Проект реконструкции электросталеплавильного цеха

На участке поперечного транспортера заготовка подвергаются маркировке цифрами и буквами на маркировочной машине, а также взвешивается, и передается в прокатный цех или на промежуточное хранения за пределами МНЛЗ.

МНЛЗ работает в автоматическом режиме.

Важнейшие рабочие параметры регистрируются и индицируются на дисплеях [ 4 ].

2.2 Описание конструктивных элементов МНЛЗ после реконструкции

По мере совершенствования изделий машиностроения в настоящее время возрастают и требования к качеству металла со стороны потребителей, что влечет за собой необходимость совершенствования технологии и оборудования для производства стали, а также увеличения производительности существующей МНЛЗ, получения поверхности заготовки более высокого качества, без трещин, снижение брака и улучшения макроструктуры заготовки.

Современный технологический процесс производства качественной высокоуглеродистой, среднеуглеродистой, легированной сталей и сталей кордового назначения, как правило, включает непрерывную разливку. Ввиду этого макро- и микроструктура непрерывнолитой заготовки, следовательно, получение из нее конечной продукции круга или цельнотянутой трубы или катанки или металлокорда имеет ряд характерных особенностей, в значительной мере определяющих конечное качество продукции.

К числу основных дефектов литой заготовки, разливаемой на МНЛЗ-3 РУП «БМЗ» можно отнести:

- продольные трещины по кромкам (прорывы);

- осевая пористость и ликвация;

- диагональные трещины, ромбичность;

- краевое точечное загрязнение (неметаллические включения);

- подусадочная ликвация.

Также с пуском в эксплуатацию собственного трубного производства, возникла необходимость в получении более дешевой трубной заготовки диаметром 200 мм путем ее непрерывной разливки.

С целью гарантированного получения более качественной заготовки (блюма) и получения нового вида продукции, литая круглая заготовка (диаметром 200 мм) из углеродистой, легированной качественной и трубной марок стали со скоростью разливки от 0,7 до 2,1 м/мин, РУП «БМЗ» был предложен ряд реконструкционных мероприятий (согласно разделу 1).

Главная цель которых - достижение технологического решения:

- высокое качество продукции;

- высокая производительность;

- максимальная простота в эксплуатации;

- эксплуатационная надежность;

- максимальная гибкость удовлетворения различной рыночной коньюктуры.

Проведение реконструкции позволит достичь на МНЛЗ следующих технических характеристик (таблица 2.11, 2.12 ), (приложение В).

Таблица 2.11 - Технические характеристики МНЛЗ после реконструкции

Наименование параметра	Показатель
1	2
Годовое производство, т	841 000
Тип машины	криволинейный
Количество ручьев	4
Радиус машины, м	13 (технология многоточечной правки)
Точки разгиба, м	(13-18-34) многоточечная правка
Расстояние между ручьями, мм	1300-1500-1300
Оснастка для разливки сечений, мм	200 круглое сечение
	250х300 прямоугольное сечение
	300х400 прямоугольное сечение
Вместимость стальковша, т	110
Вместимость промковша, т	25
Форма промковша	дельтообразная
Уровень стали в промковше, мм	100, рабочий уровень
Контроль уровня промковша	метод взвешивания
Способ разливки	через погружные стаканы
Управление струей	стопорный механизм
Гильза кристаллизатора длина, мм	780, криволинейного типа
Смазка кристаллизатора	порошок (ШОС)
Электромагнитное перемешивание	в кристаллизаторе
Механизм качания кристаллизатора	гидравлический
Частота качания кристаллизатора	25-250 качаний в минуту
Вторичная система охлаждения:
первая зона	(опорные ролики) вода
вторая зона	воздух и вода
третья зона	воздух и вода
четвертая зоны	воздух и вода
Тянуще-правильный агрегат	9 модулей (для каждого ручья)
Скорость извлечения, м/мин	0,25-5,00
Тип затравки	гибкий
Длина резки, м
круглое сечение 200 мм	от 4,0 до 9,6
сечение 250х300, 300х400 мм	от 2,5 до 5,5

Таблица 2.12-Технические характеристики кристаллизатора после реконструкции:

Наименование параметра	Показатель
Тип	Вставка кристаллизатора - цилиндрической формы (CuAg)
Длина кристаллизатора, мм	780
Конус	DANAM
Сечение, мм	диаметр 200	250х300	300х400
Необходимый первичный расход на ручей, л/мин	1800	2250	3400
Зазор протока воды, мм	3,25	3,25	4,00
Давление воды на входе кристаллизатора, Па	8	8	8
Падение давления, Па	4	2,5	2,3
Максимальная температура воды на входе, °С	35	35	35
Тип гильзы	Медная гильза- трубчатый (CuAg)
Длина гильзы, мм	780
Сечение, мм	диаметр 200	250х300	300х400
Количество, конусов	02	04	04
Конус 1, мм	300 (1,90 %)	190 (2,40 %)	190 (2,40%)
Конус 2, мм	480 (1,60%)	210 (1,20%)	210 (1,20%)
Конус 3, мм	-	380 (0,50%)	380 (0,50%)
Размер дна, мм	диаметр 205	254х305	310х410
Толщина гильзы, мм	16	24	28
Внутренний радиус, мм	-	10	10
Водяной зазор, мм	3,25	3,25	4

Для транспортировки круглых заготовок диаметром 200 мм был спроектирован холодильник на шагающих балках.

Для правильного расчета холодильника на шагающих балках, важно определить наиболее неблагоприятный случай с учетом следующих условий:

- средняя расчетная температура заготовки на входе в холодильник составляет 900 °C;

- максимальная скорость разливки для 4 ручьев;

- максимальная температура на выходе 600 °C.

Общая длина холодильника 16 м, шаг позиций укладки на холодильнике 300 мм. Температура заготовки на выходе (наихудший случай): выше 600°C (5,5 м) [5].

Планировочное расположение МНЛЗ в цехе

Установка непрерывной разливки стали со встроенным зданием снабжения средами расположена в сталеплавильном цехе - пролет D/E, между колоннами 1-4 - и в прокатном цехе - пролет E/F до колонны 5.

Вспомогательное оборудование, как, например, хозяйство промковшей и опорная мастерская с необходимыми складскими участками находятся в сталеплавильном цехе - пролет D/E между колоннами 4-7.

Складские участки для промежуточного хранения блюмов в аварийных ситуациях расположены в зоне прокатного цеха.

Все реконструкционные мероприятия планируется провести на базе существующего оборудования ЭСПЦ - 2 РУП «БМЗ» без каких либо изменений в планировке цеха (приложение Г).

3. ТЕХНОЛОГИЯ ПРОИЗВОДСТВА СТАЛИ МАРКИ 40Х

3.1 Технические требования и химический состав легированной среднеуглеродистой стали 40Х

Из стали 40Х на РУП «БМЗ» согласно ГОСТу 4543-71 производится заготовка круг, которая применяется в машиностроении для производства конструкционных деталей и механизмов (оси, валы, вал- шестерни, плунжеры, штоки, коленчатые и кулачковые валы, зубчатые венцы и другие улучшаемые детали повышенной прочности.

Вид поставки - сортовой прокат, в том числе фасонный: ГОСТ 4543-71, ГОСТ 2590-71, ГОСТ 2591-71, ГОСТ 2879-69, ГОСТ 10702-78.

Шлифованный пруток и серебрянка ГОСТ 14955-77. Полоса ГОСТ 103-76, ГОСТ 82-70.

Технологические свойства: трудносвариваемая, флокеночуcтвительная, склонна к отпускной хрупкости.

Основными механическими характеристиками круга диаметром 80-120 мм из стали 40Х являются временное сопротивление разрыву и сужение поперечного сечения при испытании на растяжение, отражающие возможность упрочнения и пластичность. Технические требования к заготовке кругу диаметром 80-120 мм, должны соответствовать требованиям, изложенным в ГОСТ 4543-71 (таблица 3.1), [ 6 ].

Таблица 3.1 - Химический состав стали марки 40Х по ГОСТ 4543-71

Марка стали 40Х	Содержание элементов, %
		С	Si	Mn	P	S	Cr	Ni	Cu
	max	0,36	0,17	0,50	-	-	0,80	-	-
	min	0,44	0,37	0,80	0,035	0,035	1,10	0,30	0,30

3.2 Технология выплавки стали 40Х на ДСП-3

Сталь 40 Х выплавляется в ДСП-3 одношлаковым процессом, с жидким стартом - завалкой шихты на "болото" (оставление части металла и шлака 5-10 тонн от предыдущей плавки). После слива предыдущей плавки производится операция по заправке печи огнеупорными материалами и подварке порога печи.

Для заправки печи используется магнезитовый порошок. Заправка производится сухим материалом, либо увлажненным водным раствором жидкого стекла, с помощью лотков, вручную, или штатными средствами заправки. Порог рабочего окна должен быть очищен от остатков металла и шлака. Порог заправляется (подваривается) сухим магнезитовым порошком или доломитом, либо порошком фракции, не превышающей 20 мм, из переработанных второгнеупоров.

Загрузка металлошихты, состоящей из лома черных металлов и передельного чугуна, осуществляется с помощью специальных корзин в два приема - завалка (основная) и подвалка. Шихтовка плавок для стали 40 Х производится по 3 вариантам с использованием легированного лома в количестве, обеспечивающим содержание легирующих элементов в жидком металле на нижнем пределе (таблица 3.2).

Таблица 3.2 - Рекомендуемые варианты шихтовок для стали 40Х

Шихтовка	1 вариант	2 вариант	3 вариант
Углеродистый лом 2А, 3А	45-55	70-80	85-95
Пакеты 8А, 9А	10-15	-	10-15
Легированный лом Б-1,3	30-40	30-40	-
Оборотный углеродистый лом	5-10	-	5-10

Сразу после выпуска плавки присаживается известь массой от 1000 до 1500 кг, а затем коксовая мелочь или кокс с размером фракции от 25 до

40 мм массой от 300 до 350 кг.

Завалка металлошихты в печь производится после закрытия шибера и засыпки канала эркера. При ведении плавки с "болотом" для ускорения плавления лома укладыватся кислородное "копье" под металлошихту. Во избежание зашлакования выходного отверстия кислородного копья подается кислород для отдува с минимальным расходом 250 м3/ч. Далее производят процесс завалки металлошихты из корзины в печь.

После загрузки металлошихты в печь заводится свод, опускаются графитированные электроды и производится расплавление шихты в автоматическом режиме, за счет образования электродуги и использования энергии топливно-кислородных горелок (ТКГ). В автоматическом режиме осуществляется также энергетический режим (переключение ступеней напряжения) и присадка шлакообразующих материалов.

После расходования от 1000 до 1500 кВт·ч электроэнергии производится включение газокислородных горелок с инжектором. Суммарный расход природного газа на все горелки поддерживается автоматически составляет 1750 м3/ч, кислорода около 8500 м3/ч газа, угля - 15-40 кг/мин.Продолжительность работы горелок от 15 до 18 мин.

После расхода электроэнергии от 7000 до 10000 кВт·ч в печь присаживают коксовую мелочь или кокс с размером фракции от 25 до 40 мм массой 400кг разовыми порциями до 50 кг, присадка извести массой до 4,0 тонн производится отдельными порциями массой от 200 до 300 кг.

При вдувании кислорода через копье, находящееся под шихтой, после отработки 7000 кВт·ч электроэнергии его массовый расход повышают от 1200 до 1500 м3/ч. После отработки 17000-20000 кВт·ч производится подвалка металлошихты. Масса подвалки составляет 50-60 т.

Расплавление подвалки производится также в автоматическом режиме.

Сразу после окончания работы дверной горелки и подрезки шихты, в

рабочее окно вводится фурма «МАРК-4» и производится продувка жидкого расплава кислородом с расходом от 1800 до 2400 м3/ч и эркерной горелкой с расходом от 1200 до 1500 м3/ч.

Цель данной технологической операции заключается в интенсификации процесса расплавления шихты, поскольку кипение (перемешивание) ускоряет нагрев ванны и усредняет расплав по температуре и химическому составу. Для повышения устойчивости горения дуг, защиты футеровки и водоохлаждаемых элементов печи от прямого излучения при помощи манипулятора и эркерной горелки подается угольная пыль фракцией с расходом от 15 до 40 кг/мин в количестве от 300 до 600 кг на плавку, с таким расчетом, чтобы поддерживать шлак во вспененном состоянии до конца плавки, который необходим для экранирования электродуги.

После отработки 17000-20000 кВт·ч производится подвалка металлошихты. Масса подвалки составляет 50-60 т. Расплавление подвалки производится также в автоматическом режиме.

Включение печи и зажигание дуги производят на 19 ступени напряжения с последующим переходом на 22-24 ступень.

Сразу после окончания работы дверной горелки и подрезки шихты, в рабочее окно вводится фурма «МАРК-4» и производится продувка жидкого расплава кислородом с расходом от 1800 до 2400 м3/ч и эркерной горелкой с расходом от 1500 до 1900 м3/ч. С началом подачи кислорода в печь осуществляется присадка извести отдельными порциями массой от 100 до 200 кг до 1,5 тонн.

В процессе всей выплавки стали в ДСП-3 производится донная продувка ванны металла по методу "VRD" азотом или аргоном в автоматическом режиме. В течение всего окислительного периода шлак поддерживается во вспененном состоянии, что позволяет производить технологический процесс удаления фосфора и небольшой части серы из

металла, которая в процессе плавки переходит в шлак. Шлак самотеком скачивают через порог рабочего окна в шлаковую чашу, не допуская схода металла.

После расплавления металлошихты, при температуре 1560-15800С отбирается проба, которая отправляется в лабораторию по пневмопочте. В пробе металла спектральным методом определяется массовая доля химических элементов: углерода, кремния, серы, фосфора, меди, никеля, марганца, хрома согласно требованиям нормативно-технической документации (НТД).

Доводка плавки производится на 22-19 ступенях напряжения. За период доводки плавки должно быть окислено не менее 0,10 % массовой доли углерода. Продолжительность кислородного рафинирования зависит от массовой доли углерода в металле и содержания серы (соответственно менее 0,2% и 0,030%).

По окончании окислительного периода и нагрева металла перед выпуском измеряют температуру и отбирают пробу металла на химический анализ. По окончанию окислительного периода и нагрева металла до температуры 1660-16800С производится его выпуск в сталеразливочный ковш, который предварительно прогретый до состояния красного каления (температура не менее 8000С) устанавливается на сталевозе. Рекомендуемая массовая доля углерода в металле перед выпуском не менее 0,10 %. Перед выпуском стали из печи производится расчет количества науглероживателя, раскислителей, легирующих на плавку на нижний марочный предел для заданной марки стали и загружается в расходный бункер заранее взвешенными порциями. После выпуска полупродукта плавка передается на участок внепечной обработки [ 7 ].

Технические характеристики и технологические показатели ведения плавки в ДСП-3 представлены в таблице 3.3.

Таблица 3.3 - Технико - технологические характеристики ДСП - 3

Наименование параметра	Показатель
1	2
Технические характеристики
Вместимость печи, т	100
Активная мощность трансформатора, МВ·А	75
Максимальный ток, кА	72
Внутренний диаметр кожуха, мм	6400
Внутренний диаметр охлаждающих стенок, мм	6455
Высота кожуха над уровнем окна, мм	2600
Высота окна над уровнем площадки, мм	700
Размеры рабочего окна, мм	1250х1000
Диаметр электрода, мм	610
Диаметр делительной окружности, мм	1400
Ход электрода, мм	4200
Высота подъема свода, мм	400
Угол поворота свода, град	76
Угол наклона печи на слив металла, град	38
Угол наклона печи на слив шлака, град.	12
Охлаждение электрододержателей	вода
Расход воды на охлаждение механических деталей, м3 /ч	230
Поворотный механизм печи и механизм подъема и поворота свода	водно-глюколевая смесь
Рабочее давление, мПа	14
Регулировка электродов и управление заслонкой окна	гидравлическое
Рабочее давление, мПа	6
Угол наклона печи на слив металла при выпуске на "болото", град	10
Угол наклона печи на слив металла при выпуске "начисто", град	25

3.3 Технология раскисления и легирования стали 40Х на выпуске

Раскисление и легирование стали 40Х осуществляется в ковше во время выпуска присадками науглероживателя, алюминия, ферросилиция, силикомарганца. Быстродействующий клапан на подачу аргона в ковш должен быть открыт перед началом выпуска. Присадки науглероживателей и раскислителей в ковш осуществляются через транспортную систему подачи материалов, заранее взвешенными порциями.

Информация о количестве присаживаемых материалов вводится в ЭВМ в отчет о плавке.

Материалы для присадки в ковш набираются в промежуточный бункер-наполнитель и вводятся в следующей последовательности. Для проведения предварительного двухстадийного углеродного раскисления за 10-15 минут до слива металла, в бункер набирается коксовая мелочь или науглероживатель тип “С” в количестве от 60 до 150 кг, после чего данный материал отдается на дно ковша.

Далее в бункер набираются следующие материалы: известь 300-400 кг, коксовая мелочь 50-100 кг из расчёта получения в аргонной пробе содержания углерода 0,20-0,25 %; затем ферросилиций (FeSi75) - 250 - 300 кг из расчёта получения содержания кремния 0,17 - 0,20 %, затем (SiMn78) - 400-600 кг из расчёта получения содержания марганца 0,40 - 0,50 %.

При наполнении ковша 35-40 тоннами металла, производится отдача чушкового алюминия в количестве 12-28 кг. После наполнения 1/3 ковша металлом (40-50т) присаживают порцию шлакообразующих, раскисляющих и легирующих материалов указанных выше. После полного наполнения ковша 105-110 тонн присаживается плавиковый шпат в количестве 70-100 кг.

Проведение такой технологии предварительного углеродного раскисления и легирования металла на выпуске, позволит получить химический состав стали 40Х на нижнем значении требований ГОСТа сразу же после выпуска металла в ковш.

Выпуск металла заканчивают при наполнении ковша на высоту не менее 400 мм и не более 200 мм от верхнего среза по футеровке.

Далее ковш с металлом передается на аргонную установку, где металл продувается аргоном в течение не менее 5 мин. Отбирается проба металла на полный химический анализ и производится замер температуры, после чего плавка передается на установку «ковш-печь» для ведения дальнейшей внепечной обработки [ 8 ].

3.4 Технология обработки металла на установке «ковш-печь»

По прибытию ковша на установку “печь-ковш”, в последовательности, определяемой диалогом АСУТП "Начало плавки", вводятся данные о плавке. После подключения продувочных фурм к трассе регулируется подача аргона.

Производится визуальная оценка интенсивности продувки металла.

Продувка металла аргоном устанавливается с расходом до 300 л/мин и не должна приводить к выбросам металла и шлака из стальковша и оголению зеркала металла.

Продолжительность продувки составляет 3 - 5 мин. Далее опускается свод, производится измерение температуры стали для последующего выбора ступени напряжения. Ступень напряжения в пределах от 9 до 11 устанавливается для поддержания температуры, а в пределах от 12 до 15 - для нагрева металла.

При внепечной обработке на установке “печь-ковш” первоначально наводится белый рафинировочный шлак присадками извести в количестве 6 10 кг/т и плавикового шпата 1,0 1,5 кг/т. Продолжительность наведения рафинирующего шлака составляет от 5 до 15 минут, при этом покровный шлак сформированный присадками шлакообразующих материалов с основностью (CaO:CaF2 = 4:1) доводят до получения отношения кратности шлака к металлу 1,2:100.

Далее производится раскисление шлака присадками раскисляющей смеси АКС порцией по 40-60 кг на плавку, ввод алюминия в металл при необходимости осуществляется в первую очередь трайбаппаратом из расчёта получения его в металле 0,0120,030 %. Для ввода 0,01% Al в зависимости от массы жидкого металла в ковше от 100т до 120т необходимо присадить AlCa проволоку в количестве от 200 до 250м.

После производится корректировка химического состава стали присадками науглероживателя и ферросплавов. При корректировке содержания кремния необходимо учитывать кремний, вносимый силикокальцием при дальнейшей обработке. При корректировке стали по содержанию химических элементов во время отдачи ферросплавов в ковш расход инертного газа необходимо увеличить на 30-50 л/мин (но не более 300 л/мин.) и выдержать не менее 5 минут.

В течение всей внепечной обработки металл продувается аргоном, при необходимости допускается кратковременное включение катушки ЭМП. Далее плавка передается на циркуляционный вакууматор «RH» или в вакуумкамеру «VD».

Температура металла для среднеуглеродистой легированной стали 40Х перед вакуумированием должна быть 1575-1600?С, на 15-40?С выше температуры отдачи плавки на МНЛЗ.

Вакуумная обработка металла на вакууматоре RH начинается не ранее, чем за 60 мин, а на вакууматоре VD не ранее, чем за 80 мин, до передачи плавки на МНЛЗ. Длительность вакуумной обработки: на RH не менее 15мин; на VD не менее 20мин. При остаточном разряжении: - на RH - 1,5 мПа не менее 7 мин; - на VD - 1.5 мПа не менее 10 мин.

После вакуумирования отбирается проба шлака на полный химический анализ и производится замер содержания водорода в металле датчиками “Hydris”.

Содержание FeO+MnO в шлаке должно быть не более 1,5%. Содержание водорода в металле не должно превышать 3,0%, при содержании водорода более 3,0% производится повторное вакуумирование, при отсутствии возможности повторного вакуумирования плавка передается на МНЛЗ с обязательным посадом в колодцы замедленного охлаждения после прокатки на стане 850.

При необходимости допускается корректировка химического состава

стали по содержанию углерода проволокой с углеродным наполнителем, но не более чем на 0,05% и алюминия проволокой по замеру активности кислорода датчиком “Celox”.

После вакуумирования плавка опять передается на установку «печь-ковш», где далее производится корректировка по алюминию.

После корректировки по алюминию катанкой присаживают трайбаппаратом силикокальциевую проволоку для модификации неметаллических включений.

Необходимое количество проволоки рассчитывается по компьютерной программе “SiCa”:

L = (0,0144•S+0,00686•Al+0,000012•T)•M/2,56••b• (3.1)

где: L необходимая длина проволоки, м;

S - cодержание S в металле перед присадкой SiCa, %;

Аl содержание алюминия в металле перед присадкой, %;

Т - температура металла в стальковше перед присадкой, оС;

М масса жидкого металла в ковше, т;

2,56 - эмпирический расчетный коэффициент;

-степень усвоения Са, (принимать 8%);

b -содержание Ca в SiCa, (30%);

-степень наполнения порошковой проволоки, 1 погонный м - 0,225 кг (0,195кг).

Ввод проволоки в металл осуществляется при отключенной установке подогрева. Скорость ввода проволоки 3,0 3,5 м/с. После присадки силикокальция металл продувается аргоном без оголения зеркала металла в течение не менее 5 минут.

Допускается кратковременный подогрев после присадки порошковой проволоки с SiCa для поддержания требуемой температуры металла.

Перед передачей ковша на МНЛЗ-3 поверхность металла утепляется одной из нижеперечисленных смесей в следующих количествах:

- утепляющая смесь П-1, П-3180 - 200 кг;

- утепляющая смесь ТИС 3К100 - 150 кг;

- зола рисовой шелухи (лузги)100 120 кг.

После проведения всей внепечной обработки и получения заданного химического состава, металл передается с требуемой температурой 1545 - 1555С на МНЛЗ-3.

При разливке стали методом “плавка на плавку” допускается снижение температуры металла в стальковше перед началом разливки на 10-15С (кроме 1-й плавки в серию) [ 9 ].

Технологические параметры внепечной обработки легированной стали 40Х представлены в таблице 3.4.

Таблица 3.4 - Технологические параметры внепечной обработки легированной стали 40Х

Время обработки мин	Печь - ковш	общее	40-60
		под током	21-28
	Вакууматор RH	общее	15
	Общее время внепечной обработки	76-103
Удельный расход материалов, кг/т	CaО	3,0-3,2
	Раскисляющая смесь (АКС)	0,38-0,4
	SiСa	0,65-0,7
Содержание в шлаке, %	(FeO+MnO)	0,3-0,5
Основность шлака	белого	2,8-2,9
	низкоосновного	1,6-1,8
Интенсивность продувки аргоном, л/мин	200-250
Содержание в расплаве, %	[H]	1,5-2,5
	[O]	14-16

3.4.1 Основные требования к разливаемому металлу

Для разливки стали 40Х на МНЛЗ-3, металл подают после корректировки его температуры и усреднения по химическому составу на установке внепечной обработки стали «ковш-печь».

Технологические параметры разливки стали 40Х на МНЛЗ-3 приведены в таблице 3.5.

Таблица 3.5 - Температура металла и технологические параметры разливки стали 40Х (проектный вариант)

В печи перед выпуском, °С	1660-1680
В сталеразливочном ковше перед началом разливки на МНЛЗ, ?С	1545-1560
В промежуточном ковше, ?С	1510-1525
Температура ликвидус, ?С	1485-1499
Применяемые ШОС	Scorialit 189, 163
Группа охлаждения	2

Химический состав используемых при разливке стали 40Х смесей указан в таблице 3.6.

Химический состав утеплителей приведен в таблице 3.7.

Таблица 3.6 - Химический состав ШОС, используемых при разливке стали 40Х

Тип ШОС	Массовая доля химических элементов, %
	SiO2	СаО+ MgO	MnO	Al2O3	Na2O+K2O	Fe2O3	Н2О	F	С (общ.)
Scorialit-C 163-79/H	24,0 - 26,0	23,5 - 25,5	0,2	11,5 - 13,5	2,5 - 4,0	3,0 - 5,0	0,8	5,0 - 6,5	23,0 - 25,0
Scorialit-C 189/Е 2	30,0 - 32,0	18,5 - 20,5	0,1	4,5 - 6,0	9,5 - 11,5	1,0 - 2,5	0,8	3,5 - 5,0	23,0 - 25,0

Таблица 3.7 - Химический состав утеплителей используемых при разливке стали 40Х

Тип утеплителя	Массовая доля химических элементов, %
	SiO2	CaO	Al2O3	Na2O+K2O	MgO	Wр, не более	С	Fe2O3
П-2, П-3	22 - 30	47 - 60	3 - 7	0 - 20	3 - 7	0,6	4 - 6	0,5
Зола рисовой шелухи	90-95	-	1,5	-	-	-	5	-
Зола рисовой лузги	92-94	-	-	-	-	1,5	11-18	-

Присадка утеплителя в промковш производится после наполнения его металлом в количестве от 5 до 7 т. Удельный расход утеплителя для первых плавок в серии должен составлять от 0,4 до 0,6 кг, для последующих от 0,2 до 0,4 кг на одну тонну жидкой стали.

Измерение температуры металла в промковше производят 3 раза (в начале, в середине и в конце разливки) или непрерывно. При температуре металла в промковше на верхнем пределе допуска, разливка производится со скоростью равной нижнему температурному пределу допуска для соответствующей марки стали и сечения заготовок.

Размер обрези головной части заготовки составляет 600-700 мм, а хвостовой части - 1200-1700 мм. Порез заготовки на мерную длину осуществляется, согласно задания производственного отдела.

3.5 Технологический расчет производства стали марки 40Х

3.5.1 Баланс металла по электросталеплавильному производству

Для составления баланса металла необходимо определить количество отходов, образующихся в электросталеплавильных и прокатных цехах. Отходы, которые не могут быть использованы в качестве шихты для плавки стали в электропечах, называют невозвратимыми отходами. Количество отходов зависит от многих факторов: сортамента продукции, ёмкости печей, типа МНЛЗ, качества шихтовых материалов, тщательности исполнения технологий и многих других факторов, в том числе и от квалификации персонала. Чем меньше количество отходов, тем меньше расход металлошихты на 1т годного, тем рентабельней работа предприятия.

3.5.2 Отходы в электросталеплавильном цехе

Возвратимые отходы в электросталеплавильном цехе представляют собой обрезь заготовок, отливаемых на МНЛЗ и скрап.

Отходы в виде скрапа возникают в следствие образования козелков в сталеразливочных ковшах, в промежуточных ковшах при разливке на МНЛЗ и т.д. Количество скрапа колеблется в пределах 0,5 - 1% от массы жидкой стали. Количество обрези заготовок - при разливке стали на МНЛЗ зависит от сечения заготовки, емкости печи, числа ручьев.

Невозвратимые отходы в ЭСПЦ представляют собой угар металла в печи в результате испарения в зоне электрических дуг и окисления его поступающим в печь кислородом.

При наличии в цехе МНЛЗ дополнительно появляется угар при резке металла газорезками на мерные заготовки.

Величина угара в печах в большой степени зависит от качества шихты:стружка, мелкий ржавый скрап окисляются больше, в связи с этим, величина угара возрастает. Угар увеличивается при продувке расплава кислородом. Величина угара обычно колеблется от 6% до 9%, а иногда поднимается и до 11-12% от массы загружаемой металлической шихты.

Выход годного определяет расход шихты на 1т заготовок и определяется по формуле:

= Ш / Q(3.2)

где Ш - потребность в шихте с учетом потерь на возвратимые и невозвратимые отходы;

Q - годовое производство заготовок.

Для ЭСПЦ, в соответствии с формулой 3.2, величина всегда больше 1, в зависимости от сортамента сталей и технологии она колеблется в пределах 1,09 - 1,2. В соответствии с этим обратная величина - выход годного составляет 83-92%.

3.5.3 Отходы в прокатных цехах

При прокатке заготовки также образуются возвратимые и невозвратимые отходы. Первые могут использоваться в качестве шихты для электропечей. Для оценки количества отходов в прокатных цехах необходимо располагать данными о выходе годного (ВГ) или о коэффициенте расхода (КР) и схемой прокатки металла. Выход годного определяется потерями при прокатке: угаром при нагреве заготовки перед прокаткой, обрезью концов, включая потери при зачистке, браком и недокатом.

Выход годного считают в процентах от массы заготовки:

ВГ = 100 - П(3.3)

где П - потери, %.

Другой показатель - коэффициент расхода (КР), характеризует расход заготовки на 1т годного. Он представляет собой величину, обратную выходу годного :

КР = 100 / (ВГ)(3.4)

Выход годного из заготовок на современных сортовых станах (в соответствии с формулой 3.3) колеблется в среднем от 91% до 96%, при чем большие значения относятся к мелкосортным, полосовым и проволочным станам.

В соответствии с формулой 3.4

КР = 100 / (91-96) = 1,099 - 1,041.

В таблице 3.8 приведена принятая на РУП “БМЗ” классификация выплавляемых марок сталей.

Таблица 3.8- Сортамент сталей, выплавляемых на РУП “БМЗ”

Наименование группы	Марки стали	Производство, т/год
1	2	3
Рядовая	Ст1сп, Ст2сп, Ст3сп, Ст5сп, 460В и т.д.	1105040
Низколегированная	460В(32), 460(40), 35ГС, 35Г, 25Г2С и т.д.	128511
Качественная	1026, 20, 40, 2С45 и т.д.	133916
Легированная	09Г2С, ШХ 15, 25ХГТ, 40Х и т.д.	44138
Никельсодержащая	817М40, 20ХГНМ, 20ХН3А, 40ХН и т.д.	12049
Кордовая	70К, 70Б, 70РМЛ, 75К и т.д.	95819
Высокопрочная кордовая	80К, 85К	53803
Итого		1573176

В таблице 3.9 приведены основные характеристики прокатных станов РУП “БМЗ”.

Таблица 3.9 - Характеристика прокатных станов РУП “БМЗ”

Агрегат	Характеристика	Годовое производство, т
Стан 850	Крупносортовой, одноклетьевой, реверсивный. Сортамент: круг 80-150мм, квадрат 100х100; 125х125мм.	404592
Стан 320	Мелкосортовой, непрерывный, 20 клетьевой. Сортамент: круг 20-80мм, квадрат 20х20 - 80х80мм, шестигранник 20/80мм, арматура,	662868
Стан 150	Проволочный, непрерывный, 26 клетьевой. Сортамент: катанка 4-10мм, арматура 5,5-12,5мм.	357081

Опираясь на сортамент выплавляемых в цехе марок сталей, выбранное сечение заготовок, отливаемых на МНЛЗ, рассчитываем количество возвратимых и невозвратимых отходов и потребность в шихте на 1т заготовки. Результаты расчетов сводятся в таблицу 3.10.

Таблица 3.10-Собственные отходы ЭСПЦ-1,2 и потребность в металлошихте

Группа марок	Произ-водство, т/год	Скрап %	Скрап, т	Угар, %	Угар, т	Всего, т/год	Потреб-ность м/шихте, т/год
1	1105040	0,5	5525,2	7	77352,8	82878	1187918
2	128511	0,5	642,56	8	10280,88	10923,4	139434,4
3	133916	0,5	669,58	8	10713,28	11382,9	145298,9
4	44138	0,5	220,69	9	3972,42	4193,1	48331,1
5	12049	0,5	60,2	9	1084,4	1144,6	13193,6
6	95819	0,5	479	10	9581,9	10060,9	105879,9
7	53803	0,5	269,01	10	5380,3	5649,3	59452,3
Всего	1573176	0,5	7866,2	-	118365,9	126232,	1699408

Данные таблиц 3.8, 3.9 и 3.10 совместно с принятой на заводе схемой прокатки позволяют составить баланс металла по заводу и определить годовую потребность в привозном ломе (таблица 3.11).

Таблица 3.11 - Величина обрези и угара при газорезке заготовок отливаемых на МНЛЗ

Сечение мм	Производство, т	Обрезь, %	Обрезь, т	Угар, %	Угар, т	Всего, т
круглое 200	1125761	0,4	4503	0	0	4503,4
250х300	255880	1,6	4094,08	0,6	1535,3	5629,4
300х400	191226	1,8	3442	0,8	1529,8	4971,8
Всего	1572867	3,8	12039,08	1,4	3065,1	15104,6

С учетом величины обрези и угара на МНЛЗ (данные таблиц 3.10 и 3.11) потребность в металлошихте составляет 1714512,7т.

Следовательно, выход годного в общем по ЭСПЦ-1,2 составляет 91,7%.

Составим баланс металла (таблица 3.12).

Таблица 3.12 - Баланс металла по прокатным цехам, тыс.тонн

Статьи балансов	Группа марок стали	Сумма тыс. т
	1	2	3	4	5	6	7
Стан 850
отходы	5,7	0	2,9	1,4	0,2	2,2	1	14,9
угар	1,2	0	0,6	0,3	0,2	0,5	0,2	3,3
Годный прокат	102,3	0	128,55	42,43	11,6	93,11	52,6	428
Поступило	109,2	0	132,05	44,1	12,04	95,8	53,8	447,1
Стан 320
отходы	16,2	2,4	0,04	0	0	0	0	186,4
угар	1,9	0,3	0	0	0	0	0	2,3
Годный прокат	541	79,4	1,4	0,14				641,9
Поступило	559,1	82,1	1,44	0,14	0	0	0	662,8
Стан 150
отходы	7,6	0,7	0,3	0,3	0	2,1	1	12
угар	1,3	0,1	0,1	0	0	0,3	0,2	2
Годный прокат	219,1	19,7	9,5	8	0	59,8	28	345
Поступило	228	20,5	9,9	8,3		62,2	29,2	357

Выход годного составляет:

Для стана 850 (428906/447106)·100 = 95,9%

Для стана 320 (641931/662871)·100 = 96,8%

Для стана 150 (345081/357081)·100 = 96,6%

В среднем для прокатных станов выход годного составляет 96,4 %.

Сквозной выход годного на участках ЭСПЦ - прокатные станы составляет 88,39 %.

В таблице 3.13 покажем общее количество возвратимых отходов.

Таблица 3.13 - Общее количество возвратимых отходов, тонн

Источник	Группы марок стали	Сумма, т
	1	2	3	4	5	6	7
Из ЭСПЦ
печи	5522,17	642,2	669,36	220	60	475	265	7866,24
МНЛЗ	12039,08
Из прокатных цехов
Со стана 850	5700	1500	2900	1400	200	2200	1000	14900
Со стана 320	16200	2400	40	0	0	0	0	18640
Со стана 150	7600	700	300	300	0	2100	1000	12000
Всего	65445,32

Годовая потребность в привозном ломе рассчитаем по формуле:

ГПлом=ГПмет.ш. - ГПвозр.отх (3.5)

Следовательно, годовая потребность в привозном ломе в соответствии с формулой 3.5:

ГПлом= 1714512,7 - 65445,32 = 1649067 т/г

3.5.4 Расчет материального баланса плавки

Для упрощения расчет ведется на 100 кг. металлошихты. Химический состав шихтовых материалов приведен в таблице 3.14. Химический состав применяемых шлакообразующих приведен в таблице 3.15. Состав металлошихты в завалку представлен в таблице 3.16.

Таблица 3.14 - Химический состав шихтовых материалов

Состав шихты, %	С	Si	Mn	P	S	Cr	Ni	Сu
				не более
Углеродистый лом 2А,3А	0,3	0,2	0,4	0,05	0,05	-	0,2	0,3
Легированный лом Б1,Б3	0,7	0,6	0,7	0,03	0,03	1,1	0,3	0,3
FeSiMn 75	0,05	12	75,0	0,35	0,03	-	-
FeMn 78	7,0	2,0	78,0	0,35	0,03	-		-
FeSi 65	-	65	0,4	0,05	0,02	-		-
FeCr 850	8,0	2,0	-	0,03	0,08	65	-	-
Науглероживатель тип «С»	99,0	-	-	-	0,04	-	-	-
Кокс	80,0	-	-	-	2,0	-

Таблица 3.15 - Химический состав шлакообразующих

ШОС %	СаО	MgO	SiO2	Al2O3	Fe2O3	P2O5	CO2	S	Al	CaF2
Известь	92	3,3	2,5	1,0	0,60	0,10	0,20	0,01	-	-
Плавиковый шпат	0,40	-	3,1	0,2	0,8	-	0,3	0,2	-	95,0
АКС	-	-	-	53-75	-	-	-	-	23-35	-

3.5.5 Период плавления шихты

Таблица 3.16 - Химический состав металлошихты в завалку

Материал	Вескг	C	Si	Mn	P	S	Cr	Ni	Cu	Fe
Лом 2А,3А	70	0,21	0,14	0,28	0,035	0,035	-	0,14	0,21	68,95
Лом Б1,Б3	30	0,21	0,18	0,21	0,009	0,009	0,33	0,09	0,09	28,87
Всего	100	0,42	0,32	0,49	0,044	0,044	0,33	0,23	0,3	97,82

Во время плавления в печь загружают [ 10 ]:

Известь - 4%; кокс - 0,4%

Во время плавления окисляются следующие элементы:

Углерод

угар углерода шихты составит 20% :0,42 · 0,2 = 0,084 кг;

останется углерода в металле: 0,42 - 0,084 = 0,336 кг.

Кремний

угар кремния составит 70%:

перейдет в шлак кремния 0,32 · 0,7 = 0,224;

останется кремния в металле 0,32 - 0,224 = 0,096 кг.

Марганец

угар марганца составит 50%:

перейдет марганца в шлак 0,49 · 0,5 = 0,245 кг;

останется марганца в металле 0,49 - 0,245 = 0,245 кг.

Хром

Угар хрома составит 10%:

перейдёт хрома в шлак 0,33 • 0,1 = 0,033 кг;

останется хрома в металле 0,33 - 0,033 = 0,297 кг.

Фосфор

угар фосфора составит 60%:

перейдет фосфора в шлак 0,044 · 0,6 = 0,0264 кг;

останется фосфора в металле 0,044 - 0,0264 = 0,0176 кг.

Сера

можно принять, что сера содержащаяся в металле не выгорает.

Железо

угар железа составит 2%:

перейдет в шлак и улетучивается в зоне дуг 7,82·0,02=1,9564кг;

останется в ванне 97,82 - 1,9564 = 95,863 кг.

Количество кислорода, необходимого для окисления примесей металла в период плавления, представлено в таблице 3.17.

На основании материального баланса принимаем, что из 2 кг окислившегося железа 85% окисляется до Fe2O3 и улетучивается в зоне электрических дуг. Оставшиеся 12% окисляется до FeO, 3% до Fe2O3, которые переходят в шлак.

Таблица 3.17 - Количество кислорода, необходимого для окисления примесей, кг

Элемент	Окисляется	Химическое уравнение	Требуется кислорода
1	2	3	4
С	0,084
Si	0,224
Mn	0,245
Cr	0,033
1	2	3	4
P	0,0264
Fe	1,9564 · 0,88
Fe	1,9564 · 0,12
Всего	2,568		1,277 кг

Расчет кислорода производим для области концентраций [C] ? 0,1%;

[O%] = 0,006+(3.5)

По формуле (3.5)

[O%] = 0,006+0,0149%.

Содержание кислорода в металле 0,0149 % :

[O] мет = 0,0149 · 4,5 = 0,067 FeO;

т.е. приближенно 96 · 0,067 : 100 = 0,0643 кг FeO, для чего потребуется:

кислорода 0,0643 · 16 : 72 = 0,0143 кг;

железа 0,0643 - 0,0143 = 0,05 кг.

Общая потребность в кислороде 1,277 + 0,0143 = 1,291 кг.

Количество железа к моменту расплавления составит

[Fe ] = 97,82 - 1,9564 - 0,05 = 95,81 кг.

Состав металла в первой пробе по расплавлении показан в таблице 3.18

Таблица 3.18 - Состав металла в первой пробе по расплавлении

Элемент	кг	%
1	2	3
С	0,336	0,345
Si	0,096	0,098
Mn	0,245	0,252
S	0,044	0,045
P	0,0176	0,018
Cr	0,297	0,305
Ni	0,23	0,236
FeO	0,0643	0,066
Fe	95,81	98,64
Итого	97,13	100,000

Шлак периода плавления

Поступает в шлак из металла, кг:

SiO2 0,224 • 60 : 28 = 0,48;

MnO 0,245 · 71: 55 = 0,316;

Cr2O3 0,033 • 152 : 104 = 0,048;

P2O5 0,0264 • 142 : 62 = 0,06;

FeO1,9564 • 0,12 • 72 : 56 = 0,30;

Fe2O31,9564 • 0,03 • 160 : 112 = 0,083.

Поступает в шлак с известью (количество извести 4 кг), кг:

CaО4 · 92 : 100 = 3,68;

MgO4 · 3,3 : 100 = 0,132;

SiO24 · 2,5 : 100 = 0,10;

Al2O34 · 1,0 : 100 = 0,04;

Fe2O34 · 0,6 : 100 = 0,024;

P2O54 · 0,1 : 100 = 0,004.

Расход электродов примем 3 кг на 1т садки или 0,3 кг на 100 кг:

в период плавления расходуется 60% или 0,18 кг на 100 кг садки; в окислительный период расходуется 40% или 0,12 кг на 100 кг садки.

Состав шлака периода плавления представлен в таблице 3.19

Таблица 3.19 - Состав и количество шлака периода плавления

Источник поступления	Металл	Известь	Итого
			кг	%
CaO	-	3,68	3,68	69,65
MgO	-	0,132	0,132	2,49
SiO2	0,48	0,1	0,58	10,97
Al2O3	-	0,04	0,04	0,757
FeO	0,30	-	0,30	5,67
Fe2O3	0,083	0,04	0,123	2,328
MnO	0,316	-	0,316	5,98
P2O5	0,06	0,004	0,064	1,211
Cr2O3	0,048	-	0,048	0,908
Всего	1,287	3,996	5,283	100

3.5.6 Окислительный период плавки

Углерод

Для хорошей дегазации металла окисляют около 0,3% С; удаляется углерод до содержания его 0,12% С. Вес металла к концу окислительного периода составит 94 кг. К концу окислительного периода в металле должно быть углерода приблизительно

[С] =96 · 0,12 : 100 = 0,115 кг; выгорит 0,336 - 0,115 = 0,221 кг.

Марганец

К концу периода останется в металле приблизительно 0,20% Mn, или

[Mn] =96 · 0,20 : 100 = 0,192 кг; окислится 0,245 - 0,192 = 0,053 кг.

Кремний

При продувке кислородом окисляется весь кремний т.е. окисляется

0,096 кг.

Хром

угар хрома составит 10%:

перейдёт хрома в шлак 0,297 • 0,1 = 0,0297 кг;

останется хрома в металле 0,297-0,0297 = 0,267 кг.

Фосфор

Считаем, что к концу окислительного периода в металле останется 0,005 % Р:

[Р] = 96 · 0,005 : 100 = 0,0048 кг;

окислится 0,0176 - 0,0048 = 0,0128 кг.

Сера

При основности шлака выше 2 и непрерывном обновлении состава шлака можно рассчитывать, что из металла будет удалено 0,0010 кг серы. Останется в металле 0,044 - 0,0010 = 0,034 кг.

Железо

Угар железа составит 1%. Перейдет в шлак и улетучивается в зоне электрических дуг:96,61 · 0,01 = 0,9661 кг;

останется в ванне 96,61 - 0,9661 = 95,64 кг.

Потребность в газообразном кислороде

Расчет количества кислорода необходимого для окисления примесей металла в период доводки, приведен в таблице 3.20.

Таблица 3.20 - Количество кислорода, необходимого для окисления примесей в период доводки

Элемент	Окисляется, кг	Химическое уравнение	Требуется кислорода, кг
1	2	3	4
Углерод	0,221
Кремний	0,096
Марганец	0,053
Фосфор	0,0010
Хром	0,0297
Железо	0,9661 · 0,88
Железо	0,9661 · 0,12
Всего	1,4067		0,8297

На основании материального баланса принимаем, что из 0,9661 кг окислившегося железа 85% Fe окисляется до Fe2O3 и улетучивается в зоне электрических дуг. Оставшиеся 12% окисляется до FeO, 3% до Fe2O3, которые переходят в шлак.

Необходимо внести в металл газообразного кислорода для окисления примесей 1,277 + 0,8297 = 2,106 кг, или 2,106 · 22,4 : 32 = 1,474 м3.

Количество закиси железа в жидкой стали

По формуле Феттерса и Чипмана в металле, содержащем 0,12% С, должно находится в растворе:

[%FeO] = (0,0124 + 0,05 · 0,12) : 0,35 = 0,052% (0,0115% О)

Принимается содержание кислорода в металле равным 0,0177% или 0,08% FeO.

Металл в конце периода плавления содержал 0,066% FeO. Необходимо повысить содержание закиси железа на

0,080 - 0,066 = 0,014 %;

или 96 • 0,014 : 100 = 0,0134 кг FeO,

на что потребуется:

кислорода 0,0134 · 16 : 72 = 0,0029 кг;

железа 0,0134 - 0,0029 = 0,0105 кг.

Вес шлака окислительного периода

Подлежит удалению из металла 0,005% Р. Для удаления фосфора при

нарастающей температуре металла требуется основность шлака 2 - 2,5 и обновление его. Учитывая это обстоятельство, принимаем среднее содержание Р2О5 во вновь наведенном шлаке 0,5%. Вес вновь наводимого шлака:

(0,005 : 0,5) · (142:62) ·100 = 2,29 кг

Принимаем, что шлак окислительного периода удален на 70%. Остается шлака в печи 5,283 · 0,3 = 1,584 кг;

Общий вес шлака окислительного периода 2,29 + 1,584 =3,874 кг.

Потребность в извести

Чтобы определить количество присаживаемой извести, принимаем:

основность CaO/SiO2 = 2,

сумму CaO + MgO + MnO = 65%

Закись марганца вносится:

шлаком периода плавления 0,316 · 0,3 = 0,0948 кг,

окисляющимся марганцем из металла 0,053 · 71 : 55 = 0,068 кг,

всего вносится 0,0948 + 0,068 = 0,1628 кг MnO

Оксид магния вносится:

шлаком периода плавления 0,132 · 0,3 = 0,0396 кг;

если обозначить известь через «х», то известь внесет х 0,033 кг MgO.

всего вносится MgO 0,0396 + 0,033х кг

Оксид кальция вносится:

шлаком периода плавления 3,68 · 0,3 = 1,104 кг,

известью 0,92•х.

всего вносится оксида кальция 1,104 + 0,92х

MnO + MgO + CaO = 3,86 · 0,65 = 2,509 кг

или 0,1628 + 0,0396 + 0,033х + 1,104 + 0,92х = 2,509 кг

потребуется извести: х = 1,26 кг.

Кремнезем вносится:

шлаком периода плавления 0,58 · 0,3 = 0,174 кг;

окисляется кремния из металла 0,096 · 60 : 28 = 0,205 кг;

известью 1,26 · 0,025 = 0,315 кг;

всего вносится 0,694 кг SiO2.

требуется кремния для получения основности :

[Si] = (1,104 + 0,92 · 1,26) : 2 = 1,1316 кг

Оксид хрома вносится:

шлаком периода плавления 0,048 · 0,3 = 0,0144 кг;

окисляется хрома из металла 0,0297 · 152 : 104 = 0,043 кг;

всего вносится 0,0144 + 0,043 = 0,0574 кг Cr2O3.

Поступление в шлак железа

0,3 · 0,3 = 0,09 кг FeO,

из шлака периода плавления 0,123 · 0,3 = 0,0369 кг Fe2O3;

вносится известью 1,26 · 0,006 = 0,0075 кг Fe2O3;

итого вносится FeO 0,09 кг и Fe2O3 0,0444 кг.

Для окисленности шлака требуется:

железа 0,09 · 56 : 72 = 0,07 кг;

0,0444 · 112 : 160 = 0,031 кг;

кислорода 0,09 - 0,07 = 0,2 кг;

0,0444 - 0,031 = 0,0134 кг.

Данные о весовом количестве и химическом составе шлака приведены в таблице 3.21.

Таблица 3.21 - Вес (кг) и состав шлака окислительного периода

Оксид	Источники поступления	Итого
	из шлака периода плавления	из металла	из извести	кг	%
CaO	1,104	-	1,159	2,263	60,63
MgO	0,0396	-	0,041	0,0806	2,159
MnO	0,0948	0,068	-	0,1628	4,361
SiO2	0,174	0,205	0,315	0,694	18,59
Al2O3	0,012	-	0,0126	0,0246	0,659
FeO	0,09	0,09	-	0,18	4,82
Fe2O3	0,123	0,0444	0,0075	0,1749	4,68
P2O5	0,064	0,0293	0,00126	0,0945	2,53
Cr2O3	0,0144	0,043	-	0,0574	1,537
S	-	0,0010	0,00126	0,00226	0,06
Всего	1,701	0,437	1,537	3,7324	100

Выход и состав металла к концу окислительного периода приведен в таблице 3.22.

Таблица 3.22 - Выход и состав металла к концу окислительного периода

Элемент	кг	%
1	2	3
Углерод	0,115	0,119
Кремний	0,000	-
Марганец	0,192	0,199
Хром	0,267	0,276
Никель	0,23	0,238
Фосфор	0,0048	0,0049
Сера	0,034	0,035
Закись железа 96 · 0,08 : 100	0,0768	0,079
Железо: в печи в конце плавления Расходуется на образование закиси и оксида железа 0,0105 + 0,07 + 0,031	95,64	99,05
	0,1115
Всего железа	95,528
Всего стали	96,44	100

3.5.7 Количество газов периода плавления и окисления

При окислении углерода металла образуется окись углерода в количестве

[СО] = (0,084 + 0,221) · 28/12 = 0,711 кг.

В течение плавления и окисления расходуется графитированных электродов на 100 кг шихты 0,18 + 0,12 = 0,3 кг

или [С] = 0,3 · 0,99 = 0,29 кг

Сгорает углерода кокса, данного в завалку для вспенивания шлака

[Скокс] = 0,4 · 0,8 = 0,32 кг

На основании анализа опытных плавок считаем, что углерод окисляется следующим образом: 70% до СО и 30% до СО2.

С образованием оксида углерода сгорает (0,29 + 0,32) · 0,7 = 0,427 кг С;

и образуется 0,427 · 28/12 = 0,996 кг СО;

на что потребуется 0,996 - 0,427 = 0,569 кг кислорода.

С образованием углекислого газа сгорает (0,29+0,32) · 0,3 = 0,183 кг С;

и образуется 0,183 · 44/12 = 0,671 кг СО2;

на что требуется 0,671 - 0,183 = 0,488 кг кислорода.

Для периодов плавления и окисления требуется кислорода

[О2] = 1,291 + 2,106 + 0,0029 + 0,2 + 0,0134 = 3,6133 кг.

Всего требуется кислорода 3,6133 + 0,569 + 0,488 = 4,6703 кг.

Принимается, что 50% кислорода поступит с воздухом (в основном в период плавления).

Потребуется газообразного кислорода 4,6703 · 0,5 = 2,335 кг.

Считая использование кислорода равным 85%, находим, что в плавление и окислительный период необходимо подать газообразного кислорода: 2,335 : 0,85 = 2,74 кг, или технического кислорода (98% О2);

[О2 ] = 2,74 : 0,98 = 2,80 кг; или 2,8 · 22,4/32 = 1,96 м3.

С кислородом вносится азота около 2%, т.е. 2,8 - 2,74 = 0,06 кг.

Для окислительных процессов используется кислорода воздуха:

[О2 ] = 4,6703 · 0,5 = 2,335 кг, или 2,335 · 22,4/32 = 1,634 м3;

кислороду сопутствует азот (включая аргон и прочие газы):

[N2 ] = 2,335 · 77/23 = 7,817 кг, или 1,634 · 79/21 = 6,14м3;

объем воздуха составит 1,634 + 6,14 = 7,774 м3;

вес воздуха составит 2,335 + 7,817 = 10,152 кг.

При нагреве извести выделяется, кг:

СО2 (4+1,26) · 0,002 = 0,0105;

Н2О (4+1,26) · 0,002 = 0,0105.

Влага, вносимая воздухом

Допускается, что температура воздуха 20єС, давление - 760 мм, относительная влажность 70%. По таблицам находится, что упругость насыщенного водяного пара при 20єС равна 17.5 мм рт. ст.

Упругость водяных паров в воздухе составит 17,5 · 0,7 = 12,25 мм.

Количество влажного атмосферного воздуха при температуре 20єС и давлении 760 мм будет равно

V = 6,128 · (273+20)/273 · (760/760-12,25) = 6,680 м3.

Точка росы t при р = 12,25 мм лежит около 14єС;

вес водяного пара в 1 м3 атмосферного воздуха:

W = 0,29 · (р/273) = 0,29 · (12,25/273+14) = 0,0120 кг;

воздух внесет с собой влаги 0,012 · 6,680 = 0,08 кг.

всего влаги 0,0105 + 0,080 = 0,0905 кг.

Водяной пар будет восстановлен оксидам углерода по реакции

Н2О + СО = Н2 + СО2.;

при этом образуется водорода 0,0905 · 2/18 = 0,01 кг;

потребуется оксида углерода 0,0905 · 28/18 = 0,14 кг;

образуется углекислого газа 0,14 · 44/28 = 0,22 кг.

В периоды плавления и окислительный израсходовано газообразного кислорода 2,74 кг. Из этого количества ушло в атмосферу печи 15% или

[О2] = 2,74 · 0,15 = 0,411 кг.

Свободный кислород будет окислять оксид углерода с образованием углекислого газа по реакции СО + Ѕ О2 = СО2.;

образуется СО2 0,411 ·44/16 = 1,13 кг;

для этого требуется СО 1,13 - 0,411 = 0,719 кг.

Все проделанные расчеты сведем в таблицы 3.23, 3.24.

Таблица 3.23 -Сводная таблица газов для периодов плавления и окислительного

Наименование	кг	%
1	2	3
Оксид углерода	0,848	7,87
Углекислый газ	2,031	18,86
Водород	0,01	0,092
Азот	7,877	73,15
Всего	10,766	100

Таблица 3.24 - Материальный баланс окислительного периода

Израсходовано	кг	Получено	кг
Углеродистый лом 2А, 3А	70	Металла	96,44
Легированный лом Б1, Б3	30	Шлака	7,43
Извести	5,26	Газов	10,766
Электродов	0,3	Угар железа	3,54
Воздуха	10,232	Невязка (0,46%)	0,41
Газообразный кислород	2,80
Всего:	118,59		118,59

3.5.8 Расчёт расхода раскислителей и легирующих на выпуске

Расчёт ведём (на 96 кг, масса стали на выпуске) по формуле :

GFeCn==(3.6)

Следовательно по формуле 3.6 рассчитаем количество вносимой коксовой мелочи (С = 80%).

Gкокс = (0,2 - 0,115) · 96/ (80 · 0,75) = 0,136 кг

с ним внесётся [С] = 0,136 · 80/100 = 0,108 кг;

[S] = 0,136 · 2 : 100 = 0,0027 кг

Вносим FeSi 65 GFeSi 65 = (0,14 · 96)/(65 · 0,8) = 0,258 кг;

с ним внесётся:

[Si] = 0,258 · 65/100 = 0,167 кг;

[Mn] = 0,258 · 0,4/100 = 0,001 кг;

[P] = 0,258 · 0,05/100 = 0,0001 кг;

[S] = 0,258 · 0,02/100 = 0,00005 кг;

[Fe] = 0,258 · 24,5/100 = 0,063 кг.

Вносим FeSiMn 75

GFeSiMn75 = (0,55 - 0,192) · 96/((75·0,85)+(12·0,8)) = 0,468 кг;

с ним внесётся:

[Si] = 0,468 · 12/100 = 0,056 кг;

[Mn] = 0,468 · 75/100 = 0,351 кг;

[С] = 0,468 · 0,05/100 = 0,0002 кг;

[P] = 0,468 · 0,35/100 = 0,0016 кг;

[S] = 0,468 · 0,03/100 = 0,00014 кг;

[Fe] = 0,468 · 12/100 = 0,056 кг.

Конечный состав металла после выпуска (кг):

[С] = 0,115 + 0,108 + 0,0002 = 0,225 кг;

[Si] = 0,167 + 0,056 = 0,223 кг;

[Mn] = 0,192 + 0,001 + 0,351 = 0,544 кг;

[P] = 0,0048 + 0,0001 + 0,0016 = 0,0065 кг;

[S] = 0,034 + 0,0027 + 0,00005 + 0,00014 = 0,0368 кг;

[Fe] = 96,44 + 0,063 + 0,056 = 96,56 кг.

3.5.9 Расчёт расхода раскислителей и легирующих на «печь-ковше»

Вносим FeCr 850

GFeCr 850 = (0,9 - 0,267) · 96/65= 0,934 кг

с ним внесётся

[Сr] = 0,934 · 65/100 = 0,607 кг;

[С] = 0,934 · 8/100 = 0,0747 кг;

[Si] = 0,934 · 2/100 = 0,0186 кг;

[Mn] = 0,934 · 0,4/100 = 0,0037 кг;

[P] = 0,934 · 0,03/100 = 0,00028 кг;

[S] = 0,934 · 0,08/100 = 0,00074 кг;

[Fe] = 0,934 · 25/100 = 0,2335 кг.

Вносим науглероживатель тип «С» (С = 99%)

Gтип С = (0,302 - 0,225)·96/(99·0,75) = 0,1 кг;

с ним внесётся

[С] = 0,1 · 99 : 100 = 0,099 кг;

[S] = 0,1 · 0,04 : 100 = 0,00004 кг.

Массовая доля Al в металле после раскисления алюминием приближенно равна

[Al] = Alчушк. · (1- угар) = 0,028 · (1- 0,85) = 0,0042 кг, или

0,0042 · 93/100 = 0,0039%.

Исходя из остаточной концентрации алюминия в металле [Al] = 0,0039%, в плавку на 100т вносим 95 м силикокальциевой проволоки (из расхода 100 м на 100 т металла) или на 100 кг садки 0,095 м силикокальциевой проволоки.

Вносим SiCa (в 1 м. погонном - 225 гр. - SiCa или 400 гр. всей проволоки чистого веса)

SiCa = 0,095 · 0,225 = 0,0213 кг или 0,095 · 0,400 = 0,038 кг.

с ним внесётся [Si] = 0,0213 · 60/100 = 0,0127 кг.

Вносим Al проволоку ( в 1 м погонный - 180 гр. Al)

Al = 0,095 · 0,180 = 0,0171 кг.

с ним внесётся [Al] = 0,0171 · 100/100 = 0,0171 кг.

Конечный состав металла, кг:

[С] = 0,225 + 0,074 + 0,099 = 0,398 кг;

[Si] = 0,223 + 0,0186 + 0,0127 = 0,2543 кг;

[Mn] = 0,544 + 0,0037 = 0,547 кг;

[Сr] = 0,267 + 0,607 = 0,874 кг

[P] = 0,0065 + 0,00028 = 0,0068 кг;

[S] = 0,0368 + 0,00074 + 0,00004 - 0,0105 = 0,027 кг;

[Fe] = 96,56 + 0,2335 = 96,79 кг.

Представим конечный состав металла в таблице 3.25.

Таблица 3.25 - Окончательный состав металла к концу плавки

Элемент	кг	%
Углерод	0,398	0,401
Кремний	0,2543	0,256
Марганец	0,547	0,551
Фосфор	0,0068	0,0068
Хром	0,874	0,881
Никель	0,23	0,232
Алюминий	0,0171	0,017
Сера	0,027	0,027
Железа	96,79	97,67
Всего стали	99,1	100

Технологическая схема плавки представлена в приложении Д.

Обработка стали ТШС

Состав ТШС: СаО - 75%; CaF2 - 25%.

Расход ТШС 6 кг/т. Обработка стали производится в ковше с магнезитовой футеровкой.

Концентрация алюминия в стали Al = 0,017%.

Количество оксидов, образующихся при раскисленнии 1т стали покажем в таблице 3.26.

Таблица 3.26 - Количество оксидов, образующихся при раскислении (расчет ведется на 1т стали)

Элемент	Концентрация в стали, %	Вводится в металл с учетом угара, %	Угар элемента, %	Образуется оксидов, кг
Mn	0,547	0,643	0,096	1,239
Si	0,254	0,317	0,063	1,35
Al	0,017	0,085	0,068	1,33
Итого		3,919

Образуется оксидов:

[Mn] + [O] = (MnO);

Д Mn = 1000 · 0,096/100 = 0,96 · 71/55 = 1,239 кг;

[Si] + 2[O] = (SiO2);

Д Si = 1000 · 0,063/100% = 0,63 · 60/28 = 1,35 кг;

2[Al] + 3[O] = (Al2O3);

Д Al = 1000 · 0,068/100% = 0,68 · 102/52 = 0,133 кг.

Изменение состава рафинировочного шлака к концу обработки представлено в таблице (3.27)

Таблица 3.27 - Изменение состава рафинировочного шлака

Материал	ТШС	АКС	Продукты раскисления	Футеровка	Итого	Состав шлака, %
1	2	3	4	5	6	7
Количество, кг	6	0,4	3,919	2	12,32	100
CaO	4,5	-	-	-	4,5	36,52
CaF2	1,5	-	-	-	1,5	12,17

Рассчитываем значения Ls и зs для магнезитово - углеродистой футеровки:

КAl = [Al]2 · [a0]3 = 10-13;(3.7)

где a0 =%;

LgLs = - 2,78 + 0,86 · - lg 0,0029;(3.8)

гдеLs = 28,5 - коэффициент распределения серы;

л = ;(3.9)

Используя формулы 3.7 - 3.9 получим:

Lg Ls = - 2,78 + 0,86·((36,52+0,05·15,42)/(10,96+0,6·13,07)) - lg 0,0029 =

= -2,78 + 1,705 + 2,53 = 1,455;

л = 0,0103;

Определим степень десульфурации зS и соответственно [S] :