Сталеплавильное производство

Сталеплавильное производство. Сталеплавильные шлаки. Выплавка стали обычно сопровождается процессами окисления железа и его примесей, а также процессами разъедания футеровки сталеплавильных агрегатов. В шихте, загружаемой в сталеплавильные агрегаты, всегда имееется большее или меньшее количество загрязнений. Кроме того, при ведении плавки в ванну обычно добавляют различные флюсы и добавочные материалы. В результате образуется неметаллическая фаза, называемая шлаком.

Основные источники образования шлака следующие Ш Продукты окисления примесей чугуна и лома - кремния, марганца, фосфора, серы, хрома и других элементов SiO2, MnO, P2O3, FeS, MnS, CrО3 и др Ш Продукты разрушения футеровки агрегата - при разъедании основной футеровки доломита, магнезита в шлак переходят CaO, MgO, при разъедании кислой динас - SiO2. Ш Загрязнения, внесенные шихтой песок, глина, мик-серный шлак и т.п SiO2, Al2O3, MnS и т.п. Ш Ржавчина, покрывающая заваливаемый в сталеплавильные агрегаты лом оксиды железа.

Ш Добавочные материалы и окислители известняк, известь, боксит, плавиковый шпат, железная и марганцевая руды и т.п CaO, A12O3, SiO2, FeO, Fe2O3, MnO, CaF2 В каждом конкретном случае степень влияния перечисленных загрязнений на состав шлаков различна. Вводя после соответствующего расчета то или иное количество определенных добавок, добиваются получения шлака нужного состава. При необходимости проводят операции обновления скачивания шлака, когда определенное количество шлака иногда почти 100 удаляют из агрегата, а затем вводя нужное количество тех или иных добавок, наводят новый шлак необходимого состава.

После отбора пробы шлака и проведения соответствующего анализа состав шлаков устанавливают методами аналитической химии и спектрального анализа сталевар получает данные в о том, сколько в этой пробе шлака содержится CaO, SiO2, A12O3, FeO, MnO и других соединений. Приходится, однако, учиты-вать, что в лаборатории подвергают анализу шлак, уже застывший после отбора пробы из печи. В печи же в агрегате шлак находится в расплавленном состоя-нии. Жидкие расплавленные шлаки в металлургическом агрегате характеризуются наличием между составляющими шлака и ковалентной, и ионной связи.

Шлаки, в которых преобладают основные окислы CaO, MgO, MnO, FeO , называют основными шлаками, а шлаки, в которых преобладают кислотные оксиды SiO2, Al2О3 - кислыми шлаками. В зависимости от характера шлаков и процессы называют основными или кислыми.

Обычно и характер огнеупорных материалов, из которых сделана сталеплавильная ванна, соответствует характеру процесса характеру шлака. Например, ванну печей, в которых осуществляют кислый мартеновский процесс, изготовляют из кислых огнеупорных материалов. Иначе шлак будет энергично взаимодействовать с огнеупорной футеровкой и разрушать ее кислотные оксиды активно взаимодействуют с основными. В тех случаях, когда в агрегате вообще нет футеровки например, при электрошлаковом переплаве, состав шлака может быть любым.

Кислые шлаки состоят главным образом из кислотного оксида SiO2 и некоторого количества таких основных оксидов, как FeO и MnO. Составы кислых шлаков характеризуются степенью их кислотности или просто кислотностью, выражаемой обычно отношением SiO2 FeO MnO . Роль шлака в сталеплавильном производстве чрезвычайно велика. Удалее-ние, например, из металла таких вредных примесей, как сера и фосфор, заключа-ется в переводе этих элементов в шлак и создании условий, препятствующих их обратному переходу из шлака в металл. Изменяя состав шлака, его количество и температуру, можно добиться увеличения или уменьшения содержания в металле марганца, кремния, хрома и других элементов.

Поэтому во многих случаях задача сталеплавильщика заключается в получении шлака необходимой консистенции и химического состава. 2. Основные реакции сталеплавильных процессов. Поскольку сталь получают обычно из чугуна и лома в результате окисления и удаления содержащихся в них примесей кремния, марганца, фосфора и др особое значение в сталеплавильной практике имеют реакции окисления.

Кисло-род для протекания этих реакций поступает или из атмосферы, или из железной руды, или из других окислителей, или при продувке ванны газообразным кисло-родом. При контакте с металлом и шлаком окислительной атмосферы, содержащей кислород в виде О2, СО2 или Н2О, образуются высшие оксиды железа, обогащаю-щие шлак кислородом например, СО2 2FeO Fe2О3 СО . Температура плавле-ния стали в зависимости от состава колеблется обычно в пределах 1400-1530 С, а перед выпуском фактически составляет обычно 1550- 1650 С. Таким образом, рассматриваются расплавы, относительно слабо перегретые по сравнению с линией ликвидуса.

У таких расплавов влияние типа структуры, свойственной твердому состоянию, сохраняется и при температурах, превышающих линию ликвидуса. При этом сохраняется так называемый ближний порядок располо-жения атомов в расплаве.

Эта структура жидкого металла меняется в зависимо-сти от состава сплава и его температуры. Углерод, растворенный в металле, при температуре, свойственной сталепла-вильным процессам, окисляется в основном до СО. При очень низких концентра-циях углерода кроме реакции С О СО следует учитывать также реакцию С О2 СО2. Скорость протекания реакции окисления углерода реакции обезугле-роживания определяется интенсивностью подвода окислителя и условиями обра-зования и выделения продукта реакции - оксидов углерода.

Чтобы пузырек СО мог образоваться в металле, он должен преодолеть давление расположенного над ним столба металла, шлака и атмосферы, а также силы сцепления жидкости преодоление сил поверхностного натяжения Углерод, растворенный в металле, может окислять кислород а содержащийся в газовой фазе С 1 2О2 СОт при протекании этой реакции выделяется значительное количество тепла б содержащийся в оксидах железа С FeO Fe СО эта реакция идет с поглощением заметного количества тепла в растворенный в металле С О СО при протекании этой реакции выделяется очень небольшое количество тепла.

Эту реакцию называют часто основной реакцией сталеплавильного производства. Сера обладает неограниченной растворимостью в жидком железе и ограни-ченной в твердом. При кристаллизации стали по границам зерен выделяются застывающие в последнюю очередь сульфиды железа. Железо и сульфид железа образуют низкоплавкую эвтектику температура плавления 988 С , которая при наличии кислорода образование оксисульфидов плавится при еще более низких температурах.

Межзеренные прослойки обычно на микрошлифе они выглядят в виде нитей фазы, богатой серой, при нагревании металла перед прокаткой или ковкой размягчаются, и сталь теряет свои свойства - происходит разрушение металла красноломкость. Красноломкость особенно сильно проявляется в литой стали, так как сульфиды и оксисульфиды в этом случае скапливаются по грани-цам первичных зерен. Если сталь хотя бы однократно подвергалась горячей деформации, то вследствие измельчения зерна и образования при деформации новых зерен красноломкость проявляется в гораздо меньшей степени.

Однако и в этом случае стремятся получить в стали минимальное содержание серы из-за заметного вредного влияния ее на механические свойства стали в частности, на величину ударной вязкости, что особенно проявляется в направлении, перпен-дикулярном оси прокатки или ковки. Повышенное содержание серы приводит часто к появлению так называемых горячих трещин, особенно при непрерывной разливке стали.

Активность серы в жидком железе зависит от состава расплава. Такие при-меси, как углерод, кремний, повышают активность серы в жидком расплаве, так как вытесняют ее из микроячеек структуры жидкого металла и занимают ее место. Поэтому, например, при прочих равных условиях обессеривать чугун, содержащий много углерода и кремния, легче, чем обычную сталь. Высокая пове-рхностная активность серы приводит к тому, что на поверхности раздела фаз кон-центрация серы выше, чем в объеме раствора.

Поэтому наибольший эффект дает применение таких методов ведения плавки, которые обеспечивают увеличение поверхности контакта металла с десульфурируюшей фазой искусственное пере-мешивание металла со шлаком, вдувание в металл тонкоизмельченных порошко-образных реагентов и т.п Элементы, у которых значения изменения свободной энергии при образо-вании соединений с серой меньше значения изменения свободной энергии при соединении серы с железом, могут быть элементами - десульфураторами.

Такими элементами являются Mn, Mg, Na, Ca и др а также церий Се и другие редкозе-мельные элементы. Все эти элементы используют на практике натрий в виде соды при внедоменной десульфурации чугуна магний - в виде чистого Mg или сплавов лигатур с другими металлами кальций - иногда в виде сплавов с дру-гими металлами, а чаше в виде извести СаО или известняка СаСОз марганец в виде сплавов марганца с железом ферромарганца, а также в виде марганцевой руды. Очень большим сродством к сере обладают редкоземельные металлы.

Самым дешевым и распространенным из перечисленных материалов является известь. Основным источником серы в шихте является чугун. Кроме того, опреде-ленное количество серы может попасть в металл с ломом особенно со стружкой, не очищенной от смазочных масел, с добавочными материалами, а также из атмосферы печи, если печь отапливают топливом мазутом, газом, содержащим серу. В сталеплавильном агрегате удаление серы из расплавленного металла в шлак происходит в большинстве случаев в результате образования CaS Fe S СаО CaS FeO, при этом сера, растворенная в металле реагирует с СаО в шла-ке. Реакция протекает на поверхности раздела фаз, и увеличение этой поверхнос-ти перемешивание металла со шлаком, вдувание в металл СаО в виде порошко-образной извести и другие способы ускоряет эту реакцию и способствует более глубокой десульфурации.

Диффузия серы из глубины ванны к месту реакции со шлаком - процесс довольно медленный.

Перемешивание металла при кипении ванны, при ее продувке инертными газами или при электромагнитном переме-шивании ускоряет этот процесс. Если шлак, кроме СаО, содержит много МnO, возможно протекание реакции Fe S MnO MnS FeO. Образующийся при реакциях десульфурации сульфид кальция CaS нераст-ворим в металле сульфид марганца MnS также почти нерастворим в металле. В результате протекания реакций удаления серы из металла общая концентрация серы в шлаке S растет, а концентрация серы в металле S уменьшается.

Отно-шение концентраций S S называют коэффициентом распределения серы. Чем выше значение этого коэффициента, тем лучше происходит процесс удаления серы из металла. При повышении температуры ванны значение коэффициента распределения серы возрастает, так как повышается скорость диффузии серы, шлак становится более жидкоподвижным и активным, ускоряется ход самой реакции. Скачивание шлака и наведение нового чистого по сере шлака также способствуют переходу новых порций серы из металла в шлак. Таким образом, удалению серы из металла десульфурации металла спосо-бствуют Ш наличие основных шлаков с высокой активностью СаО Ш низкая окисленность металла, низкая окисленность шлака минимум FeO Ш низкая концентрация серы в шлаке скачивание и наведение нового шлака Ш перемешивание металла со шлаком и увеличение поверхности контакта Ш повышение температуры ванны.

Неметаллическими включениями называют содержащиеся в стали соеди-нения металлов железа, кремния, марганца, алюминия, церия и др. с неметалл-лами серой, кислородом, азотом, фосфором, углеродом. Количество неметалли-ческих включений, их состав, размеры и характер расположения в готовом изде-лии оказывают существенное, а иногда решающее влияние на свойства стали. Неметаллические включения ухудшают не только механические прочность, плас-тичность, но и другие свойства стали магнитную проницаемость, электропро-водность и др так как нарушают сплошность металла и образуют полости, в которых концентрируются напряжения в металле.

Неметаллические включения принято разделять на две группы 1 включения, образующиеся в процессе реакций металлургического передела 2 включения, механически попадающие в сталь. Эти включения представляют собой частицы загрязнений, бывших в шихте и не удалившихся из металла в процессе плавки, частицы оставшегося в металле шлака, частицы попавшей в металл футеровки желоба, ковша.

Эндогенные вклю-чения непрерывно образуются в металле в процессе плавки, разливки и кристалл-лизации слитка или отливки.

Большая часть образовавшихся включений успевает всплыть и удалиться в шлак, однако какая-то часть остается. В литой стали вклю-чения присутствуют в виде кристаллов и глобулей. После обработки давлением прокатки, ковки, штамповки они меняют форму и расположение и видны под микроскопом в виде нитей, строчек, цепочек, ориентированных преимущественно в направлении деформации. Включения в зависимости от химического состава принято делить на сульфиды FeS, MnS и т.п оксиды FeO, MnO, SiO2, А12О3 и т.п. и нитриды TiN, ZrN и т.п Кроме того, иногда выделяют также фосфиды и карбиды. Эндогенные неметаллические включения образуются в результате взаимо-действия растворенных в металле компонентов или уменьшения их растворимо-сти при застывании стали.

Образующиеся включения легче металла, они стре-мятся всплыть. Скорость их всплывания зависит от размеров включений, вязкости металла, смачиваемости включений металлом и шлаком, движения перемешива-ния металла и шлака. На скорость укрупнения и всплывания включений большое влияние оказы-вают процессы их коагуляции слипания и коалесценции сливания с исчезнове-нием поверхностей раздела, так как в соответствии с приведенной формулой скорость всплывания пропорциональна квадрату радиуса частицы.

Температура плавления включений сложного состава может быть ниже температуры жидкой стали. Такие включения легко укрупняются. Во многих случаях образовавшиеся включения очень мелки, силы смачива- ния на границе включение-металл заставляют их двигаться вместе с перемеши-вающимся металлом витание иногда включение, достигшее шлака, если оно им не смачивается, не покидает металла и не переходит в шлак отталкивается шлаком. Задача, таким образом, заключается в такой организации технологии плавки, при которой образовавшиеся включения плохо смачивались бы металлом и быстро от металла отделялись, а шлаком - хорошо быстро поглощались шлаком. Наименее благоприятные условия для удаления включений из металла создаются тогда, когда эти включения образуются в процессе кристаллизации стали по мере снижения температуры повышается вязкость металла, рост крис-таллов застывающей стали препятствует подъему включений.

В результате часть таких включений неизбежно остается в металле.

Задача металлурга заключается в том, чтобы обеспечить такую форму и расположение включений в готовом изделии, которые бы не ухудшали качества металла. Кислородно-конвертерное производство. 1. Технология плавки.

Шихтовка плавки и организация загрузки. Шихтовку, т.е. определение рас-хода на плавку чугуна и лома, шлакообразующих, ферросплавов и других матери-алов, в современных цехах проводят с помощью ЭВМ на основании вводимых в нее данных о составе чугуна и других шихтовых материалов, температуре чугуна, параметрах выплавляемой стали и некоторых других. При этом расход лома, являющегося охладителем плавки, определяют на основании расчета теплового баланса плавки, увеличивая или уменьшая расход так, чтобы обеспечивалась зада-нная температура металла в конце продувки, а расход извести - так, чтобы обес-печивалась требуемая основность шлака 2,7-3,6 . Лом загружают в конвертер совками объемом 20-110м3 их заполняют ломом в шихтовом отделении цеха и доставляют к конвертерам рельсовыми тележками.

Загрузку ведут через отверстие горловины конвертера, опрокидывая совок с помощью полупортальной машины, либо мостового крана, либо напольной перемещающейся по рабочей площадке цеха машины.

Жидкий чугун заливают в наклоненный конвертер через отверстие горловины с помощью мостового крана из заливочного ковша, который обычно вмещает всю порцию заливаемого чугуна до 300т и более. Заливочные ковши с чугуном доставляют к конвертерам из миксерного или переливного отделений. Для загрузки сыпучих шлакообразующих материалов конвертер оборудован ин-дивидуальной автоматизированной системой. Из расположенных над конверте-ром расходных бункеров, где хранится запас материалов, их с помощью электро-вибрационных питателей и весовых дозаторов выдают в промежуточный бункер, а из него материалы по наклонной течке трубе ссыпаются в конвертер через горловину.

При этом система обеспечивает загрузку сыпучих без остановки про-дувки по программе, которая разработана заранее или задается оператором из пульта управления конвертером. Периоды плавки Плавка в кислородном конвертере включает следующие периоды 1. Загрузка лома. Стальной лом в количестве до 25-27 от массы метали-ческой шихты при использовании специальных технологических приемов и в большем количестве загружают в наклоненный конвертер совками.

Объем совков достигает 110м3, его рассчитывают так, чтобы загрузка обеспечивалась одним - двумя совками, поскольку при большем числе возрастает длительность загрузки и плавки и целом. Загрузка длится 2-4 мин. Иногда с целью ускорения шлакообразования после загрузки лома или перед ней в конвертер вводят часть расходуемой на плавку извести. 2. Заливка чугуна.

Жидкий чугун при температуре 1300 до 1450 С заливают в наклоненный конвертер одним ковшом в течение 2-3 мин. 3. Продувка. После заливки чугуна конвертер поворачивают в вертикальное рабочее положение, вводят сверху фурму и включают подачу кислорода, начиная продувку. Фурму в начале продувки для ускорения шлакообразования устанавли-вают в повышенном положении, а через 2-4 мин ее опускают до оптимального уровня. В течение первой трети длительности продувки в конвертер двумя - тремя порциями загружают известь В течение продувки протекают следующие основ-ные металлургические процессы Ш Окисление составляющих жидкого металла вдуваемым кислородом окисляется избыточный углерод, а также весь кремний, около 70 марганца и немного 1-2 железа.

Газообразные продукты окисления углерода СО и немного СО2 удаляются из конвертера через горло-вину отходящие конвертерные газы, другие оксиды переходят в шлак Ш Шлакообразование. С первых секунд продувки начинает формирова-ться основной шлак из продуктов окисления составляющих металла SiO2, MnO, FeO, Fe2O3 и растворяющейся в них извести СаО , а также из оксидов, вносимых миксерным шлаком, ржавчиной сталь-ного лома и растворяющейся футеровкой.

Основность шлака по ходу продувки возрастает по мере растворения извести, достигая 2,7-3,6 Ш Дефосфорация и десулъфурация. В образующийся основной шлак удаляется часть содержащихся в шихте вредных примесей - большая часть до 90 фосфора и немного до 30 серы Ш нагрев металла до требуемой перед выпуском температуры 1600-1660 С за счет тепла, выделяющегося при протекании экзотермичес-ких реакций окисления составляющих жидкого металла Ш расплавление стального лома за счет тепла экзотермических реакций окисления обычно оно заканчивается в течение первых 2 3 длитель-ности продувки Ш д побочный и нежелательный процесс испарения железа в надфур-менной зоне из-за высоких здесь температур 2000-2600 С и унос окисляющихся паров отходящими из конвертера газами, что вызывает потери железа и требует очистки конвертерных газов от пыли. 4. Отбор проб, замер температуры, ожидание анализа, корректировка.

Продувку необходимо закончить в тот момент, когда углерод будет окислен до нужного в выплавляемой марке стали содержания к этому времени металл дол-жен быть нагрет до требуемой температуры, а фосфор и сера удалены до допус-тимых для данной марки стали пределов.

Момент окончания продувки, примерно соответствующий требуемому содержанию углерода в металле, определяют по количеству израсходованного кислорода, по длительности продувки, по показаниям ЭВМ. Окончив продувку, из конвертера выводят фурму, а конвертер поворачивают в горизонтальное положение.

Через горловину конвертера отбирают пробу металла, посылая ее на анализ, и замеряют температуру термопарой погружения рис. 5, г. Если по результатам анализа и замера температуры параметры металла соответствуют заданным, плавку выпускают. В случае несоответствия проводят корректиру-ющие операции при избыточном содержании углерода проводят кратковремен-ную додувку для его окисления при недостаточной температуре делают додувку при повышенном положении фурмы, что вызывает окисление железа с выделением тепла, нагревающего ванну при излишне высокой температуре в конвертер вводят охладители - легковесный лом, руду, известняк, известь и т.п делая выдержку после их ввода в течение 3-4 мин. По окончании корректировоч-ных операций плавку выпускают. На отбор и анализ проб затрачивается 2-3 мин корректировочные операции вызывают дополнительные простои конвертера и поэтому нежелательны. 5. Выпуск.

Металл выпускают в сталеразливочный ковш через летку без шлака это достигается благодаря тому, что в наклоненном конвертере, у летки располагается более тяжелый металл, препятствующий попаданию в нее находящегося сверху шлака.

Такой выпуск исключает перемешивание металла со шлаком в ковше и переход из шлака в металл фосфора и FeO. Выпуск длится 3-7 мин. В процессе выпуска в ковш из бункеров вводят ферросплавы для раскисле-ния и легирования.

При этом в старых цехах загружают все ферросплавы так, чтобы обеспечивалось раскисление и получение в стали требуемого содержания вводимых элементов Мn и Si, а в легированных сталях и других элементов. В конце выпуска в ковш попадает немного 1-2 шлака, который предохраняет металл от быстрого охлаждения. В новых цехах, где проводят внепечную обработку, в ковш вводят сплавы, содержащие слабоокисляющиеся элементы Мn, Сr и иногда Si, после чего ковш транспортируют на установку внепечной обработки, где в процессе усредняющей продувки аргоном вводят элементы, обладающие высоким сродством к кислороду Si, Al, Ti, Ca и др что уменьшает их угар. В этом случае в момент слива из конвертера последних порций металла делают отсечку шлака, препятствуя попаданию в ковш конвертерного шлака, содержащего фосфор, который может переходить в металл, и оксиды железа, которые будут окислять вводимые в металл в процессе внепечной обработки элементы.

В ковше для защиты металла от охлаждения и окисления создают шлаковый покров, загружая, например, гранулированный доменный шлак, вермикулит, известь с плавиковым шпатом. 6. Слив шлака в шлаковый ковш чашу ведут через горловину, наклоняя конвертер в противоположную от летки сторону слив через летку недопустим, так как шлак будет растворять футеровку летки. Слив шлака длится 2-3 мин. Общая продолжительность плавки в 100-350т конвертерах составляет 40-50 мин. 2. Режим дутья.

Взаимодействие кислородных струй с ванной.

Перемешивание ванны, возникающее при продувке в результате воздействия кислородных струй и потока выделяющихся из ванны пузырьков окиси углерода, интенсифицирует массо- и теплообмен, ускоряя процессы окисления, рафинирования и нагрева металла и расплавления стального лома. Под соплами фурмы расположены направленные вниз высокоскоростные потоки кислорода с увлекаемыми в них каплями металла - это первичные реак-ционные зоны, где весь кислород расходуется на окисление железа.

По границам первичной зоны вследствие высокой концентрации кислорода окисляется много углерода с образованием СО и формируется мощный поток всплывающих пузы-рей СО, увлекающих за собой металл, поэтому циркуляционные потоки направ-лены здесь вверх. Выше зоны циркуляции металл и шлак перемешиваются всплы-вающими пузырями СО. Под первичными реакционными зонами, где всплывание пузырей СО затруднено, периодически формируются крупные газовые полости. Их объем при движении вверх возрастает в результате поглощения встречных пузырей СО, и при выходе крупных газовых объемов из ванны образуются всплески металла и шлака. Уровень ванны изменяется по ходу продувки.

В начале и конце продувки, когда скорость окисления углерода невелика, т.е. образуется мало пузырей СО, металл вспенивается незначительно, и фурма находится над ванной. В середине продувки, когда скорость обезуглероживания сильно возрастает, большое коли-чество выделяющихся пузырей СО вспенивают верхнюю часть ванны, и фурма оказывается погруженной в газошлакометаллическую эмульсию, а уровень ванны может достигать верха горловины конвертера. В этот период могут возникать выбросы. 3. Раскисление и легирование Раскисление кислородно-конвертерной стали производят осаждающим методом в ковше во время выпуска.

В конвертер раскислители не вводят во избе-жание их большого угара. Спокойные стали обычно раскисляют марганцем, кремнием и алюминием, на отдельных марках стали дополнительно применяют титан, кальций и другие сильные раскислители. Кипящую сталь раскисляют одним марганцем.

В старых цехах, не имеющих установок внепечной обработки, в ковш при выпуске вводят все раскислители, обычно начиная с более слабых обладающих меньшим хими-ческим сродством к кислороду, а затем вводят более сильные, что уменьшает их угар. Последовательность ввода в ковш широко применяемых сплавов - раскисли-телей следующая вначале вводят ферромарганец или силикомарганец, затем ферросилиций и в последнюю очередь алюминий. Кипящую сталь раскисляют одним ферромарганцем.

Подачу раскислителей начинают после наполнения ковша жидким металлом примерно на 1 4-1 3, а заканчивают, когда заполнен металлом на 2 3, что позволяет избежать попадания раскислителей в шлак и их повышенного угара. Количество марганца и кремния, вводимых в металл, рассчи-тывают так, чтобы обеспечивалось не только раскисление, но и получение требу-емого в данной марке стали содержания этих элементов. Определяя расход раскислителей, учитывают, что при раскислении спокойной стали и введении раскислителей в ковш их угар составляет марганца 10-25 , кремния 15-25 . При раскислении кипящей стали угар марганца равен 20-35 . Расход алюминия на раскисление в зависимости от содержания углерода в выплавляемой стали составляет 0,15-1,20 кг на 1т стали, увеличиваясь при снижении содержания углерода большая часть вводимого алюминия 60-90 угорает.

Попадающий в ковш в конце выпуска металла конвертерный шлак на многих заводах загущают присадками извести или доломита, чтобы уменьшить окисление вводимых в ковш добавок оксидами железа шлака и восстановление из шлака фосфора.

В современных конвертерных цехах, оборудованных установками доводки жидкой стали в ковше, при выпуске металла в ковш вводят лишь часть раскисли-телей - преимущественно слабоокисляющиеся, т.е. имеющие не очень высокое сродство к кислороду ферромарганец, силикомарганец и реже ферросилиций. Чтобы исключить попадание в ковш содержащего фосфор и оксиды железа конвертерного шлака, в конце выпуска делают его отсечку, а в ковш загружают материалы гранулированный доменный шлак, вермикулит, смесь извести и плавикового шпата и др. для создания шлакового покрова, предохраняющего поверхность металла от окисления и охлаждения.

Затем ковш транспортируют на установку доводки стали, где в процессе перемешивающей продувки аргоном в металл вводят ферросилиций, алюминий и при необходимости другие сильные раскислители по результатам анализа отбираемых при внепечной обработке проб проводят корректировку содержания кремния и марганца в металле, что обеспе-чивает гарантированное получение заданного состава стали.

Для лучшего усвое-ния алюминия желателен его ввод в объем металла с помощью погружаемой штанги или в виде проволоки, подаваемой в ковш сверху с большой скоростью с помощью трайб-аппарата. Отсечку шлака с целью предотвращения его попадания в сталеразливочный ковш при выпуске металла делают несколькими способами.

Простейший из них - быстрый подъем конвертера в момент окончания слива металла - не является достаточно эффективным. Еще один способ - отсечка с помощью стальных шаров в огнеупорной оболочке в конце выпуска шар вводят в конвертер, где он плавает на границе шлак - металл и вместе с последними пор-циями металла попадает в канал летки, перекрывая его. Более эффективны спо-собы с принудительным закрытием летки скользящим шиберным затвором, закрепленным на кожухе летки и перемещаемым гидроприводом пневматичес-ким устройством, представляющим собой чугунное сопло, закрепленное с помощью кронштейна на корпусе конвертера.

В нужный момент сопло, через которое идет воздух под давлением, поворотом кронштейна вводят в канал летки снизу, при этом запорный эффект создается сжатым воздухом. Выплавка легированных сталей в кислородных конвертерах сопряжена со значительными трудностями, поскольку большинство легирующих элементов нельзя вводить в конвертер из-за возможности их полного или частичного окис-ления, а в случае ввода в ковш количество добавок ограничено, так как возможно чрезмерное охлаждение жидкой стали и неравномерное распределение вводимых элементов в объеме жидкого металла.

Не представляет сложности легирование лишь теми элементами, у которых химическое сродство к кислороду меньше, чем у железа, и которые при введении в конвертер не окисляются никель, медь, моли-бден, кобальт их чаще всего вводят в конвертер в составе шихты. Легирование другими элементами осуществляют в ковше следующими методами.

Легирование твердыми ферросплавами. Это наиболее широко применяемый и простой метод. В цехах, где нет установок внепечной обработки стали, все легирующие вводят в ковш во время выпуска металла. При этом ферросплавы с элементами, обладающими высоким химическим сродством к кислороду Ti, Zr, Са, Се и т.д а также с ванадием и ниобием вводят в ковш после дачи всех раскислителей. Часто применяемый для легирования хром вводят иногда в виде феррохрома, но лучше использовать экзотермический феррохром, растворение которого в жидком металле идет без затраты тепла, или силикохром, более легко-плавкий, чем феррохром, и требующий меньших затрат тепла на растворение.

Определяя расход ферросплавов, учитывают, что часть легирующих элеме-нтов угорает окисляется и испаряется. Величину угара каждого элемента, кото-рая тем выше, чем выше сродство элемента к кислороду, определяют опытным путем, обобщая результаты ранее проведенных плавок.

Из-за возможного охлаждения жидкой стали и неравномерного при этом распределения элементов количество вводимых добавок ограничено и этим методом получают низколегированные стали с общим содержанием легирующих элементов не выше 2-3 . В цехах с установками внепечной обработки доводки стали в ковше, ваку-умирования легирующие вводят так же, как и раскислители, в последовательно-сти, определяемой их химическим сродством к кислороду. В ковш при выпуске вводят ферросплавы, содержащие элементы со сравнительно невысоким сродс-твом к кислороду Cr, Mn и реже V, Nb, Si. При выпуске производят отсечку конвертерного шлака и в ковше наводят шлаковый покров, защищающий металл от окисления и охлаждения, после чего ковш передают на установку внепечной обработки.

Здесь в объем перемешиваемого металла вводят алюминий и сплавы с другими элементами, обладающими высоким сродством к кислороду. Степень их усвоения сталью значительно повышается по сравнению с усвоением при введе-нии в ковш в процессе выпуска.

Для повышения степени усвоения широкое применение нашел способ вве-дения алюминия в объем металла в виде проволоки с помощью трайб-аппарата ряд других элементов рекомендуется вдувать в металл в струе аргона например, кальций, вводить в виде проволоки, имеющей стальную оболочку и наполнитель из легирующего элемента. В процессе внепечной обработки отбирают пробы металла и на основании результатов анализа проводят корректировку содержания вводимых легирующих элементов.

Благодаря перемешиванию металла в процессе внепечной обработки, равномерное распределение элементов в объеме ковша достигается при введении добавок в количестве до 3-4 . Легирование жидкими ферросплавами. Способ заключается в том, что при выпуске стали из конвертера в ковш заливают легирующие добавки, предварите-льно расплавленные в индукционной или дуговой электропечи. Метод позволяет вводить в сталь большое количество легирующих, но обладает существенным недостатком - необходимо иметь в цехе дополнительный плавильный агрегат, что усложняет организацию работ в цехе. Легирование экзотермическими ферросплавами.

Ферросплавы в виде брике-тов вводят в ковш перед выпуском в него стали. В состав брикетов, помимо измельченных легирующих феррохрома, ферромарганца и др входят окисли-тель например, натриевая селитра, восстановитель например, алюминиевый порошок и связующие каменноугольный пек и т.д При растворении брикетов в стали алюминий окисляется за счет кислорода, содержащегося в натриевой селит-ре выделяющееся тепло расходуется на расплавление легирующих.

Подобным методом с успехом вводят в сталь до 4 легирующих элементов. Способ не нашел широкого применения из-за трудностей в организации производства брикетов. Коксохимическое производство. Основным сырьём для коксохимической промышленности служат угли. Структура и строение углей могут быть изучены при помощи микроскопа. Грубая структура угля, обнаруживаемая невооруженным глазом, называется макрострук-турой.

Обычный микроскоп позволяет видеть тонкую структуру угля, называе-мую микроструктурой. В углях можно различить более или менее однородную блестящую массу витрен, сероватую массу дюрен, содержащую различные включения, волок-нистую часть фюзен, похожую на древесный уголь, и минеральные включения. Витрен, дюрен и фюзен - основные компоненты угля, представляющие его петрографический состав. При использовании каменных углей для коксования необходимо знать также их технический состав, спекаемость, коксуемость, распределение минера-льных примесей в классах углей по их крупности и насыпной вес угольной шихты.

Под техническим составом топлива обычно подразумевают данные, харак-теризующие техническую применимость топлива. Технический состав угля опре-деляется содержанием влаги и минеральных примесей, выходом летучих веществ, содержанием серы и фосфора, углерода, водорода и азота, а также теплотой сгорания топлива. Влажность углей. При нагревании угля до 100-105 С из него испаряется вода. Количество испаренной воды при этих условиях обычно выражают в проце-нтах к весу топлива и называют содержанием влаги в углях, или короче - влажно-стью углей. Содержание минеральных примесей в угле характеризуется его зольностью.

Зольность топлива определяется по выходу остатка после сжигания угля при температуре 800 С. Зольность угля, как и влажность, выражается в процентах к его весу. Чем меньше зольность исходной шихты, тем меньше зольность получаемого металлургического кокса.

Выход летучих веществ представляет собой количество образовавшихся газообразных продуктов в результате различных химических реакций в процессе термического разложения топлива. Выход летучих веществ характеризует химический возраст зрелость углей. Чем меньше выход летучих веществ из углей, тем выше их возраст. Спекаемостью углей называется способность смеси угольных зерен образо-вывать при нагревании без доступа воздуха спекшийся или сплавленный нелету-чий остаток. Спекание углей - результат процессов термической деструкции, вызывающий переход их в пластическое состояние с последующим образованием полукокса - протекает главным образом в зоне температур 400-450 С. Коксуемость углей обусловливается совокупностью всех процессов, кото-рые протекают при нагреве их до более высоких температур 1000-1100 С и включают кроме процессов спекания упрочнение и усадку материала полукокса и кокса, образование трещин и другие явления. Поэтому коксуемостью называют способность угля самостоятельно или в смеси с другими углями при определен-ных условиях подготовки и нагревания до высоких температур образовывать кусковой пористый материал - кокс, обладающий определенной крупностью и механической прочностью.

Таким образом, понятия спекаемость и коксуемость различны.

В первом случае мы имеем дело со способностью углей спекаться, а во втором - со способностью углей давать металлургический кокс. Группы углей обычно обозначаются начальными буквами их названий. Буквами Д, Г, Ж, К, О, С и Т обозначены длиннопламенные, газовые, жирные, коксовые, отощенные, спекающиеся и тощие угли. Вышеприведенный ряд углей характеризуется увеличением степени их химической зрелости возраста. Часто для обозначения групп углей применяют их сочетание или дополнительные индексы, подразделяющие группы углей на подгруппы.

Систематизация углей по группам и маркам представляет собой их классификацию. 1. Подготовка углей к коксованию Качество полученного кокса зависит в значительной мере от подготовки углей и правильности составления угольной шихты.

На коксохимические заводы уголь поступает обычно со многих шахт и углеобогатительных фабрик, и специи-алист должен не только знать свойства и состав углей, но и умело составлять из них смесь, которая дает наилучший кокс. Составление угольных шихт для коксования шихтование производится эмпирически. Одно из основных требований к качеству кокса - высокая прочность при достаточной крупности. Поэтому спекаемость угольной шихты как фактор, обеспечивающий высокую прочность коксового вещества, должна быть всегда достаточной.

Однако при чрезмерно большой спекаемости, как, например, углей марок ПЖ и некоторых Г, получается кокс с высокой прочностью вещества, но мелкий, пористый и непригодный для доменных плавок. Чрезмерно отощенные угли или шихты при коксовании дают кокс крупный, но непрочный, легко истирающийся, также непригодный для доменных плавок. Отсюда следует, что спекаемость угольной шихты должна иметь оптимальное значение.

Для получения качественного кокса необходимо провести предварительную подготовку угольного материала к процессу коксования. Подготовка углей к коксованию включает ряд технологических процессов обогащение, усреднение состава углей, дробление, грохочение, дозирование, уплотнение, сушку и др. Угли при обогащении проходят обычно следующие технологические операции 1. Разгрузка в углеприемные ямы, передача в дозировочные бункеры или же прямо на обогатительную фабрику. 2. Дозирование углей и передача их в заданной пропорции транспортером на грохоты. 3. Отделение крупных кусков углей размером более 80мм на грохотах, дробление крупных кусков углей и присоединение дробленого продукта к рядовому углю. 4. Разделение рядового угля на классы с размером кусков 10-80мм и 0-10мм. 5. Обогащение класса 10-80мм на отсадочных машинах, реожелобах, в сепара-торах с тяжелой жидкостью или какими-либо другими способами. 6. Подача класса 0-10мм на обеспыливающие устройства или грохот для удаления пыли шлама . 7. Обогащение обеспыленного мелкого класса углей. 8. Передача пыли шлама на обогащение методом флотации. При отсутствии флотационной установки мелочь в необогащенном виде может быть приса-жена к концентрату или промежуточному продукту.

При выборе схемы подготовки углей к коксованию необходимо стремиться, прежде всего, к получению кокса наивысшего качества.

Качество кокса будет тем выше, чем однороднее шихта по составу частиц угля. Частицы отощающего угля, имеющие меньший выход летучих веществ и пониженную спекаемость, должны более тонко дробиться по сравнению с углями других марок. Особенно тонко должны быть раздроблены минерализованные частицы шихты.

Они не спекаются и около них в процессе коксования возникают трещины, понижающие качество кокса. С другой стороны, передрабливание угольных частиц ведет к образованию большого количества пыли, приводит к уменьшению насыпной плотности шихты и к понижению ее спекаемости. Все это указывает на то, что схема дробления углей должна выбираться, прежде всего, с учетом распределения минеральных примесей в угольных частицах.

Одним из факторов влияющим на качество кокса является спекаемость углей. Одним из весьма эффективных способов повышения спекаемости угольных шихт является их механическое уплотнение. Для этого шихту загружают слоями в специальный металлический ящик, имеющий форму камеры печи для коксования. Этот ящик устанавливают на машине, выталкивающей кокс из печи коксовыталкивателе. Стены ящика могут сниматься или раздвигаться.

Слои угля в ящике уплотняют специальными механическими трамбовками. Если уголь содержит 8-12 влаги, то из него получается не рассыпающийся достато-чно крепкий блок, который можно на металлической подине, как на лопате, ввести в камеру коксования. В результате коксования такого блока получается спекшийся пирог кокса, который далее обычным образом выдают из камер коксования. Трамбование позволяет получить кокс лучшего качества из слабоспекающихся угольных шихт. Кокс хорошего качества можно получить из слабоспекающихся углей также и в том случае, если их массу уплотнить путем брикетирования.

Брикеты камен-ных углей можно добавлять в обычную шихту и загружать вместе с ней в камеры для коксования. Этот способ в настоящее время нашел широкое применение. 2. Устройство коксовых печей. Коксохимические заводы сооружаются, как правило, вблизи металлурги-ческих заводов и входят в их состав, либо как отдельные предприятия.

Коксохи-мическая промышленность отличается высокой концентрацией производства, т. е. заводы являются весьма мощными и имеют высокую производительность. Современные печи для коксования углей представляют собой горизонталь-ные прямоугольные камеры, выложенные из огнеупорного материала. Камеры течей обогреваются через боковые стены. Печи располагаются в ряд и объединя-ются в батареи для уменьшения потери тепла и достижения компактности. В типовую батарею печей с шириной камер 410мм входят обычно 65 печей, а в батарею большой емкости с камерами шириною 450мм входят 77 печей.

Обычные камеры имеют полезный объем 20-21,6м3, а печи большой емкости-30м3. Шири-на печей более 450 мм нецелесообразна из-за ухудшения качества кокса повыше-ния истираемости. Для облегчения выталкивания кокса из камеры коксования ширину камеры со стороны выдачи кокса делают на 40-50 мм шире, чем с машинной стороны. Таким образом, камера имеет вид конуса. За основные элементы батареи надо принять следующие фундамент, регенераторы, корню-рную зону, зону обогревательных простенков, перекрытия простенков и пере-крытия камер.

Фундамент представляет собой бетонное основание, имеющее с боков железобетонные укрепления - контрфорсы, которые сдерживают перемещение кладки батареи при ее разогреве. Фундамент состоит из двух плит. На нижней плите установлены верхние сооружения батареи. В верхней плите обычно располагают борова печей. Батарея имеет четыре борова для отвода продуктов горения. Над фундаментом расположен подовый канал для подвода воздуха и бедного газа или же отвода продуктов горения из регенераторов.

Регенераторы предназначены для подогрева воздуха и бедного газа своей насадкой, предварительно нагретой теплом отходящих продуктов горения из обогревательного простенка печей. Над регенераторами находится корнюрная зона, которая является основа-нием камер печей и обогревательных простенков. В ней расположены каналы для подвода коксового газа к вертикальным каналам обогревательного простенка.

Эти каналы иначе называются корнюрами. Над корнюрной зоной расположена зона обогревательных простенков, в которой находятся камеры печей для коксования углей. Наружные стены обогре-вательных простенков одновременно являются стенами камер печи. Для отопления печей применяются коксовый, доменный, генераторный, обезводороженный коксовый газы и их смеси. При обогреве коксовым газом применяется так называемый обратный коксовый газ, т. е. газ, прошедший через аппаратуру, улавливающую ряд химических продуктов.

В составе обратного коксового газа содержится до 60 водорода, который целесообразно извлечь и использовать на азотнотуковых заводах для синтеза аммиака. Обезводороженный коксовый газ не содержащий водорода также можно применить для отопления печей. Генераторный газ применяется лишь в тех случаях, когда приходится экономить коксовый газ, который целесообразнее использовать как бытовое топливо. 3. Загрузка печей угольной шихтой. Загрузка коксовых печей включает следующие этапы набор шихты из угольной башни в загрузочный вагон, засыпка шихты в камеру коксования и выравнивание планирование верхнего ее слоя штангой коксовыталкивателя.

Режим загрузки оказывает существенное влияние на производительность батарей, сохранность кладки коксовых печей, качество получаемого кокса и химических продуктов, а также на степень загрязнения атмосферы газами и угольной пылью. Угольная башня обычно содержит запас угольной шихты, обеспечивающий 14-16-часовую потребность коксового блока.

Башня делится на самостоятельные секции, которые закрепляются за отдельными батареями. Бункеры загрузочного вагона наполняют шихтой из угольной башни через затворы. Количество шихты, набираемое в загрузочный вагон, определяется разовой загрузкой коксовой камеры и контролируется по весу шихты или ее объему. Весы для взвешивания устанавливают под угольной башней или на самих вагонах. Шихту загружают в печь при опущенных телескопах загрузочного вагона.

Телескопы должны плотно прилегать к гнездам загрузочных люков коксовой камеры или входить в них. Поэтому перед загрузкой люки очищают от нагара В процессе загрузки в камере образуется значительное количество газов и пыли, которые выделяются вместе с пламенем в атмосферу через открытые стояки, а часто выбиваются и из загрузочных люков. После загрузки в печь шихты ее планируют, т. е. выравнивают верхнюю часть шихты в камере планировочной штангой. Планирование продолжается 1-2мин до обеспечения свободного про хода газа к отверстиям для выхода в стояки.

Управление штангой с коксовытал-кивателя должно быть автоматизировано. Излишек шихты, выгребаемый из камеры при планировании, собирается в бункер коксовыталкивателя. Бункер периодически опорожняется, и шихта скиповым подъемником угольной башни подается на загрузку коксовых печей. Температурный режим батареи печей должен обеспечивать получение кокса высокого качества и равномерного по своим свойствам. Для осуществления контроля за температурным режимом измеряют температуры в контрольных вертикалах и вертикалах по всей длине обогревательных простенков, в крайних вертикалах с коксовой и машинной сторон, по оси коксового пирога к концу периода коксования, в подсводовом пространстве камер коксования, в верхней части регенераторов, в газовоздушных клапанах и боровах батарей.

Температура батарей измеряется оптическим пирометром. 4. Выдача кокса. Кокс из печей выдается в определенной последовательности и только при полной его готовности.

Перед выдачей кокса печь отключается через стояк от газосборников вначале с машинной, а затем с коксовой стороны. Одновременно с машинной и коксовой сторон с печи снимаются двери, после этого в камеру печи подают штангу коксовыталкивателя. Согласованность работы всех машин, учас-твующих в выдаче кокса, осуществляется надежной блокировкой или сигнали-зацией между ними. Двери печей с коксовой стороны снимают и закрывают при помощи двересъемной машины. Помимо этого ее назначением является очистка рамы и двери от смоляных и графитовых отложений, направление в тушильный вагон коксового пирога, выдаваемого из печи. Коксовыталкиватель является машиной, предназначенной помимо выталкивания пирога кокса из печи для съема и установки дверей с машинной стороны печей, очистки рам и дверей, обезграфичивания сводов камеры. Каждая типовая батарея печи 61-77 печей обслуживается отдельным коксовыталкивателем.

На блок печей из 4 батарей дается резервный коксовыталкиватель.

Кокс из печи выдают в равномерно движущийся вагон, предназначаемый для приема, перемещения кокса под башню для его тушения, для передачи к рампе и выгрузки кокса на последнюю. Выданный из печи раскаленный кокс по возможности быстро отвозят под тушильную башню для охлаждения. Кокс тушат охлаждают многочисленные струи воды, вытекающие из отверстий оросительного устройства башни. 5. Сортировка кокса Как правило, кокс сортируется на классы 0-10, 10-25, 25-40 и крупнее 40мм. Появление доменных печей большой мощности потребовало дополните-льного разделения доменного кокса на два класса крупнее 60 и 40-60 мм. Коксосортировка обслуживает четыре коксовых батареи и оборудуется вал-овыми и ситовыми виброинерционными грохотами, бункерами для кокса, конве-ерами и желобами для перемещения кокса.

Металлургический кокс отделяется от мелких классов кокса на валковых грохотах и поступает затем в бункера крупно-го кокса или направляется транспортером непосредственно в доменный цех. Разделяется мелкий кокс на ситовых виброинерционных грохотах.

Наиболее распространенным является тип сортировки кокса с передачей доменного кокса транспортером на металлургический завод Заслуживают внимания схемы сортировки кокса с предварительным дроблением крупного класса кокса, например выше 80 или 100мм. Обычно крупные куски кокса менее прочны поэтому превращение их в более прочные куски целесообразно при наличии достаточного количества кокса для доменных печей. Сортировка кокса представляет собой один из существенных методов улучшения качества кокса. 6. Использование продуктов коксования углей Большое народнохозяйственное значение имеют химические продукты, получающиеся при коксовании угля. Несмотря на быстрые темпы развития нефтехимической промышленности, коксохимия остается одним из основных поставщиков сырья для производства пластических масс, химических волокон, красителей и других синтетических материалов.

Это обусловливается крупными масштабами коксохимического производст-ва и широким ассортиментом выпускаемой продукции.

Доля коксохимических продуктов в сырьевой базе промышленности основного органического синтеза составляет около 50 , а таких важных продуктов, как бензол, достигает 80 , нафталин и крезолы-100 . Цветная металлургия является потребителем малозольного пекового кокса и связующего, получаемых из каменноугольной смолы. Коксы используются для приготовления анодной массы, применяемой при выплавке алюминия. На 1т получаемого алюминия расходуется примерно 450кг малозольного кокса и около 150кг связующего.

Другими словами, для получения 1т алюминия надо израсходовать 1т пека или скоксовать около 70т угля. Коксохимическая промышленность поставляет сельскому хозяйству ценное удобрение - сульфат аммония. Кроме того, на базе водорода коксового газа и азота кислородных станций металлургических комбинатов производятся самые дешевые азотистые удобрения. Водород является составной частью коксового газа, получаемого в значительном количестве при коксовании углей.

Азот и кислород, составные части воздуха. Кислород нужен для интенсификации металлургических процессов. Азот кислородных станций может рационально использоваться в упомянутом комплексе, сочетающем черную металлургию и химическую промышленность. Химические продукты коксования используются также для производства химических средств защиты растений и животных. Более 20 наименований продуктов и препаратов для нужд сельского хозяйства поставляет коксохимия.

Ассортимент химических продуктов, выделяемых из каменноугольной смолы, сырого бензола и коксового газа насчитывает 134 наименования и более 240 сортов. Общая схема переработки летучих продуктов коксования приведена на рис.1 . Рис. 1 Переработка продуктов коксования