Расчет кислородно-конверторной печи емкостью 400 т

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Аналитический обзор

1.1 Получение стали различного производства

1.2 Плавка стали в индукционной печи

1.3Кислородно-конвертерный процесс

1.4 Производство стали в электропечах

1.5 Производство стали в вакуумных дуговых печах

1.6 Производство стали в вакуумных индукционных печах

1.7 Производство стали в мартеновских печах

2. Технологическая часть ККП

2.1 Развитие кислородно-конвертерного производства

2.2 Шихтовый двор. Выбор типа и основных размеров шихтового двора

2.3 Описание технологии производства. Ход плавки

2.4 Режим дутья

2.5 Устройство и оборудование конвертерного цеха

2.6 Качество продукции

3. Безопасность и экологичность проекта

3.1 Проблемы повышения экологической безопасности конвертерного производства

Список использованных источников

Введение

История человеческого общества неразрывно связано с развитием производства металлов. Еще в глубокой древности, тысячелетия назад, человек научился добывать и использовать самородные металлы, а затем сплавы меди (бронзу) и железо. В древности были известны лишь несколько металлов: золото, серебро, медь, олово, свинец, железо, ртуть и сурьма.

По своему значению железо занимает особое место среди металлов. С железом и его сплавами неразрывно связано развитие материальной культуры, технический прогресс во всех областях общественного производства. В мировом производстве металлов более 90% составляют железо и его сплавы.

Из трех основных способов производства жидкой (литой) стали - конвертерного, мартеновского и электродугового - конвертерный способ является более промышленно распространенным. Начиная с 1855 - 1878 гг., когда были осуществлены бессемеровский и томасовский процессы, этот способ позволил получать большие количества литой стали. Отличительной особенностью конвертерного способа производства стали являются высокие скорости окисления примесей перерабатываемого чугуна при минимальной длительности плавки (10-30 мин.)

Конвертерный процесс был первым способом производства стали в массовых масштабах. Идея Генри Бессемера - получать литую сталь путем продувки жидкого чугуна воздухом или другими окислительными газами без использования топлива - впервые была осуществлена в 1856 г. Для футеровки конвертера использовали известные в то время кислые огнеупорные материалы, поэтому первый конвертерный процесс, названный бессемеровским, был кислым. Продувка воздухом осуществлялась через фурмы, расположенные в днище конвертера. Простота конструкции агрегата, его высокая производительность, отсутствие затрат топлива обусловила быстрое развитие процесса. Однако невозможность переработки чугуна с повышенным содержанием фосфора вызвали необходимость поиска другого способа передела. Эти поиски увенчались успехом, когда в 1878г. Джильхрист Томас заменил кислую футеровку конвертера основой, выполненной из обожженного доломита, и осуществил первый основной конвертерный процесс - томасовский. И тот и другой конвертерные процессы требовали определенного состава чугуна для обеспечения необходимого количества химического тепла.

1. Аналитический обзор

1.1 Получение стали различного производства. Плавка стали в индукционной печи

сталь производство дутье плавка

В индукционных печах для выплавки металла используется тепло, которое выделяется в металле за счет возбуждения в нем электрического тока переменным магнитным полем. Источником магнитного поля в индукционной печи служит индуктор. Проводящая электрический ток шихта, помещенная в тигель печи, подвергается воздействию переменного магнитного поля, возникающего от индуктора, нагревается в следствие теплового воздействия вихревых токов. По сравнению с дуговыми электропечами индукционные печи имеют ряд преимуществ: отсутствие электродов и электрических дуг позволяет получать стали и сплавы с низким содержанием углерода и газов; плавка характеризуется низким угаром легирующих элементов, высоким техническим КПД и возможностью точного регулирования температуры металла. Индукционная печь приведена в соответствии с рисунком 1.

Рисунок 1 - Схема индукционной печи: 1 - каркас; 2 - подовая плита; 3 - водоохлаждаемый индуктор; 4 -изоляционный слой; 5 - тигель; 6 - абсоцементная плита; 7 - сливной носок; 8 - воротник; 9 - гибкий токоподвод; 10 - опорные брусья

Индукционная печь состоит из огнеупорного тигля, помещенного в индуктор. Индуктор представляет собой соленоид, выполненный из медной водоохлаждаемой трубки. Ток к индуктору подается гибкими кабелями. Воду для охлаждения подводят резиновыми шлангами. Вся печь заключена в металлический кожух. Сверху тигель закрывается сводом. Для слива металла печь может наклоняться в сторону сливного носка. Тигель печи изготавливается набивкой или выкладывается кирпичом. Для набивки используют молотые огнеупорные материалы - основные (магнезит) или кислые (кварцит). Поскольку плавка в индукционной печи происходит очень быстро, шихта для нее используется, как правило, из высококачественного металлолома известного состава. Перед плавкой происходит точный расчет шихты по содержанию углерода, серы и фосфора, а также легирующих элементов. Шихту загружают в тигель таким образом, чтобы она плотно заполняла весь объем тигля. После загрузки шихты включают ток на полную мощность. По мере проплавления шихты загружают оставшуюся часть. Затем на поверхность металла загружают шлакообразующую смесь, состоящую из извести, магнезитового порошка и плавикового шпата. В процессе плавки шлак раскисляют добавками порошка кокса и молотого раскислителя. По ходу плавки добавляют легирующие материалы. Металл раскисляют кусковыми ферросплавами и в конце плавки алюминием. В индукционных печах выплавляют, как правило, стали и сплавы сложного химического состава.

1.2 Кислородно-конвертерный процесс с верхней продувкой

Конвертер имеет грушевидную форму с концентрической горловиной. Это обеспечивает лучшие условия для ввода в полость конвертера кислородной фурмы, отвода газов, заливки чугуна и завалки лома и шлакообразующих материалов. Кожух конвертера выполняют сварным из стальных листов толщиной от 20 до 100 мм. В центральной части конвертера крепят цапфы, соединяющиеся с устройством для наклона. Механизм поворота конвертера состоит из системы передач, связывающих цапфы с приводом. Конвертер может поворачиваться вокруг горизонтальной оси на 360о С со скоростью от 0,01 до 2 об/мин. Для большегрузных конвертеров емкостью от 200 т применяют двухсторонний привод, например, четыре двигателя по два на каждую цапфу. Кислородный конвертер приведен в соответствии с рисунком 2.

Рисунок 2 - Конвертер емкостью 300 т с двухсторонним приводом механизма поворота

В шлемной части конвертера имеется летка для выпуска стали. Выпуск стали через летку исключает возможность попадания шлака в металл. Летка закрывается огнеупорной глиной, замешанной на воде.

Ход процесса. Процесс производства стали в кислородном конвертере

состоит из следующих основных периодов: загрузки металлолома, заливки чугуна, продувки кислородом, загрузки шлакообразующих, слива стали и шлака. Загрузка конвертера начинается с завалки стального лома. Лом загружают в наклоненный конвертер через горловину при помощи завалочных машин лоткового типа. Затем с помощью заливочных кранов заливают жидкий чугун, конвертер устанавливают в вертикальное положение, вводят фурму и включают подачу кислорода с чистотой не менее 99,5 % О2. Одновременно с началом продувки загружают первую порцию шлакообразующих и железной руды (40 - 60 % от общего количества). Остальную часть сыпучих материалов подают в конвертер в процессе продувки одной или несколькими порциями, чаще всего 5 - 7 минут после начала продувки.

На процесс рафинирования значительное влияние оказывают положение фурмы (расстояние от конца фурмы до поверхности ванны) и давление подаваемого кислорода. Обычно высота фурмы поддерживается в пределах 1,0 - 3,0 м, давление кислорода 0,9 - 1,4 МПа. Правильно организованный режим продувки обеспечивает хорошую циркуляцию металла и его перемешивание со шлаком. Последнее, в свою очередь, способствует повышению скорости окисления содержащихся в чугуне C, Si, Mn, P. Важным в технологии кислородно-конвертерного процесса является шлакообразование. Шлакообразование в значительной мере определяет ход удаления фосфора, серы и других примесей, влияет на качество выплавляемой стали, выход годного и качество футеровки. Основная цель этой стадии плавки заключается в быстром формировании шлака с необходимыми свойствами (основностью, жидкоподвижностью и т. д.). Сложность выполнения этой задачи связана с высокой скоростью процесса (длительность продувки 14 - 24 минуты). Формирование шлака необходимой основности и заданными свойствами зависит от скорости растворения извести в шлаке. На скорость растворения извести в шлаке влияют такие факторы, как состав шлака, его окисленность, условия смачивания шлаком поверхности извести, перемешивание ванны, температурный режим, состав чугуна и т.д. Раннему формированию основного шлака способствует наличие первичной реакционной зоны (поверхность соприкосновения струи кислорода с металлом) с температурой до 2500 оС. В этой зоне известь подвергается одновременному воздействию высокой температуры и шлака с повышенным содержанием оксидов железа. Количество вводимой на плавку извести определяется расчетом и зависит от состава чугуна и содержания SiO2 руде, боксите, извести и др. Общий расход извести составляет 5 - 8 % от массы плавки, расход боксита 0,5 - 2,0 %, плавикового штампа 0,15 - 1,0 %. Основность конечного шлака должна быть не менее 2,5. Окисление всех примесей чугуна начинается с самого начала продувки. При этом наиболее интенсивно в начале продувки окисляется кремний и марганец. Это объясняется высоким сродством этих элементов к кислороду при сравнительно низких температурах (1450 - 1500 оС и менее).

Окисление углерода в кислородно-конвертерном процессе имеет важное значение, т. к. влияет на температурный режим плавки, процесс шлакообразования и рафинирования металла от фосфора, серы, газов и неметаллических включений. Характерной особенностью кислородно-конвертерного производства является неравномерность окисления углерода как по объему ванны, так и в течение продувки. С первых минут продувки одновременно с окислением углерода начинается процесс дефосфорации - удаление фосфора. Наиболее интенсивное удаление фосфора идет в первой половине продувки при сравнительно низкой температуры металла, высоком

содержании в шлаке (FeO); основность шлака и его количество быстро увеличивается. Кислородно-конвертерный процесс позволяет получить <0,02% Р в готовой стали.

Условия для удаления серы при кислородно-конвертерном процессе нельзя считать таким же благоприятным, как для удаления фосфора. Причина заключается в том, что шлак содержит значительное количество (FeO) и высокая основность шлака (> 2,5) достигается лишь во второй половине продувки. Степень десульфурации при кислородно-конвертерном процессе находится в пределах 30 - 50 % и содержание серы в готовой стали составляет 0,02 - 0,04 %. По достижении заданного содержания углерода дутые отключают, фурму поднимают, конвертер наклоняют и металл через летку (для уменьшения перемешивания металла и шлака) выливают в ковш. Полученный металл содержит повышенное содержание кислорода, поэтому заключительной операцией плавки является раскисление металла, которое проводят в сталеразливном ковше. Для этой цели одновременно со сливом стали по специальному поворотному желобу в ковш попадают раскислители и легирующие добавки. Шлак из конвертера сливают через горловину в шлаковый ковш, установленный на шлаковозе под конвертером. Течение кислородно-конвертерного процесса обусловливается температурным режимом и регулируется изменением количества дутья и введением в конвертер охладителей - металлолома, железной руды, известняка. Температура металла при выпуске из конвертера около 1600 оС. Во время продувки чугуна в конвертере образуется значительное количество отходящих газов. Для использования тепла отходящих газов и отчистки их от пыли за каждым конвертером оборудованы котел-утилизатор и установка для очистки газов. Управление конвертерным процессом осуществляется с помощью современных мощных компьютеров, в которые вводится информации об исходных материалах (состав и количество чугуна, лома, извести), а также о показателях процесса (количество состав кислорода, отходящих газов, температура и т. п.).

1.3 Производство стали в электропечах

Электросталеплавильное производство - это получение качественных и высококачественных сталей в электрических печах, обладающих существенными преимуществами по сравнению с другими сталеплавильными агрегатами. Выплавка стали в электропечах основана на использовании электроэнергии для нагрева металла. Тепло в электропечах выделяется в результате преобразовании электроэнергии в тепловую при горении электрической дуги либо в специальных нагревательных элементах, либо за счет возбуждения вихревых токов. В отличие от конвертерного и мартеновского процессов выделение тепла в электропечах не связанно с потреблением окислителя. Поэтому электроплавку можно вести в любой среде - окислительной, восстановительной, нейтральной и в широком диапазоне давлений - в условиях вакуума, атмосферного или избыточного давления. Электросталь, предназначенную для дальнейшего передела, выплавляют, главным образом в дуговых печах с основной футеровкой и в индукционных печах. Электропечь приведена в соответствии с рисунком 3.

Рисунок 3 - Схема рабочего пространства дуговой электропечи: 1 - куполообразный свод; 2 - стенки; 3 - желоб; 4 - сталевыпускное отверстие; 5 - электрическая дуга; 6 - сферический под; 7 - рабочее окно; 8 - заслонка; 9 - электроды

Дуговые печи бывают различной емкости (до 250 т) и с трансформаторами мощностью до 125 тысяч киловатт. Источником тепла в дуговой печи является электрическая дуга, возникающая между электродами и жидким металлом или шихтой при приложении к электродам электрического тока необходимой силы. Дуга представляет собой поток электронов, ионизированных газов и паров металла и шлака. Температура электрической дуги превышает 3000 оС. Дуга, как известно, может возникать при постоянном и постоянном токе. Дуговые печи работают на переменном токе. При горении дуги между электродом и металлической шихтой в первый период плавки, когда катодом является электрод, дуга горит, т. к. пространство между электродом и шихтой ионизируется за счет испускания электронов с нагретого конца электрода. При перемене полярности, когда катодом становится шихта - металл, дуга гаснет, т. к. в начале плавки металл еще не нагрет и его температура недостаточна для эмиссии электронов. При последующей перемене полярности дуга вновь возникает, поэтому в начальный период плавки дуга горит прерывисто, неспокойно. После расплавления шихты, когда ванна покрывает ровным слоем шлака, дуга стабилизируется и горит ровно.

1.4 Производство стали в вакуумных дуговых печах

Вакуумные дуговые печи (ВДП) подразделяют на печи с нерасходуемым и расходуемым электродом. Нерасходуемый электрод изготавливают из вольфрама или графита. При плавке с нерасходуемым электродом измельченная шихта загружается в водоохлаждаемый медный тигель и под действием электрической дуги расплавляется, рафинируется от вредных примесей и затем кристаллизуется в виде слитка. Эти печи промышленного применения не нашли, так как в них не возможно получать слитки большой массы. В настоящее время распространение получили вакуумные дуговые печи с расходуемым электродом. Вакуумно дуговая печь приведена в соответствии с рисунком 4.

Рисунок 4 - Схема вакуумной дуговой печи: 1-источник питания; 2-рабочая камера; 3-электродержатель; 4-механизм подачи электрода; 5-к вакуумным насосам; 6-электрод; 7-жидкий металл; 8-слиток; 9-кристаллизатор; 10-шток для подъема поддона; 11-поддон

Здесь представлена схема ВДП с расходуемым электродом. Печь состоит из рабочей камеры, медного водоохлаждаемого кристаллизатора, электрододержателя, механизма подачи электродов и системы вакуумных насосов. Расходуемый электрод крепится к электродержателю, который через вакуумное уплотнение проходит сквозь верхний торец рабочей камеры. Электродержатель служит для провода тока к электроду и фиксации его в камере печи. Электродежатель с помощью гибкой подвески связан с механизмом подачи электрода. Расходуемый электрод представляет собой подлежащий переплаву исходный металл. Он может быть круглого или квадратного сечения. Как правило, расходуемые электроды содержат все необходимые легирующие элементы. Диаметр электрода выбирается таким, чтобы зазор между электродом и стенкою кристаллизатора был больше длины дуги, горящей между электродом и ванной жидкого металла. В противном случае возможен переброс электрической дуги на стенку кристаллизатора. Кристаллизатор представляет собой медную водоохлаждаемую трубку состенкой толщиной от 8 до 30 мм. Кристаллизаторы бывают двух типов: глухие и сквозные. При плавки металла в сквозном кристаллизаторе можно вытягивать слиток вниз по ходу плавки. Сквозные кристаллизаторы применяют при плавке тугоплавких металлов и сплавов. При плавке стали используют глуходонные кри сталлизаторы. Сверху кристаллизатор имеет фланец. Через кристаллизатор к слитку подводится ток.

Вакуумные дуговые печи работают как на постоянном, так и на постоянном токе. При переплаве стальных электродов применяют постоянный ток. «Плюс» подается на электрод, «минус» - на слиток. После установки расходуемого электрода в камере печи и откачки ее до необходимого давления (около 10-2 Па) зажигают электрическую дугу между электродом и металлической затравкой, лежащей на дне кристаллизатора. Под действием тепла электрической дуги нижний торец электрода оплавляется и капли металла стекают в кристаллизатор, образуя жидкую металлическую ванну. По мере оплавления электрод с помощью механизма подается вниз для поддержания расстояния между электродом и металлом. Рафинирование металла от вредных примесей происходит во время прохождения жидких капель металла через электрическую дугу и с поверхности расплава в кристаллизаторе. Одним из преимуществ вакуумного дугового переплава является отсутствие контакта жидкого металла с керамическими материалами. Основной недостаток - ограниченное время пребывания металла в жидком состоянии, что существенно снижает рафинирующие возможности вакуума.

1.5 Производство стали в вакуумных индукционных печах

В настоящее время вакуумные индукционные печи делятся на периодические и полунепрерывные. В печах периодического действия после каждой плавки печь открывают для извлечения слитка и загрузки шихты. В печах полунепрерывного действия загрузка шихты, смена изложниц и извлечение слитка проводятся без нарушения вакуума в плавильной камере. В промышленности применяют печи полунепрерывного действия. Печи периодического действия используют в основном в лабораториях и для фасонного литья. Емкость существующих вакуумных индукционных печей достигает 60 т. Вакуумно-индукционная печь приведена в соответствии с рисунком 5.

Рисунок 5 - Схема вакуумной индукционной печи полунепрерывного действия: 1- изложница; 2- плавильная камера; 3- водоохлаждаемый индикатор; 4- гляделка; 5- термопар; 6- вакуумные затворы; 7- крышка печи; 8-загрузочная камера; 9- дозатор; 10- вакуумные затворы

Здесь показана схема вакуумной индукционной печи полунепрерывного действия. Печи этого типа имеют три камеры: плавильную (2), загрузочную (8) и камеру изложниц (1). В плавильной камере установлен водоохлаждаемый индикатор с огнеупорным тиглем (3), в котором проводиться плавление шихты. Каркас тигля, выполненный из уголков нержавеющей стали, опирается на цапфы. При сливе металла и чистке тигля последний наклоняется с помощью механического или гидравлического привода. Камера изложниц и загрузочная камера сообщаются с плавильной камерой через вакуумные затворы (6 и 10), которые позволяют загружать шихту в печь и выгружать слиток без нарушения вакуума в плавильной камере. Присадка легирующих и раскислителей осуществляется через дозатор (9), установленный на крышке печи (7). Для контроля процесса плавки печь снабжена гляделкой (4) и термопарой (5). Технология выплавки металла в вакуумной индукционной печи полунепрерывного действия определяется маркой выплавляемой стали и качеством шихтовых материалов. Для плавки применяют шихтовые материалы, очищенные от масла и влаги. Для легирования используют ферросплавы и чистые металлы. Перед загрузкой шихту предварительно прокаливают. После загрузки печи включают ток и расплавление шихты ведут на максимальной мощности. При появлении первых порций жидкого металла и при наличии в шихте углерода в печь напускают аргон до давления 1,3 * 104 Па для предотвращения выплесков жидкого металла в следствие бурного протекания реакции [C]+[O]=COгаз. После полного расплавления шихты металл рафинируют при давлении 1,3 - 0,13 Па от водорода, азота, кислорода и примесей цветных металлов. Раскисление стали происходит в основном по реакции [C] + [O] = COгаз, равновесие которой при низких давлениях сдвигается вправо. В период рафинировки осуществляют также легирование металла. В первую очередь присаживают хром и ванадий, потом титан.

1.6 Производство стали в мартеновских печах

Сущность мартеновского процесса состоит в переработке чугуна и металлического лома на паду отражательной печи. В мартеновском процессе в отличие от конвертерного не достаточно тепла химических реакций и физического тепла шихтовых материалов. Для плавление твердых шихтовых материалов, для покрытия значительных тепловых потерь и нагрева стали до необходимых температур в печь подводиться дополнительное тепло, получаемое путем сжигания в рабочем пространстве топлива в струе воздуха, нагретого до высоких температур. Для обеспечение максимального использования подаваемого в печь топлива (мазут или предварительно подогретые газы) необходимо, чтобы процесс горения топлива заканчивался полностью в рабочем пространстве. В связи с этим в печь воздух подается в количестве, превышающем теоретически необходимое. Это создает в атмосфере печи избыток кислорода.

Для интенсификации горения топлива в рабочем пространстве часть воздуха идущего на горение, может заменяться кислородом. Газообразный кислород может также подаваться непосредственно в ванну (аналогично продувке металла в конвертере). В результате этого во время плавки происходит окисление железа и других элементов, содержащихся в шихте. Образующиеся при этом оксиды металлов FeO, Fe2O3, MnO, CaO, P2O5, SiO2 и др. Вместе с частицами постепенно разрушаемой футеровки, примесями, вносимыми шихтой, образуют шлак. Шлак легче металла, поэтому он покрывает металл во все периоды плавки. Шихтовые материалы основного мартеновского процесса состоят, как и при других сталеплавильных процессах, из металлической части (чугун, металлический лом, раскислители, легирующие) и неметаллической части (железная руда, мартеновский агломерат, известняк, известь, боксит). Мартеновская печь приведена в соответствии с рисунком 6.

Рисунок 6 - Схема двухванной сталеплавильной печи: 1 - топливно-кислородные фурмы; 2 - фурмы для вдувания твердых материалов; 3 - свод печи; 4 - вертикальные каналы; 5 - шлаковики; 6 - подины печей

2. Технологическая часть ККП

2.1 Развития кислородно-конвертерного производства

При проведении литературно - патентного обзора было выявлено различная информация по получению стали. В 1952 году на Новотульском металлургическом заводе была создана экспериментальная база ЦНИИ чермета с 10-и тонным конвертером, на котором отрабатывали технологические режимы для промышленной реализации конвертерного процесса. 22 сентября 1956 года впервые в стране была освоена промышленная технология конвертерного производства в реконструированном бессемеровском цехе Днепропетровского металлургического завода имени Петровского. Так был завершен первый этап многолетнего поиска, упорного и настойчивого труда ученных в союзе с производством. В декабре 1957 года на базе переоборудованных бессемеровских конвертеров криворожского металлургического завода был введен в эксплуатацию цех с четырьмя съемными 50-и тонными конвертерами.

5 июня 1963 года на нижнетагильском металлургическом комбинате был введен в действие первый классический конвертерный цех с тремя 100 тонными конвертерами на обычном передельном чугуне. В цехе впервые в стране была разработана и внедрена трехсопловая кислородная фурма, позволившая оптимизировать технологический режим плавки. В 1965 году цех был переведен на передел ванадиевого чугуна по уникальной в мировой практике технологии дуплекс-процессом с получением на первой стадии кондиционного ванадиевого шлака и на второй стадии - чистой природно-легированной стали из углеродистого полупродукта. Этот цех послужил головным образцом в поколении цехов со 100 - 130 тонными конвертерами и первой школы подготовки специалистов для последующих конвертерных цехов. В 1964 - 1965 годах были введены в строй конвертерный цех на Мариупольском комбинате имени Ильича, конвертерный цех № 2 на комбинате Криворожсталь и на Енакиевском металлургическом комбинате. Качественно новый этап в развитии мирового конвертерного производства ознаменовало введение в действие впервые в мировой практике кислородно-конвертерного комплекса с 3 на 110 тонными конвертерами в сочетании с установкой МНЛЗ на Новолипецком металлургическом комбинате 18 марта 1966 года. Комплекс был введен в действие совместными усилиями советских и австрийских специалистов. Освоение этого комплекса положило начало новой эпохе в развитии всего мирового сталеплавления, дальнейшее развитие которого пошло по пути создания крупных сталеплавильных комплексов с конвертерами и установками МНЛЗ на основе уже разработанных и внедренных в конвертерном цехе НЛМК теоретических и практических положений.

В дальнейшем с целью повышения производительности цеха и совершенствования технологии реконструировали газоотводящий тракт для проведения процесса без дожигания отходящих газов; 110 тонные конвертера заменили отечественными 160 тонными; увеличили емкость разливочных ковшей и грузоподъемность кранов. Впервые в мире создана и внедрена внепечная обработка стали; разработаны и внедрены бесстопорная разливка, рациональная конструкция футеровки с учетом дифференцированного характера ее износа и технология факельного торкретирования футеровки конвертера в вертикальном положении. 6 ноября 1980 года введен в действие цех с 400 тонными конвертерами и МНЛЗ на Череповецком металлургическом комбинате, причем впервые в мировой практике с использованием низкомарганцовистого чугуна (0,2% Mn). Разработанная в цехе ресурсосберегающая технология передела такого чугуна включает динамический режим регулирования параметров кислородной продувки в соответствии с интенсивностью обезуглероживания и условиями раннего шлакообразования.

Впоследствии ведущие металлургические предприятия в условиях жесткой рыночной экономики объединили усилия, разработали и внедрили комплекс технологических мероприятий и нового оборудования для увеличения производительности цехов до 8 млн. тонн в год, коренного улучшения качества металла, включая освоение новых высококачественных сталей. Увеличение производительности цехов достигнуто в результате ввода новых мощностей (третьего 400 тонного конвертера на ММК), повышения эффективности и надежности работы оборудования (приводы поворота конвертеров, опоры подшипников, панели котла-охладителя, трубы Вентури газоочистки с регулируемым зазором), организации ремонта и монтажа в короткие сроки (за 4 - 5 суток) крупнотоннажного оборудования конвертеров без сокращения объемов производства в цехе; внедрение технологии плавки на магнезиальных шлаках с наращиванием шлакового гарнисажа, повышающего стойкость футеровки до 2800 - 4500 плавок; введения системы АСУТП плавки с использованием измерительного зонда, обеспечивающей сокращение плавки на 3 минуты; в непрерывной разливке - внедрение методики контроля состояния оборудования и прогнозирования дефектных участков роликового полотна, что позволяет сократить простои МНЛЗ на проведение плановых ремонтов; применение гранулированных шлакообразующих смесей, обеспечивающих ослабления усилия вытягивания и увеличения стойкости стенок кристаллизатора.

Для улучшения качества металла и расширения сортамента качественных сталей разработаны и внедрены технология производства особо низко сернистой стали (менее 0,005% серы), включая внедоменную десульфурацию чугуна высокоэффективной смесью (25% оксида магния + 75% флюитизированной СаО), выплавку в конвертере полупродукта из чистой железорудной металлошихты взамен металлолома, глубокую дегазацию с промывкой конвертерной ванны инертными газами, внепечную обработку стали рафинирующими шлакообразующими смесями с последующей продувкой порошками и вводом порошковой проволоки на основе металлического кальция с целью глубокой десульфурации и модифицирования неметаллических включений; в непрерывной разливке - технология защиты жидкого металла на участке разливочный ковш - кристаллизатор с применением уплотнительного материала и подачи аргона в защитную трубу и диффузор, что позволило подавать вдвое увеличенное содержание азота во время разливки и стабильно получать не более 0,006%. Реструктуризация сталеплавильного производства градообразующих металлургических комбинатов с переориентацией мартеновского производства на конвертерное с МНЛЗ позволило значительно улучшить экологическую обстановку (сократить вредные выбросы в 7 раз - от 76,8 до 10,53 тысячи тонн). В приземном слое жилой зоны концентрация пыли уменьшилась от 0,68 - 1,07 до 0,064 - 0,08мг/м3. В настоящее время в СНГ работают 16 конвертерных цехов с 47 конвертерами емкостью от 40 до 400 тонн. Современные отечественные конвертерные цехи - это крупные сталеплавильные комплексы с 350 - 400 тонными конвертерами и высокопроизводительными МНЛЗ; они оборудованы установками десульфурации чугуна и внепечной обработки стали, а также АСУТП. На базе использования новейших научных разработок в конвертерном производстве достигнуты значительные успехи: освоена технология передела чугунов различного состава (фосфористого, ванадиевого, низкомарганцовистого и др.) и выплавки качественных сталей широкого сортамента, включая стали ответственного назначения. Для дальнейшего развития и совершенствования конвертерного производства проводятся теоретические и экспериментальные исследования с последующим полупромышленным опробованием и доработкой по созданию новых технологических процессов и разновидностей самого конвертерного процесса, направленных на расширение сырьевой базы конвертерного производства и сортамента высококачественной стали ответственного назначения, включая «чистые стали»; энерго - и ресурсосбережение, охрану окружающей среды, комплексную автоматизацию и управление не только технологическим процессом, но и производством стали в целом.

2.2 Шихтовый двор. Выбор типа и основных размеров шихтового двора

Шихтовый двор современного конвертерного цеха, как правило, состоит из двух отделений, расположенных в одной или двух самостоятельных зданиях (или пролетах):

1) отделение шихтовых магнитных материалов (скрапное отделение);

2) отделение шихтовых сыпучих материалов (или общезаводской склад сыпучих материалов).

В скрапном отделении шихтового двора хранятся в основном металлический лом, а в некоторых случаях и раскислители. Для складирования этих материалов в отделении имеются соответствующие площадки или ямы. Суммарный объем ям для хранения скрапа определяется суточной производительностью цеха, расходом скрапа на одну тонну стали, числом суток запаса и насыпной массой скрапа.

Расположение и оборудование скрапного отделения зависит от производительности цеха и принятого способа подачи скрапа к конвертерам и их загрузки.

В цехах сравнительно небольшой производительности применяется продольное расположение шихтового двора. В этом случае шихтовый двор (скрапное отделение) обычно располагается в одной линии к загрузочным пролетам главного здания цеха и подача скрапа к конвертером осуществляется по эстакаде на отметке рабочей площадки по пути, проходящей вдоль фронта конвертеров.

В цехах большой производительности наиболее рациональным следует считать параллельное расположение скрапного отделения с подачей скрапа по поперечным путям с загрузкой его в конвертеры совками с помощью кранов загрузочного пролета и использованием для продольного перемещения совков со скрапом специальных загрузочных кранов. Наиболее удобный является применение полупортальных кранов, позволяющих осуществлять загрузку металлолома независимо от работы заливочных кpaнoв. Для загрузки всего скрапа в конвертер обычно достаточно двух совков, которые одновременно захватываются двумя подъемами крана. Объем совков будет зависеть от емкости конвертера, доли скрапа в металлошихте и его плотности.

Ширина здания скрапного отделения определяйся количеством и расположением ж.д. путей в нем, принятой шириной скрапных ям и в современных цехах отечественных заводов обычно составляет 24 - 36 м по осям колонн здания. Высота здания зависит от габаритов подвижного состава, а также кранового оборудования, расположения путей транспортировки совков со скрапом и обычно составляет 9 - 14 м от уровня пола цеха до головки подкрановых рельсов. Длина здания скрапного отделения определяется прежде всего длиной скрапных ям (полученных расчетом), а также суммарной толщиной разделительных стенок и длиной торцевых участков отделения, не занятых ямами. Шаг колонн здания обычно составляет 12 м. При выносе газоочисток за пределы главного здания скрапное отделение может состоять из двух участков, расположенных по одной оси.

В отделении сыпучих материалов хранятся известь, плавиковый шпат, железная руда, агломерат, боксит и др. сыпучие материалы. Для предотвращения попадания влаги все сыпучие материалы рекомендуется хранить б закрытых помещениях с ямными бункерами с последующей перегрузкой этих материалов в приемные воронки конвейеров грейферными кранами.

Подача сыпучих материалов к конвертером производится системой ленточных конвейеров и питателей, расположенных в изолированном от цеха участке конвертерного пролета, во избежание распространения по цеху пыли, выделяющейся при перегрузке сыпучих материалов, особенно извести, галерея, в которой располагается конвейер подачи сыпучих материалов, примыкает к торцу конвертерного пролета. Комплекс механизмов для подачи сыпучих материалов к конвертерам и загрузки их в конвертеры обычно состоит из следующих основных узлов:

1) подачи сыпучих в расходные буккеры;

2) подачи сыпучих из расходных бункеров в промежуточный бункер;

3) подачи сыпучих из промежуточного бункера в конвертер.

Расположение отделения сыпучих шихтовых материалов относительно главного здания цеха и его размеры выбираются по конструктивным соображениям, исходя из территориальных возможностей.

2.3 Описание технологии производство. Ход плавки

Плавку начинают с загрузки в конвертер лома. Загрузку ведут через горловину завалочными машинами или тронами, которые опрокидывают лотки с ломом в наклоненный контейнер. Затем из заливочного ковша с помощью мостового крана через горловину наклоненного контейнера заливают жидкий чугун. После заливки чугуна конвертер поворачивают в вертикальное рабочее положение в полость конвертера вводят фурму, включая подачу кислорода. Затем загружают первую порцию шлакообразующих (известь, с плавиковым шпатом и иногда с добавкой руды, окалины, окатышей, боксита). В первую порцию входит Ѕ - 2/3 шлакообразующих; оставшееся количество вводят несколькими порциями в течение первой трети длительности продувки.

Сыпучие шлакообразующие загружают с помощью автоматизированной системы, состоящей из бункера для хранения сыпучих питателей, весов и лотков, по которым материалы ссыпают в горловину конвертера. Система обеспечивает загрузку сыпучих без остановки продувки по программе, задаваемой оператором с пульта управления конвертером.

Кислородную фурму устанавливают в строго определенном положении. Расстояние от головки фурмы до уровня спокойной ванны в зависимости от емкости конвертера и принятой в данном цехе технологии составляет 0,8 -3,3м. обычно для ускорения шлакообразования продувку начинают при повышенном положении фурмы, а через 2 - 4 мин ее опускают до обычного оптимального положения. Интенсивность подачи кислорода в зависимости от конструкции фурмы и принятой технологии находится в пределах от 2,5 до 5 - 7 м/(Т•мин). За счет вводимого кислорода окисляются избыточный кислород, а также кремний, марганец и небольшое количество железа, причем окисление кремния и марганца заканчивается в первые 3 - 4 мин. продувки. Из образующихся окислов (исключая СО) и загружаемой в конвертер извести и других сыпучих формируется шлак. Основность его по мере растворения извести увеличивается и к концу продувки составляет 2,5 -3,7. В течение все продувки в шлак из металла удаляются фосфор и сера. Образующиеся при окислении углерода пузырьки СО вспенивают металл и шлак и существенно усиливают циркуляция шлака и металла. Что ускоряет процессы окисления, десфосфорации, десульфорации, нагрева металла и др. Вместе с пузырьками окиси углерода из металла удаляются растворенные в нем вредные газы - водород и азот.

Выделяющиеся при реакциях окисления тепло обеспечивает нагрев металла до требуемой перед выпуском температуры и расплавления стального лома. Плавлением лома обычно заканчиваются в течении 2 - 3 длительности продувки. Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного СО2). Покидают конвертер через горловину, образуя высокотемпературный поток отходящих газов, в котором содержится много (до 250 г/м) мелкодисперсных частиц Fe2O3.

Характерной особенностью плавки в кислородном конвертере является образование под кислородной фурмой высокотемпературной реакционной зоны с температурой 2100 - 2600 0С. Это результат того, что с места контакты кислородной струи с жидким металлом окисляется много составляющих чугуна и большое количество выделяющегося при этом тепла вызывает подогрев сравнительно небольшого объема реакционной зоны.

Продувка в зависимости от интенсивности подачи кислорода продолжается от 12 до 20 мин. и должна быть закончена для выплавляемой марки стали. В содержании углерода. К этому моменту металл должен быть нагрет до необходимой температуры (1580 - 1650 0С), а содержание серы и фосфора в нем не должно превышать допустимых для данной марки стали пределов.

Момент окончания продувки, примерно соответствующий требуемому содержанию углерода в металле определяют по количеству израсходонного кислорода, по длительности продувки, по показаниям ЭВМ. Окончив продувку из полости конвертера выводят кислородную форму, а конвертер поворачивают в горизонтальное положение. Через горловину конвертера отбирают пробы металла и шлаков и замеряют температуру металла термопарой погружения. В отборной пробе металла экспрессными методами определяют содержание углерода, иногда также марганца и других элементов.

На основании результатов анализа металла и измерения его температуры принимают решение либо о выпуске плавки, либо о проведении корректирующих операций, которые должны обеспечить получение заданной температуры и заданного содержания углерода. Возможно проведение следующих операций по исправлению плавки:

А) при избыточном содержании углерода проводится кратковременная додувка, обеспечивающая получение заданного содержания углерода: продолжительность додувки рассчитывают с большой точностью заранее, используя результаты большого числа предыдущих плавок;

Б) 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.;

В) при недостаточной температуре металла проводят додувку при повышенном положении фурмы или же вводят в конвертер ферромарганец или силикомарганец с последующей додувкой;

Г) при недостаточном соединении углерода производят науглероживание металла присадками молотого кокса или графита на струю металла при его выпуске в ковш.

Все операции по исправлению, за исключением последней, вызывают удлинение цикла плавки, снижение производительности конвертера и являются поэтому нежелательными. После выполнения необходимых операций по исправлению плавки конвертер наклоняют, выпуская сталь в ковш через летку и одновременно вводят в ковш раскислители и легирующие добавки. В ковш сливают также необходимое количество шлака. Шлаковый слой толщиной 200 - 300 мм. Предохраняет металл в ковше от быстрого охлаждения. Оставшийся шлак сливают через горловину подаваемую под конвертер шлаковую чашу. Общая длительность плавки в конвертерах емкостью от 50 до 400 т. составляет 30 - 55 мин.

2.4 Режим дутья

Режим подачи кислорода в конвертерную ванну оказывает большое влияние на длительность продувки, ход шлакообразования, величину выхода жидкой стали и ее качества, на стойкость футеровки конвертера. Важными параметрами дутьевого режима является давление и интенсивность подачи кислорода, количество кислородных струй, высота расположения фурмы и глубина внедрения струй в ванну, чистота кислорода.

Удельный расход кислорода изменяется в пределах от 47 до 57 м/т стали, возрастая при увеличении содержания окисляющихся примесей в чугуне и снижая при увеличении доли стального лома в шихте, поскольку лом содержит меньше окисляющихся элементов, чем чугун.

Давление кислорода перед фурмой должно быть в определенных пределах. Выходные сопла Лаваля кислородной фурмы преобразуют энергию давления газа в кинетическую. Для достаточного заглубления кислородных струй в ванну и полного усвоения металлом кислорода необходима высокая кинетическая энергии струи, поэтому размер сопол рассчитывают так, чтобы скорость струи на выходе из них составляла 450 - 500 м/с. Давление кислорода перед фурмой при этом должно быть 1,2-1,6 Мпа.

Циркуляция ванны, возникающая 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 рас плавления стального лома. Под фурмой высокоскоростные потоки кислорода с увлекаемыми в них каплями металла и шлака направлены в низ; это так называемая «зона продувки». Остальную часть ванны называют зоной циркуляции. В ней, у границ зоны продувки циркуляционные потоки направлены вверх; это следствие того, что из-за повышения концентрации кислорода здесь происходит наиболее интенсивное окисление углерода и формируется мощный поток всплывающих пузырей СО. Поскольку контур циркуляции должен быть замкнутым, у стенок конвертера металл движется вниз В начале и в конце продувки, когда скорость окисления углерода и выделения пузырьков СО не велики, циркуляционные потоки ослабленны и интенсивность перемещения ванны недостаточна.

Высота расположения фурмы имеет оптимальные пределы. При чрезмерном высоком расположении фурмы кислородные струи не будут внедряться в металл («поверхностей обдув») и будет низка степень усвоения кислорода; при чрезмерно низком положении («жесткая продувка») усиливается вынос капель металла отходящими газами и абразивный износ фурмы каплями металла, существенно замедляет шлакообразование и др. С учетом этого в конвертерах разной емкости фурму устанавливают на высоте, соответствующей расстоянию до уровня ванны в спокойном состоянии от 0,8 до 3,3 м. В этих пределах высота обычно возрастает при увеличении емкости конвертера и зависит также от конкретных условий работы данного конвертера. Действительное расстояние от фурмы до ванны по ходу продувки изменяется вследствие вспенивания металла и шлака. В начале и в конце продувки, когда скорость окисления углерода не велика и металл вспенивается незначительно, фурма находится под ванной. В середине продувки, когда интенсивность углерода сильно возрастает, большое количество выделяющихся пузырьков окиси углерода вспенивают верхнюю часть ванны и фурма оказывается погруженной в образующуюся газо - шлако- металлическую эмульсию (продувка в режиме «заглубленной струи»); уровень ванны может достигать горловины конвертера.

Изменение высоты положения фурмы во время продувки обычно используют для регулирования окисленности шлака и ускорения его формирования. При этом учитывают, что в подфурменной зоне вдуваемый кислород расходуется преимущественно на прямое окисление железа, а образующиеся окислы могут растворяться как в металле, так и в шлаке. При большом заглублении кислородных струй в металлическую ванну весть кислород будет усваиваться металлом. Уменьшение заглубления струи приближает зону прямого окисления в шлаку и в шлак будет переходить больше образующихся в этой зоне окислов железа. Обогащение же шлака окислами железа, как известно, существенно ускоряет растворение извести, т.е. шлакообразование. При этом, естественно, несколько уменьшается поступление кислорода в металл и, следовательно, скорость окисления углерода. При регулировании заглубления кислородных струй в ванну исходят из известных положений гидродинамики о том, что глубина проникновения струи в жидкость тем больше, чем ближе фурма к жидкости (т.е. ниже расположена фурма) и чем больше динамический набор струи, который возрастает при увеличении давления и расхода кислорода через сопла постоянного диаметра. Следовательно, повышение положения фурмы и снижение давления и расхода кислорода, вызывает уменьшение глубины внедрения струи в ванну, обеспечивает повышение окисленности и скорости формирования шлака и некоторое замедление окисления углерода; опускание фурмы и повышения давления и расхода кислорода - снижение окисленности шлака и ускорения окисленности углерода.

Интенсивность продувки в отличие от расхода кислорода в единицу времени, который возрастает при росте емкости конвертера и для большегрузных конвертеров достигает 2000 м /мин., не зависит от емкости; она определяется главным образом конструкцией кислородной фурмы (числом сопел в нем) и является почти постоянной в условиях того или иного конвертерного цеха. На разных заводах величина интенсивности I находится в пределах 2,5 - 5,0 и иногда доходит до 7 м/(т•мин). Обьясняется это тем, что при росте расхода кислорода возрастает скорость окисления углерода, и следовательно, количество выделяемых пузырьков окиси углерода, вспенивающих ванну при подъеме вспенившийся ванны до уровня горловины могут появится выбросы.

Чистота кислорода оказывает большое влияние на качество стали, поскольку от нее зависит содержание стали азота. Так, например, при использовании кислорода со степенью чистоты 98,3 - 98,7 % сталь содержит 0,004 - 0,008 % N, а при степени чистоты кислорода 99,5 - 0,002 - 0,004% N. Поглощение металлом азота, несмотря на его очень низкое содержание в дутье, обьясняется наличием зоны высоких температур (2500 0С) и высоким давлением дутья, обеспечивающим значительное порциальное давление азота в реакционной подфурменной зоне. Опыт показал, что для предотвращения насыщения металла азота необходимо применять кислород с чистотой не менее 99,5 %.

2.5 Устройство и оборудование конвертерных цехов

Цех состоит из шихтового, конвертерного и разливочного отделений. Шихтовое отделение, в свою очередь, состоит из отделений магнитных материалов, немагнитных материалов и миксерного. Основными грузопотоками являются:

1) доставка и заливка жидкого чугуна;

2) подача и загрузка лома в конвертер;

3) подача и загрузка шлакообразующих материалов (сыпучих материалов при продувке кислородом сверху и порошкообразных при продувке снизу);

4) подача кислорода (а также защитных составляющих при продувке снизу);

5) подача ферросплавов (в твердом виде или с предварительным расплавлением) в сталеразливочные ковши;

6) прием, транспортировка и разливка жидкой стали;

7) прием и транспортировка шлака;

8) вывоз из цеха стальных слитков или заготовок непрерывной разливки;

9) подача под разливку составов с изложницами (при разливке в слитки);

10) подача к месту ремонта конвертеров и ковшей огнеупорных материалов и вывоз огнеупоров, бывших в употреблении.

Лом подают железнодорожным транспортом в отделение магнитных материалов и разгружают при помощи магнитных кранов в приемные бункера. Для бесперебойной работы цеха желательно иметь в приемных бункерах суточный запас лома. В зимнее время (в зависимости от месторасположения завода) этот запас должен быть большим.

Размеры и вместимость бункеров для хранения лома рассчитывают, исходя из данных о его насыпной плотности и необходимом для бесперебойной работы запасе. Из приемных бункеров лом на каждую плавку загружают при помощи магнитных кранов в совки, взвешивают, устанавливают на скраповоз и подают на рабочую площадку. При расходе лома 20-25 % для одной плавки в 350-т конвертер необходимо загрузить 70- 90 т лома.

Для уменьшения продолжительности завалки и снижения потерь тепла кладкой печи это количество желательно вместить в один совок, поэтому очень важно получать качественный, заранее подготовленный лом. Вместимость совков в современных цехах достигает 100 м3; их перемещают кранами грузоподъемностью до 200 т. Размеры кусков лома не должны превышать 1500 х 50 х 500 мм.

Жидкий чугун поступает в главное здание цеха или из миксерного отделения, или из отделения перелива, куда его привозят передвижными миксерами из доменного цеха. По рабочей площадке конвертерного отделения ковши с жидким чугуном перемещают при помощи самоходных чугуновозов. Состав с ковшами останавливают против соответствующего конвертера, конвертер наклоняют, ковш с чугуном при помощи мостового крана снимают с чугуновозной тележки и чугун выливают в конвертер. Грузоподъемность заливочного крана в цехах с 35-т конвертерами составляет 450/100/20 т. Сыпучие материалы доставляют в отделение немагнитных материалов в саморазгружающихся вагонах или автомобильным транспортом и разгружают в приемные бункера, затем на передвижные конвейеры, при помощи которых материалы передают в приемные бункера.

Транспортировку сыпучих матери алов и твердых ферросплавов из соответствующего отделения в расходные бункера осуществляют по одному общему конвейерному тракту. Предусмотрены два параллельно расположенных конвейера с автоматически сбрасывающими тележками. Конвейеры расположены над бункерами, в которые загружают все сыпучие материалы, в том числе и ферросплавы