Наиболее распространенными в настоящее время способами, позволяющими подогревать металл в процессе обработки, .является ASEA-SKF-процесс возникший в Швеции в 1964 г., и более простой Finkl'-процесс, появившийся несколько позже в США. Первый метод представляет собой способ обработки металла, при котором помимо индукционного перемешивания металл сверху подогревается электрическими дугами (7.1). В таком агрегате металл может выдерживаться под вакуумом длительное время (до 2 ч), что обеспечивает высокую степень рафинирования его от вредных примесей. В некоторых случаях на поверхность перемешиваемого под воздействием индуктора металла вводят также некоторое количество шлакообразующих. Способ сложен и дорогостоящ, однако высокое качество металла компенсирует затраты и данный способ получил достаточно широкое распространение.

Имеются сообщения, в которых дана сравнительная оценка технико-экономических показателей и характеристик качества стали, выплавленной с применением ASEA-SKF (0,0009% О2 и 0,005% S) и методом ЭПШ (0,0014% Ог и 0,004% S). При этом делается вывод в пользу стали, рафинированной на установке ASEA-SKF, из-за более низкой стоимости по сравнению со сталью ЭШП при, по меньшей мере, одинаковых показателях долговечности подшипников. В СССР установки типа ASEA-SKF работают в сталеплавильных цехах некоторых заводов тяжелого и энергетического машиностроения, где отливают крупные слитки для изготовления роторов турбин электростанций и т.п. ответственных изделий. Если в методе ASEA--SKF используется индукционное перемешивание, то в Finkl-процессе перемешивание осуществляется более простым способом -- продувкой аргоном, при этом ковш находится в стационарном положении, что упрощает обработку металла при производстве его в больших количествах. Установки типа ASEA-SKF-- это уже не просто ковши, а металлургические агрегаты, в которых проводят определенные металлургические операции, процесс становится по существу дуплекс-процессом: печь (или конвертер) - вторичный агрегат.

Постепенно в мировой практике получает распространение процесс, названный процессом ковш- печь (по наименованиям слоев на английском языке в зарубежной литературе процесс получил название LF-процесс. Процесс включает перемешивание продувкой металла аргоном в ковше, Дуговой подогрев и обработку металла синтетическим шлаком в процессе его перемешивания аргоном. Процесс обеспечивает не только получение заданного химического состава и температуры металла, но и снижение количества неметаллических включений в результате удаления серы и кислорода, что привело к значительному улучшению механических свойств. Такой агрегат может устанавливаться в любом сталеплавильном цехе.

Типичная конструкция установки LF (печь - ковш) показана на 7.2. В ковше наводится рафинировочный шлак и в него сверху опускают электроды системы электродугового нагрева таким образом, чтобы обеспечить достаточную эффективную теплопередачу и одновременно защитить огнеупоры ковша от дуги. При этом остаточные оксиды железа в шлаке восстанавливаются графитовыми электродами. В результате получают "улырачистую" сталь с низким содержанием серы.

На 73 показан вариант установки типа ковш- печь, предусматривающий возможность перемеишвания металла аргоном под слоем синтетического шлака, вдувание порошкообразных реагентов и подогрев расплава одновременно. Примером комбинированного процесса с обработкой металла и вакуумом, и продувкой аргоном и синтетическими шлаковыми смесями может служить VAD -процесс [2].

Агрегат состоит (7.4) из камеры, установленной на самодвижущейся тележке, и вакуумного трубопровода в стационарном своде (а не в корпусе камеры). Технология проведения операции следующая: 1) помещение ковша в VAD-камеру и продувка аргоном в течение Змин (без вакуума); 2) отбор пробы металла на химический анализ и перемещение камеры с ковшом на участок скачивания шлака (содержащего FeO и Р2О5); перемещение камеры с ковшом к VAD-устройству, накрьгвание сводом и вакуумирование с подогревом (или без подогрева); подогрев осуществляется при помощи электродов, опускаемых через свод; 3) одновременно с вакуумированием наводится присадкой CaO, CaF2 и алюминия новый шлак и продолжается продувка аргоном; 4) после 20-25 мин такой обработки под вакуумом производится корректировка химического состава и температуры (электроподогревом); 5) после получения требуемых результатов вакуумирование прекращается и камера с ковшом транспортируется на разливочную площадку.

В тех случаях, когда требуется получать < 0,004 % S, в металл дополнительно вдувается порошок СаС2 или силико-кальция. Фурма погружается на глубину 2,5 м, продолжительность вдувания 15 мин, содержание серы до окончания процесса вдувания 0,001%. Фурму для вдувания изготавливают из цельнотянутой трубы с нанизанными на нее катушками из огнеупорного материала, содержащего 60 % А12О3, навинчивающейся пробки (80 % А1гО3) и вставки на месте выхода струи (95 % А12О3). Стойкость фурмы 15 мин (одна продувка). Получаемая сталь может быть предназначена для изготовления крупных емкостей для сжиженного газа, арктических трубопроводов, буровых морских платформ, атомных электростанций, специальных установок химической и нефтехимической промышленности.

Подробное исследование технологии обработки по способу VAD проведено на заводе фирмы "Nippon Kokan" [3]. На заводе имеется 50-т установка VAD; металл на установку поступает с 50-т дуговой печи или из 250-т кислородного конвертера, в последнем случае берется порция 50 т. Легирующие элементы и флюсы присаживаются в ковш под вакуумом, металл продувают аргоном через пористую пробку. Полный цикл обработки стали в установке длится 140 мин, из них первые 80 мин -- подогрев металла с 1540 до 1640 °С при давлении 26,6кПа, затем 40мин- снова подогрев и доведение температуры металла до 1600 °С. Для десульфураиии стали использованы шлаки, содержащие при пересчете компонентов на квазитройную систему 50-70 % СаО, 20--35 % А12О3 и 10 % SiO2. По результатам испытаний наибольший коэффициент распределения (S)/[S], превышающий 600, был достигнут в области существования в жидкой фазе и извести и трисиликата кальция. Переход шлака как в области большего количества твердой фазы извести при наличии трисиликата кальция в шлаковом расплаве, так и полностью в область жидкого состояния снижает скорость десульфурации и коэффициент распределения серы. Перед обработкой из ковша скачивали печной шлак, поэтому суммарное содержание оксидов железа и марганца в шлаке для десульфурации не превышало 1 %. Оптимальный состав шлака близок к 60 % СаО, 10% SiO2 и 30% А12О3. ЭТО подтверждено лабораторными экспериментами и расчетом. В качестве основы для расчетов десульфурации металла, раскисленного алюминием, принята реакция: 3(СаО)+ 2[Al]+ 3 [S] = 3(CaS)+ AI2O3.

Помимо установок LF с дуговым подогревом разрабатываются установки с использованием методов индукционного нагрева (и перемешивания). В качестве примера на 7.5 показана схема агрегата, разработанного SCRATA* (ЮАР). Процесс назван LMR* . По сообщениям [4] процесс особенно удобен для получения сравнительно небольших порций легированных (например, 13 % Сг и 4 % Ni) сталей, где требуется гарантированно низкое содержание примесей. Необходимо упомянуть и о попытках использовать в процессе вне-печной обработки и такой традиционный способ нагрева, как юпливные горелки. Так, на заводе "Holmstad" (Швеция) с 1986 г. работает 50-т печь--ковш с двумя топливно-кислородными горелками мощностью по 5 МВт, в которой обрабатываются плавки из 50-т дуговой печи. В процессе обработки металл продувается инертным газом. Горелки установлены в крышке ковша. Типичный период нагрева продолжается 12 мин и за это время температура металла повышается примерно на 15°С со средней скоростью 0,95°С/мин при подводимой мощности 80 кВт/т. Общее количество подводимой энергии 800 кВт-ч, усвоенной-- 280 кВт-ч, что соответствует среднему к.п.д. 35 %. К.п.д. изменяется в процессе нагрева с 20 до 45 %. Возможно снижение температуры выпуска стали из дуговой печи и уменьшение при этом расхода энергии в дуговой печи примерно на 50 кВт -ч/т (при расходе энерги в установке печь--ковш 25--30 кВт -ч/т) [5].

В настоящее время среди металлургов имеются сторонники внепечной металлургии и с использованием установок типа ковш--печь и инжекдионной металлургии. И тот и другой метод имеют свои преимущества и недостатки. Например, для установок печь-ковш металл в печи можно нагревать до оптимальной температуры и в результате этого уменьшить продолжительность плавки в основном агрегате и снизить расход огнеупоров и энергии. При использовании инжекционной металлургии требуется перегрев металла в плавильном агрегате, но можно быстро и эффективно вести процессы десуль-фурации, легирования и раскисления с очень высокой степенью усвоения добавляемых элементов. Как видно из приведенных примеров, активно разрабатываются технологии, представляющие собой сочетание обоих методов. Разрабатываются также системы, предусматривающие использование двух ковшей: в установке печь--ковш и для инжекции порошкообразных реагентов. При этом считают, что такие системы более гибкие и позволяют получать высококачественную сталь с низким расходом электроэнергии и огнеупоров.

Многие чисто технологические приемы работы на агрегатах типа ковш--печь находятся еще в стадии отработки. Так, например, явление вспенивания шлака при внепечной обработке в агрегатах ковш-печь позволяет (так же, как и в электропечи) защитить футеровку ковша и свода от радиационного воздействия дуг и снизить уровень шума в пролете. Поскольку при внепечной обработке окисленность шлака значительно ниже, чем в печи, эффект пенообразования (например, от взаимодействия присадок графита со шлаком) не получает развития и для достижения заметного газовыделения иногда применяют чистые мелкие фракции СаСО3 в смеси с частичками графита (до 10%). Практика использования пенообразующих добавок складывается из учета ограничения попадания печного шлака при выпуске в ковш, наведении в ковше основного шлака добавками СаО (а также по мере необходимости боксита, кремнезема и плавикового шпата), чтобы после короткого периода нагрева в ковше--печи получить шлак, содержащий 55-60 % СаО; 16-24 % SiO2; 8-12 % Al2O3; MgO 8-12%; CaFj до 3 % (FeO + MnO). Суммарный расход шлакообразующих составляет 6--10 кг/т. После этого в ходе рафинирования и нагрева металла в шлак вводят диа-мидную известь с расходом до 1 кг/т. При необходимости улучшения условий пенообразования присадку этой извести повторяют. При таком сиособе обработки отмечено снижение содержания водорода и глубокое раскисление в результате снижения содержания в шлаке оксидов железа и марганца. Установки типа ковш--печь широко применяют также в качестве миксеров для накопления стали при изготовлении особо крупных слитков и отливок. В этих случаях также разрабатывается специальная технология.

Производительность современных установок ковш--печь достаточно высока. Так, в конце 1985 г. одной из компаний ФРГ пущены в Западной Европе в эксплуатацию 50- и 110-т установки ковш--печь. Основные показатели установок (соответственно для 50-т и 110-т): число обрабатываемых плавок в сутки -- 14 и 20; продолжительность обработки 37 и 35 мин; расход электроэнергии 35 и 33 кВт * ч/т; расход электродов - 0,35 и 0,23 кг/т; максимальная скорость нагрева - 6 и 4 °С/мин; расход газа для продувки - 0,5 и 0,25 м3/т; расход огнеупоров - 3,3 и 3,9 кг/т; стойкость продувочной фурмы-- 10 и 4 плавок.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В ходе практики мной были детально изучены состав оборудования Конвертерного цеха, технологический процесс сталеплавильного производства, а так же формы и методы управления производством и научной организации труда. Настоящая практика в значительной степени поспособствовала закреплению теоретических знаний, полученных в процессе обучения в институте.

Кроме того, мною был осуществлен сбор материалов для выполнения отчета по практике. Полученные в течении практики сведения, кратко изложены в данном отчете.

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

ТИ 102-Д-78-2004. Производство чугуна. Введ. 01.01.2004. Нижний Тагил: ОАО "НТМК", 2005. - 148 с.

Вегман Е. Ф., Жеребин Б. Н., Похвиснев А. Н., Юсфин Ю. С., Курунов И. Ф., Пареньков А. Е., Черноусов П. И. Металлургия чугуна: Учебник для вузов. 3-е изд., пепрераб. И доп. / Под редакцией Ю. С. Юсфина. - М.: ИКЦ "Академкнига", 2004. - 774 с.: ил.

Вегман Е. Ф. Теория и технология агломерации. - М.: Металлургия, 1974. - 286 с.

Пискунов И. Н., Смирнов Ю. М. Пирометаллургия цинка. - Л.: Изд. ЛГУ, 1978. - 101 с.

Вегман Е. Ф. Окускованне руд и концентратов. - М.: Металлургия, 1981. - 240 с.

Степин Г. М., Мкртчан Л. С., Довлядов И. В., Борщевский И. К. Проблемы цинка в доменном производстве России и пути их решения // Металлург. 2001. №10. С. 39-42.

Юсфин Ю. С., Черноусов П. И., Ушакова М. В. Подтверждение факта минералообразования на полигонах техногенных образований // Известия высших учебных заведений. Черная металлургия. 2007. № 3. С. 11-12.

Валавин В. С., Юсфин Ю. С., Подгородецкий Г. С. и др. Поведение цинка в агломерационном процессе // Сталь. 1988. № 4. С. 12-17.

Глинка Н. А. Общая химия. - М.: Госкомиздат,1956. - 732 с.

Исидоров В. А. Экологическая химия: учеб. Пособ. Для вузов. - СПб.: Химиздат, 2001. - 304 с.

Хесин Ю. И. Охрана труда в доменном производстве. М.: Металлургия, 1976. - 264 с.

1Старк С. Б. Газоочистные аппараты и установки в металлургическом производстве. - М.: Металлургия, 1990. - 400 с.

1. Беспамятнов Г.П., Кротов Ю.А. Предельно допустимые концентрации химических веществ в окружающей среде. Л.: Химия, 1985. 528 с.

2. Васильев Г.А., Жидков В.Д., Шакирзянова Л.Г. Основы безопасности труда на предприятиях черной металлургии. М.: Металлургия, 1983. 224 с.

3. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая металлургия. 4-е изд., дополн. и перераб. М.: Металлургия, 1985. 480 с.

4. Долин П.А. Справочник по технике безопасности. 6-е изд., дополн. и перераб. М.: Энергоатомиздат, 1985. 824 с.

5. Доменное производство на рубеже ХХI века // Новости черной металлургии за рубежом. 2000. С. 3-20.

6. Доклад о состоянии окружающей природной среды Свердловской области в 2000 г. // Областная газета. 2001. №10. С. 2-3.

7. Алиев Г.М.-А. Техника пылеулавливания и очистки промышленных газов. М.: Металлургия, 1986. 544 с.

8. Государственный доклад "О состоянии окружающей среды и влиянии факторов среды обитания на здоровье населения Свердловской области за 2001 год".

9. Меры по повышению длительности кампании доменных печей // Новости черной металлургии за рубежом. 1997. №1. С. 19-32.

10. Даньшин В.В., Черноусов П.И. Справочник доменщика. Челябинск: Металлургия, 1989. 320 с.

11. Опытные доменные плавки на НТМК качканарских неофлюсованных окатышей в смеси с агломератом обычной и повышенной основности (Отчет по теме 08/02). ТОО НПВФ "Феррокс", Меламуд С.Г., Марсуверский Б.А., Екатеринбург, 1993. 46 с.

12. НТМК. Заключение по НИР 120-65. Разработка и внедрение технологии доменной плавки с использованием в шихте первичного мартеновского шлака. ЦЛК, Еатеренбург -Нижний Тагил, 1993. 48 с.

13. Б.А.Марсуверскии, В.С. Рудин, Г.С. Шибаев, Б.В. Качула, А.Ю. Чернавин Совершенствование технологии выплавки ванадиевого чугуна регулированием процессов восстановления оксидов титана // Сталь. 1995. № 1. С. 7-10 .

14. НТМК. Установка приготовления и вдувания пылеугольного топлива в доменные печи №5 и №6. Технико-экономический расчет / АО "Тагилметаллургпроект". Нижний Тагил, 1992. 77 с.

15. С.В. Худов, П.И. Самоилов Геологическое строение и комплексная оценка руд Гусевогорского месторождения //Горныи журнал. 1993. № 9-10. С.7-8.

16. С.Г. Меламуд, В.Я. Дегодя, В.С. Рудин, Б.А. Марсуверскии Разработка и освоение технологии производства и доменнои плавки неофлюсованных окатышеи // Горныи журнал. 1993. № 9-10. С.33-37.

17. НТМК. Рекультивация шлаковых отвалов. Комплексная переработка отходов. Техническое решение Т-52388-ПЗ / ПКИ "Металлургпроект". 1992. 137 с.

18. Злобинский Б.М. Охрана труда в металлургии. 2-е изд., дополн. и перераб. М.: Металлургия, 1975. 535 с.

19. Васильев Г.А., Вилисов Г.В. Безопасность труда в доменном производстве. М.: Металлургия, 1988. 143 с.

20. Юдашкин М.Я. Пылеулавливание и очистка газов в черной металлургии. 2-е изд., дополн. и перераб. М.: Металлургия, 1984. 320 с.

Размещено на Allbest.ru