углеродом, марганцем, кремнием, фосфором и серой. В чугуне также содержится незначительные количества водорода, азота и кислорода. В легированном чугуне могут быть хром, никель, ванадий, вольфрам и титан, количество которых зависит от состава проплавляемых руд. В зависимости от назначения выплавляемые в доменных печах чугуны разделяют на три основных вида: передельный, идущий на передел в сталь; литейный, предназначенный для получения отливок из чугуна в машиностроении; доменные ферросплавы, используемые для раскисления стали в сталеплавильном производстве. Передельный чугун подразделяют на три вида: 1. Передельный коксовый (марки М1, М2, М3, Б1, Б2). 2. Передельный коксовый фосфористый (МФ1, МФ2, МФ3). 3. Передельный коксовый высококачественный (ПВК1, ПВК2, ПВК3). Литейный чугун после выпуска из доменной печи разливают в чушки и в холодном виде направляют на машиностроительные заводы, где для отливки деталей машин его вторично подвергают расплавлению в специальных печах-вагранках. Литейный коксовый чугун выплавляют семи марок: ЛК1 – ЛК7. Каждую марку подразделяют на три группы по содержанию марганца, пять классов по содержанию фосфора и на пять категорий по содержанию серы. 2.3.5.Данные по процессу Таблица 1. Параметры работы доменной печи Наименование и единицы Значение измерения Расход, м /т чугуна: природного газа 100 технологического кислорода 100 Процесс дутья: температура, °С 1250 влажность, г/м3 11 давление, атм 3,0 Давление колошникового газа, атм. 1,5 Потери восстановленного железа, кг/т чугуна 12 Температура чугуна и шлака на выпуске, °С 1480 26 Таблица 2. Химический состав рудных материалов, % А 0-1 0-2 Среднее Fe 53,3 63,2 65,2 59,9 FeO 15,3 1,3 1,1 7,0 Si02 7,9 4,3 6,0 6,2 А1203 3,9 1,2 0,4 2,3 СаО 8,7 3,9 0,2 5,5 MgO 2,2 0,4 0,4 1,2 МпО 0,13 0,09 0,20 0,12 P2O5 0,09 0,07 0,05 0,08 S 0,048 0,050 0,004 0,048 Рудная часть шихты (табл.2) включает три компонента: агломерат А (45% массы рудных материалов), офлюсованные окатыши 0-1 (40%) и неофлюсованные 0-2 (15%). Таблица 2 содержит сведения о количестве серы, оксидов железа, марганца и фосфора. Этих данных достаточно, чтобы установить марку и приблизительный состав чугуна. 27 Глава 3.Производство стали в кислородном конвертере Конвертерный процесс возник в середине XIX в. Существовавшие в то время способы производства стали (пудлинговый и тигельный) не могли уже в достаточной мере удовлетворить возросшие потребности в металле, связанные с увеличением масштабов железнодорожного строительства, судостроения, машиностроения, развитием военной техники и т. п. В 1856г. английский механик Генри Бессемер предложил новый способ передела чугуна в сталь. 12 февраля 1856г. Г.Бессемер подал заявку на получение патента. В заявке указывалось, что, если в достаточных количествах вводить в металл атмосферный воздух или кислород, он вызывает интенсивное окисление примесей жидкого металла и либо поддерживает температуру последнего, либо повышает ее, и состав металла, остающегося в жидком состоянии, меняется от чугуна до стали или ковкого железа без затрат горючего. К 1860 г. Бессемер закончил разработку конструкции агрегата, предназначенного для продувки чугуна, предложив вращающийся вокруг горизонтальной оси аппарат (названный им конвертером), состоящий из металлического кожуха, футерованного изнутри. С тех пор прошло более 100 лет, однако конструкция конвертера не изменилась. Изменялись лишь способы изготовления кожуха, его форма и размеры, состав и методы изготовления огнеупорной футеровки, соотношения высоты и диаметра конвертера. Предложенный Бессемером метод получил название бессемеровского процесса, а агрегат — бессемеровского предложенный им конвертера. Поиски методов получения в конвертерах стали с низким содержанием фосфора и серы привели к созданию конвертера с основной футеровкой. Автором этого метода принято считать английского металлурга С. Томаса, который в 1878 г. осуществил переплав чугуна в конвертере, футерованном обожженным доломитом. Для получения высокоосновного шлака в конвертер загружали известь. Опыт показал, что при наличии основного шлака в конвертере можно перерабатывать высокофосфористый чугун, что имело особое значение для стран Западной Европы, учитывая большие запасы фосфористых железных руд в Эльзасе и Лотарингии. Способ переработки высокофосфористых чугунов путем продувки воздухом в конвертерах с основной футеровкой в большинстве стран получил название томасовского. В основу конвертерного процесса положена обработка расплава газообразными окислителями без дополнительного подвода тепла извне. Технологический процесс плавки осуществляется за счет химической теплоты экзотермических реакций и физического тепла, вносимого жидким чугуном. Плавка ведется в специальном агрегате — конвертере, который представляет собой сосуд, футерованный изнутри огнеупорными 28 материалами. Сложившаяся за годы существования процесса форма рабочего пространства конвертера обеспечивает обработку расплава газом-окислителем с очень большой интенсивностью, без значительных потерь металла. На большой реакционной поверхности, возникающей в процессе продувки, с высокой скоростью протекают реакции окисления примесей и соответственно достигается высокая производительность агрегата. Разнообразие исходных шихтовых материалов, определяемое главным образом химическим составом чугуна и лома, а также требованиями к качеству выплавляемого металла, привело к возникновению многих разновидностей конвертерного способа производства стали. В зависимости от применяемой футеровки конвертерные процессы могут быть кислыми или основными; в зависимости от используемого газа они могут быть на воздушном, кислородном или смешанном дутье. Способы подвода дутья отличаются разнообразием и в зависимости от способа его подачи могут быть объединены в группы: с верхней (через водоохлаждаемую фурму), с нижней через дно (с помощью специальных устройств) и с комбинированной продувкой (одновременная подача газов сверху и снизу). Потребность в повышении доли перерабатываемого лома при выплавке стали в конвертерах привела к созданию ряда новых разновидностей конвертерных процессов с использованием дополнительных источников тепловой энергии в виде более полной утилизации тепла отходящих газов, использования газообразного, жидкого и твердого видов топлива. 29 3.1. Конструкция конвертера Общая компоновка конвертера как сталеплавильного агрегата определяется технологическими особенностями плавки, обеспечивающими максимальную производительность. Для снижения потерь времени при осуществлении отдельных технологических операций, связанных с загрузкой шихтовых материалов, процессом продувки, необходимостью ввода шлакообразующих и добавочных материалов по ходу плавки, а также отвода образующихся газов, выпуска металла и слива шлака рабочее пространство конвертера выполнено подвижным и может занимать по мере необходимости различные положения, вращаясь вокруг своей оси на 360°. Поэтому комплекс конвертерной установки включает в себя следующие составные части: корпус конвертера с опорно-поворотными цапфами и механизмом поворота, систему подачи окислительных нейтральных и газов, систему отвода, охлаждения и очистки дымовых газов, систему подачи шлакообразующих и добавочных материалов, а также устройства для обслуживания и ремонта футеровки конвертера. В кислородном конвертере продувку осуществляют кислородом через фурму, которую вводят Рис.9 Кислородный конвертер: сверху по оси конвертера. 1 — корпус с футеровкой; 2 — кислородная фурма; 3 — рабочее пространство; 4—опорные узлы; 5 — механизм поворота; 6— опорное кольцо Управление процессом плавки ведут посредством в основном изменения положения фурмы и давления кислорода. Емкость (вместимость) конвертеров изменяется в широких пределах. В нашей стране эксплуатируют конвертеры емкостью от 160 до 400 т. В устройстве современного конвертера (рис. 9) можно выделить цилиндрическую среднюю часть, концентрическую горловину (в виде усеченного конуса) и сферическое днище. 30 Исходя из опыта последних лет, минимальные потери металла при нормальном ходе продувки (без выбросов) достигаются при объеме рабочего пространства конвертера, превышающем в 5—7 раз объем расплава в спокойном состоянии. Поэтому в ГОСТ заложено, что удельный объем конвертеров независимо от их емкости должен составлять 0,8-1,0 м3/т. Отношение полной высоты рабочего пространства к его диаметру должно быть в пределах 1,2—1,6. Объем ванны кислородного конвертера и все основные параметры определяются его емкостью с учетом интенсивности продувки. В современных конвертерах глубина ванны 1,6—1,9 м, удельная площадь поверхности ванны 0,12-0,18 м2/г. Корпус конвертера обычно глуходонный, сварной конструкции. Днища могут быть как глухие, так и отъемные (приставные или вставные). Конвертеры с отъемными днищами легче ремонтировать, так как при отъеме днища футеровка охлаждается быстрее. Кроме того, возможна замена только футеровки отъемного днища (без корпуса). Корпус конвертера помещается в опорное кольцо и крепится в нем. Узлы крепления и опорное кольцо закрыты от попаданий металла и шлака защитным кожухом, приваренным к корпусу. Крепление корпуса конвертера к опорному кольцу осуществляют при помощи системы шарнирных подвесок и упоров, исключающих раскачивание конвертера при продувке металла кислородом и под воздействием колебаний жидкого металла. В системе крепления должна быть учтена неодинаковая степень колебаний температуры корпуса и опорного кольца и обеспечена независимость их температурных деформаций. Привод конвертера представляет собой систему, состоящую из нескольких электродвигателей и механизма поворота (обычно один большой тихоходный и несколько быстроходных редукторов). При разработке конструкции конвертера учитывается основное требование, предъявляемое к сосудам с жидким металлом, — обеспечение их устойчивости при любых углах наклона, т. е. возможность возврата в исходное положение при неполадках в работе двигателей. Масса конвертера емкостью 300—350т с комплектующим оборудованием равна 1200 т. Корпус конвертера имеет жесткую съемную горловину и приварную летку (или «сталевыпускное отверстие») со сменным обрамляющим фланцем. 3.2.Технология плавки Многолетний опыт эксплуатации кислородных конвертеров позволил повсеместно установить следующий порядок загрузки шихты. В освободившийся после предыдущей плавки конвертер загружают лом — лоток с ломом предварительно взвешивают и 31 доставляют к конвертеру заблаговременно; в момент загрузки лоток при помощи крана наклоняют (опрокидывают) и лом ссыпается в конвертер. После загрузки лома в конвертер заливают необходимое количество жидкого чугуна (состав с чугуновозными ковшами заранее подают к конвертеру). После окончания заливки чугуна конвертер устанавливают в вертикальное положение, опускают кислородную фурму и начинают продувку. Шлакообразующие и добавочные материалы вводят в конвертер в предварительно измельченном виде (до фракции 20—25 мм). Такие материалы называют сыпучими. Подачу сыпучих материалов осуществляют тремя способами: 1) все сыпучие загружают в конвертер до заливки чугуна (под чугун) или даже до загрузки лома; 2) сыпучие материалы вводят непрерывно сверху по ходу продувки; 3) часть сыпучих (около половины) присаживают одновременно с началом продувки, остальное количество вводят в течение нескольких минут непрерывно по ходу продувки. Чаще всего используют третий способ. Продолжительность плавки в современном конвертере составляет 30—45 мин, в том числе: мин Завалка лома и заливка чугуна 5—10 Продувка кислородом 12—17 Повалка, отбор проб, замер температуры 4 - 6 Слив металла и шлака, осмотр и ремонт футеровки 8—12 Начиная с момента начала подачи кислорода, в конвертере одновременно идут процессы окисления примесей, нагрева ванны и шлакообразования. Все эти процессы взаимосвязаны; их протекание зависит также от состава и характера шихтовых и шлакообразующих материалов, конструкции фурмы, давления и расхода кислорода и организации продувки. Условно стандартную конвертерную плавку (в шихте примерно 75 % жидкого чугуна и 25 % металлолома) можно разбить на несколько стадий: 1-я стадия — загрузка твердой шихты и заливка жидкого чугуна. Момент соприкосновения железоуглеродистого расплава с твердым металлоломом соответствует началу двух процессов: а) намораживание чугуна на холодный металлолом; б) последующее расплавление лома. В целом это тепломассообменные процессы: передача тепла, диффузия углерода, снижение температуры плавления поверхностных слоев металлолома и т. д. В зависимости от температуры и состава пограничного слоя в процессе плавления лома можно выделить периоды: 32 1)тепловой, в котором происходит намораживание расплава на поверхности холодного лома с последующим его расплавлением без изменения состава поверхностного слоя; 2) диффузионный, в котором за счет прогрева и насыщения углеродом происходит постоянное оплавление поверхностного слоя; 3) период интенсивного стационарного плавления, когда лом достаточно нагрет, а тепловой поток расходуется только на его плавление. Продолжительность теплового периода зависит от температуры и фазового состава шихты. Согласно расчетам при заливке чугуна на холодный лом в количестве до 25 % от массы шихты продолжительность теплового периода составляет 1—2 мин. Поэтому часть лома растворяется уже в период слива чугуна. Это сопровождается снижением его температуры на 100— 200 "С (охлаждающий эффект растворения лома 1,4 ГДж/т чугуна). При достижении теплового равновесия начинается плавление лома. Плавление лома в течение большей части периода продувки происходит, как правило, в диффузионном режиме. По данным промышленных исследований, при интенсивности продувки 2-4 м3/(т • мин) продолжительность диффузионного периода 10— 15 мин, а скорость плавления лома 1—18 мм/мин. В случае продувки ванны снизу, а также при увеличении интенсивности продувки скорость плавления заметно возрастает. При достижении расплавом температур ликвидуса скорость плавления лома резко возрастает и практически не зависит от содержания углерода. 2-я стадия — «пусковой период», включающий процессы образования большой массы жидкой фазы и перегрева ее над ликвидусом до уровня, обеспечивающего протекание реакции окисления углерода. Момент начала этой реакции конвертерщики часто называют моментом «зажигания» плавки. Для большегрузных конвертеров твердая и полутвердая составляющие шихты к моменту «зажигания» плавки могут достигать 70 % от массы металлошихты, загруженной в конвертер. 3-я стадия — период интенсивного обезуглероживания в стационарном режиме — время от момента «зажигания» плавки до заметного замедления реакции обезуглероживания. 4-я стадия — заключительная, включает процессы: прекращение продувки, подъем фурмы, повалка конвертера и выпуск стали. 33 3.3. Особенности процесса. Содержание азота, водорода, фосфора и неметаллических включений в кислородноконвертерном металле обычно существенно ниже, чем в стали, выплавленной с использованием донного дутья воздухом в мартеновских и электрических печах. Выплавка стали в конвертерах в основном из чугунов, являющихся "первородной" шихтой, без примесей цветных металлов, которые вносятся металлоломом, также способствует получению высококачественной стали. Поэтому качество стали по всем показателям выше в кислородно-конвертерных цехах, а электропечи пока предпочтительны для получения металла высоколегированного и легированного легкоокисляющимися примесями. Конструкция конвертера значительно проще, а производительность выше, чем мартеновской и электропечи, поэтому удельные, на 1 т стали, капитальные затраты на строительство кислородно-конвертерного цеха меньше, чем мартеновского, в 1,5 раза, электросталеплавильного - в 2,5-3 раза. Можно перерабатывать чугуны любого состава, в том числе "химически холодные" (с низким содержанием кремния, марганца) и высокофосфористые, что обеспечивает обширную сырьевую базу для выплавки чугунов. Избыток теплоты в ванне позволяет перерабатывать металлолом в количестве 25-30% от садки конвертера и этим снижать расход чугуна в сравнении с конвертерами с воздушным дутьем и не расходовать топливо или электроэнергию, как это приходится делать для переплава лома в мартенах и электропечах. При нарастающем дефиците сырья для производства огнеупоров важной положительной стороной является низкий расход огнеупоров в кислородных конвертерах - 1-3 кг, тогда как в мартенах и электропечах она превышает 20 кг на 1 т стали. Вопросы экологии надежно решаются именно при работе современных кислородно конвертерных цехов, поскольку резко уменьшаются, сравнительно с мартеновскими и электросталеплавильными цехами, выбросы в атмосферу вредных веществ и загрязнение сточных вод, а также вредно действующий на производственный персонал шум, сопровождающий работу электропечей. Недостатком кислородно-конвертерного процесса является интенсивное дымовыделение из агрегата при продувке, что требует значительных капитальных затрат на газоочистительные сооружения, которые составляют до 50% расходов на строительство цеха. 34 3.4.Раскисление и легирование. Раскисление кислородно-конвертерной стали производят осаждающим методом в ковше во время выпуска. В конвертер раскислители не вводят во избежание их большого угара. Спокойные стали обычно раскисляют марганцем, кремнием и алюминием, на отдельных марках стали дополнительно применяют титан, кальций и другие сильные раскислители. Кипящую сталь раскисляют одним марганцем. В старых цехах, не имеющих установок внепечной обработки, в ковш при выпуске вводят все раскислители, обычно начиная с более слабых (обладающих меньшим химическим сродством к кислороду), а затем вводят более сильные, что уменьшает их угар. Последовательность ввода в ковш широко применяемых сплавов - раскислителей следующая: вначале вводят ферромарганец или силикомарганец, затем ферросилиций и в последнюю очередь алюминий. Кипящую сталь раскисляют одним ферромарганцем. Подачу раскислителей начинают после наполнения ковша жидким металлом примерно на 1/4-1/3, а заканчивают, когда заполнен металлом на 2/3, что позволяет избежать попадания раскислителей в шлак и их повышенного угара. Количество марганца и кремния, вводимых в металл, рассчитывают так, чтобы обеспечивалось не только раскисление, но и получение требуемого в данной марке стали содержания этих элементов. Определяя расход раскислителей, учитывают, что при раскислении спокойной стали и введении раскислителей в ковш их угар составляет: марганца 10-25%, кремния 15-25%. При раскислении кипящей стали угар марганца равен 20-35 %. Расход алюминия на раскисление в зависимости от содержания углерода в выплавляемой стали составляет 0,15-1,20 кг на 1т стали, увеличиваясь при снижении содержания углерода; большая часть вводимого алюминия (60-90%) угорает. Попадающий в ковш в конце выпуска металла конвертерный шлак на многих заводах загущают присадками извести или доломита, чтобы уменьшить окисление вводимых в ковш добавок оксидами железа шлака и восстановление из шлака фосфора. В современных конвертерных цехах, оборудованных установками доводки жидкой стали в ковше, при выпуске металла в ковш вводят лишь часть раскислителей преимущественно слабоокисляющиеся, т.е. имеющие не очень высокое сродство к кислороду (ферромарганец, силикомарганец и реже ферросилиций). Чтобы исключить попадание в ковш содержащего фосфор и оксиды железа конвертерного шлака, в конце выпуска делают его отсечку, а в ковш загружают материалы (гранулированный доменный шлак, вермикулит, смесь извести и плавикового шпата и др.) для создания шлакового покрова, предохраняющего поверхность металла от окисления и охлаждения. Затем ковш 35 транспортируют на установку доводки стали, где в процессе перемешивающей продувки аргоном в металл вводят ферросилиций, алюминий и при необходимости другие сильные раскислители; по результатам анализа отбираемых при внепечной обработке проб проводят корректировку содержания кремния и марганца в металле, что обеспечивает гарантированное получение заданного состава стали. Для лучшего усвоения алюминия желателен его ввод в объем металла с помощью погружаемой штанги или в виде проволоки, подаваемой в ковш сверху с большой скоростью с помощью трайб-аппарата. Отсечку шлака с целью предотвращения его попадания в сталеразливочный ковш при выпуске металла делают несколькими способами. Простейший из них - быстрый подъем конвертера в момент окончания слива металла - не является достаточно эффективным. Еще один способ - отсечка с помощью стальных шаров в огнеупорной оболочке: в конце выпуска шар вводят в конвертер, где он плавает на границе шлак - металл и вместе с последними порциями металла попадает в канал летки, перекрывая его. Более эффективны способы с принудительным закрытием летки: скользящим шиберным затвором, закрепленным на кожухе летки и перемещаемым гидроприводом; пневматическим устройством, представляющим собой чугунное сопло, закрепленное с помощью кронштейна на корпусе конвертера. В нужный момент сопло, через которое идет воздух под давлением, поворотом кронштейна вводят в канал летки снизу, при этом запорный эффект создается сжатым воздухом. Выплавка легированных сталей в кислородных конвертерах сопряжена со значительными трудностями, поскольку большинство легирующих элементов нельзя вводить в конвертер из-за возможности их полного или частичного окисления, а в случае ввода в ковш количество добавок ограничено, так как возможно чрезмерное охлаждение жидкой стали и неравномерное распределение вводимых элементов в объеме жидкого металла. Не представляет сложности легирование лишь теми элементами, у которых химическое сродство к кислороду меньше, чем у железа, и которые при введении в конвертер не окисляются (никель, медь, молибден, кобальт); их чаще всего вводят в конвертер в составе шихты. Легирование другими элементами осуществляют в ковше следующими методами. Легирование твердыми ферросплавами. Это наиболее широко применяемый и простой метод. В цехах, где нет установок внепечной обработки стали, все легирующие вводят в ковш во время выпуска металла. При этом ферросплавы с элементами, обладающими высоким химическим сродством к кислороду (Ti, Zr, Са, Се и т.д.), а также с ванадием и ниобием вводят в ковш после дачи всех раскислителей. Часто применяемый для легирования хром вводят иногда в виде феррохрома, но лучше использовать 36 экзотермический феррохром, растворение которого в жидком металле идет без затраты тепла, или силикохром, более легкоплавкий, чем феррохром, и требующий меньших затрат тепла на растворение. Определяя расход ферросплавов, учитывают, что часть легирующих элементов угорает (окисляется и испаряется). Величину угара каждого элемента, которая тем выше, чем выше сродство элемента к кислороду, определяют опытным путем, обобщая результаты ранее проведенных плавок. Из-за возможного охлаждения жидкой стали и неравномерного при этом распределения элементов количество вводимых добавок ограничено и этим методом получают низколегированные стали с общим содержанием легирующих элементов не выше 2-3 %. В цехах с установками внепечной обработки (доводки стали в ковше, вакуумирования) легирующие вводят так же, как и раскислители, в последовательности, определяемой их химическим сродством к кислороду. В ковш при выпуске вводят ферросплавы, содержащие элементы со сравнительно невысоким сродством к кислороду (Cr, Mn и реже V, Nb, Si). При выпуске производят отсечку конвертерного шлака и в ковше наводят шлаковый покров, защищающий металл от окисления и охлаждения, после чего ковш передают на установку внепечной обработки. Здесь в объем перемешиваемого металла вводят алюминий и сплавы с другими элементами, обладающими высоким сродством к кислороду. Степень их усвоения сталью значительно повышается по сравнению с усвоением при введении в ковш в процессе выпуска. Для повышения степени усвоения широкое применение нашел способ введения алюминия в объем металла в виде проволоки с помощью трайб-аппарата; ряд других элементов рекомендуется вдувать в металл в струе аргона (например, кальций), вводить в виде проволоки, имеющей стальную оболочку и наполнитель из легирующего элемента. В процессе внепечной обработки отбирают пробы металла и на основании результатов анализа проводят корректировку содержания вводимых легирующих элементов. Благодаря перемешиванию металла в процессе внепечной обработки, равномерное распределение элементов в объеме ковша достигается при введении добавок в количестве до 3-4 %. Легирование жидкими ферросплавами. Способ заключается в том, что при выпуске стали из конвертера в ковш заливают легирующие добавки, предварительно расплавленные в индукционной или дуговой электропечи. Метод позволяет вводить в сталь большое количество легирующих, но обладает существенным недостатком необходимо иметь в цехе дополнительный плавильный агрегат, что усложняет 37 организацию работ в цехе. Легирование экзотермическими ферросплавами. Ферросплавы в виде брикетов вводят в ковш перед выпуском в него стали. В состав брикетов, помимо измельченных легирующих (феррохрома, ферромарганца и др.), входят окислитель (например, натриевая селитра), восстановитель (например, алюминиевый порошок) и связующие (каменноугольный пек и т.д.). При растворении брикетов в стали алюминий окисляется за счет кислорода, содержащегося в натриевой селитре; выделяющееся тепло расходуется на расплавление легирующих. Подобным методом с успехом вводят в сталь до 4 % легирующих элементов. Способ не нашел широкого применения из-за трудностей в организации производства брикетов. На рис.10 представлена схема подачи в жидкий металл алюминиевой проволоки. Установка состоит из неподвижной бухты, на которой намотано 1500 кг алюминиевой проволоки, и подающего механизма. Диаметр проволоки 12 мм, скорость подачи до 8 м/с. Таким способом особенно удобно проводить раскисление стали и в ков- Рис. 10 Схема установки для введения алюминиевой проволоки в жидкий металл. ше, и в кристаллизаторе установки непрерывной разливки. 38 3.5.Разливка стали. Выплавляемую в сталеплавильных агрегатах сталь выпускают в сталеразливочные ковши и разливают. Часть выплавленной стали (2—3 %) используют для получения стальных фасонных отливок (стальное литье); основное ее количество поступает в разливочные отделения сталеплавильных цехов для получения слитков или непрерывно-литых заготовок. Слитки стали затем отправляют в прокатные или кузнечные цехи для обработки давлением и получения из них балок, рельсов, труб, листа, различной формы сортовых заготовок и др. Процесс наполнения жидким металлом форм, в которых металл кристаллизуется, образуя слитки или отливки, называют разливкой металла. Процесс, при котором металл, затвердевая, образует фасонные отливки (детали), называют стальным литьем. Процесс непрерывного получения слитков или заготовок основан на кристаллизации слитка в период непрерывного перемещения металла относительно зон заливки и кристаллизации. распространение В сталеплавильном производстве наибольшее получили установки литья в кристаллизатор. На предприятиях тяжелого машиностроения, занятых проектированием и изготовлением установок для непрерывной разливки, агрегат в целом получил название «машина непрерывного литья заготовок» (МНЛЗ). Однако у технологов в практике металлургических заводов распространено название «установка непрерывной разливки стали» (УНРС), более полно отражающее суть процесса. Широкое распространение метода непрерывной разливки обусловлено ее преимуществами. 1. Уменьшение (на 10—20 %) расхода металла на 1 т годного проката. 2. Оптимальное сочетание особенностей работы современных прокатных станов и возможностей УНРС. Например, для достижения высоких технико-экономических результатов современный листопрокатный стан должен получать слябовые заготовки массой до 50—60 т; отливать слитки такой массы традиционным способом затруднительно, прежде всего потому, что для получения таких слитков необходимы соответствующее крановое оборудование в разливочных пролетах, строительство глубоких нагревательных колодцев и прочие приспособления. 3. Снижение капитальных затрат на сооружение металлургического завода (из структуры завода исключены парк изложниц, отделение для их подготовки и извлечения из них слитков, крупные дорогостоящие прокатные станы — блюминги и слябинги, на которых обычно слитки обжимаются на заготовки для последующей прокатки). 39 4. Уменьшение энергетических затрат (как для нагрева металла под прокатку, так и для работы обжимных станов). 5. Повышение производительности и улучшение условий труда (исключается ряд тяжелых и трудоемких операций по установке изложниц, уборке и т. п.), создание предпосылок для полной автоматизации и механизации процесса разливки, уменьшение числа обслуживающего персонала. 6. Увеличение степени однородности металла, улучшение его качества благодаря ускорению затвердевания. Наиболее распространенные УНРС работают по следующей схеме: жидкая сталь поступает в сквозную водоохлаждаемую изложницу - кристаллизатор. Предварительно до начала разливки в кристаллизатор вводят искусственное подвижное дно (так называемую «затравку»). Жидкий металл, соприкоснувшись с холодными затравкой и кристаллизатором, начинает кристаллизоваться; затравку вместе с застывшим на ней металлом медленно опускают из кристаллизатора; вместе с затравкой тянется и получающийся таким образом слиток. Закристаллизовавшиеся грани слитка (средняя часть слитка еще жидкая) скользят при этом по стенкам кристаллизатора. Для уменьшения усилий вытягивания и исключения случаев разрыва корочки из-за приваривания корочки к стыкам кристаллизатора последнему придают возвратно-поступательное движение, на его стенки подают смазку, на поверхности жидкого металла в кристаллизаторе наводят шлак, тонкая пленка которого между кристаллизатором и слитком уменьшает трение. Выходящую из кристаллизатора заготовку (слиток) с жидкой сердцевиной подвергают интенсивному охлаждению (обычно тонкораспыленными струями воды, подаваемой через специальные форсунки). Это охлаждение называют вторичным (первичным называют охлаждение в кристаллизаторе). После затвердевания по всему сечению заготовка поступает на участок резки, где ее разрезают на мерные длины. Для разливки стали используют следующее оборудование: 1) желоб, по которому сталь из конвертера или плавильного агрегата (электро - или мартеновских печей) попадает в ковш; 2) сталеразливочный ковш; 3) промежуточный ковш или промежуточное разливочное устройство; 4) изложницы; 5) поддоны; 6) установки непрерывной разливки стали УНРС (машины непрерывного литья заготовок МНЛЗ Выпускной желоб состоит из металлического сварного или литого кожуха, футерованного, как правило, шамотным кирпичом. Желоб установлен с наклоном 0,10— 0,12 к горизонтали (для обеспечения полноты стекания металла). Сталеразливочный ковш выполняет несколько функций: 1) служит емкостью для транспортировки металла от сталеплавильного агрегата или от сталевоза до места 40 разливки; 2) является устройством, при помощи которого сталь распределяется по изложницам или кристаллизаторам установки непрерывной разливки; 3) является агрегатом, в котором осуществляют ряд металлургических процессов (раскисление, легирование, обработку вакуумом, продувку инертным газом, обработку жидкими синтетическими шлаками или твердыми шлаковыми смесями и т. п.); 4) служит емкостью, в которой металл выдерживают при заданной температуре в процессе разливки плавки. Объем ковша рассчитывают, исходя из объема всей массы металла и определенного (5-10 %) слоя шлака. Отечественная промышленность выпускает стандартные ковши вместимостью от 50 до 480 т. Масса порожнего футерованного ковша вместимостью 300 т 72,5 т, масса порожнего 480-т ковша 136,3т. Разливочный ковш перемещается с помощью разливочного крана. Промежуточные разливочные устройства способствуют уменьшению разбрызгивания при ударе струи о дно изложницы или о поверхность разливаемого металла. Применение промежуточных ковшей получило широкое распространение при непрерывной разливке, когда характер воздействия струи на кристаллизующийся металл имеет особое влияние на качество слитка. Промежуточный ковш является дополнительным звеном в технологической цепочке сталеплавильный агрегат—сталеразливочный ковш—слиток. Получаемые от использования промежуточных ковшей преимущества сводятся к следующему: 1) обеспечивается разливка практически всей плавки с одинаковой скоростью и характером истечения струи металла; 2) существенно уменьшается удар струи металла при разливке; 3) можно вести разливку сверху одновременно на несколько слитков; 4) в необходимых случаях можно осуществлять дополнительные операции по исправлению состава и повышению качества металла; 5) при непрерывной разливке можно разливать несколько плавок без перерыва струи металла, вытекающей из промежуточного ковша (так называемый метод «плавка на плавку»). Некоторый запас металла в промежуточном ковше позволяет продолжать разливку в то время, пока один опорожненный большой разливочный ковш заменяют другим. Важнейшим узлом УНРС является кристаллизатор, обеспечивающий интенсивный отвод тепла от кристаллизующейся стали и образование по периметру непрерывно формируемой корочки, которая на выходе из кристаллизатора должна выдерживать ферростатическое давление жидкой фазы слитка. Кроме того, поверхность стенок кри41 сталлизатора должна быть устойчивой к истиранию. Наиболее часто внутреннюю поверхность медного кристаллизатора покрывают тонкими слоями вначале никеля, затем хрома. Для предотвращения прилипания корочки слитка к кристаллизатору и возможного при этом зависания слитка (и образования трещин) при помощи механизмов качания организуют непрерывное возвратно-поступательное движение кристаллизатора. Чтобы избежать появления на поверхности слитка грубых складок (следов качания), интенсивность качания должна быть очень высокой (на современных УНРС до 400 и более раз в минуту). Конструкции кристаллизаторов могут быть достаточно сложными. На рис.3 показана конструкция регулируемого кристаллизатора, разработанная в НИИ ПО «Уралмаш». Отличительной особенностью конструкции является П - образная форма широкой базовой стенки 7. В объемных боковинах 2 ее выполнены пазы, в которые входят шипы подвижной широкой стенки малого радиуса 3. Узкие стенки 4 подвешиваются на специальных скалках и шарнирно связаны с крючками толкателей двух червячновинтовых механизмов, установленных в боковинах. Скалки воспринимают поперечное усилие от массы стенок и разгружают толкатели, которые работают только в тянущетолкающем режиме. Сборочное усиление зажатия узких стенок между широкими достигается при помощи пружин 5 на двух стяжках 6. На внешней стороне широкой подвижной стенки малого радиуса находятся два регулируемых винтовых упора 7, через которые при помощи подвижной балки механизма качания 8, имеющей пружинно-гидравлический привод, создаются усилие зажатия узких стенок между широкими и прижатие всего кристаллизатора к базовым упорам механизма качания. Перед регулированием положения узких стенок кристаллизатор «распускается» при помощи обратного (по отношению к сжатию) хода подвижной балки механизма качания, имеющей захваты и оттягивающей подвижную широкую стенку малого радиуса. При этом снимается усилие зажатия с узких стенок, а базовая стенка остается неподвижной относительно базовых поверхностей механизма качания. Регулирование конусности торцовых стенок и перенастройка их на другой (по ширине) диапазон заготовок осуществляются при помощи двух червячно-винтовых механизмов ручной настройки, смонтированных в боковинах базовой стенки. При разливке небольших серий плавок на различные по ширине сечения заготовки нет необходимости каждый раз менять кристаллизатор; настройку на другую ширину можно выполнять непосредственно в УНРС. В этом случае можно уменьшить общее число кристаллизаторов. 42 Рис. 11 Кристаллизатор конструкции ПО «Уралмаш» На рис.11 показано, что стенки кристаллизатора пронизаны отверстиями для его охлаждения водой. Существуют варианты организации охлаждения стенок, в том числе так называемое струйное охлаждение. По некоторым данным, использование струйного охлаждения кристаллизаторов позволяет избежать появления продольных угловых трещин, увеличить скорость разливки и контролировать интенсивность отвода тепла. Современные установки позволяют получать непрерывнолитые заготовки сложной конфигурации. В металлургии нашли своё применение следующие типы МНЛЗ: 1) Вертикальные МНЛЗ - первые промышленные МНЛЗ, создаваемые в начале 50х годов 20 века. Формирование слитка, его охлаждение и порезка на мерные длины производилось на вертикальном участке. 2) Радиальные МНЛЗ. Отличительной особенностью радиальных МНЛЗ являлся кристаллизатор, имеющий изгиб, соответствовавший базовому радиусу МНЛЗ, что позволяло создать единую технологическую ось ручья заданного радиуса. 3) Криволинейные МНЛЗ. Главной особенностью таких машин является наличие вертикального кристаллизатора и вертикального участка под ним, что положительно влияет на оптимальному всплытию внутреннюю структуру неметаллических заготовки благодаря включений. Затем заготовка загибается до базового радиуса МНЛЗ в нескольких парах опорно-прижимных роликов, которые предотвращают образование трещин на поверхности заготовки. 4) Горизонтальные МНЛЗ. ГМНЛЗ компактны и недороги, имеют 1-2 ручья и применяются в черной металлургии при отливке хрупких и высоколегированных сталей. Это обусловлено конструкцией ГМНЛЗ, в которой 43 сталеразливочный ковш непосредственно связан с кристаллизатором, что исключает вторичное окисление металла. Наибольшее распространение ГМНЛЗ получили в цветной металлургии. 5) МНЛЗ для прямой отливки листа - первые промышленные МНЛЗ для прямого получения листа, в которых удается исключить из технологической схемы цикл горячей прокатки заготовки. 44 Глава 4.Производство стали в дуговых печах Производство стали в электропечах относится к области техники, именуемой общим понятием «электрометаллургия». По сути, электрометаллургия охватывает все промышленные способы получения металлов и сплавов с помощью электрического тока (в сталеплавильных электропечах, в руднотермических печах, в агрегатах электрохимических производств и др.). Чаще всего под словом «электрометаллургия» понимают отрасль техники, в которой стали и сплавы получают с использованием электрической энергии как источника тепла, а с понятием «электропечь» связывают соответствующий агрегат для получения стали и сплавов. Принято считать, что прототипом современных ДСП является изобретенная в 1899г. во Франции инженером П. Эру печь прямого действия с двумя электродами, подводимыми к металлической ванне. Ток между электродами замыкался через ванну, а дуга горела между каждым из электродов и ванной. Первые ДСП типа «печи Эру» были построены в Германии в 1905 г. (емкостью 500 и 1500кг), в США в 1906г. (емкостью 3 т). На начальном этапе развития ДСП были однофазные. Дальнейшее их совершенствование показало преимущество печей трехфазных, питаемых переменным током. 45 4.1. Конструкция дуговой печи Общий вид современной ДСП показан на рис.12.Она оснащается следующими основными элементами: • корпус печи; • футеровка; • свод; • водоохлаждаемые элементы и система охлаждения; • механизм открывания донного выпускного отверстия; • вторичный токоподвод; • стойки электрододержателей с механизмом перемещения; • шахта с системой направляющих роликов; • портал (или беспортальная конструкция) с системой подъема и поворота • люлька и механизм наклона печи; • фундамент печи. свода; Рис.12 Общий вид современной ДСП средней емкости (вид на рабочее окно) 46 Рис.12 Окончание (вид сверху) 1 - корпус печи; 2 - футеровка печи; 3 - свод; 4 - электрододержатели; 5 - стойки электрододержателей; 6 - шахта с системой направляющих роликов и механизмом подъема свода; 7 механизм поворота свода; 8 - элементы беспортальной конструкции; 9 - люлька с механизмом наклона печи; 10 - фундамент; 11- патрубок газоотсоса сводовый; 12 - воронка загрузочная; 13 система охлаждения печи; 14 - рабочее окно; 15 - вторичный токоподвод; 16 – сталевоз. Корпус печи состоит из днища (нижней части корпуса), кожуха (верхней части корпуса), устройства для выпуска металла из печи и рабочего окна. Днище дуговой печи выполняется из листа толщиной 16...40 мм (для печей емкостью 6...250 т). На печах малой емкости днище выполняется в виде усеченного конуса, на печах средней емкости - сферическим или многоконусным и на большегрузных печах - сферическим. По периметру сферическая оболочка днища обрамляется тороидальным кольцом, переходящим в цилиндрическую часть. На верхней части днища, как правило, на уровне откоса, размещается фланец. В цилиндрической части днища делаются вырезы под раму рабочего окна и постель сливного носка, на электропечах с донным выпуском в днище устраивается выпускное отверстие. Кожух, или верхняя часть корпуса, до появления водоохлаждаемых панелей также выполнялся из листа толщиной 16...40 мм. В верхней части кожуха устраивался песочный затвор, в нижней имелся фланец для соединения с днищем. В кожухе делался вырез под верхнюю раму рабочего окна. С появлением водоохлаждаемых стеновых панелей появилась каркасная конструкция кожуха. В этой конструкции равномерно по периметру расположенные стойки скрепляют кольцевые жесткости, верхние из которых используются в качестве подводящего и отводящего воду коллекторов. Стойки и кольцевые жесткости выполняют из труб или сварными прямоугольного сечения из листа. 47 Свод классической конструкции состоит из сводового кольца и огнеупорной кладки. В кладке обязательно наличие трех отверстий под электроды. В зависимости от конструкции печи в кладке также могут быть отверстия для отсоса газов (четвертое отверстие), загрузочной воронки и сводовой фурмы. Кладка свода выполняется из хромомагнезитовых, магнезитохромитовых, периклазохромитовых или высокоглиноземистых огнеупоров. Толщина кладки свода на электропечах емкостью 5...200 т составляет 230...460 мм В основу современных водоохлаждаемых сводов заложена идея многосекторного свода со съемной центральной частью. Каркас периферийной водоохлаждаемой части свода состоит из основного кольца, изготовленного обычно из двух связанных между собой труб, центрального опорного кольца и соединяющих их пилонов. В секторах периферийной части свода устанавливаются водоохлаждаемые панели, которые снизу закрывают пилоны и опорное кольцо. На опорном кольце размещается центральная часть свода, состоящая из огнеупорных кирпичей, набранных в собственном кольце. На современных ДСП центральная часть свода чаще выполняется наливной из высокоглиноземистого бетона. По форме центральная часть свода выполняется круглой или дельтовидной. Дуговые печи с донным выпуском оснащаются механизмом открывания (закрывания) отверстия для выпуска металла. В наиболее распространенной конструкции пластина из листа круглой формы, приводимая в движение через систему рычагов пневмоцилиндром, перекрывает канал нижней концевой втулки выпускного отверстия. Пневмоцилиндр обычно располагается вне зоны интенсивного излучения на боковой поверхности эркерной части печи. Отверстие донного (эркерного) выпуска заполняется дунитовым порошком. Для открытия отверстия донного выпуска, когда сталеразливочный ковш устанавливается под печью в положении приема металла, включается пневмоцилиндр и запорная пластина отводится в сторону, порошок высыпается, при эркерном выпуске электропечь наклоняется в сторону выпуска и струя металла поступает в ковш. После наполнения ковша до необходимого печь наклоняется в сторону рабочего окна, выпуск металла прекращается. При этом в печи остается жидкий остаток металла, так называемое «болото» (обычно 10... 15 % от всей массы плавки) и шлак. Ковш с металлом выезжает изпод печи и дальше подается на внепечную обработку. Запорная пластина перекрывает выпускное отверстие, сталевар уплотняет зазор между запорной пластиной и концевой втулкой, выпускное отверстие заполняется дунитовым порошком и печь готова к следующей плавке. 48 Люлька (наклоняющаяся платформа) служит для размещения днища печи, а в более ранних конструкциях ДСП - и для портала, шахты, механизма подъема и поворота свода. Основные элементы люльки - два опорных сегмента и поперечные балки. На опорных поверхностях сегментов располагают шипы, которые при перекатывании люльки входят в отверстия на фундаментной балке. Наклон печи производится с помощью двух гидроплунжеров (в старых конструкциях печей - зубчатых реек), один конец которых крепится к сегментам люльки, а другой - к кронштейнам на фундаменте. На классических ДСП наклон в сторону слива стали производится на 42...45°, в сторону скачивания шлака - на 10... 15°. На печах с эркерным выпуском максимальный наклон в сторону выпуска стали ограничивается 25°. Известны дуговые печи с эксцентричным донным выпуском, на которых наклон печи в сторону выпуска стали составляет всего 6°. На современных ДСП с эркерным выпуском (при этом выпускное отверстие выносят за периметр корпуса в футеровку выступа ванны) важное значение имеет быстродействие механизмов, особенно наклона печи. Скорость наклона печи на слив устанавливают в пределах 1,5...2 °/С. Возврат же печи с целью минимизации количества шлака, попадающего в ковш, рекомендуют устанавливать на уровне 5... 7 °/С. Фундамент служит опорой для люльки и опорно-поворотной части печи. На печах малой емкости фундамент состоит из сплошного массива бетона. На электропечах средней и большой емкости фундамент по существу состоит из опорных «быков» под каждым из двух сегментов люльки и под опорно-поворотной частью печи. Поверх «быков» укладываются фундаментные балки, скрепленные с бетоном анкерными болтами, а поверх фундамента под опорноповоротной частью печи укладывается плита с анкерными болтами. На электропечах с классическим и сифонным выпуском между «быками» фундамента прокладывается путь, по которому под рабочее окно подается шлаковоз со шлаковней. На электропечах с эркерным и донным эксцентричным выпуском расстояние между «быками» должно обеспечивать транспортировку сталевоза со сталеразливочным ковшом под отверстие в днище печи для выпуска стали. Вторичный токоподвод (короткая сеть) дуговой печи состоит из шинного моста (от выводов низкого напряжения трансформатора до неподвижных башмаков, включая компенсаторы), участка гибких кабелей, электрододержателей от подвижных башмаков до головок электрододержателей и электродов. На современных ДСП расшихтовка 49 производится внутри трансформатора и кабели в этом случае присоединяются непосредственно к выводам шин трансформатора. Гибкая часть вторичного токоподвода выполняется обычно из водоохлаждаемых кабелей сечением от 1000 до 5400 мм2. Длина кабелей выбирается исходя из необходимости обеспечения нужного хода электрододержателей, наклона печи и отворота свода. Из всех этих движений элементов печи обычно отворот свода требует наибольшей длины кабелей. Эта длина определяется расположением оси поворота свода относительно оси печи и на 100-тонной электропечи может колебаться от 7 до 10 м. Подвижные башмаки на электрододержателях служат для крепления гибких кабелей и трубошин (на печах малой емкости иногда плоских шин). В качестве токопроводов на электрододержателях используют медные трубы толщиной от 10 (при диаметре 50 мм) до 20 мм (при диаметре 200 мм). На современных ДСП обычно устанавливают на одном электрододержателе не более двух трубошин. Второй конец трубошины крепится к головке электрододержателя. Подвижные башмаки и опоры трубошин изолируются от электрододержателей. На электрододержателе с токоведущим рукавом функции несущей металлоконструкции (рукава) и токоподвода (трубошин) совмещаются. Рукав электрододержателя выполняется водоохлаждаемым и на одном конце заканчивается контактным башмаком для подвески гибких кабелей, а на другом головкой электрододержателя. Рукава электрододержателя крепятся к стойкам через изоляцию и водоохлаждаемую проставку с помощью шпилек. Для обеспечения равномерного распределения мощности по фазам среднюю фазу оснащают компенсационной петлей, размещенной на рукаве или стенке трансформаторного помещения. Другим вариантом обеспечения равномерного распределения мощности (обычно на большегрузных электропечах) является выполнение рукава средней фазы ступенчатой («горбатой»). Важное значение для обеспечения минимальной индуктивности и равномерного распределения мощности по фазам имеет схема вторичного токоподвода. Для высокомощных и сверхмощных дуговых печей рекомендуется триангулированный вторичный токоподвод. В этой конструкции вторичного токоподвода на всех участках от выводов шин трансформатора до головок электрододержателя в поперечном сечении токопроводы всех трех фаз располагаются по вершинам равностороннего треугольника. Такая схема обеспечивает минимальное индуктивное сопротивление вторичного токоподвода и минимальное колебание величин мощности по фазам. 50 4.2.Средства интенсификации плавки Наиболее распространенными средствами интенсификации плавки на дуговых печах являются следующие: • применение кислорода; • использование газокислородных горелок; • вдувание в ванну порошка кокса или других углеродсодержащих материалов. Кислород на ДСП используется для окисления элементов шихты (С, Mn, Si, Р и др.) и доведения их концентраций до заданных значений, для окисления железа и углеродсодержащих материалов с целью получения дополнительного (альтернативного) прихода тепла, для окисления углерода, вводимого в ванну в виде кускового или порошкового кокса, для образования пенистого шлака и обеспечения работы газокислородных горелок. В последнее время широкие распространение получило вдувание кислорода с помощью фурмы, установленной в стеновой водоохлаждаемой панели. При использовании для нагрева лома природного газа кислород обычно подается через комбинированную фурму-горелку. Часовой расход кислорода для продувки ванны на современных ДСП колеблется от 0,6 до 1,5 м3/(т/мин). Удельный расход кислорода (суммарный) на интенсивно работающих печах доходит до 45 м3 /т. В условиях России самым экономичным способом интенсификации электроплавки является нагрев лома факелом газокислородных горелок. Наиболее распространены в настоящее время оконные газокислородные горелки, установленные на манипуляторе. Мощность таких горелок колеблется от 3 до 12 МВт. Оконные горелки обеспечивают ускорение плавки, снижение расхода электроэнергии и, что немаловажно, позволяют быстро расчистить район рабочего окна от лома и обеспечить раннее взятие пробы и измерение температуры. Основная часть альтернативной энергии на современных ДСП вводится в рабочее пространство печи с помощью стеновых газокислородных горелок. На печах емкостью 25... 180 т устанавливают от 2 до 8 горелок мощностью от 2,5 до 4 МВт. Наибольший эффект от работы горелок достигается при нагреве лома до 1000 °С. С появлением жидкой фазы работа горелок прекращается и система подачи энергоносителей обеспечивает автоматически переход на «дежурный» режим. Вдувание порошка кокса или другого углеродсодержащего материала производится с помощью стальной трубки или специальной фурмы через рабочее окно или через устроенный в стене печи модуль. Нагнетатель для подачи порошка обычно 51 обеспечивает производительность от 40 до 120 кг/мин. Удельный расход порошка кокса колеблется от 4 до 12 кг/т. На тех электропечах, где используется чугун, плавку ведут обычно без вдувания кокса. 4.3.Показатели работы современной дуговой сталеплавильной печи Производительность является одним из важнейших показателей работы ДСП. Обычно на практике производительности. пользуются Наиболее показателями полно часовой, возможности ДСП суточной и годовой характеризует часовая производительность. На суточную, а тем более годовую производительность влияют также и организационные факторы. Производительность ДСП зависит от емкости печи, мощности трансформатора, электротехнологического режима, наличия средств интенсификации и внепечной обработки стали. Так, часовая производительность дуговых печей емкостью 100... 130 т может колебаться от 25 до 145 т/ч, а годовое производство - от 180 до 1200 тыс. т стали. Другим показателем, характеризующим возможности ДСП, является продолжительность плавки. На первом этапе развития конструкции дуговых печей продолжительность плавки в печи емкостью 6... 100 т колебалась от 2 ч 40 мин до 7 ч. «Классическая» плавка того этапа состояла из следующих периодов: • заправка; • завалка (подвалка); • плавление; • окислительный период; • восстановительный период; • выпуск. На современных печах емкостью 20... 180 т, оснащенных средствами интенсификации и работающих с внепечной обработкой стали, продолжительность плавки колеблется от 38 до 90 мин и практически не зависит от емкости печи. Более того, на печах малой емкости (5...20 т) продолжительность плавки, как правило, больше, чем на печах средней и большой емкости. Объясняется это тем, что на печах малой емкости не используются донный выпуск и внепечная обработка стали. Заправка как ответственная операция, обеспечивающая надежную работу подины и откосов, на электропечах с эркерным выпуском потеряла свое значение. Усиленная заправка печи обычно производится на этих печах через 80... 150 плавок. Завалка печи (на печах с «классической» подачей шихты с помощью завалочной 52 бадьи) производится за 1,5...3,5 мин. Одна из проблем в работе ДСП - применение лома с малой насыпной плотностью. Это приводит к тому, что в некоторых цехах производится до четырех подвалок. Проблема решается в двух направлениях: улучшение качества лома и создание ДСП, обеспечивающих завалку шихты в один прием. В целом можно считать нормальной работу ДСП с основной завалкой и одной подвалкой. Продолжительность периода плавления зависит от удельной мощности трансформатора и степени использования альтернативных источников энергии. На современных печах средней и большой емкости продолжительность плавления составляет 28...50 мин и практически не зависит от емкости. Окислительный период сокращается за счет подачи кислорода со сверхзвуковыми скоростями с интенсивностью 0,6... 1,5 м3/(т/мин). При работе печи с «болотом» окислительный период практически совпадает с плавлением. В плавке может быть выделен отдельно окислительный период продолжительностью 7... 15 мин. Восстановительный период на современных электропечах не проводится и полностью выносится в агрегаты внепечной обработки стали. Продолжительность выпуска плавки практически не зависит от емкости печи и колеблется от 1,5 до 5 мин. 4.5.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. 53 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, А12О3 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. 4.6.Технология плавки В ЭСПЦ 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 °С. 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. 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 54 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 металлошихты, 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 3/4 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. 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; 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 55 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 средне- и низкоуглеродистой стали. Одновременно окисляется марганец: всего за время плавления и окислительного периода окисляется 65...85 % от содержания марганца в шихте. Кипение металла (выделение пузырей СО) способствует удалению из него водорода и азота. 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. В восстановительный период решаются следующие задачи: а) раскисление металла; б) удаление серы; в) доведение химического состава стали до заданного; г) корректировка температуры 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 %. 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 56 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. 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 переходит из металла в шлак (диффузионное раскисление). 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 %). 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). 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. 57 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. 58 Глава 5. Производство листовой горячекатаной стали Прокаткой называют процесс пластической деформации металла между вращающимися валками с целью получения раската требуемого поперечного сечения по форме и размерам. Прокатка - наиболее распространенный вид обработки металлов давлением (ОМД). Прокатывают непрерывнолитые или катаные слябы - заготовки с прямоугольной формой поперечного сечения и отношением сторон от 3 до 12. Максимальное сечение слябов с МНЛЗ 200+355x1000+2300 мм. Комплекс машин и механизмов для получения металлоизделий методом прокатки и их обработки в технологическом потоке называют прокатным станом. Листовые прокатные станы классифицируют по следующим признакам: по видам производимой продукции и условиям прокатки - толстолистовые (ТЛС), широкополосные станы горячей прокатки (ШСГП), станы холодной прокатки (СХП); по режиму работы - нереверсивные (направление вращения валков посто- янное) и реверсивные (направление вращения валков после прохода полосы изменяется); по числу клетей - одноклетевые и многоклетевые; по расположению клетей - непрерывные, полунепрерывные, тричетверти- непрерывные, с последовательным расположением клетей (тандем) 5.1. Нагрев заготовок Для нагрева слябов перед прокаткой применяют методические нагревательные печи. В настоящее время на TЛC и ШСГП используют трех- девятизонные печи. Отапливают печи либо смесью доменного и коксового газов, либо смесью доменного и природного газов. Принципиально методические печи для толстолистовых и широкополосных станов не отличаются. Заметная разница имеется лишь в их производительности. Так, печи, устанавливаемые на TЛC, имеют производительность до 250 т/ч (производительность одной печи), а на ШСГП - до 465 т/ч. По конструкции методические печи разделяют на толкательные печи с глиссажными трубами, печи с шагающими балками и печи с шагающим подом. Перед посадкой в печи слябы взвешивают на весах, встроенных в секцию загрузочного рольганга. Посадку металла производят строго поплавочно, равномерно по печам и рядам. Возможна и посадка в любой один ряд. Максимальная садка печи 680 т. Ход шагающей балки: горизонтальный шаг 480 мм (вперед или назад), вертикальный по отношению к неподвижной балке 100 мм. Минимальное время перемещения сляба за один шаг составляет 53 с. 59 Печь оборудована установкой испарительного охлаждения подвижных и неподвижных балок, рассчитанной на выработку насыщенного пара. Над каждой печью размещен котел-утилизатор с воздухонагреватель. Более мощные методические печи устанавливают на ШСГП. В качестве примера на рис.13 приведена печь с шагающими балками ШСГП 2000 ОАО «Северсталь». Печь десятизонная, предназначена для нагрева слябов толщиной 150- 250 мм, шириной до 1850 мм, длиной до 10500 мм, массой до 40 т. Внутреннее пространство печи - длина 48000, ширина 11200 мм. Под печи состоит из шести рядов неподвижных и четырех рядов подвижных балок, выполненных в виде рам из толстостенных труб. Стойки неподвижной рамы основанием упираются в стационарный под печи. Стойки подвижной рамы, пройдя через специальные отверстия в стационарном поде, защищенные гидрозатворами, закреплены на верхней подвижной платформе, под которой помещена нижняя подвижная платформа, установленная на 22 колесах. Платформы разделены 160 катками, обеспечивающими их взаимной перемещение. Перемещение нижней платформы вверх и вперед (в сторону выдачи слябов) на один шаг осуществляют два гидроцилиндра. Высота шага платформы 200, а длина 480 мм. Верхняя платформа в это время удерживается от горизонтального перемещения второй парой гидроцилиндров и совершает только подъем. В процессе подъема верхней платформы балки подвижной рамы входят в контакт с нижней поверхностью слябов и поднимают их на 100 мм выше балок неподвижной рамы, на которой они до этого находились. После этого совершается горизонтальной перемещение верхней платформы, а вместе с ней и балок подвижной рамы с лежащими на них слябами. Далее опускание подвижной рамы в строго вертикальном направлении. Продолжительность одного цикла перемещения балок - 60 с. Все трубы неподвижной и подвижной рам снабжены системой испарительного охлаждения. На балках, поддерживающих слябы в течение всего времени нагрева, установлены рейтеры высотой 100 мм из жаропрочной стали. Это позволяет предотвратить неравномерность нагрева по длине сляба. При отсутствии выдачи слябов из печи металл перемещают только в вертикальном направлении. Посад и выдача слябов из печей торцевые. Верхние зоны печи отапливаются горелками, установленными на торцевых стенках, нижние - боковыми горелками. Боковые горелки имеют по два газовых сопла. Расход газа между соплами распределяется в зависимости от тепловой нагрузки печи: при минимальных нагрузках весь газ подается через центральное сопло, при максимальных через периферийное. 60 Рис. 13 Продольный разрез печи с шагающими балками стана 2000 ОАО «Северсталь»: 1 - печь; 2 - толкатель; 3 - загрузочный рольганг; 4 - вытаскиватель слябов (экстрактор); 5 приемный рольганг; 6 - заслонка; 7, 11 - томильные зоны; 8-10 - верхние сварочные зоны;)2-14 - нижние сварочные зоны; 15 - горелки; 16 - окно посадки слябов; 17 - окно выдачи слябов; 18 - нижняя платформа; 19 - верхняя платформа; 20 - механизм подъема шагающих балок; 21 - смотровое окно. На листовых станах горячей прокатки применяют также печи с шагающим подом, которые отличаются от печей с шагающими балками отсутствием нижнего обогрева слябов. В этом случае печи имеют две зоны отопления. При использовании печей с шагающими балками и подом нет проблемы уборки окалины из печи, при необходимости возможна выдача всего металла из печи, можно четко регулировать скорость перемещения металла через печь, существенно снижается вероятность повреждения поверхности слябов при транспортировке в печи, значительно (до 0,3-0,5%) снижается угар металла за счет повышения скорости нагрева и отсутствия осыпания окалины, обеспечивается практически всесторонний нагрев металла. 5.2.Структура и оборудование ЛПЦ № 10 Непрерывный широкополосный стан 2000 предназначен для производства горячекатаных полос толщиной 1,2-16 мм, шириной 700-1850 мм, сдернутых в рулон массой до 45 т из стали углеродистой обыкновенного качества по ГОСТ 380, качественной конструкционной по ГОСТ 1050 и низколегированной по ГОСТ 19282. В качестве исходной заготовки на стане 2000 используются поступающие из ККЦ непрерывнолитые слябы толщиной 250 мм, шириной 750-1850 мм, длиной 4,8-12,0 м и массой 7-43,3 т. 61 НШПС 2000 (находящийся в ЛПЦ №10 – смотри рис.14) состоит из участка загрузки слябов, участка нагревательных печей, черновой и чистовой групп клетей, промежуточного рольганга между ними, а также уборочной линии стана. Участок нагревательных печей состоит из четырех методических печей с шагающими балками, загрузочного рольганга перед каждой печью, сталкивателей слябов, приемного рольганга, приемников слябов из печей. Производительность каждой печи 460 т/ ч. Черновая группа клетей состоит из вертикального окалиноломателя, клети дyo, пяти универсальных клетей квapтa. Из которых три последние объединены в непрерывную подгруппу. Промежуточный рольганг оснащен тепловыми экранами типа энкопанель и устройствами разделки недокатов. Чистовая группа стана состоит из летучих ножниц, чистовой роликовый осевой сдвижкой рабочих валков и системами противоизгиба. Все межклетевые промежутки оснащены устройствами ускоренного охлаждения прокатываемых полос. 3а последней клетью стана начинается отводящий рольганг с душирующими устройствами перед каждым участком моталок. Уборочная линия включает два участка моталок. На каждом из участков имеется группа из трех моталок. Участки моталок оборудованы тележками съемников рулонов, кантователями рулонов, транспортирующими конвейерами с подъемно-поворотными столами, весами, рулоновязальными машинами и маркировщиками рулонов. Рис. 14 План цеха ЛПЦ №10 с расположением основного механического оборудования. 62 Здесь: 1-6-Черновая группа клетей; 7-13-чистовая группа клетей; 14-вертикальный окалиноломатель; 15-чистовой окалиноломатель; 16- летучие ножницы; 17-вторая группа моталок; 18-первая группа моталок; 19-подъемноповоротный стол; 20-подьемный стол; 21-загрузочный рольганг перед печью; 22- сталкиватели слябов; 23-передаточная тележка; 24-приемник слябов; 25-приемный рольганг; 26-промежуточный рольганг; 27-отводящий рольганг; 28- транспортирующий конвейер рулонов; 29-транспортирующие тележки; 30- нагревательные печи. 5.3.Технологический процесс прокатки на стане 2000 Технологический процесс прокатки на стане 2000 (рис. 15) заключается в следующем. Слябы из отделения непрерывной разливки стали ККЦ поступают в отделение приема литых слябов, которое предназначено для передачи их на стан 2000 и проведения выборочной зачистки дефектных слябов, а также взятия проб для макроанализа. Для нагрева слябов до температуры прокатки 1200-1300оС на стане 2000 применяются методические печи с шагающими балками. Под печи состоит из шести рядов неподвижных (стационарных) и четырех рядов подвижных (шагающих) балок, имеющих испарительное охлаждение. Подвижные балки могут совершать движения вверх и вниз, вперед и назад. При движении вверх подвижные балки приподнимают заготовки над неподвижными на высоту 100 мм. При движении вперед заготовки перемещают по печи на 450 мм. Рис 15. Главная линия стана 2000 горячей прокатки. 1- электродвигатель; 2 - зубчатая муфта; 3 - шестеренная клеть; 4 - универсальный шпиндель; 5 - рабочая клеть; 6 - тележка для перевалки валков. 63 При этом первая со стороны выдачи заготовка выталкивается подвижными балками из печи, а очередная заготовка, находящаяся ранее на загрузочном столе, вносится в печь. При движении балок вниз заготовки укладываются на неподвижную часть пода, оказываясь перемещенными вперед на один шаг, при этом подвижные балки опускаются ниже уровня пода также примерно на 100 мм. При движении назад подвижные балки устанавливаются в положение, из которого они вновь могут захватить в печь очередную заготовку. Интервал времени между окончанием каждого движения шагающих балок и началом следующего составляет 0,5 с. Таким образом, с помощью шагающих балок выполняются все основные операции по загрузке, перемещению по печи и выгрузке заготовок. Нагретые до температуры прокатки слябы выдаются из печей и укладываются на приемный рольганг, который подает их к черновой группе стана (рис. 14). В вертикальной клети 3 боковое обжатие может достигать 80 мм, что способствует лучшему удалению окалины и позволяет сократить число типоразмеров литых слябов по ширине. В клети дуо величина обжатия за проход составляет 55-60 мм (22-24 %). Суммарное обжатие в горизонтальных валках последующих пяти клетей определяется требуемой толщиной раската после черновой группы. В зависимости от размеров сечения готовых полос эта толщина находится в диапазоне 25-60 мм. Соответственно необходимое суммарное обжатие в упомянутых пяти клетях составляет 130-170 мм, или 69-90% (частные обжатия до 40%). В процессе черновой прокатки производится гидросбив окалины с раската водой, подаваемой специальной насосной станцией под давлением 12-15 МПа. Гидросбивы расположены после вертикальной клети N°1 и перед всеми универсальными клетями. Струи воды направлены под углом 1,3 рад к поверхности полосы против ее движения. Такой угол встречи струй с раскатом хотя и снижает их ударную силу, но улучшает смыв окалины с полосы. Сопла гидросбивов расположены на расстоянии 300-400 мм от поверхности раската. Температура полосы за черновой группой 1050-11500оС. Регулирование температуры производится изменением скорости прокатки в непрерывной подгруппе из трех последних черновых клетей. Окончательная прокатка полосы до заданной толщины производится в чистовой группе из семи клетей 9. Перед этим раскат, вышедший из черновой группы, тормозят на промежуточном рольганге до скорости входа в чистовую группу. Промежуточный рольганг 26 оснащен тепловыми экранами типа экранопанель, которые с помощью гидропривода могут быть опущены в рабочее положение над раскатом или подняты. Число секций энкопанелей - 24. Экранирование металла повышает 64 его температуру на входе в чистовую группу на 30-500оС и снижает температурный перепад по длине раската на 20-300оС. Началу чистовой прокатки предшествует обрезка переднего неровного конца полосы на летучих ножницах. Ножницы состоят из следующих узлов и механизмов: режущего механизма, механизма для пропуска резов, подающих роликов, диффиринциального редуктора, механизма для выравнивания скоростей движения ножей и разрезаемой полосы и главного двигателя. Перед окончанием прокатки обрезается и задний конец полосы. С целью улучшения захвата и уменьшения ударов при входе раската в валки чистовых клетей ножницы при обрезке формируют фигурную кромку полосы в виде шеврона. В процессе транспортирования раската по промежуточному рольгангу 26 на его поверхности образуется слой вторичной окалины, которую разрушают в чистовом роликовом окалиноломателе 15 и затем удаляют с помощью гидросбива перед чистовой группой. В зависимости от толщины промежуточного раската (25-60 мм) и готовой полосы (1,2-16,0 мм) суммарное обжатие в чистовой группе клетей составляет 23,8-44,0 мм или 95-73% соответственно. Обжатия уменьшают от первой чистовой клети к последней, максимальная величина обжатия может достигать 55% в первых двух клетях, 45% в последующих и 25% в последней клети. Для стабилизации процесса чистовую прокатку ведут с межклетевыми натяжениями, величины которых поддерживают минимальными (5-15% от предела текучести материала полосы при данных термомеханических условиях) во избежание утяжки полосы (уменьшение ее ширины) и искажения профиля проката. С целью выравнивания по длине полосы такого важнейшего технологического параметра, как температура конца прокатки, используют разнообразные варианты переменных во времени скоростных режимов, реализуемые системами тиристорного управления главными приводами чистовых клетей и моталок. Основной особенностью переменных режимов является захват полосы моталкой на заправочной скорости до 15 м/с и последующее согласованное ускорение всех клетей чистовой группы и соответствующей моталки, при котором скорость на выходе стана может достигать 21 м/с (для тонких полос). В результате температура конца прокатки полос всего сортамента поддерживается в оптимальных пределах 830-900оС. За станом расположена уборочная группа оборудования, к которой принадлежат отводящий рольганг 27 длиной 206 м соответственно с системой ламинарного охлаждения 65 проката. Стан оборудован двумя группами моталок. Первая группа 18 из трех моталок, расположенная на расстоянии 75 м от последней чистовой клети, предназначена для смотки полос толщиной до 4,0 мм. Вторая группа 17 из трех моталок на расстоянии 248 м от последней клети стана предназначена для смотки полос толщиной 4,0-16,0 мм. Параметры обеих групп моталок идентичны, за исключением 4, 5 моталок, которые имеют три заправляющих ролика вместо четырех. Моталки второй группы отличаются более мощными пружинами роликодержателей и другим профилем проводок. Система ламинарного охлаждения на отводящих рольгангах подает воду на полосу сверху и снизу под давлением 0,20-0,25 МПа. Расход воды до 15050 т /ч. Длина охлаждаемого участка перед первой группой моталок 55 м, перед втopoи-66 м. Температура полосы снижается до значения температуры смотки (500-650оС). Использованная вoдa собирается и специальной насосной станцией подается вновь на охлаждение. После смотки рулоны кантуются в вертикальное положение, устанавливаются на конвeйep, обвязываются по окружности, взвешиваются на вecax, маркируются и транспортируются на склад или в цех холодной прокатки. Широкополосный стан горячей прокатки предназначен для прокатки полос, свернутых в рулон массой от 7 до 43,3т, следующих типоразмеров: толщина, мм - от 1,2 до 16, ширина, мм - от 750 до 1850. Предельные отклонения по ширине стали с необрезанной кромкой в рулонах не должны превышать следующие значения: при ширине до 1000 мм - до +20 мм при ширине свыше 1000мм - до +30 мм Размеры исходной заготовки: толщина, мм - 250 ширина, мм - от 750 до 1850 длина, м - от 4,8 до 12 масса, т - от 7 до 43,3 66 5.4.Особенности проката на стане 5000 Стан 5000 предназначен для производства 1500 тыс. т в год листов (10— 50)х(2000—4600)х750х<18500 мм. Основная часть готовой продукции стана предназначена для производства труб большого диаметра. Предусматривается выпуск товарной продукции в термообработанном виде (465 тыс. т/год). Отделка прокатанных полос, включающая горячую и холодную правку, клеймение, охлаждение, обрезку кромок и резку на мерные длины, контроль размеров листов, дефектоскопию внутренних дефектов, маркировку, двухсторонний инспекционный осмотр и выборочную зачистку дефектов, отбор проб, взвешивание и укладку листов в карманы, осуществляется в технологическом потоке. Нормализация листов проводится в потоке стана, закалка и отпуск — в потоке и вне его. Разделка листов на ширину < 4600 мм — на отдельно стоящих ножницах продольной резки. Стан размешается в многопролетном здании длиной 660, шириной 192 м, площадью застройки 142272 м2. Планировочные решения по стану позволяют организовать производство листов толщиной 5—9 мм, листов и плит толщиной >50 мм. Технологическая схема производства толстого листа приведена на рис. 16. Рис. 16 Технологическая схема производства толстого листа на стане 5000: 1 — склад слябов: 2 — весы; 3 — нагрев слябов; 4 — гидросбив окалины; 5 — прокатка; 6 — ускоренное охлаждение; 7— закалка с отпуском; 8—обрезка концов; 9 — горячая правка; 10— клеймение; 11 — нормализация; 12 — охлаждение в стопах; 13 — охлаждение на холодильнике; 14 — холодная правка; 15— обрезка кромок; 16 — резка на мерные длины; 17 — контроль размеров; 18 — УЗК; 19 — маркировка; 20— инспекция; 21 — зачистка; 22—отбор проб; 23—пакетирование; 24 — отгрузка листов; 25—роспуск листов; 26—вырезка брака; 27 — промежуточный склад; 28 — нагрев под закалку; 29 — закалка; 30 — отпуск. 68 Стан 5000 предназначен для производства горячекатаного толстого листа для трубоэлектросварочного цеха и товарного листа длиной соответственно 18,5 м и 6—18 м. На стане предусматривается прокатка листов из углеродистых, конструкционных, низколегированных, легированных и специальных сталей. Стан может выпускать готовую продукцию по контролируемым режимам прокатки, нормализованную и закаленную с отпуском. Предусматриваются: прокатка по контролируемому режиму, обычная прокатка с последующей нормализацией, закалка с прокатного нагрева, замедленное охлаждение раскатов в стопах, обычная прокатка с последующей закалкой и отпуском вне потока. Литые слябы из отделения непрерывной разливки стали поступают на стан в режиме горячего или холодного посада. При холодном посаде литые слябы из ОНPC передаточным шлеппером направляются на разгрузочные-загрузочные устройства с весами и далее на склад слябов, где поплавочно укладываются в штабели; со склада электромостовыми кранами слябы подаются на загрузочные устройства нагревательных печей. При горячем посаде слябы по загрузочному рольгангу направляются непосредственно в нагревательные печи. Технологические операции производства проката на участке рабочих клетей стана включают: — нагрев слябов до 1150—1250 °С в двухрядных печах с шагающими балками. При необходимости бракованные слябы могут убираться на склад слябов при помощи устройства возврата; — гидросбив окалины; — прокатку сляба в черновой клети кварто до заданной ширины готового листа с учетом обрезки кромок. Температура начала прокатки > 980 °С. Обжатие > 15 % за проход; — в случае прокатки листов по «контролируемому режиму» — контролируемое охлаждение на воздухе со скоростью 0,5-1°С/с на специальных устройствах; — прокатку раскатов до конечных размеров в чистовой клети кварто. Температура начала прокатки 740- 850 °С. Относительное обжатие > 15 %; — при необходимости охлаждение раската в душирующей установке со скоростью 10—20 °С/с до 450-550 °С; — обрезку концов раската на ножницах с механизированной уборкой обрези транспортером в скрапной пролет; — правку раскатов на правильной машине горячей правки. 69 В пролетах склада литых слябов размещаются разгрузочно-загрузочные устройства с весами для слябов, загрузочный рольганг для подачи слябов в нагревательные печи, а также склад валков и передаточная тележка для передачи валков в вальцетокарную мастерскую. Нагревательные печи приняты с шагающими балками. В печах такого типа обеспечивается минимальное время нагрева слябов, что приводит к минимальной потере металла в окалину при нагреве. Кроме того, обеспечивается равномерный нагрев слябов, что позволяет иметь стабильную температуру по сечению и длине сляба. Печная окалина сбивается водой под давлением 15 МПа (перед черновой клетью и в процессе прокатки). Для прокатки листов устанавливаются черновая и чистовая клети «кварто» с диаметром опорных валков 2400 мм, рабочих 1180 мм, длиной бочки 5000 мм. Максимальная скорость прокатки 5 м/с. Для обеспечения минимальной разнотолщинности по ширине листа в чистовой клети предусмотрен противоизгиб рабочих валков. Для выпуска листов по контролируемому режиму с повышенными механическими свойствами и улучшенной структурой перед клетями предусмотрены обводные линии рольгангов для контролируемого охлаждения раската в процессе прокатки. За чистовой клетью устанавливается оборудование для ускоренного охлаждения раскатов, а также линия для закалки раската с прокатного нагрева в составе роликовой закалочной машины и роликовой печи для отпуска. Для обрезки концов раскатов и деления раската на две части (при необходимости) устанавливаются ножницы поперечной резки. Горячая правка раската осуществляется на одной роликоправильной машине, охлаждение листов — на двух холодильниках шагающего типа. Нормализация листов с прокатного нагрева проводится в нормализационной печи. Для термической обработки товарных листов вне потока стана устанавливают печь для нагрева листов длиной 18 м под закалку, роликозакалочную машину и роликовую печь для отпуска листов после закалки с последующей передачей термообработанных листов на линию отделки. Отделка прокатанных полос осуществляется в технологическом потоке стана на двух линиях с установкой двух роликоправильных машин для холодной правки, кромкообрезных ножниц, ножниц поперечной резки для порезки на длину 18,5 м и менее, приборов контроля геометрических размеров, маркировщиков для механизированной маркировки. Внутренние дефекты контролируют на ультразвуковых установках, визуальный контроль на двух инспекционных стеллажах с кантовкой листов, выборочная зачистка — также на двух стеллажах с кантовкой листов. На отводящем рольганге за стеллажами устанавливаются ножницы для вырезки проб. Готовые листы в пачках хранятся на складе готовой продукции, где установлены 70 пакетировщики для укладки листов в пачки со взвешиванием и автоматической регистрацией массы. На складе также разделывают листы на ширину до 4600 мм на отдельно стоящих ножницах продольной резки, а также вырезают дефектные места ножницами поперечной резки. Подают листы в трубоэлектросварочный цех со склада передаточной тележкой. Товарные листы со склада готовой продукции вывозят железнодорожным транспортом. Общая масса механического оборудования включает оборудование систем смазки, сжатого воздуха и гидравлики, а также относящиеся к оборудованию ограждения, переходные мостики, плитный настил, перекрытия каналов, анкерные, сменные и запасные части. 71 Глава 6. Защита металла цинкованием и посредством полимерного покрытия Основным способом защиты металла является цинкование. Освинцевание и алюминирование холоднокатаных полос широкого распространения не получили, а горячее лужение жести в мировой практике практически не применяют. Технология электролитического направлено, лужения главным жести образом, на хорошо решение отработана, вопросов ее совершенствование экологии. Технология электролитического хромирования также достаточно хорошо отработана; получила широкое распространение в мире, ведется совершенствование отдельных элементов базовой технологии. Из всех видов защитных покрытий на стальные полосы и листы наибольший прогресс в последние годы наблюдался как В разработке новых видов, так и в технологии и оборудовании для нанесения полимерных покрытий. 6.1. Основы цинкования Цинковые покрытия листовой и полосовой стали - наиболее распространенный вид покрытия. Около 40% мировой добычи цинка (1,5 млн.т в год) используют для защиты черных металлов от коррозии. Цинковое покрытие хорошо защищает сталь в условиях влажной атмосферы и в воде. В зависимости от загрязненности воздуха промышленными газами SO2, HCL, H2S и др., коррозия в атмосфере увеличивается, а в воде коррозия увеличивается с повышением температуры. В зависимости от условий эксплуатации оцинкованного металла, толщина цинкового покрытия колеблется от 5-10 до 50- 70 мкм. Установлены общие закономерности процесса взаимодействия стали и цинка при горячем оцинковании. Если в низкоуглеродистой стали содержится большое количество фосфора и кремния, а также имеется повышенное содержание таких остаточных элементов как медь, никель, хром, то возникают толстые промежуточные железоцинковые слои и при сильной ликвации в стали углерода и фосфора возможно получение железоцинковых слоев и всего покрытия неодинаковой толщины по длине и ширине полосы, что приведет к различию в прочности покрытия и его защитных свойств. В связи с этим содержание в стали кремния должно быть не более 0,03%, фосфора — 0,02; серы 0,2—0*25; меди 0,10-0,15; хрома и никеля 0,1% каждого. В последние 20-25 лет сортамент марок сталей, подвергаемых цинкованию, существенно расширился. Началось широкое применение как сверхнизкоуглеродистых сталей, легированных титаном и ниобием, так и высокопрочных сталей. Исходя из механизма образования и физико-химических характеристик выделяют шесть видов цинковых покрытий: 72 Горячецинковые, получившие наиболее широкое применение в металлургии и трубной промышленности (полосовой прокат, трубы, проволока), используемые при строительстве промышленных и гражданских объектов, а также в автомобильной промышленности. Гальванические. Их применяют в автомобильной промышленности, машиностроении, производстве бытовой техники и строительстве. Металлизационные, используемые при строительстве, изготовлении емкостей, металлоконструкций, прокладке трубопроводов. Диффузионные. Покрытия такого рода используют для защиты от коррозии металлических изделий, которые работают в жестких коррозионно-эрозионных условиях — коксохимической и нефтедобывающей промышленностях, строительстве, судостроении. Цинконаполненные. Эти покрытия представляют собой композиции, состоящие из связующего и цинкового порошка. В качестве связующих используют синтетические смолы (эпоксидные, фенольные, полиуретановые, лаки, краски, полимеры). Комбинированные — представляют собой комбинацию цинкового покрытия любого вида и лакокрасочного или полимерного покрытия. В мировой практике их называют «дуплекс-системы». В таких покрытиях сочетаются электрохимический защитный эффект цинкового покрытия с гидроизолирующим защитным эффектом лакокрасочного или полимерного покрытий. Первые агрегаты непрерывного горячего цинкования (АНГЦ) полосы построены в Польше. Разработчиком технологии и оборудования был Сендзимир. По способу Сендзимира очистку исходной полосы производят в линии путем окислительного нагрева до 470—480°С с образованием на поверхности полосы тонкой окисной пленки, которая восстанавливается при последующем отжиге в восстановительной водородной атмосфере. Охлажденную после этого до 480-520°С полосу с чистой активной поверхностью погружают в цинковый расплав при 450°С. Для горячего цинкования стальных полос толщиной 0,3-4 мм применяет, в основном, метод бесфлюсового цинкования в непрерывных линиях. В последнее время широко применяют способ безокислительного нагрева полосы в продуктах неполного сгорания при незначительной разнице температур газовой среды (1100—1300°С) и нагреваемого металла (до 700°С). Скорость движения полосы до 3-4 м/с, время нагрева 10-15 с. При горячем цинковании в цинковом расплаве покрытие на поверхности основного 73 металла состоит из промежуточного диффузионного слоя относительно чистого цинка, и далее следуют слои различных фаз. При цинковании металла в непрерывных линиях толщина промежуточного слоя доходит до 7-10% общей толщины покрытия. Поскольку промежуточный слой более хрупкий, чем цинковое покрытие, то чем он меньше, тем лучше. По способу нанесения возможны двустороннее и одностороннее покрытия. При двустороннем покрытии цинк наносят на обе стороны, причем толщина покрытия одинакова. Обычно же внутренняя сторона изделия либо не требует вообще цинкового покрытия, либо требует покрытия меньшей толщины. Для реализации технологии прямого одностороннего цинкования применяют: регулирование положения поверхности полосы с такой точностью, чтобы нанесение покрытия происходило благодаря поверхностному натяжению (менисковый метод); метод электромагнитного насоса (с помощью индуктора жидкий цинк всасывают в патрубок, а потом с напором через сопло подают на полосу); использование роликовой накатки (жидкий цинк наносят на нижнюю поверхность полосы вращающимся роликом, частично погруженным в расплав в камере с защитной атмосферой). Агрегаты непрерывного горячего цинкования (рис. 17) характеризуются широким сортаментом полос по ширине и толщине, широким диапазоном видов покрытий, струйным регулированием толщины покрытия, исключением роликового регулирования покрытия как неэкономичного и ухудшающего качество поверхности покрытия, применением безокислительного нагрева полос, регулируемым ускоренным охлаждением полос защитным газом, наличием систем автоматического управления технологическим процессом. 6.2. Процесс цинкования и оборудование Прокат для обработки на АНГЦ подается в рулонах строго по размерам и поплавочно в соответствии с заданием ПРБ. Перед каждым разматывателем имеется одна приводная и две неприводные опоры складирования. Задача рулонов на разматыватели №1 и №2 агрегата производится с приводных опор подъемно-передвижными тележками автоматически, при этом перемещение рулонов к разматывателю происходит перпендикулярно оси агрегата. Разматыватели работают поочередно: пока один рулон разматывается, на другой разматыватель задаётся следующий рулон, его передний конец обрезается и подводится к сварочной машине. Размотка рулонов осуществляется сверху. 74 6. Т Рис. 17 Технологическая схема АНГЦ. 1 — разматыватели; 2 — сдвоенные ножницы для обрезки концов полос; 3 — сварочная машина; 4 — ножницы для обрезки боковых кромок полосы; 5 — входной горизонтальный накопитель полосы; 6 — центрирующие ролики; 7 — печь предварительного нагрева; 8 — печь скоростного нагрева; 9 — зона выдержки; 10 — участок быстрого охлаждения; 11 — участок замедленного охлаждения; 12 — участок окончательного охлаждения; 13 — наклонный жёлоб; 14 — ванна цинкования; 15 — цинковый расплав; 16 — газовый нож для регулирования толщины покрытия; 17 — воздушное охлаждение; 18 — выходной вертикальный накопитель; 19 — дрессировочная клеть; 20 — правильно-гибочная машина; 21 — установка хроматирования; 22 — промасливающая машина; 23 — ножницы для обрезки концов полос; 24 — моталки; 25 — агрегат поперечной резки с пакетирующими устройствами Рулоны цеховым мостовым краном устанавливаются на неприводные опоры соответствующего разматывателя с учётом направления размотки, при этом ось рулона горизонтальна. Далее, установка рулона на приводную опору производится подъемнопередвижной тележкой автоматически. При этом рулон проходит через систему контроля наружного диаметра и ширины рулона, расположенную перед приводной опорой. После установки рулона на приводную опору оператор, управляя с пульта, поворачивает рулон приводными роликами и устанавливает его витком вниз в необходимое положение для снятия обвязки. Подъёмно-передвижная тележка поднимает рулон с приводной опоры и транспортирует его к разматывателю. Центровка рулона по оси агрегата производится автоматически при установке его на барабан разматывателя. Рулон закрепляется на барабане разматывателя увеличением его диаметра 75 за счёт разведения сегментов механизма расклинивания. С помощью узла наружнего подшипника, установленного на внешнем конце выступающей оправки барабана разматывателя, и оборудованного выдвижной опорой, увеличивается грузоподъемность разматывателя, тем самым уменьшая отклонение и напряжение полностью нагруженной оправки. Магнитный ленточный конвейер с прижимным роликом под действием гидроцилиндра прижимается к рулону, предотвращая его распушивание. После закрепления рулона на барабане подъёмно-передвижная тележка автоматически возвращается для подачи следующего рулона. С помощью козырька откидной проводки первый виток отделяется от рулона и прижимается к магнитному ленточному конвейеру. При вращении разматывателя и конвейера на заправочной скорости передний конец задаётся в тянущие ролики, которые захватывают его и транспортируют через правильную машину. Одновременно козырёк откидной проводки возвращается в исходное положение. При выходе переднего конца полосы к входным ножницами верхний прижимной ролик и верхние ролики правильной машины автоматически поднимаются. Разматываемая полоса центрируется автоматически датчиком индуктивного контроля центрального положения с отклонением от центра 150 мм в обе стороны и от линии прокатки не более 5 мм. От разматывателя №1 полоса с помощью магнитного ленточного конвейера подаётся к тянущим роликам входных гильотинных ножниц. От разматывателя №2 полоса при выходе из правильного устройства подаётся непосредственно в тянущие ролики входных гильотинных ножниц. Утолщённые концы рулонов должны быть удалены, для чего производится их обрезка на входных гильотинных ножницах. Передний утолщённый конец рулона обрезается автоматически, по сигналу от толщиномера, до достижения участка полосы без превышения заданной толщины. Задний утолщённый конец полосы обрезается также автоматически при превышении заданного значения измеряемой толщины полосы. Обрезка утолщённых концов производится при неподвижной полосе. Обрезь концов полосы с помощью опрокидывающегося стола автоматически убирается в скрапную коробку, установленную на тележке. После обрезки переднего утолщённого конца задаваемая полоса останавливается. После обрезки утолщённого участка задний конец предыдущего рулона на заправочной скорости (30 м/мин) транспортируется к сварочной машине, фиксируется в направляющем зазоре прижимами. 76 Затем, полоса с заправленного рулона по транспортной проводке и с помощью фрикционного направляющего ролика, необходимого для подачи переднего конца полосы как с разматывателя №1 , так и с разматывателя № 2 от отклоняющих роликов, на заправочной скорости передвигается к сварочной машине, фиксируется в направляющем зазоре прижимами и вместе с задним концом предыдущего рулона обрезается ножницами сварочной машины, для обеспечения точного совмещения краёв полос при сварке. Два конца полос, зафиксированные в зажимах сварочной машины, центрируются между собой, в это же время пробиваются отверстия для автоматического контроля положения сварного шва при прохождении полосы по агрегату. Входным зажимным устройством проводится компенсация зазора, образующегося при отрезании, и концы полосы устанавливаются в положение, необходимое для сварки. Сварка двух концов полосы производится машиной роликовой контактной сварки за один проход. Одновременно со сваркой производится раскатка сварного шва. Замена сварочных дисков производится не реже одного раза в месяц или при образовании ступеньки на рабочей поверхности сварочного диска превышающей толщину свариваемой полосы. Сварка концов полосы производится автоматически, по программе, введенной с пульта управления сварочной машиной. После сварки участок полосы со сварным швом перемещается на инспекционный стол, где производится оценка качества шва. Затем участок полосы со сварным швом перемещается под вырубной пресс для обрезки боковых кромок полосы в зоне сварки, с целью удаления выступающих углов, которые могут образоваться в результате неточного совмещения концов полос, из-за разницы в их ширине, или переход по ширине осуществляется вручную. После сварки полос создаётся требуемое натяжение, оборудование входной секции разгоняется до скорости превышающей скорость движения полосы в технологической секции и во входной накопитель набирается запас полосы для обеспечения непрерывной работы агрегата при следующем цикле. После заполнения входного накопителя, скорости входной и технологической секций синхронизируются. Операция очистки полосы проводится для удаления загрязнений с ее поверхности, образовавшихся при прокатке, и включает в себя: химическую, химико-механическую (обработка в щёточно-моечной машине (ЩММ) с подачей на полосу струй горячего обезжиривающего раствора), электрохимическую и механическую очистку (обработка в ЩММ с подачей на полосу струй горячей воды). 77 Очистка полосы проводится в два этапа, при этом полоса последовательно проходит через ванны очистки в следующем порядке: - секция предварительной очистки (производится перед входным накопителем): 1) ванна щелочной химической очистки методом погружения; 2) ЩММ №1 с подачей на полосу струй горячего щелочного раствора; 3) ванна струйной промывки горячей водой; 4) сушка горячим воздухом. - секция основной очистки (производится после входного накопителя): 1) ванна щелочной химической очистки методом погружения; 2) ЩММ №2 с подачей на полосу струй горячего щелочного раствора; 3) ванна электрохимической очистки; 4) ЩММ №3 с подачей на полосу струй горячей воды; 5) ванна струйной промывки горячей водой; 6) cушка горячим воздухом. Корректировка и поддержание необходимого состава растворов обезжиривания в баках циркуляции производится автоматически, по сигналу измерителя концентрации щёлочного раствора, путем разбавления деминерализованной водой или добавления концентрированного раствора обезжиривания из бака приготовления в соответствующие баки через систему циркуляции растворов. Уровень растворов и их температура в баках циркуляции поддерживается автоматически. Для приготовления растворов обезжиривания, а также промывки полосы применяется деминерализованная вода. Обезжиривающий раствор для корректировки готовится в баке приготовления емкостью 7,5 м3. Для приготовления раствора используется моющее средство в жидком концентрированном или сухом (гранулы, чешуйки, порошок) виде и деминерализованная вода. Подача приготовления жидкого из концентрированного емкости хранения и обезжиривающего поддержание средства требуемой в бак концентрации осуществляется автоматически через управляющий сигнал измерителя концентрации щелочи с помощью дозирующего насоса. Подача в бак приготовления сухого обезжиривающего средства осуществляется аппаратчиком, вручную по показаниям измерителя концентрации щёлочи или по результатам анализа в экспресс-лаборатории. 78 Обезжиривающий раствор в ванну химической очистки и ЩММ №1 на участке предварительной очистки и в ванну химической очистки и ЩММ №2 на участке основной очистки подаётся из соответствующих баков циркуляции (по одному на каждый участок) ёмкостью по 20 м3 каждый. На выходе из каждой щеточно-моечной машины установлены по две пары неприводных отжимных гуммированных роликов диаметром 300 мм. Прижатие роликов к полосе обеспечивается пневматическими цилиндрами, воздействующими на верхние отжимные ролики. Для обеспечения непрерывной работы линии необходимо иметь две пары отжимных роликов: в работе находится одна пара отжимных роликов, вторая находится в резерве. В случае выхода из строя рабочей пары необходимо ввести в работу вторую пару, а неработающую пару заменить на новую. Узел нанесения покрытия включает в себя две индукционные керамические ванны цинкования емкостью по 180 т. В первой ванне расплав на основе цинкоалюминиевых сплавов ЦАО, ЦАОЗ, ЦАОА с добавкой сурьмы. Во второй (сменной) ванне наводится расплав без сурьмы. Он предназначен для получения покрытия без узора кристаллизации под окраску, а для последующего отжига покрытия в расплаве снижают содержание алюминия. Таким образом, для получения покрытий разных типов предусмотрено пять комбинаций режимов работы сменных ванн, узла термической обработки покрытия и дрессировочной клети. Замена ванн происходит в течение 1 часа. На выходе из химических и электрохимической ванн системы очистки установлено по одному не приводному прижимному гуммированному ролику диаметром 300 мм, который, работая в паре с гуммированным отклоняющим роликом диаметром 800 мм, отжимает излишки жидкости с поверхности обрабатываемой полосы. Прижим отжимного ролика к полосе осуществляется посредством пневматического цилиндра. Промывка поверхности полосы горячей водой производится как завершающая операция очистки в водных растворах; эта операция проводится на предварительной стадии очистки только в ванне струйной промывки, а на основной стадии очистки – в ЩЩМ №3 и в ванне струйной промывки. После промывки обрабатываемая полоса проходит через отжимные гуммированные ролики (3 пары) диаметром 300 мм. После предварительной и основной очистки и промывки поверхности полосы, ее сушат в сушилах воздухом, подогретым до температуры от 100 до 140 ОС. После очистки и сушки поверхности полоса подается в печь для термообработки – рекристаллизационного отжига, обеспечивающего необходимые механические свойства готового ГЦ-проката. Печь протяжная, вертикальная, имеет три секции обработки: секцию 79 нагрева; секцию выдержки и секцию охлаждения. Секция нагрева имеет 7 зон регулирования температуры, секция выдержки - 2 зоны и секция охлаждения – 4 зоны. В первых двух секциях нагрев металла происходит газовыми W-образными радиационными трубами. В последней секции полоса обрабатывается в блоках струйного охлаждения, кроме того, секция охлаждения оборудована электронагревателями, необходимыми для поддержания технологической температуры в процессе запуска, работы и кратковременной остановки агрегата. Термохимическая обработка полосы в печи для обеспечения качественной подготовки поверхности под покрытие производится в атмосфере защитного газа, подаваемого в печь, с точкой росы не выше минус 30оС и содержанием кислорода не более 10 ррm, водорода от 5 до 15 %, остальное – азот. Охлаждение подката после нагрева и выдержки при термообработке производится для обеспечения температуры полосы, близкой к температуре расплава цинка в ванне цинкования. Нагретая полоса охлаждается струями защитной восстановительной атмосферы, непрерывно циркулирующей через трубчатый водяной охладитель. Движение защитного газа в системе циркуляции секции охлаждения осуществляется центробежными вентиляторами. Вентиляторы создают давление струи охлажденного защитного газа до 300 мм. вод. ст. Температура полосы контролируется пирометром в конце секции охлаждения и регулируется производительностью вентиляторов автоматически по заданию или автоматически по математической модели системы управления печью. Получение железоцинкового покрытия обеспечивается отжигом в процессе индукционного нагрева полосы до 480-525°С после выхода из ванны на высоте около 8 м. Выдержка при этой температуре в течение 6-10 с осуществляется в вертикальной печи, расположенной над индуктором. После формирования цинкового покрытия воздушными ножами при получении не отожженного покрытия и после нагрева его до температур отжига при получении железоцинкового покрытия, оцинкованная полоса охлаждается воздухом в блоках струйного охлаждения. После дальнейшего охлаждения оцинкованной полосы во второй и третьей секциях полоса охлаждается деминерализованной водой в струйном закалочном баке, проходит две пары отжимных роликов и сушится нагретым воздухом, подаваемым на полосу с температурой от 100 до 170оС через три комплекта V-образных коллекторов. Мокрая дрессировка (рис. 18) оцинкованной полосы проводится с целью: - воздействия на дислокационную структуру стальной основы для повышения и сохранения его способности к вытяжке; 80 его - улучшения качества поверхности; - устранения характерного рельефа цинкового покрытия, образующегося при кристаллизации, что необходимо для ГЦ-проката, предназначенного для последующего нанесения полимерного покрытия; - снижения неплоскостности ГЦ-проката. Дрессировка проводится в клети "кварто" с подачей смазочно-охлаждающей жидкости (СОЖ). Рис.18 Схема правильно-вытяжного устройства с прогладочной двухвалковой клетью 1 — полоса; 2 — натяжные станции; 3 — прогладочная двухвалковая клеть; 4 — правильная машина для устранения волнистости полосы; 5 — неглевая яма с инспекционной петлей Правка ГЦ-проката необходима для повышения его плоскостности. Натяжение создается двумя парами натяжных S-образных станций, установленных перед и после правильной клети. Вода с поверхности ГЦ-проката удаляется отжимными роликами и обдувом воздухом. Для предохранения цинкового покрытия от коррозии при транспортировке и хранении оно подвергается пассивации и/или промасливанию, в соответствии с заказом. Пассивация проводится химически, разбрызгиванием на поверхности полосы пассивирующего раствора, удаления его излишков и последующей сушки полосы с образованием пассивной пленки. Излишки раствора удаляются с поверхности ГЦ-проката отжимными гуммированными роликами и обдувом воздухом. Сушка пассивной плёнки производится воздухом с температурой не менее 100оС, подаваемым на полосу через V-образные коллекторы. При необходимости, перед смоткой ГЦ-проката в рулон, проводится операция обрезки кромок на кромкообрезных ножницах. Кромки ГЦ-проката после кромкобрезных ножниц могут подвергатся правке и сплющиванию заусенцев. Контроль ГЦ-проката проводится перед смоткой в рулоны и включает: - осмотр поверхности обеих сторон листа на станции визуального осмотра (вертикальной); 81 - измерение ширины ГЦ-проката - измерение толщины ГЦ-проката - проверку плоскостности на горизонтальном столе. Промасливание ГЦ-проката производится в установке электростатического промасливания (УЭП). 6.3. Особенности полимерного покрытия и материалы Полимерные покрытия могут использоваться как заменители металлических покрытий, работать в комбинации с ними, с одной стороны повышая стойкость комбинированных покрытий, а с другой — позволяя уменьшить толщину металлического покрытия. Листовой прокат с полимерными покрытиями используют - для изготовления кровли и элементов крыши, наружных стен зданий и сооружений, емкостей, бытового электрооборудования, жалюзи и штор, в автомобилестроении. Довольно часто полимерные покрытия выполняют и декоративные функции. На пластмассовые покрытия можно наносить разнообразные тиснения, их можно окрашивать и отделывать под дерево, кожу, ткани и т.п. Большое разнообразие цветов синтетических эмалей и способов дополнительной декоративной отделки делают этот материал применимым в самых разных областях: строительстве, автомобилестроении, производстве бытовой техники и т.д. Еще одним очень важным достоинством полимерных покрытий является их долговечность. В зависимости от вида и толщины покрытия они могут служить до 15 и более лет. В качестве металлической основы для нанесения полимерных покрытий используют холоднокатаные стальные полосы; электролитически оцинкованные полосы; горячеоцинкованные полосы; полосы с двухслойными металлическими покрытиями различных видов; алюминиевые полосы. Технологическая схема процесса нанесения полимерных покрытий состоит из трех основных групп операций. Первая группа включает операции по подготовке поверхности полос к нанесению защитных покрытий: химическое (щелочное) обезжиривание и нанесение пограничного слоя из нескольких покрытий. Первый слой — фосфатирование в виде фосфата железа массой 0,1— 0,5 г/м' или фосфата цинка (для основы — оцинкованные полосы) массой 1- 3 г/м2. Второй слой — хроматирование (только на оцинкованные полосы) в виде смеси щелочных окислов массой 0,1-1 г/м2. Третий слой — пассивация в растворе хромовой кислоты в виде слоя 82 окислов железа и хрома массой 0,05-1 г/м . Для оцинкованных полос наносят покрытие в виде слоя окислов хрома и цинка массой 0,05-0,1 г/м2 пассивацией в растворе хромовой кислоты. Возможно и предварительное нанесение сухой пленки, хорошо сцепляющейся с органическими покрытиями, что более предпочтительно с точки зрения зашиты окружающей среды от вредного влияния вышеуказанных веществ. Вторая группа включает собственно операцию нанесения полимерных покрытий на полосу, сушку покрытия, охлаждение полосы после сушки. Последовательность и число операций зависит от вида покрытия. При нанесении пластизоля и органзоля на обе стороны полосы сначала наносят грунт, который затем высушивают; охлаждают полосу и наносят окончательное защитное покрытие, высушивают полосу и охлаждают. При окраске полос и листов наносят грунт или краску на обе стороны полосы (под защитное покрытие на одну сторону полосы и для защиты поверхности обратной стороны полосы). Высушивают полосу, наносят окончательное защитное покрытие на одну или обе стороны полосы, вновь высушивают ее и охлаждают. При наклеивании пленки предварительно наносят клей на одну сторону полосы и фунт — на другую. Затем производят сушку и активацию клея, далее следует приклеивание пленки. Третья группа — операции отделки полос с защитными покрытиями: правка, резка, отбор проб, контроль качества полос, их смотка в рулоны или формирование пачек листов. Лакокрасочные материалы алкидных смол хорошо выдерживают деформацию и устойчивы против налипания, а на основе акрилатов — устойчивы против царапин, воздействия химических реагентов и атмосферы, имеют хороший внешний вид. Лакированию подвергают горячелуженую и черную жесть. К полимерным покрытиям относят и краску с высоким содержание растворителей (40% и более), которые удаляют при сушке. Толщина покрыти в сухом виде составляет 530 мкм, причем покрытие толщиной более 5-8 мю получают последовательным нанесением двух-трех слоев. Для изделий, эксплуатируемых в относительно неагрессивной атмосфере, применяют полиэфирные и полиэфирсиликоновые краски. Добавка силиконовых материалов позволяет увеличить срок службы покрытия, но несколько снижает эластичность. Толщина покрытия полиэфирными и полиэфирсиликоновыми красками составляет 20-22 мкм. Перед покрытиями краской требуется нанесение грунтового слоя полиэфирных смол толщиной 4-5 мкм. Широкое распространение получили краски на основе акриловых смол с добавкой силиконов и без них. Такое покрытие обладает 83 высокой устойчивостью воздействию химических веществ, к образованию царапин и пятен. Однако эти материалы имеют пониженную эластичность. Акриловые краски могу быть нанесены в один или два слоя. Некоторое применение (в частности, дл защиты обратной стороны полосы) находят краски на основе эпоксидных, эпоксифенольных, алкидных, алкидмеламиновых, виниловых и других смол. Пластизоль — это свободная или почти свободная от растворителей поливинилхлоридная смола, диспергированная в веществах, называемых пластификаторами, стабилизаторами, пигментами и другими вспомогательными материалами. В органозоле, также состоящем из поливинилхлорида, количество пластификаторов меньше, чем в пластизоле, вместо них применяют 25-40% летучих разбавителей, благодаря чему можно получить более тонкие покрытия (25- 50 мкм), твердость покрытия выше, чем при нанесении пластизоля. В отечественной и мировой практике для нанесения на полосу жидких полимеров, красок и клеевых составов применяют валковые машины. Основной задачей при нанесении на полосу жидких полимеров является нанесение их слоя равномерной толщины, без воздушных пузырьков. Для ее решения применяют дозировочные валки и обеспечивают медленное вращение валика, подающего полимер, постоянную подачу его в ванну со дна отстойника, когда полимер освобожден от пузырьков воздуха. Применяемые на практике способы подачи жидких полимеров показаны на рис. 19. Рис. 19 Схемы подачи жидких полимеров (в том числе и краски) на стальную полосу 1 — ролики, подающие жидкий полимер на поверхность полосы; 2 — черпающие полимер ролики; 3 — ванны с жидким полимером; 4 — окрашиваемая поверхность полос; 5 — дозировочные ролики; 6 — опорные валки; 7 — натяжные валки; 8 — полоса Наибольшее распространение получил второй способ (см. рис. 19, б), называемый «полуреверс», при котором ролик, наносящий покрытие, вращается в направлении, 84 противоположном движению полосы, со скоростью в 1,2 раза выше, чем скорость движения полосы. Скорость второго ролика (подающего защитное покрытие на первый ролик), который вращается в обратном направлении движения полосы, составляет 0,4 от скорости ее движения. Наиболее равномерное и легко регулируемое нанесение покрытия достигается применением трёхроликовых устройств. После нанесения покрытия обязательной операцией является его сушка с целью удаления растворителей или желатинизации пластизоля, а также полимеризации мономеров. Сушка покрытия является важной технологической операцией, от которой зависит не только качество покрытия, но и экономичность всего передела, так как параметры технологии и печи определяют скорость прохождения полосы в агрегате и тем самым его производительность, а также расход топлива. 6.4. Агрегат нанесения покрытий Рассмотрим для примера агрегат нанесения полимерных защитных покрытий на ОАО ММК фирмы VAI. Агрегат предназначен для нанесения на холоднокатаные горячеоцинкованные и неоцинкованные полосы толщиной 0,2-1,2 мм, шириной 700-1650 мм следующих видов покрытий: полиэфир, эпоксидная смола, поливинилхлорид, полиуретан, пластизоль. Скорость движения полосы соответственно на входном, технологическом и выходном участках 180 - 140 - 180 м/мин. Годовая производительность по холоднокатаной полосе 200 тыс.т. На входном участке линии расположено следующее оборудование: - тележка для подачи рулонов напольного типа, оборудованная автома- тизированным устройством для подъема рулонов, устройством для центрирования по высоте и позиционирования рулонов; - разматыватель включает автоматическое устройство для центрирования рулонов при размотке полосы и оправку, конструкция которой обеспечивает размотку без отпечатков на поверхности полосы, что особенно важно при получении полос ответственного назначения; -узел тянущих роликов и заправочный стол предназначены для полуав- томатической заправки полосы при верхней или нижней подаче рулонов; - входные ножницы с гидравлическим приводом предназначены для высокоскоростной резки в полностью автоматическом режиме; - устройство для соединения рулонов обеспечивает двухрядное соединение концов полосы, а установленный за ним граггосниматель с тянущим роликом позволяет избежать повреждения поверхности окрашивающего валка. 85 Оба петлевых устройства (петленакопители) предназначены для регулирования натяжения полосы с целью ее плавного прохождения через эти участки и предотвращения обрывов. Участок очистки поверхности паюсы включает зоны предварительной и окончательной щелочной спреерной очистки, автоматической очистки щетками и многоступенчатую каскадную систему промывки. Участок предварительной обработки оборудован устройством для химического покрытия, где производят предварительную обработку поверхности без промывки, с автоматическим контролем концентрации ванны. Участок нанесения покрытия оборудован устройствами для нанесения грунтовочного и окончательного слоев покрытия, а также сушильными печами и установками регулируемого водяного охлаждения. Печи для грунтовочного покрытия и окрашенного слоя имеют конструкцию, аналогичную проходным нагревательным печам с цепным механизмом и предназначены для сушки и полимеризации краски при условии сохранения высокого качества окрашиваемого слоя. Равномерное и стабильное качество продукции обеспечивается оптимальным распределением газа в печах. 86 Библиографический список 1. Авдеев В.А., Друян В.М., Кудрин Б.И.. Основы проектирования металлургических заводов: Справочное издание. - М.: Интермет Инжиниринг, 2002. —464 с. 2. Бабарыкин Н. Н. Теория и технология доменного процесса: Учебное пособие. Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ», 2009. — 257 с 3. Бойченко Б. М., Охотский В. Б., Харлашин П. С. Конвертерное производство стали. – Днепропетровск: РИА «Дніпро-ВАЛ», 2006. – 454 с. 4. Вестник МГТУ им. Г. И. Носова, 2007, №3. 5. Воливахин В.И. Доменное производство. М., "Металлургия", 1976. — 248 с. 6. Волков Ю.П., Шпарбер Л.Я., Гусаров А.К., Федченко В.М.Современное доменное производство. – М.: Металлургия, 1991. — 240 с. 7. Гудим Ю.А., Зинуров И.Ю., Киселев А.Д. Производство стали в дуговых печах. Конструкции, технология, материалы: монография. - Новосибирск: Изд-во НГТУ, 2010. — 547 с. 8. Жилкин В. П., Доронин Д. Н. Производство агломерата. Технологии, оборудование, автоматизация. Под общей редакцией Г. А. Шалаева. Екатеринбург: Уральский центр ПР и рекламы, 2004. — 292 с. 9. Зотов В.Ф. Производство проката. - М.: Интермет Инжиниринг, 2000. —352 с. 10. Коновалов Ю.В. Справочник прокатчика Справочное издание в 3-х книгах. Книга 1. Производство горячекатаных листов и полос. — М.: «Теплотехник», 2008. — 640 с. 11. Коновалов Ю.В. Справочник прокатчика. Справочное издание в 3-х книгах. Книга 2. Производство холоднокатаных листов и полос. — М.: «Теплотехник», 2008. — 608 с. 12. Кудрин В. А. Теория и технология производства стали: Учебник для вузов. — М.: «Мир», ООО «Издательство ACT», 2003.— 528с. 13. Рудской А.И., Лунёв В.А. Теория и технология прокатного производства: Учеб. пособие. – СПб.: Наука, 2005. – 540 с. 87