Следовательно, повышение эффективности процессов дефосфорации и десульфурации стали, связано, прежде всего, с выбором шлаковых смесей, формирующих хорошо эмульгируемые шлаки с низкой вязкостью и высоким поверхностным натяжением, при вдувании которых в жидком металле образуются шлаковые капли малого размера. Это повышает степень завершённости диффузии примеси в шлаковых каплях и, следовательно, увеличивает полноту использования рафинирующей способности шлака, что приводит к достижению высокой скорости и полноты процессов дефосфорации или десульфурации.

1.2.4 Анализ металловедческих данных о влиянии уровня содержания вредных примесей на служебные свойства стали

Переход к рыночным отношениям, неплатежеспособность потребителя, падение спроса на металлургическую продукцию в стране и усиление конкуренции ставят перед металлургами задачу по повышению качества стали, удовлетворяющего требованиям потребителей внутри Росси и зарубежных заказчиков.

Предъявляемые к трубам большого диаметра для транспортировки нефти и газа требования неуклонно возрастают в связи с увеличением транспортируемых объёмов при одновременном обеспечении высокого уровня безопасности. Эксплуатационная надёжность трубопроводов оценивается в первую очередь, исходя из расчётов их прочностных характеристик, к которым относятся: предел текучести, предел прочности, относительное удлинение при рабочих температурах и давлениях, достаточная вязкость и стойкость к хрупкому разрушению, а также свариваемость в полевых условиях.

В настоящее время для производства газопроводных труб диаметром (1020-1420) мм. используется ряд низколегированных сталей (10ГСБ, 09Г2С, 17Г1С, 10Г2СБ) класса прочности К 70 (согласно международному стандарту).

Анализ показывает, что указанные свойства стали определяются прежде всего химическим составом и степенью чистоты, которые должны быть отрегулированы в ходе ведения сталеплавильных процессов, а также достижения микроструктуры, зависящей от технологии прокатки и термообработки.

Проведено большое количество исследований по выявлению влияния примесных элементов - серы, фосфора, азота и водорода на прочностные характеристики трубных сталей и определены пределы их допустимого содержания, исходя из требований в отношении указанных свойств.

Наиболее радикальными путями повышения ударной вязкости и снижения анизотропии вязких свойств в низколегированных сталях, особенно подвергаемых прокатке по контролируемым режимам является снижение содержания серы и модифицирование сульфидных включений. Для получения удовлетворительных показателей вязкости и пластичности трубной стали содержание серы в ней должно составлять 0,003-0,006% /6,7/. Для сталей эксплуатируемых в условиях севера, а также сталей с повышенным сопротивлением растрескиванию в серосодержащей среде и повышенной стойкостью к водородному растрескиванию, предъявляются требования весьма низкого содержания серы: 0,001% и ниже /8,9/.

В настоящее время трубная сталь, производимая на отечественных предприятиях, содержит 0,006-0,012% серы.

Фосфор также отрицательно влияет на хладостойкость стали. Охрупчивающее влияние фосфора проявляется в ослаблении межкристаллических связей в результате обогащения границ зёрен элементарным фосфором и образованием неметаллических включений фосфидной эвтектики.

Проведённые исследования показали, что для сталей класса прочности К60-К 70 содержание фосфора должно составлять 0,010%, для сталей категорий прочности К 80-К 100 нужно иметь более низкое содержание фосфора /10,11/. Снижения отрицательного влияния фосфора можно достигнуть связыванием его в интерметаллидные соединения.

Избыточное содержание азота в стали приводит к понижению предела текучести и временного сопротивления, к тому же он является основной причиной старения малоуглеродистых сталей. В стали производимой в электропечах содержится 0,008-0,012% азота. Поскольку азот является трудноудалимой примесью, его отрицательное влияние можно нейтрализовать путём введения микродобавок титана или другого нитридообразующего элемента для получения высокопрочных нитридов. При этом достигается в первую очередь повышение вязких свойств сталей. Но для сведения вредного влияния азота к минимуму желательно получать сталь с содержанием этого элемента 0,004% /11,12/.

Водород слабо влияет на ударную вязкость и хладноломкость. Из низколегированных сталей он относительно легко удаляется благодаря повышенной диффузии. Однако при повышенном содержании водорода в стали наблюдается так называемое водородное растрескивание. Для предотвращения этого явления (особенно в трубах с большой толщиной стенки) желательно, чтобы содержание водорода в стали не превышало 0,00015%. Стали не обладающие повышенной стойкостью к водородному растрескиванию содержат 0,0003-0,0004% водорода /6,11/.

Большое влияние на качество металла оказывает количество и морфология неметаллических включений (НВ). Отмечается отрицательное влияние НВ на хладостойкость, вязкость разрушения при отрицательной температуре и усталостные свойства. Наиболее неблагоприятными являются сульфиды и оксиды, особенно если они вытянутой формы. Наличие в стали силикатов и алюминатов также снижает вязкость, а такие включения как высокопрочные нитриды на вышеуказанные свойства практически не влияют /13/.

Средний объёмный процент включений в трубных сталях составляет 0,036-0,065%. Примерно 60-70% из них составляют сульфиды, 10% алюминаты, 10-15% сложные оксиды и около 5-7% сульфоалюминаты /7,14/.

Количество крупных включений (диаметром от 40 мкм и более) составляет примерно 3 шт./см², из них 98% сульфиды и только 2% оксиды /9/.

Основная масса включений, образующихся в жидкой стали имеет размер 1-15 мкм. Часть включений образуется уже в твёрдой стали, их диаметр, как правило, не превышает 1 мкм. Включения размером более 100 мкм являются экзогенными /15/.

Проведённые исследования по влиянию количества и формы сульфидов на величину ударной вязкости для стали 09Г2ФБ показали, что в сочетании с глубокой десульфурацией эффект обработки стали модифицирующими элементами может быть очень высоким. Модифицирование приводит к сфероидизации сульфидных включений. В стали не обработанной модификаторами включения имеют форму строчек протяжённостью 100-300 мкм, а в обработанной стали их диаметр не превышает 10 мкм. Основная доля НВ в стали модифицированной РЗМ имеет размер 3-4 мкм, а в стали обработанной кальцием - 5-6 мкм /7/.

Радикальным способом удаления из стали мелких 3-10 мкм включений является фильтрация керамическими фильтрами. Степень рафинирования при такой технологии составляет 40-50% /16/.

Затруднительным является удаление включений размером 2 мкм, хотя скопления именно таких включений часто обнаруживаются в местах хрупкого разрушения образцов /14/.

В настоящее время штрипс, производимый в странах СНГ, содержит суммарное количество вредных примесей (серы, фосфора, азота, водорода) на уровне 0,03-0,04%, что в значительной степени влияет на выход годного металла труб, снижение их служебных характеристик и конкурентоспособности на мировом рынке. Для удовлетворения современных требований необходимо разработать новые технологии внепечной обработки стали, при которых количество вредных примесей в готовом металле не будет превышать величины 0,0045-0,010% /17/.

Проведённый анализ литературных данных позволяет заключить, что разрабатываемая в дипломе комплексная технология рафинирования металла должна позволять получать в готовом металле содержание вредных примесей на уровне ([0] 20 ppm.; [N] 50 ppm; [H.B] < 20 ppm; [P] 70 ppm; [S] 20 ppm). Это обеспечит достижение необходимого уровня эксплуатационных и служебных характеристик, гарантирующих высокое качество металла и его свойств.

2. Техника производства

2.1 Разработка конструкции агрегата АКОС

2.1.1 Расчёт технических характеристик агрегата «ковш-печь» с вакууматором

Для откачки газов из агрегата «ковш - печь», а также для создания необходимого разряжения применяется энжекторный насос.

1. Водород уменьшается с 5 см³/100 г. до 2 см.³/100 г. Следовательно выделяется

V_Н2 = 3 м.³ водорода.

2. Содержание азота сокращается на 15%. [N₂]_н = 0,08%

V_N2 = 9,6 м.³

где М - масса плавки, т.;

М_N2 - молярная масса азота, г./моль;

[N]_н - начальная концентрация азота, %.

3. Содержание углерода уменьшается на [C] = 0,05%

V_CO = 93,3 м.³

где М_СО - молярная масса угарного газа, г./моль;

М_С - молярная масса углерода, г./моль.

4. Продувку аргоном ведём в течении 20 мин. с интенсивностью 0,05 м.³/(мин. т.)

V_Ar = =100 м.³

5. Объём отходящих газов составляет

,

где V - суммарный объём отходящих газов, м.³;

V = 3 + 9,6 + 93,3 + 100 = 205,9 м.³

Рабочий насос обеспечивает вакуумное давление р_техн = 10 мм. рт. ст. (0,013 атм.)

1. Скорость откачки газов:

,

где Q - общее количество газов в единицу времени, м.³/мин.;

S₀ - скорость откачки объекта, м³/(атм.мин.).

Преобразуя предыдущую формулу получим:

м.³/(атм.мин.)

Начальное давление насоса p_h = 1 атм.

Коэффициент примем 2,5

,

где Q_max - максимальная массовая производительность насоса, м.³/мин.

м.³/мин.

2. Пропускная способность системы от входа в насос до вакуумной камеры определяется по формуле:

,

где U - пропускная способность системы.

3. Выбрав по паспорту насос и его характеристики следует провести проверочный расчёт: проверить какое остаточное давление газов (р_ост) обеспечивает этот насос и сравнить его с заданным значением р_техн.

Объём ковша, занимаемый металлом:

,

где V_K - объём ковша, занимаемый металлом, м.³;

H - высота металла в ковше, м.;

D_ср - средний по высоте диаметр металла, м.

По практическим соображениям принимаем H/D_ср = 0,9.

Для 100 т металла объём ковша:

,

где m - масса металла, т;

d - плотность жидкого металла, т/м.³.

м.

H=0,92,8=2,5 м.

В выбранной технологии необходимо подогревать в АКОС металл с 1863 К до 1953 К. До той же температуры будет нагреваться шлаковая смесь CaO (40%) - Al₂O₃ (40%) - TiO₂ (20%) массой 1,5 т и аргон, удельный расход которого составит 175 м³/т. Также следует учесть тепловой эффект реакции с алюминием, расход которого составляет 120 кг на всю плавку.

Номинальная мощность трансформатора находится:

,

где S - полная мощность трансформатора, МВА;

P - мощность, поступающая из сети, МВт;

- коэффициент мощности. По данным завода = 0,8

Мощность поступающая из сети находится:

,

где Р_ДУГ - мощность дуг, МВт;

_Э - электрический к.п.д.

В расчёте примем _Э=0,8 /20/.

Мощность дуг находится по формуле:

,

где Р_ПОЛ - полезная мощность, МВт;

Р_ТП - мощность тепловых потерь, МВт.

По данным /20/ для 150 т ковша Р_ТП = 4,5 МВт. Произведя пересчёт для 100 т ковша, получим:

,



Полезная мощность находится по формуле:

,

где W_ПОЛ - полезная энергия, МДж;

- время обработки, с.

Время обработки выбирается из расчёта времени нагрева 2 -3 К/мин.

Примем = 35 мин.

Полезную энергию находим из формулы:

,

где М_i - масса i - го компонента, т;

С_i - теплоёмкость i - го компонента, МДж/тК;

Т_i - температура, на которую нагреваем, К;

H_i - тепловой эффект раскисления металла алюминием, МДж/т.

Данные по С_i и H_i приняты по данным /21/.

W_ПОЛ = 1000,6590 + 1,5(0,7640,4 + 0,7750,4 + 0,6190,2)1660 + 1751,7810³0,521660 -

- 11,3710³0,12 = 6585 МДж

МВт

МВт

Из проведённого расчёта видно, что существующий на агрегате «печь ковш»

АО «НОСТА» трансформатор с S_Н = 16 МВА вполне удовлетворяет выбранной технологии.

2.2 Разработка конструкции промковша МНЛЗ

2.2.1 Рафинирование металла в ковше

Требования к чистоте стали, по неметаллическим включениям продолжают повышаться.

Традиционные методы ковшевой металлургии не решают проблемы глубокого рафинирования стали от мелких ( 10 - 20 мкм.) неметаллических включений. После раскисления и внепечной обработки в жидкой стали остаётся много включений, которые в следствии своей малости не имеют собственного вектора скорости, поэтому находятся во взвешенном состоянии и длительное время участвуют в конвективном движении в месте с металлом. При охлаждении металла уменьшается величена константы реакции раскисления и в металле выделяется из раствора дополнительное количество неметаллических включений, тоже в основном мелких. Таким образом, перед кристаллизацией в стали накапливается значительное количество мелких включений. Только за счёт их удаления, возможно повысить степень чистоты стали по общему содержанию кислорода, так как включения, образующееся в процессе кристаллизации, в большей степени своей остаются в слитке /16/.

Перед кристаллизацией металла для дополнительного удаления включений можно применять только их флотацию и фильтрование из расплава, что особенно важно при переносе окончательного раскисления и легирования ближе к стадии затвердевания, например, в промежуточный ковш и кристаллизатор при непрерывной разливке.

В технологической литературе появился термин «условия для качества», под которым понимают следующие основные критерии /22/:

1). Устранение внешних источников загрязнения металла (взаимодействие с воздухом, разрушение футеровки ковша, попадание в промежуточный ковш шлака из сталеразливочного ковша);

2) обеспечение условий для выделения и удаления неметаллических включений, что вязано с увеличением времени «отстоя» металла, рациональной организацией потока металла, сведение к минимуму мёртвых зон, организацией фильтрации металла и т.п.;

3) разработка и введение ряда вспомогательных технологических операций, таких как усовершенствование системы подачи металла в ковш, использование подогревающих устройств, введение в ковш добавок, продувка газами, контроль металла и шлака и др.

В отличии от рафинирования в сталеразливочном ковше промежуточный ковш является агрегатом проточного типа; время прохождения металла в нём лимитируется скоростью разливки. Качество конечного продукта может ухудшаться, при прохождении потока жидкой стали через промежуточный ковш из-за нежелательных характеристик потока. А именно:

- недостаточное время нахождения разливаемой стали в промежуточном ковше, не позволяющее неметаллическим включениям всплыть на поверхность ванны;

- волнообразная поверхность металлической ванны, увеличивающая площадь поверхности реагирования стали с окружающей атмосферой. Это приводит к повышенным теплопотерям и, повторному окислению жидкой стали;

- наличие зон застоя, ухудшающих химическую гомогенность и теплообмен, приводящий, к неустойчивости температуры стали, выходящей с промежуточного ковша. /23/

Так как реакция раскисления не достигает равновесия, кроме оставшихся включений в металле много растворённого кислорода - потенциального источника образования новых включений при охлаждении и кристаллизации. Часть не очень мелких включений (50 мкм.) можно удалить путём флотации мелкими пузырьками газа. При продувке аргоном стали 08Ю через погружаемую фурму с пористой вставкой, по сравнению с продувкой через цилиндрическое сопло, количество неметаллических включений уменьшилось на 42% в результате диспергирования газового потока. Продувка металла аргоном в промежуточном ковше мелкими пузырьками через пористые блоки также снижает количество более крупных включений на 50%; мелкие включения при этом не удаляются /24/.

Радикальным способом удаления из стали самых мелких включений может быть фильтрация керамическими фильтрами. Метод фильтрации широко применяется при производстве алюминия, никеля, в литейном производстве. При выплавке стали, эта технология в настоящее время интенсивно развивается, однако остаётся ещё много нерешённых проблем. Особенно сложными являются условия работы фильтра, при непрерывной разливке стали. Фильтр должен выдержать без механических разрушений и коррозии всю серию плавок, разливаемых последовательно, «плавка на плавку», т.е. сотни тонн металла, и при этом сохранить пропускную и ассимилирующую способность. Поэтому в этом случае применяются лишь фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью, где размеры каналов или открытых пор намного больше, чем самое крупное включение. /16/.

Установка перегородок с отверстиями, организующими восходящие и перекрёстные потоки металла под оптимальными углами, а также размещение в перегородках фильтров увеличивает степень рафинирования, число крупных включений (100 мкм.) становится в

8 - 10 раз меньше. /23/

Для рафинирования металлических расплавов применяются различные типы фильтров: сетчатые, экструзированные, пенокерамические и зернистые. При этом рафинирующий эффект фильтрования жидких металлов проявляется как в снижении содержания химически связанной части примеси в виде неметаллических частиц, так и очистке расплавов от сверхравновесно растворённой части примеси. /25/.

Имея развитую поверхность, фильтры создают значительную площадь для задержания включений - особенно мелких. Для жидкой стали, нашли применение канальные, пенные и насыпные фильтры. Сечение фильтров определяется количеством подлежащей фильтрации жидкой стали и заданной степенью её чистоты, толщина фильтра обусловлена напором жидкого металла.

В промышленных условиях (ККЦ - 2 НЛМК) проведено рафинирование стали 08Ю и 08ПС в 23-т. промежуточных ковшах УНРС путём флотации включений из потоков металла, организованных перегородками с различным видом перепускных отверстий. И путём фильтрования через пенно-канальные и ячеисто-канальные фильтры, установленные в отверстиях перегородок (фильтры производит НПО «Стройкерамика»). Степень рафинирования оценивали по содержанию общего кислорода или неметаллических включений в пробах металла до и после воздействия. Результаты исследования представлены в табл. 7. Пено-канальные фильтры оказывают рафинирующее воздействие при фильтрации малых порций металла, коэффициент фильтрации составляет 13 - 53%. /23/.

,

где _[O] - коэффициент фильтрации, %.

[O]_НАЧ - содержание кислорода до воздействия, %;

[O]_КОН - содержание кислорода после воздействия, %.

Установка перегородок с перепускными отверстиями даже простейшей формы приводит к получению более чистого металла. Перегородки выполняли изогнутой формы против направления потока металла, при этом стойкость их возрастала.

Таблица 7. Результаты полупромышленных исследований

Вид воздействия; фильтр	Габариты блока (отверстия), мм.	Диаметр - длина канала, мм.	Количество каналов	[O] ([НВ]), %
Перегородка, отверстие	(250х130)	- 150	1	24
Перегородка, отверстие под углом 45	80х80х80	40 - 200	7	34
Перегородка, пено-канальный	250х80х250	7 - 150	300	23 (45)
Перегородка, ячеисто-канальный	400х200х40	20 - 40	8	(17)
Перегордка, щели из пластин ячеистого пенокорунда под углом 30	400х200х40 (200х15)	- 200	8	(42)

Лучшие показатели получены в случае установки в качестве модификаторов потока пластин из ячеистого пенокорунда. Они одновременно формируют потоки металла в ковше к поверхности раздела со шлаком и создают каналы прямоугольной формы со значительно развитой ячеистой фильтрующей поверхностью.

Для обеспечения высокой эффективности фильтрации необходимы, во-первых, активная по отношению к неметаллическим включениям данного типа поверхность фильтрации и, во-вторых, максимальное число столкновений включений с фильтрующей поверхностью. /16/.

Таким образом, флотация и фильтрация включений при обработке металла в промежуточном ковше определяются целым рядом одновременно действующих факторов /22/:

1. Размерами включений, их составом (и температурой плавления) и плотностью.

2. Способностью включений к укрупнению.

3. Величинами межфазного напряжения на границах металл-включение и шлак-включение.

4. Интенсивностью перемешивания ванны и характером движения металла.

5. Физическими характеристиками металла и шлака (состав, температура, вязкость).

6. Физическими характеристиками и составом контактирующей с перемешиваемым металлом твёрдой поверхности футеровки ковша, перегородок, фильтровальных отверстий и т.д.

Вывод:

1. Конструкция промежуточных ковшей претерпевает серьёзные изменения: увеличиваются ёмкость ковшей, глубина ванны металла, широкое распространение получает практика устройства перегородок, порогов, конструкций для флотации включений путём продувки инертными газами, а также для фильтрации включений и др.

2. Низкоуглеродистый металл, раскисленный алюминием, поступающий на разливку, имеет содержание кислорода значительно выше равновесного, что является источником образования включений при охлаждении и кристаллизации металла.

3. Дополнительное рафинирование расплава от неметаллических включений целесообразно проводить в промковше путём флотации и фильтрации.

4. Дальнейшее повышение чистоты стали достигается применением пено- или ячеисто-канальных фильтров в отверстиях перегородок. /23/

2.3 Определение окисленности металлических и шлаковых расплавов

Окислительно-восстановительный потенциал является одной из главных характеристик металлургических систем. Это определяет важность информации о значениях Р_О2 металлических и шлаковых расплавов для анализа и контроля процессов выплавки и внепечного рафинирования стали.

Наиболее перспективным способом определения окисленности расплавов на сегодняшний день несомненно является метод электродвижущих сил с использованием твёрдоэлектролитных кислородных концентрационных элементов. Он обладает рядом существенных преимуществ перед другими методами и отличается возможностью измерения Р_О2 в широких пределах во всех фазах пирометаллургических процессов.

В основе данного метода лежит измерение электродвижущей силы, возникающей в кислородном гальваническом элементе:

Ме / фаза1 (Р_О2¹) // твёрдый электролит // фаза2 (Р_О2²) / Ме,

где Р_О2¹ и Р_О2² - парциальные давления кислорода в фазах, разделённых твёрдым электролитом (фаза 2 - электрод сравнения).

Согласно Вагнеру э.д.с. этого элемента определяется формулой:

,

где F - число Фарадея (96487 Дж/Вмоль);

t_i - доля ионной проводимости твёрдого электролита.

Для случая чистой ионной проводимости твёрдого электролита (t_i = 1) имеет место формула Нернста:

При высоких температурах и низких парциальных давлениях кислорода, характерных для металлургических процессов, в твёрдом электролите наряду с ионной может появиться электронная проводимость (а при высоких Р_О2 - и дырочная проводимость). В этом случае доля ионной проводимости не равна единице и зависит от Т и Р_О2:

,

где Ре - параметр, характеризующий долю электронной проводимости твёрдого электролита и равный парциальному давлению кислорода, при котором

t_i = 0,5

Уравнение Шмальцрида справедливо при условии Р_О2² Ре Р_О2¹ и является основной расчётной формулой для определения уровня окисленности расплава /26/:



Процессы растворения активных металлов в синтетических шлаковых расплавах изучали с применением метода э.д.с. с твёрдым электролитом. В качестве твёрдого электролита применяли колпачки из ZrO₂, стабилизированного Y₂O_3, которые были разработаны кафедрой металлургии стали МИСиС совместно с предприятием «Эмитрон» и ЦНИИЧМ. Колпачки имели следующие размеры: внешний диаметр - 0,004 м., длина - 0,04 м., толщина стенки - 0,001 м. Электродами сравнения служили смеси Mo (50%) - MoO₂ (50%) или

Cr (90%) - Cr₂O₃ (10%), приготовленные из химически чистых оксидов хрома и молибдена (Cr₂O₃ и MoO₃), порошкообразного молибдена марки МЧ и электролитического хрома.

Подготовленные электроды сравнения помещают в твёрдоэлектролитные колпачки, свободный объём которых для предотвращения окисления металлов заполняли порошком стабилизированного диоксида циркония, а затем замазывали смесью этого порошка с жидким стеклом. Токосъёмник с электрода сравнения бал изготовлен из молибденовой проволоки диаметром 0,004 м. и защищён алундовой трубкой для предотвращения возможного влияния градиента концентрации кислорода на границе шлак-газ на величину измеряемой э.д.с.

Электрическая цепь имеет вид:

Mo / Mo, MoO₂ // ZrO₂ (Y₂O₃) // шлак / Mo

При достижении температуры опыта (1873 10) К и ее стабилизации в расплав одновременно опускают два электрохимических датчика и после установления постоянного значения э.д.с. в шлак вводят добавку раскислителя, энергично перемешивая при этом расплав молибденовым токосъёмником. Показания датчиков и термопары непрерывно записываются на диограмные ленты трёх автоматических потенциометров КСП-4 со специально разработанными высокоомными приставками, обеспечивающими повышение выходного сопротивления серийного прибора с 2,510⁴ до 10⁶ Ом (точность фиксирования сигнала

5 мВ). Кроме того периодически замерят значение э.д.с. при помощи цифрового вольтметра Щ-68003 с точностью 0,1 мВ.

По величине э.д.с. электрохимической цепи рассчитывают равновесное парциальное давление кислорода исследуемого шлакового расплава (Р_О2 в пузырьке газа, мысленно помещённого в объём расплава и приведённого с ним в равновесие) по формуле Шмальцрида.

Основной методической трудностью при использовании твёрдоэлектрических датчиков для измерения окисленности шлаковых расплавов является, как уже отмечалось, взаимодействие материала электролита с жидким шлаком и неконтролируемое вследствии этого изменение доли ионной проводимости твёрдого электролита, а также создание диффузионного потенциала на границе оксид-оксид. Для устранения этих эффектов колпачки из ZrO₂ покрывали слоем металлического молибдена толщиной 20 - 30 мкм. путём высокотемпературного вжигания.

Результаты проведённых опытов показали, что датчики с таким покрытием и без него в изучаемых оксидных расплавах дают практически одинаковые показания в пределах ошибки эксперимента ( 10% отн.). Заметные расхождения в измеряемых значениях э.д.с. наблюдали только при достижении очень низкого уровня окисленности шлака

(Р_О2 10^-12 Па) /26/.

Использование кислородных датчиков позволяет контролировать окисленность стали, управлять процессом раскисления, экономить раскислители, давать информацию о глубине рафинирования стали от неметаллических включений и при необходимости, например при выплавке высокочистой стали, применять дополнительные способы снижения количества неметаллических включений путём флотации и фильтрации.

3. Спецчасть

3.1 Физико-химический расчёт рафинирования металла нетрадиционными шлаковыми смесями от серы и азота

3.1.1 Цель работы

Рассчитать сульфидную и нитридную ёмкости нетрадиционных шлаковых смесей, в состав которых входит TiO_2. Оптимальный состав и расход шлаковой смеси, необходимый для оптимального (с технологической и экономической точки зрения) рафинирования металла от серы и азота.

3.1.2 Теоретические основы

Существуют различные способы борьбы с серой, а вот с азотом возникают проблемы.

Так американские исследования фирмы «ФРУЭХЕН» показали, что даже в вакууме удалить больше (10 - 15)% азота не удаётся. И лишь если концентрация серы в металле 0,003% можно удалить больше азота.

Разработки последних лет российских, японских и американских учёных показали, что обработка металла шлаковыми смесями, с высокой нитридной ёмкостью и низкой окисленностью, позволяет удалить до 40% азота из низколегированных марок стали.

Так в США используют шлаковые смеси с высоким содержанием TiO₂ и BaO (до 45% - 50% каждого). В следствии этого эти смеси имеют высокую стоимость, а также при высоком содержании TiO₂ титан восстанавливается и переходит в металл.

В проекте выбраны и рассчитаны шлаковые смеси с низким содержанием TiO₂ (от 10% до 30%)

Основными уравнениями данного расчёта являются уравнения коэффициентов распределения серы и азота:

lgL_S = lgC_S + lgP_O2^-1/2 + G/(2,3RT) + lgf_S, (1)

где (С) - концентрация серы в шлаке, %;

[S] - концентрация серы в металле, %;

L_S - коэффициент распределения серы;

С_S - сульфидная ёмкость шлака;

P_O2 - парциальное давление кислорода, атм.;

f_S - коэффициент активности серы;

Т - температура металла, К.

G = - 72000 - 9,92T (2)

lgL_N = lgC_N -3/4lgP_O2 +lgf_N + 850/T + 0,905, (3)

где С_N - нитридная ёмкость шлака;

L_N - - коэффициент распределения азота.

Сульфидная ёмкость шлака определяется через оптическую основность шлаковой смеси./27/:

LgC_S = , (4)

где - оптическая основность смеси.

Нитридная ёмкость шлака определяется через оптическую основность смеси /28/:

LgC_N = 9,087 - 27,67 (5)

Величина оптической основности смеси определяется по следующей формуле:

, (6)

где _i - оптическая основность компонента;

N_i - эквивалентные катионные доли компонентов.

Эквивалентные катионные доли находим по уравнению:

, (7)

где V_i - заряд аниона в компоненте;

n_i - число анионов в компоненте;

x_i - мольная доля компонента.

Мольная доля компонента находится:

, (8)

где (%)_i - содержание компонента в смеси, %;

М_i - молярная масса i-го компонента.

Основными реакциями для расчёта парциального давления кислорода является:

2 [Al] + 3 [O] = (Al₂O₃) lgK₁ =

1/2O_2(г) = [O] G₂ = - 117000 - 2,89T

, (9)

где К₁ - константа равновесия первой реакции;

[Al] - концентрация алюминия в металле, %;

a_(Al2O3) - активность Al₂O₃ в шлаке;

К₂ - константа равновесия второй реакции.

LgK₂ = - G₂/(2,3RT) (10)

Коэффициенты активности серы и азота находят из выражения:

lgf_i, (11)

где е_i^j - параметр взаимодействия;

[j] - концентрация j-го элемента в металле, %.

Зная коэффициенты распределения серы и азота, мы можем найти степень рафинирования металла от этих примесей по выражению:

, (12)

где R_i - степень рафинирования от i-го элемента, %;

m_шл - масса шлаковой смеси, кг/т металла;

m_Ме - масса металла, кг.

3.1.3 Постановка задачи

Рассчитать степень рафинирования металла от серы и азота нетрадиционными шлаковыми смесями, в составе которых есть TiO₂

3.1.4 Описание алгоритма

1. Для расчёта необходимо ввести химический состав металла, который будем рафинировать; состав шлаковой смеси, температуру металла.

2. Определим мольные доли компонентов по формуле (8).

3. Рассчитаем эквивалентные катионные доли по уравнению (7).

4. Вычисляем оптическую основность смеси по формуле (6).

5. Рассчитываем сульфидную и нитридную ёмкости шлаковой смеси по формулам (4) и (5) соответственно.

6. Определяем по формулам (10) и (9) парциальное давление кислорода.

7. По выражению (11) находим коэффициенты активности серы и азота.

8. Подставляя найденные значения в уравнение (3) определяем коэффициент распределения азота.

9. Подставляя (2) в (1) и используя результаты предыдущих расчётов по уравнению (1) находим коэффициент распределения серы.

10. Задаваясь расходом шлаковой смеси на 1 т. металла, по выражению (12) находим степень рафинирования металла от серы и азота.

11. Зная цены отдельных компонентов (табл. 8), рассчитываем стоимость 1 т. заданной шлаковой смеси по формуле:

Ц = Ц_iС_i, (13)

где Ц - цена шлаковой смеси, $/т.;

Ц_i - цена отдельных компонентов смеси, $/т.;

С_i - доля компонента в смеси.

Таблица 8. Стоимость основных компонентов

Компонент	CaO	SiO2	TiO2	Боксит
Цена, $/т.	23	10	85	160

12. Зная расход шлаковой смеси на 1 т. металла рассчитаем, сколько она внесёт в себестоимость 1 т. металла:

Ц_уд = m_шлЦ, (14)

где Ц_уд - цена шлаковой смеси на 1 т. стали, $/т.;

m_шл - расход шлаковой смеси на 1 т. стали, т./т.

13. В одной системе координат строим графики зависимостей:

а). R_S = f (m_шл, (%)_TiO2);

б). R_N = f (m_шл, (%)_TiO2).

По данной математической модели была написана компьютерная программа «DIPL.PAS», позволяющая произвести расчёты оптимального состава нетрадиционной шлаковой смеси, для совместного рафинирования от серы и азота, а также выбрать оптимальный с технологической точки зрения расход этой шлаковой смеси. Результаты расчётов в ПРИЛОЖЕНИИ 1.

В табл. 9 и табл. 10, а также на рис. 1 представлены общие результаты проведённых расчётов по десульфурации и деазотации металла на агрегате «ковш-печь».

Таблица 9. Степень десульфурации

(TiO2), % \ mШЛ, кг/т	7,5	10	12,5	15
10	90,311	95,550	97,956	99,061
15	83,61	91,031	95,091	97,314
20	75,42	84,603	90,355	93,958
25	66,391	76,633	83,754	88,704
30	57,194	67,739	75,687	81,676

Таблица 10. Степень деазотации

(TiO2), % \ mШЛ, кг/т.	7,5	10	12,5	15
10	7,25188	9,55037	11,79189	13,97787
15	11,55668	15,10411	18,50924	21,77780
20	18,10869	23,38442	28,32027	32,93814
25	27,68124	35,08655	41,73358	47,69996
30	40,80323	50,29531	58,26536	64,95742

Из рис. 1 видно, что оптимальным составом шлака является шлаковая смесь с содержанием TiO₂ 20% и расходом (12,5 - 15) кг/т

Полученные результаты позволяют сделать вывод о целесообразности разработки данной технологии обработки металла нетрадиционными шлаковыми смесями.

Рис. 1

3.2 Расчёт дефосфорации в печи

Анализ процесса дефосфорации стали на основе рассмотренной физико-химической модели свидетельствует о том, что для достижения максимальной скорости и полноты удаления фосфора из металла в шлак применяемая для вдувания шлаковая смесь с использованием традиционных металлургических материалов должна содержать оксиды кальция, железа и фторид кальция в определённом соотношении. /5/.

Были проведены лабораторные и промышленные эксперименты в 10 - 20 тонных основных дуговых печах.

Для вдувания применяется шлаковая смесь из 65% извести, 25% железной руды и 10% плавикового шпата в количестве 2,5 - 3% массы металла с размером частиц 2 мм. Порошки вдувают после расплавления шихты при температуре металла 1540-1560 С. Интенсивность вдувания порошков в металл должна составлять 5 - 5,5 кг./мин. на 1 т металла при давлении транспортирующего газа (кислорода) в камерном питателе 0,5 - 0,6 МПа. После окончания вдувания шлаковой смеси осуществляется продувка металла чистым кислородом под давлением 0,7 - 1,0 МПа. до заданного содержания углерода.

Выплавка конструкционных легированных сталей по указанной технологии позволяет за 5 - 6 мин. вдувания порошков снизить концентрацию фосфора в металле до следов и получить его содержание в готовой стали 0,005%. После вдувания шлаковой смеси последующая продувка ванны чистым кислородом не приводит к восстановлению фосфора из шлака в металл. Наблюдаемое увеличение содержания фосфора в готовой стали до 0,003 - 0,005% связано с последующим восстановлением фосфора из остатков окислительного шлака, футеровки печи и поступлением его из раскислителей и ферросплавов для легирования стали в восстановительный период плавк. /5/.

В проекте дефосфорация производится шлаковой смесью (табл. 11):

Таблица 11. Химический состав смеси

Компонент	CaO	CaF2	Fe2O3
Концентрация, %	70	20	10

Исходные данные для расчёта:

- С_Р - фосфидная ёмкость смеси, С_Р=10²⁰;

- Р_О2 - парциальное давление кислорода, Р_О2=10^-10 атм.;

- Т - температура металла, Т=1823 К

Расчётный состав стали 10Г2СФБ в табл. 12.

Таблица 12. Химический состав стали 10Г2СФБ, %

C	Mn	Si	Nb	V	Ti	Al	S	P	Cr	N
0,1	1,5	0,35	0,06	0,1	0,02	0,06	0,03	0,02	0,2	0,012

1. Коэффициент распределения фосфора находим по формуле:

lgL_P = lgC_P + 5/4lgP_O2 + lgf_P^T - 7325/T - 0,99,

где L_P - коэффициент распределения фосфора;

f_P^Т - коэффициент активности фосфора при температуре не равной 1873 К.

Lgf_Р,

где [j] - концентрация j-го компонента стали, %.

f_P - коэффициент активности фосфора при температуре 1873 К.

lgf_P = 0,130,1 + 0,120,35 - 0,0321,5 = 0,007

lgf_p^T=lgf_p

lgf_p^T=

f_P^T = 1

lgL_P = lg10²⁰ +5/4lg10^-10 +0,0072 - 7325/1823 - 0,99 = 2,5

L_P = 316,2

2. Расчёт степени дефосфорации проводим по формуле:

Результаты расчёта приведены в табл. 13

Таблица 13. Степень дефосфорации

mшл, кг/т	5	7,5	10	12,5	15	20	25
RP, %	79,42	90,67	95,77	98,08	99,13	99,82	99,96

3. Вывод

Так как расчёты исходят из условия равновесия в системе, а в печи равновесия нет, то следует полученные результаты перемножить на некоторый коэффициент приближения реальных условий к равновесным. Принимаем К_пр=0,8.

Фактическая степень дефосфорации представлена в табл. 14

Таблица 14. Фактическая степень дефосфорации

mшл, кг/т	5	7,5	10	12,5	15	20	25
RP, %	63,54	72,54	76,62	78,46	79,3	79,86	79,97

3.3 Раскисления алюминием в ковше

Трубная сталь очень чувствительна к неметаллическим включениям (НВ), особенно к Al₂O_3. Как известно чем меньше концентрация кислорода в металле, тем меньше образуется НВ, но если они образуются, то лучше всего в жидком металле, где есть возможности для их удаления.

Расчёт выполнен по компьютерной программе «RASK».

Марка стали: 10Г2СФБ

Число компонентов сплава (не считая основы): 5

Расчет проводится по реакции:

m[R]+n[U]=RmUn

где R - раскислитель или легирующий (Al, Ti, Si и др.)

U - примесь (O, N, S, P и др.)

Химический символ элемента R: AL

Химический символ примеси U: O

Коэффициенты реакции:

m=2

n=3

Т=1873 К

Константа равновесия реакции:

lg K=14.02

Концентрации легирующих элементов (% масс.):

C - 0.1

Mn - 1.5

Si - 0.35

В табл. 15 представлены параметры взаимодействия.

Таблица 15. Параметры взаимодействия

Элемент	Al	O	C	Mn	Si
Al	0,045	-6,6	0,091	0	0,0056
O	-3,9	-0,2	-0,45	-0,021	-0,131

Результаты расчётов:

С = -13,8

Д = -11,61

Р = 13,6751

[AL] min=2,24645e-05% [AL] max =0,782444%

[AL] o = 0,0748139% [O] min = 0,000304264%

В табл. 16 представлены результаты расчёта.

Таблица 16. Раскисление алюминием

[Al], %	[O], %
2.25e-05	0,0901476
5e-05	0,0271772
0,00025	0,00756451
0,0005	0,00462979
0,0025	0,00156028
0,005	0,0009991
0,025	0,000405789
0,06	0,000308909
0,1	0,000313873
0,15	0,000374229
0,5	0,0039396
0,782	0,0866498

На рис. 2 представлена кривая раскисления по результатам расчёта.

3.4 Экологические аспекты технологии

3.4.1 Энергоэкологический анализ

Принципиально важно учитывать, что использование конечной продукции ТЭС - электроэнергии приводит к дополнительному загрязнению природной среды. При выражении электроэнергии в единицах первичного условного топлива (1 кВтч=0,35 кг у. т.) приведённая масса выбросов, образовавшихся в электроэнергетике, примерно равна, прив. кг/т у.т.:

М=525Т_У.Э.,

где Т_У.Э. - расход электроэнергии, т у. т.

Приведённая масса вредных веществ в сбросах электроэнергетики составляет около

5% от приведённой массы вредных веществ в выбросах.

Произведём расчёт сокращения выбросов и сбросов за счёт сокращения расхода электроэнергии. Весь расчёт производится на 1 т стали.

Экономия электроэнергии составляет:

W=0,708-0,623=0,085 тыс. кВтч

Т_У.Э.=0,08510³0,3510^-3=0,03 т у.т.

Сокращение вредных выбросов составит:

М_ВЫБР=5250,03=15,75 кг/т у. т.

Сокращение вредных сбросов составит:

М_СБР=15,750,05=0,79 кг/т у. т.

Из приведённого расчёта видно, что сокращение расхода электроэнергии на 85 кВтч позволяет снизить приведённую массу выбросов в электроэнергетике на 15,75 кг/т у. т. на каждую тонну стали, а также массу сбросов на 0,79 кг/т у. т.

Основная доля отходящих газов образуется в печи во время продувки кислородом. В проекте сокращение времени плавки предусматривается за счёт сокращения перегрева металла, а следовательно окислительный период остаётся без изменений. И всё же, благодаря небольшому сокращению расхода электродов и общему времени плавки (на 15 мин.), сокращается объём отходящих газов, что благоприятно сказывается на экологической нагрузке на окружающую среду.

Установка на агрегате «ковш-печь» вакуум-плотной крышки позволяет сократить до минимума неорганизованные выбросы на этом агрегате. И, хотя его нельзя сравнивать по степени загрязнения с электропечью, это мероприятие позволяет улучшить экологическую обстановку рабочего места и окружающей среды в целом.

Отходящие газы поступают на газоочистку (см. главу 1.1.5.1.4).

3.4.2 Ресурсосбережение и утилизация отходов

Применяемые в проекте шлаковые смеси [СаО (40%) - Аl₂O₃(40%) - TiO₂(20%)] не требуют каких-то дополнительных затрат на их изготовление. Все необходимые материалы используются в цехе. Но достаточно высокий расход этих шлаковых смесей (рис. 3) приводит к увеличению потребления природных ресурсов.

Однако за счёт увеличения на 30-50% механических свойств стали пропорционально увеличивается её служебные и эксплуатационные характеристики, что приводит к соответствующему росту срока службы готовой продукции. Следовательно в целом будет наблюдаться сокращение потребления природных ресурсов на 1 т стали.

Утилизация шлака с АКОС возможна по двум вариантам:

1. Переработка на отвалах;

2. Повторное применение.

Для повторного применения жидкий шлак необходимо продувать кислородом в результате чего будут образовываться вредные газы (SO_X и NO_X), бороться с которыми очень сложно.

На ОАО «НОСТА» действуют эффективные установки по разработке шлаковых отвалов, анализ работы которых позволяет сделать вывод о возможности 100% утилизации шлаков.

Так дроблёный скрап, полученный в результате переработки шлаковых отвалов электросталеплавильного производства эффективно используется в качестве металлолома в мартеновском производстве.

Другим конечным продуктом являются чистые шлаки, которые идут на шлакоблоки, шлакоблочный кирпич, на строительно-дорожные нужды.

4. Безопасность жизнедеятельности

4.1 Объемно-планировочные решения зданий и сооружений цеха, расположение цеха на генеральном плане

ОАО «НОСТА» (ОХМК) в составе которого находится электросталеплавильный цех (ЭСПЦ), в соответствии с требованиями СанПиН 2.2.1/2.1.1.567-96 относится к первому классу предприятий с размером санитарно-защитной зоны 2000 метров. Комбинат расположен с подветренной стороны по отношению к жилому массиву города Новотроицка.

В состав главного здания ЭСПЦ входя следующие отделения: шихтовое, загрузочное, печное, разливочное, пролет МНЛЗ, участок зачистки и участок транспортировки. На генеральном плане завода цех расположен с подветренной стороны к цехам не являющимися источниками вредных выделений в окружающую среду. Длинная сторона здания расположена с отклонением в 30 к преобладающему направлению ветров. Санитарные разрывы между цехом и соседними зданиями составляют 45 м, что удовлетворяет норме.

В цехе имеются рабочие площадки расположенные на высоте 3,5 м. Площадки и лестницы имеют ограждение высотой 1 м со сплошной обивкой по низу высотой 0,2 м. Ширина проходов и переходов составляет 2 м, что исключает возможность возникновения встречных потоков, материалов и людей, обеспечивает удобство и безопасность при обслуживании оборудования, движения транспорта и людей. Основное технологическое оборудование цеха расположено перпендикулярно длиной стороне цеха. Для доступа на крышу предусмотрены пожарные наружные лестницы, расстояние между которыми 1,9 м.

В помещении пульта управления установки «ковш-печь» находится следующее, необходимое для управления процессом обработки стали на установке, оборудование: микропроцессорная установка (собственно микропроцессор, устройства связи с объектом), датчики расхода температуры и давления. Размеры поста управления: ширина - 4 м, длина - 6 м, высота - 2,5 м.

4.2 Анализ потенциально опасных и вредных факторов производственной среды

При анализе технологического производства электростали, пользуясь классификацией опасных и вредных факторов (ГОСТ 12.0.003-74 /30/), выявлены следующие потенциально опасные и вредные факторы (табл. 17):

Таблица 17. Анализ потенциально опасных и вредных производственных факторов

Наименование выполняемой операции	Агрегат, оборудование, устройство на котором выполняется операция	Характеристики потенциально опасных и вредных факторов	Нормативные значения факторов
Контроль за ведением процесса внепечной обработки стали	Пульт управления АКОС с вакууматором	1. Повышенный уровень инфракрасной радиации 200 Вт/м2 2. Опасный уровень напряжения в электрической цепи, замыкание которой может произойти через тело человека, U=380 В, 3. Повышенная температура воздуха рабочей зоны. 4. Повышенный уровень шума на рабочем месте, уровень шума по шкале А составляет 108 дБ 5. Недостаточная освещённость на рабочем месте, 120 лк.	При удельной площади облучения человека 25-50% qДОП = 70 Вт/м2 UПР = 2 В, IЧЕЛ = 0,3 мА Категория работ Iб. tвозд = (22-24) С LД = 80 дБА Разряд зрительных работ - III в, Eн = 300 лк.

4.3 Решения по производственной санитарии

4.3.1 Отопление и вентиляция

Система отопления и вентиляции в цехе служит для создания благоприятных условий труда.

На пульте управления установкой «ковш-печь» должны соблюдаться оптимальные величины температуры воздуха: 22 - 24 С, влажности: 40 - 60%, скорости движения воздуха 0,2 м/с.

Для обеспечения этих параметров воздушной среды помещения используются следующие технические решения:

- в холодный период года применяется отопление (паро-воздушное, совмещенное с приточной вентиляцией);

- в теплый период года, а также для поддержания необходимой чистоты и влажности воздуха применяется приточная вентиляция.

4.3.2 Освещение цеха

Для общего искусственного освещения помещения пульта управления установкой ковш-печь используются люминесцентные лампы ЛБ30, имеющие следующие характеристики: мощность - 30 Вт; световой поток - 2100 лм; полная длина лампы - 909 мм.

Расчет необходимого числа ламп проводится по методу коэффициента использования светового потока.

Число источников света в помещении /31/:

N_СВ=Е_Н^.S^.k^.z/Ф_Л^.n^.,

где Е_Н - нормируемое значение освещенности, Е_Н = 300 лк;

S - площадь пульта управления, S=24 м²;

k - коэффициент запаса, k=1,5;

z - коэффициент минимальной освещенности, z=1,2;

Ф_Л - световой поток одной лампы, лм;

n - количество ламп в одном светильнике, n=2;

- коэффициент использования светового потока.

Коэффициент использования светового потока определяется в зависимости от значений коэффициентов отражения светового потока потолком и стенами, а также индекса помещения:

i = А^.В/[(А+В)^.Н],

где А, В, Н - соответственно длина, ширина и высота пульта управления

i = 24/(6+4)^.2,5=0,96

=0,5

N_СВ=300^.24^.1,5^.1,2/(2100^.2^.0,5)=6 шт.

Следовательно, для обеспечения необходимого уровня общего освещения нужно установить 6 люминесцентных ламп типа ЛБ30.

4.3.3 Санитарно-бытовые помещения

Для удовлетворения санитарных и бытовых нужд работающих в цехе предусмотрены специальные помещения. Состав санитарно - бытовых помещений определяется на основании характеристики производственных процессов в цехе и в соответствии с требованиями СНиП 2.09.04-87.

Санитарно - бытовые помещения на плане цеха располагаются таким образом, что воздействие на эти помещения вредных производственных факторов исключается.

Данные расчета площадей санитарно - бытовых помещений в соответствии с санитарными нормами представлены в табл. 18.

Таблица 18. Данные расчета площадей санитарно - бытовых помещений

Назначение расчетной площади	Наимено-вание бытовых устройств	Норма площади на 1 чел., м2 по СНиП	Кол-во человек на кото-рые ведется расчет	Всего площади, м2	Фактическая площадь бытовок до реконструк-ции, м2	Прихо-дится площади на 1 чел., м2
1. Гардеробные: а) мужские б) женские	шкаф одинарный размер 50х44 и шкаф двойной размер 50х40	1,1 1,1	541 116	705 128	710 130	1,1 1,1
2. Душевые: а) мужские б) женские	душевые сетки	1,89 1,89	152 17	287 32	290 33	1,9 1,9
3. Преддушевые: а) мужские б) женские	скамейки	0,32 0,32	456 51	146 16	147 17	0,32 0,33
4. Умываль-ные: а) мужские б) женские	краны	1,75 1,75	32 6	56 10,5	56 11	1,75 1,8
5. Уборные: а) мужские б) женские	писсуары и унитазы	2,52 2,52	21 8	53 20	55 20	2,6 2,52
6. Помеще-ния для обществен-ного питания	столы и стулья	1,47 1,47	45 180	66 265	67 26	1,48 1,47

Как видно из данных таблицы, санитарно - бытовые помещения ЭСПЦ полностью удовлетворяют необходимым требованиям. В данном проекте их переоборудование не предусмотрено.

4.4 Инженерная разработка мер защиты от выявленных опасных и вредных производственных факторов

Технические меры защиты от выявленных опасных и вредных факторов в ЭСПЦ представлены в табл. 19