Технология производства стали 10Г2ФБ и проката из нее

Размещено на http://www.allbest.ru/

3

Размещено на http://www.allbest.ru/

1. Технология производства

1.1 Проектная технология производства стали 10Г2ФБ

сталь плавка легирование прокатка

Технологическая схема производства стали 10Г2ФБ включает выплавку стали в 110 т дуговой электросталеплавильной печи, последующую обработку на агрегате печь-ковш (АПК) с дополнительным вакуумированием металла на вакууматоре ковшевого типа и разливкой и прокаткой металла на литейно-прокатном модуле. Необходимо отметить некоторые особенности принятой технологической схемы.

Дуговая сталеплавильная печь вместимостью 110 т предназначена для производства полупродукта с минимальной продолжительностью времени плавки. Отличительной особенностью плавки в ДСП является оставление части металла (выпуск 100 т), что позволяет осуществить полную отсечку окислительного шлака, а это является, в свою очередь, обязательным условием наведения шлака в АПК для десульфурации.

Окончательная доводка металла по температуре, химсоставу и качественным показателям проводится на агрегате внепечной обработки. АПК служит для нагрева стали, проведения глубокой десульфурации за счет наведения шлака с низким содержанием (FeO), усреднению по химсоставу за счет продувки металла аргоном и микролегирования V, Nb, Ti.

Сталь 10Г2ФБ является флокеночувствительной. В этой связи вакуумная обработка стали является крайне желательной и включена в технологическую схему проекта. Существенное снижение температуры металла при вакуумной обработке компенсируется предварительным его нагревом на АПК.

Агрегат печь-ковш в технологической схеме является своеобразным демпфером, позволяющим гибко согласовывать операции по времени между плавильным агрегатом и литейно-прокатным модулем в случае каких-либо непредвиденных ситуаций.

Разливка стали ведётся на машине непрерывного литья заготовок, входящую в состав литейно-прокатного модуля. Сечение отливаемых на МНЛЗ слитков: 70(60) 2000 мм. Скорость разливки - до 4,5 м/мин.

1.1.1 Выплавка стали в дуговой печи

Сталь в дуговой печи выплавляется одношлаковым процессом. По способувыплавки различают два варианта:

- с завалкой шихты на "сухую" подину, очищенную от остатков шлака и металла предыдущей плавки;

- с завалкой шихты на "болото", суммарной массой от 10 до 20 т оставшейся от предыдущей плавки части шлака и металла.

Плавки по первому варианту (на "сухую" подину) проводятся после холодного ремонта подины в течение первых двух-трех плавок подряд, на первой плавке после замены эркера или донных фурм и после горячего ремонта подины в течение первых одной-двух плавок подряд.

По второму варианту осмотр подины производится через 20-25 плавок.

1.1.1.1 Подготовка печи к плавке

После каждой плавки производится осмотр печи, состояние футеровки стен, шлакового пояса, центральной заменяемой части свода, подины, продувочных фурм (при ведении плавок по 1 варианту), сталевыпускного отверстия, состояния водоохлаждаемых элементов печи, электрододержателей, шлангов подачи воды на охлаждение, кабелей короткой сети. Обнаруженные неисправности и замечания оперативно устраняются.

Заправка и торкретирование печи производятся сразу после выпуска плавки, заправка может производится и после завалки и подвалки.

При наличии локальных углублений футеровки подины и откосов производится выдувание шлака и металла с помощью сжатого воздуха или кислорода, подаваемого через трубу, с последующей заправкой их и выравниванием углублений магнезитовым порошком. Для лучшего удаления шлака и металла допускается присадка в эти места небольших порций магнезитового порошка, в. т. ч. полученного при переработке вторичных огнеупоров.

Заправка печи производится торкретмашиной или вручную либо сухим магнезиальным порошком, либо увлажненным водным раствором жидкого стекла плотностью от 1,10 до 1,20 г/см³. Допускается использовать порошок фракции не более 20 мм, полученный при переработке вторичных огнеупоров в количестве не превышающих 20 % от массы магнезитового материала. Подварку откосов в районе водоохлаждаемых панелей и холодильников рекомендуется проводить после подвалки.

Процесс завалки и подвалки металлошихты из корзин в печь осуществляетсяв следующем порядке.

1 Корзина с металлошихтой опускается так, чтобы ребро жесткости челюстных затворов находилось в створе верхнего среза каркаса электропечи. По команде сталевара (по рации) крановщик производит медленное раскрытие корзины.

2 При наличии в загрузочной бадье мокрого или промасленного металлолома (истекание воды или бурное выделение пара и дыма при наведении корзины над печью), для исключения выбросов из печи перед завалкой корзины вводится дополнительно на шлак известь в количестве до 1,5 т.

3 После того, как просыплется первая порция металлошихты в количестве от 5 до 7 т на подину или на "болото", корзина медленно поднимается вверх до полного раскрытия челюстных затворов с одновременным освобождением ее от металлолома.

Данный прием загрузки металлошихты должен соблюдаться особо тщательно в зимний период времени во избежание "взрыва", когда металлолом в корзине покрыт снегом или в ломе может находиться лед.

До включения печи порог рабочего окна должен быть очищен и заправленмагнезитовым или доломитовым порошками. Профиль порога должен иметь формужелоба и не препятствовать спокойному истеканию шлака из печи, а также не ограничивать рабочее пространство для манипулятора.

1.1.1.2 Расплавление металлошихты

Включение печи производится только при исправном состоянии печи, охлаждающих устройств, механического, гидравлического и электрического оборудования, а также по готовности пылегазоочистной установки к работе.

Расплавление шихты производится в автоматическом режиме.

Порог рабочего окна должен быть очищен от остатков металла и шлака. Порог заправляется (подваривается) сухим магнезитовым порошком или обожженным доломитом, либо порошком из переработанных вторичных огнеупоров фракции не превышающей 20 мм в начале периода плавления.

При перепуске электродов для предотвращения прожига подины электроды устанавливаются на расстоянии от 150 до 200 мм от "сухой" подины (по визуальной оценке) при нижнем положении электрододержателей. Проверяется состояние шлангов гидросистем и водяного охлаждения,плотности их соединений и креплений, отсутствие мест прогара. Проверяется открытие вентилей подачи воды на охлаждаемые элементы и проток ее из сливных труб.Также проводится осмотр кабелей короткой сети. Под рабочим окном на нулевой отметке устанавливается под слив шлакашлаковая чаша, которая должна быть побелена изнутри и подсыпана сухим шлаком(мусором). Установка чаш, подсыпанных влажными материалами, запрещается.

При обнаружении течи воды из водоохлаждаемых стеновых панелей, холодильников, водоохлаждаемых фурм и горелок производится их ремонт или замена.

1.1.1.3 Шихтовка плавок

Загрузка металлошихты, состоящей из лома черных металлов и передельного чугуна, осуществляется с помощью специальных корзин (бадей) в два приема: завалка (основная) и подвалка.

При шихтовке низкоуглеродистых и легированных марок стали допускаетсячастичная или полная замена лома категории Б на лом категории А. При шихтовке плавок легированным ломом категории Б массовая доля легирующих элементов должна быть не выше нижнего предела содержания этих элементов в заданной марке стали.

1.1.1.4 Доводка плавки

Доводка плавки производится на 22-19 ступенях напряжения.

Продолжительность кислородного рафинирования зависит от массовойдоли углерода в металле по расплавлению и его необходимого значения перед выпуском для заданной марки стали, при этом окисление углерода должно быть произведено не менее 0,1 %.

При отсутствии кислорода допускается использование твердых окислителей (железная руда, окисленные окатыши, окалина). Присадка твердых окислителей производится при температуре металла от 1580 до 1650 °С порциями массой от 100 до 150 кг с интервалом не менее 3 мин., не допуская бурного вскипания ванны.

По окончании окислительного периода и нагрева металла перед выпуском измеряется температура, и отбираются пробы металла и шлака на химический анализ.

Массовая доля серы и фосфора в металле перед выпуском не должна превышать нижнего марочного предела.

Рекомендуемая массовая доля углерода, кремния и марганца после выпуска для последующей обработки на УВОС должна соответствовать нижнему пределумарочного состава стали.

1.1.1.5 Выпуск плавки из печи

За 15-20 минут до выпуска плавки под печь устанавливается стальковш на сталевозе.

Ковш должен быть прогрет до состояния красного каления (температура не менее 800 °С), не иметь остатков металла и шлака от предыдущей плавки.

Шиберный затвор эркера открывается сталеваром с выпускного пультауправления.

При ведении процесса с "болотом" в печи оставляется от 10 до 20 т металла и шлака.

Выпуск плавки осуществляется "начисто", если следующая плавка будетпроизводиться с завалкой на "сухую" подину /9/.

1.1.2 Обработка металла на установке печь-ковш

1.1.2.1 Общие положения

Установка печь-ковш предназначена как для подготовки металла к выполненнию операции вакуумирования, так и для подогрева металла, корректировки его химического состава и дополнительного легирования без последующего вакуумирования.

На установке печь-ковш выполняются следующие операции:

- отбор проб и замер температуры металла;

- наведение высокоосновного шлака;

- корректировку химического состава металла по легирующим элементам и легирование металла новыми элементами, не содержащимися в металле при поступлении его на установку;

- десульфурацию металла;

- усреднение металла по составу и температуре продувкой аргоном.

1.1.2.2 Краткая характеристика оборудования ПК

Установка ПК включает в себя следующее основное оборудование:

- трехфазный трансформатор мощностью 16 МВ • А;

- устройство для зажима и перемещения электродов диаметром 400 мм.;

- водоохлаждаемую крышку с механизмом подъема и опускания;

- 2 сталевоза для обработки двух ковшей на ПК;

- гидравлическое оборудование;

- зонд для замера температуры и отбора проб металла;

- систему подвода аргона к узлу продувки, измерения и регулировки расхода аргона;

- автоматическую систему управления электродами и электрическим режимом.

- автоматическую систему взвешивания и подачи шлакообразующих и ферросплавов.

Технические характеристики установки ПК приведены в таблице 12.

Таблица 12 - Технические характеристики печи-ковша

Масса обрабатываемой стали, т	100-125
Мощность трансформатора, МВ • А	16
Первичное напряжение, кВ	35
Вторичное напряжение, В	98 - 280
Максимальный ток, кА	40,1
Диаметр электрода, мм	400
Скорость нагрева стали, °С/мин	до 4
Время обработки одного ковша, мин	25 - 50
Число бункеров с добавками	14
Расход электроэнергии, кВт•ч/т	25 - 40
Расход электродов, кг/т	0,3
Стойкость футеровки (число плавок) ковша	30 - 60

1.1.2.3 Подготовка оборудования и систем технологического обеспечения

Перед обработкой стали на установке печь-ковш необходимо:

- обеспечить и проконтролировать заполнение расходных бункеров материалами для выполнения соответствующих присадок;

- исправность механизмов перемещения крышки и электродов;

- работоспособность сталевозов;

- наличие давления в системе подачи аргона;

- давление воды в системе охлаждения;

- работоспособность трайб-аппарата, наличия в нем достаточного количества порошковой проволоки требуемой кондиции: порошковая проволока с наполнителем из силикокальция марки СК-30 диаметром 9-16 мм и катанка из первичного алюминия

- заблаговременно проверить состояние электродов и, в случае необходимости, произвести перепуск либо замену свечи и ее наращивание.

1.1.2.4 Технология обработки металла на установке печь-ковш

При поднятых электродах и крышке ковш передается сталевозом на рабочее место, где он автоматически центрируется относительно электродов. После установки ковша в рабочее место обязательно проверяется правильность центровки и опускается крышка на ковш.

Все операции на установке ПК производятся при обязательном перемешивании расплава аргоном, с целью уменьшения перегрева поверхностных слоев и как следствие этого повышенного износа футеровки и испарения железа и марганца.

По истечении 3-5 мин после продувки металла аргоном производится измерение температуры и отбирается проба расплава для определения химического состава.

После отбора проб и замера температуры металла выбираются рабочий расход аргона в пределах 50-250 л/мин на каждый продувочный блок, режимы нагрева и присадок шлакообразующих. После получения результатов анализа состава металла установить режим его корректировки.

Не следует работать на низких ступенях мощности при больших расходах аргона (более 100 л/мин), т.к в этом случае тепловой баланс может быть отрицательным.

Нагрев металла следует начинать с более низких ступеней мощности (не выше 4) и переходить к более высоким ступеням после образования достаточно жидкоподвижного шлака, при котором стабилизируется работа электродов, и ход печи становится более ровным.

Для уменьшения тепловых потерь металла, а также для целей десульфурации металла на проводят наводку шлака с использованием шлакообразующих CaO-CaF₂-Al₂O₃, подаваемых в смеси или раздельно.

Для оперативной оценки состояния шлака отбирается проба посредством погружения на глубину, не превышающую толщину шлакового расплава металлического стержня либо трубки длиной до 2,5 м и диаметром 15-20 мм. Оценка проводится по цвету остывшей пробы шлака.

1 Черный шлак имеет высокое содержание FeO+MnO более 2 %. Содержание этих окислов может быть понижено посредством раскисления алюминием, кальцием, порошком кокса.

2 Серый до коричневого цвет шлака соответствует содержанию FeO+MnO на уровне 1-2 %. Необходимо дополнительное раскисление шлака и добавка извести.

3 Белый до желтого - желтый цвет указывает на то, что идет процесс удаления серы. Шлак после остывания должен рассыпаться. Возможно, необходимы дополнительные порции извести.

4 Белый - это хорошо раскисленный карбидный шлак, под которым идет процесс активного удаления серы.

При легировании в АПК «раздувают» металл от шлакав месте ввода ферросплавов, увеличивая расход аргона, с целью уменьшения угара легирующих в шлаке.

При выполнении корректировки химсостава металла на ПК следует руководствоваться следующим порядком ввода легирующих элементов: марганец-углерод-кремний-алюминий-титан. Титан и алюминий вводить на ПК только в том случае, если металл в дальнейшем не подлежит вакуумированию.

Сталь микролегировать ванадием на ПК надо по нижнему содержанию в марке в конце обработки. Доводку стали на среднее содержание ванадия производить на вакууматоре.

Следует ориентироваться на следующее усвоение базовых элементов: кремний - 75-80 %, марганец - 85 %, хром - 95-97 %, углерод - 50-60 %,титан - 65-79 %, ванадий - 90 % .

При вводе материалов в ковш следует руководствоваться следующими величинами охлаждающего эффекта в расчете на 1 % от массы металла вводимого материала, °С: науглероживатель - 45-50, ферромарганец - 16, феррохром - 20, ферросилиций (ФС65-ФС45) - 0-5, известь - не менее 25, плавиковый шпат - 20, А1₂О₃ содержащий материал - 20-25.

При обеспечении химического состава металла в требуемых пределах показанием к окончанию процесса является достижение заданной температуры.

1.1.3 Обработка металла на вакууматоре

1.1.3.1 Общие положения

В вакууматоре предусмотрено выполнение следующих технологических операций:

- дегазация стали, прежде всего, удаление водорода;

- легирование стали и корректировка её химического состава;

- усреднение химического состава и температуры стали по объёму ковша;

- удаление неметаллических включений;

Вакуумированию может подвергаться металл как прошедший, так и не прошедший обработку на ПК.

Для эффективного выполнения операций вакуумирования высота свободного борта должна быть не менее 800 мм, т.е устанавливается ковш вместимостью по стали 100 т, количество оставшегося шлака не должно превышать 500 кг (20-30 мм).

1.1.3.2 Краткая характеристика вакууматора

Вакууматор включает в себя следующие основные узлы.

- вакуумную камеру, состоящую из двух частей; собственно камеры, в которую помещают ковш с металлом, и крышкой установленной на транспортной тележке. На крышке смонтированы устройства для приема материалов из расходных бункеров и ввода их в плавку как в процессе обработки вакуумом, так и после вакуумирования, телемера для наблюдения за поведением плавки в процессе вакуумирования; зонд для отбора проб и замера температуры;

- пароэжекторный вакуумный насос;

- вакуумпровод, соединяющий вакуум камеру с вакуум насосом;

- систему снабжения продувочным газом;

- систему очистки отходящих газов;

- энергетические системы, обеспечивающие подачу электроэнергии, охлаждающей воды, инертного газа для предварительного снятия вакуума;

- систему для хранения, дозирования и транспортирования материалов к приемным устройствам ВК;

- центральный пост управления с системой автоматического управления всеми узлами установки и местные пульты управления основными механизмами

- устройство для ввода в металл порошковой и алюминиевой проволоки.

1.1.3.3 Технология обработки металла на вакууматоре

При соблюдении требований, предъявляемых к металлу, ковш краном подается к вакуум-камере, где продувочный узел сталеразливочного ковша подключается к аргонопроводу, и подается аргон.

После проверки состояния уплотнителя и удаления с фланца камеры посторонних предметов вакуум-камера накрывается крышкой и проводится замер температур и отбор проб металла на химанализ.

Набор вакуума осуществляется в автоматическом режиме. Рекомендуется выбирать режим, обеспечивающий набор вакуума не более чем за 6-9 мин

В процессе набора вакуума установить минимальный расход аргона, но не менее 50 л/мин на пробку. После создания вакуума менее 3 Мбар, произвести постепенное увеличение расхода аргона до 150-300 л/мин на продувочный блок. Минимальное время дегазации при давлении менее 3 Мбар должно составлять 20-25 мин, минимальный общий расход аргона - 3000 л.

При необходимости корректировки химсостава металла присадку ферросплавов следует производить в первой половине вакуумирования, чтобы быть уверенным в их полном растворении в металле.

Снижение температуры металла при вакуумировании составляет 1,8-2,5 °С/мин, в зависимости от расхода аргона (ориентировочно 60 °С за цикл).

По истечению расчетного времени обработки произвести отключение вакуумных насосов. Отключение насосов, продувку камеры азотом и заполнение воздухом производить в автоматическом режиме.

Производится замер температуры и отбор проб на химанализ и содержание газов. Если измеренное содержание водорода в стали после вакуумирования превышает 1,5+0,4 ррm, необходимо произвести дополнительное вакуумирование в течение 3-5 мин после набора глубокого вакуума.

Раскисление стали алюминием и кальцием проводится по двухстадийной схеме. Перед вакуумированием алюминиевую катанку диаметром 9-12 мм с помощью трайб-аппарата вводится в металл при минимальном расходе аргона (пятно металла визуально диаметром не более 50 мм). Скорость ввода алюминиевой катанки должна составлять 1-3 м/сек. Для расчета массы вводимого алюминия принять массу погонного метра катанки диаметром 9 мм - 0,2 кг; 10 мм - 0,25 кг; диаметром 12 мм - 0,35 кг. Расход алюминия до 0,3 кг/т, расчетная степень усвоения 25 %, а порошковую проволоку с силикокальцием СК-30 с удельным расходом 0,64 кг/т (длину проволоки рассчитывают в зависимости от ее диаметра и содержания кальция). После вакуумирования алюминиевая катанка вводится в ковш с удельным расходом 0,18 кг/т, а порошковая проволока СК-30 - с удельным расходом 0,96 кг/т.

После раскисления стали алюминием и кальцием проводят очистительную продувку инертным газом.

После окончания обработки поверхность металла накрывают теплоизолирующей смесью на основе обожженной рисовой или подсолнечной шелухи.

Температура металла перед подачей ковша на разливку должна находиться в пределах 1540-1560 °С. При превышении указанной температуры осуществить корректирующую продувку аргоном.

В случае получения температуры ниже 1535 °С произвести подогрев на ПК без последующего вакуумирования. При этом в процессе нагрева запрещается производить присадки шлакообразующих и ферросплавов /10/.

1.1.3 Разливка и прокатка стали на литейно-прокатном модуле

Основными условиям осуществления нормального процесса непрерывной разливки стали являются:

- своевременная подача для разливки металла, выплавленного в ДСП и прошедшего внепечную обработку;

- тщательная подготовка к приёму плавки сталеразливочных и промежуточных ковшей;

- подготовка и проверка всех узлов МНЛЗ перед разливкой в соответствии с инструкцией по настройке технологического оборудования;

- строгое соблюдение производственно - технических инструкций и инструкций по технике безопасности.

Разливка производится в вертикальную (с изгибом в твердой части) УНРС. Слябовая заготовка имеет следующие размеры: 6020003600 мм.

Расчет длины сляба, выходящего из УНРС с учетом мягкого обжатия сердцевины в зоне вторичного охлаждения, представлен ниже.

Масса заготовки 3300 кг (таблица 7).

Длина сляба h = = 3,6 м.

Скорость разливки принята 2,83 м/мин.

Такие размеры заготовки необходимы для получения листа длиной 18 м, шириной 2 м и толщиной 12 мм, идущего далее на изготовление трубы диаметром 620 мм.

Далее сляб направляется в выравнивающую печь, перед которой установлены ножницы для резки тонких слябов. Рекомендуется устанавливать печь с роликовым подом и предназначать ее для координации скоростей работы УНРС и прокатного стана, выравнивания температуры по толщине, ширине и длине сляба, а также подогрева тонких слябов в случае снижения скорости разливки или в момент пуска УНРС.

Кроме того, печь служит буфером во время перевалки для проведения плановой и внеплановой смены валков в момент простоя прокатного стана с исключением прерывания процесса разливки.

При устойчивом режиме работы теплосодержание исходного сляба в большой степени соответствует требованиям, предъявляемым к металлу на выходе из печи. Тепловая энергия, поступающая в отапливаемую газом выравнивающую печь, предназначена лишь для компенсации потерь тепла с отходящими газами, через конвекцию и охлаждение контактом с роликами.

И последний технологический этап - это прокатный стан с устройством для гидросбива окалины водой высокого давления, охлаждающим рольгангом и моталкой.

Тонкий сляб проходит расстояние от выравнивающей печи до первой клети стана с той же скоростью, с которой он поступает в первую клеть. Таким образом, теплопотери за счет излучения и гидросбива окалины водой высокого давления поддерживаются на постоянном уровне по всей длине сляба.

Поскольку в печи с роликовым подом обеспечивается постоянная температура по всей длине сляба с отклонением менее 10 °С, прокатываемый металл от переднего до заднего конца полосы во всех клетях чистового стана имеет одну и ту же температуру.

Прокатка ведется на одной скорости. Ускорение, необходимое на обычных станах, в данном случае не нужно, к тому же исключаются холодные пятна в местах соприкосновения слябов с опорными элементами печей. Кроме того, усилие прокатки по всей длине полосы постоянно /11/.

1.2 Расчеты по основным агрегатам технологической схемы

1.2.1 Расчет материального баланса плавки в ДСП

1.2.1.1 Используемые шихтовые материалы и оценка состава стали перед выпуском

Расчет ведется для сверхмощной ДСП с применением продувки кислородом, работающей только на расплавление. В металлошихту вводят следующие компоненты: чугун - 20 кг/100 кг шихты и лом - 80 кг/100 кг шихты. Химический состав материалов и футеровки приведен в таблицах 13 и 14.

Количество футеровки, перешедшей в шлак, принимается равным 2,5 кг/т стали.

G_фут = 2,5 • G_ст • 0,01(6)

где G_ст - количество стали на 100 кг шихты, кг.

G_фут = 2,5 • 90 • 0,01 = 0,23кг/100кг металлошихты.

Количество загрязнений лома 1,1 % от веса лома.

G_{загр.лом} = 1,1 • G_лом • 0,01,(7)

где G_лом - количество лома на 100 кг шихты, кг.

G_{загр.лом} = 1,1 • 20 • 0,01 = 0,22кг/100кг металлошихты.

Таблица 13 - Химический состав лома и чугуна, %

Наименование	С	Si	Mn	S	P
Чугун	3,3	0,49	0,5	0,013	0,04
Металлолом	0,2	0,2	0,5	0,015	0,025
Средний состав шихты	0,82	0,26	0,5	0,0146	0,028
Состав полупродукта	0,1	0	0,15	0,0117	0,017
Окисляется примесей	0,72	0,26	0,35	0,0029	0,011

Таблица 14 - Химический состав извести, футеровки и загрязнений лома, %

Наименование	CaO	MgO	SiO2	Al2O3
Известь	84,0	7,0	3,0	2,8
Футеровка	52,0	45,0	2,0	2,0
Загрязнения лома	-	-	65,0	35,0

Принимаем, что усвоение марганца из металлошихты составляет 30 %. Кремний окисляется до следов. Углерод на выпуске получаем марочный. Конечное содержание серы в полупродукте определяется формулой

(8)

где S_н - начальное содержание серы в шихте,

з_s - степень десульфурации (принимаем равной 0,20).

Конечное содержание фосфора в полупродукте определяется формулой

(9)

где Р_н - начальное содержание фосфора в шихте,

л - кратность шлака,

L_p - коэффициент распределения фосфора (принимаем равным 60)

1.2.1.2 Определение расхода извести и состава конечного шлака

Количество и состав образующегося шлака в значительной мере определяют эффективность процесса и качество производимой стали.

Общее количество образующегося шлака составляет

(10)

где - соответственно количество образовавшихся оксидов при окислении Si, Mn и Р металлошихты, количество оксидов Fe, добавленной извести, разрушенной футеровки, загрязнений металлолома.

Количество образовавшихся оксидов

(11)

где - соответствующие стехиометрические коэффициенты пересчета окислившихся примесей в соответствующие оксиды.

G_шл^{ок.прим}=1,06 кг/100 кг шихты.

Одной из важнейших характеристик шлака является его основность, определяемая как отношение концентраций и

(12)

Основность шлака характеризует его способность к рафинированию стали, а также стойкость футеровки. Для достижения заданной основности добавляют известь (основность шлака необходимо задать в пределах 3,0 - 3,5) .

Количество вводимой извести рассчитаем по формуле

(13)

кг шихты

CaO поступает в шлак из извести и футеровки ДСП.

 (14)

кг шихты

SiO₂ поступает в шлак за счет окисления кремния металлошихты, содержания SiO₂ в извести и загрязнении металлолома.

(15)

кг шихты

Для определения общего количества образующегося шлака и его состава необходимо составить таблицу 15.

Таблица 15 - Количество (на 100 кг металлошихты) и состав образующегося шлака

Источник	Всего	CaO	SiO2	MnO	MgO	P2O5	Al2O3	FeО
Окислившиеся примеси, кг	1,03	-	0,55	0,45	-	0,03	-	0,16
Известь, кг	4,12	3,46	0,12	-	0,29	-	0,12	-
Футеровка, кг	0,24	0,12	0,00	-	0,11	-	0,00	-
Загрязнения лома, кг	0,80	-	0,52	-	-	-	0,28	-
Масса шлака без FeO	6,19	3,59	1,20	0,45	0,40	0,03	0,40
Шлак, кг	6,32	3,59	1,20	0,45	0,40	0,03	0,40	0,16
Шлак, %	100	57,68	19,30	7,26	6,36	0,40	6,43	2,56

Масса шлака 6,32 кг/100 кг шихты.

1.2.1.3 Определение выхода жидкой стали (полупродукта)

В ходе расплавления масса жидкого металла уменьшается в результате:

- окисления примесей чугуна и металлолома (углерода, кремния, марганца и фосфора);

(16)

= 0,72 + 0,26 + 0,35 + 0,011 = 1,35кг/100 кг шихты;

- окисления железа и перехода его в шлак;

(17)

/100 шихты;

- потери железа с пылью в виде ,принимаем равным 1,8 % (1,5-2,0 %) от металлической части шихты или 1,8 кг/100 кг шихты;

- загрязнения металлолома 1,1 % от массы металлолома или 0,22 кг/100 кг шихты;

- потери железа в шлак в виде металлических корольков 6 % от массы шлака или 0,6 кг/100 кг шихты;

Таким образом количество жидкой стали составит

(18)

кг шихты

Выход жидкой стали

 (19)

1.2.1.4 Определение расхода кислорода

Кислород расходуется на окисление примесей шихты, окисление железа, переходящего в шлак, а также на образование плавильной пыли.

Расход газообразного кислорода можно рассчитать из балансового уравнения

(20)

Количество кислорода, необходимое для окисления примесей, составляет

(21)

где - доля углерода, окисляющегося до (составляет обычно )

Принимаем, тогда

= 1,53 кг/100 кг шихты

Количество кислорода, необходимое для образования оксидов железа в шлаке, составляет

 (22)

кг/100 кг шихты.

Количество кислорода, необходимое для образования пыли

G_O2^пыль=G_пыль• 0,216

G_O2^пыль = 1,8•0,216 = 0,50 кг/100 кг шихты.

Количество кислорода, поступившего в ДСП с окалиной металлолома

G_O2^окал=G_окал•0,27 (24)

G_O2^окал = 0,8 • 0,27 = 0,22 кг/100 кг шихты.

Тогда количество газообразного кислорода равно

G_O2^газ=1,53 + 0,11+0,50-0,22=1,927 кг/ 100кг шихты

Количество технического кислорода составляет

,(25)

где - доля кислорода в техническом кислороде;

- коэффициент усвоения кислорода ().

кг/ 100 кг шихты

Объем технического кислорода (), требуемого на проведение процесса, составляет

 (26)

1.2.1.5 Определение количества отходящих газов

Источником отходящих газов являются:

- продукты окисления углерода;

(27)

кг/100 кг шихты

- недопал при разложении извести;

(G_изв • ({%CO₂}^изв + {%H₂O}^изв)) • 0,01 (28)

4,12 • 3,1 • 0,01 = 0,13 кг/100 кг шихты

- неусвоенный кислород;

G_неиспO2 = • (1 - k) • (%O₂)^возд • 0,01 (29)

G_неиспO2 = 2,06 • 0,995 • (1 - 0,94) = 0,12кг/100 кг шихты

Количество азота в кислородном дутье

= • (%N₂) • 0,01 (30)

 = 2,06 • 0,5 • 0,01 = 0,01кг/100 кг шихты

Количество отходящих газов

=+++ G_неиспO2 (31)

= 1,82 + 0,13 + 0,01 + 0,12 = 2,09кг/100 кг шихты

Объем отходящих газов

(32)

Результаты расчета отходящих газов приведены в таблице 16.

Таблица 16 - Объем отходящих газов

	СО	СО2	N2	H2O	O2	Всего
Масса, кг	1,43	0,40	0,01	0	0,13	1,97
м3/100 кг шихты	1,14	0,12	0,01	0	0,09	1,44
	79,42	14,02	0,57	0	5,99	100

Результаты расчета материального баланса сведены в таблице 17.

Таблица 17 - Материальный баланс на 100 кг шихты

Приход	кг	%	Расход	кг	%
Чугун	20,00	18,80	Сталь	96,23	90,09
Лом	80,00	75,22	Шлак	6,32	5,92
Известь	4,12	3,88	Газы	2,08	1,95
Футеровка	0,24	0,22	Потери с:
Кислород	2,00	1,88	-пылью	1,80	1,69
			-корольками	0,38	0,36
Итого:	106,358	100,00	Итого:	106,809	100,00

Невязка: (106,358 - 106,809)/106,809 • 100 = 0,42%

1.2.2 Расчет теплового баланса плавки в ДСП

Приход тепла:

- тепло экзотермических реакций;

- тепло шлакообразования;

- тепло болота;

- тепло от электричесих дуг.

Расход тепла:

- энтальпия стали;

- энтальпия шлака;

- тепло, теряемое с отходящими газами;

- теплопотери в окружающую среду.

1.2.2.1 Приход тепла

Расчет ведем на 100 кг металлошихты.

1 Химическое тепло окисления примесей

Окисление углерода

(33)

где - тепло, выделяющееся при окислении углерода до (10,47 );

- тепло, выделяющееся при окислении углерода (34,09 );

- доля углерода, окислившегося до ;

- количество окислившегося углерода, %;

- вес металлошихты, кг.

Окисление кремния

(34)

где - теплота окисления кремния, 31,1

Окисление марганца

(35)

где - теплота окисления марганца, 7,36

Окисление фосфора

(36)

где - теплота окисления фосфора, 25

2 Тепло шлакообразования

Для реакции составит

(37)

где - теплота образования , 2,04 ;

- содержание в шлаке, %.

Для реакции составит

(38)

где - теплота образования , 4,7 ;

- содержание в шлаке, %.

3 Тепло болота.

(39)

где - теплоемкость твердой и жидкой стали (соответственно 0,7 и 0,838);

- температура плавления стали, и температура стали на выпуске;

- теплота плавления стали, 242 ;

- масса стали, ;

- пересчет кДж из МДж.

1.2.2.2 Расход тепла

1 Теплосодержание стали (полупродукта).

Теплосодержание полупродукта рассчитаем по формуле (39).

2 Теплосодержание шлака

(40)

где - теплоемкость шлака, (1,25 );

- температура шлака, равная (), ;

- теплота плавления шлака, 209.5 ;

- масса шлака и масса корольков, .

3 Тепло, теряемое с отходящими газами.

(41)

(42)

где - соответственно количество () и теплоемкость () каждого из составляющих отходящих газов: ; ; ; ; ;

- температура отходящих газов, принимается меньше температуры стали на выпуске из ДСП на 100 °С, .

Результаты расчета теплового баланса сведены в таблицу 18.

Таблица 18 - Тепловой баланс плавки в ДСП

Приход	МДж	%	Расход	МДж	%
1	2	3	4	5	6
Тепло экзотермических реакций	22,89	13,42	Энтальпия стали	136,78	0,20
Тепло шлакообразования	4,02	2,36	Энтальпия шлака	24,40	14,31
Тепло болота	13,68	8,02	Тепло отходящих газов	4,27	2,50
Тепло электрических дуг	129,97	76,20	Тепло потерь	5,10	2,99
Итого	170,56	100,0	Итого	170,56	100,0

1.2.3 Расчёт десульфурации стали ТШС

Состав ТШС; массовые доли:

CaO - 50 %; Al₂O₃ - 36 %; SiO₂ - 10 %; MgO - 3 %

Расход шлака равен 10 кг/т. Концентрация Al в стали - 0,05 %. Обработка металла в ковше с высокоглинозёмистой футеровкой, К_Al = 10^-13.

Рассчитаем активность кислорода в расплаве К_Al= , при этом

(43)

Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом

L_s = -2.78+0.86 (44)

L_s = -2.78+0.86 L_s = 110.

Кратность шлака = 0,01.

Степень десульфурации

_s= (45)

_s=

При обработке стали ТШС происходит разбавление рафинировочного шлака продуктами раскисления, что приводит к снижению L_s. В таблице 19 представлено изменение состава рафинировочного шлака.

Таблица 19 - Изменение состава рафинировочного шлака

Материал	Количество, кг	Количество оксидов, кг
		СаО	Al2O3	SiO2	MgO	MnO
1 ТШС 2 Оксиды - продукты раскисления 3 Печной шлак 4 Футеровка ковша	10 7 5 2	5 - 2,39 -	3,6 3,7 0,085 0,6	1,0 2,4 0,805 1,0	0,3 - - -	- 0,9 0,185 -
Итого:	24	7,39	7,985	5,205	0,3	1,085
Конечный состав рафинировочного шлака.	100%	30,79	33,27	21,69	1,25	4,52

Рассчитаем значения L_s и _s для периода окончания обработки металла ТШС с разбавлением рафинировочного шлака при ₀ = 0,00034 %

lgL_s = L_s = 21

= 0,024.

_s=

Среднее значение L_s

L_s = ,

_s=

Для получения [S]?0,005 необходимо провести обработку металла SiCa после глубокого обезуглероживания металла Al. Это даст также эффект микролегирования корундовых неметаллических включений и дополнительного понижения содержания серы до 0,005 % //.

1.2.4 Раскисление и легирование

При сливе металла в стальковш производится обработка металла ферросплавами. Материалы присаживают следующим образом: на дно от 70 до 100 кг чушкового Al; а после наполнения ковша на 1/5-1/4 дают ферросилиций и ферромарганец (ввод в ковш силикокальция не производится). В конце слива металла присаживают известь 5 кг/т и плавиковый шпат 0,5 кг/т.

Масса присаживаемых ферросплавов рассчитывается по формуле

(46)

где Ф - количество ферросплавов, кг;

М - масса жидкой стали, Т;

С₁ - массовая доля элемента в готовой стали, %;

С₂ - массовая доля элемента в стали перед раскислением, %;

К - коэффициент усвоения элемента при раскислении;

А - массовая доля элемента в ферросплаве, %;

К - коэффициент усвоение элемента, %.

Расчёт ведётся для получения нижнего предела заданной массовой доли элемента в готовой стали.

Ферромарганец ФМн90

ФМн90 = кг

На 1 т расход ФМн90 14,4 кг.

Ферросилиций ФС65

ФС65 = кг

На 1 т расход ФС65 3,5 кг.

Феррованадий ФВд40

ФВд40 = кг

На 1 т расход ФВд40 2,37 кг;

Феррониобий ФНб60

ФНб60 = кг

На 1 т расход ФНб60 0,56 кг.

1.2.5 Подогрев металла в печи - ковше

В процессе производства стали без дополнительного подогрева на технологических стадиях между окончанием продувки и разливки на МНЛЗ температура металла всё время уменьшается. Температуру металла в ДСП перед выпуском Т_вып можно найти из соотношения

Т_вып = Т₁ + Т₂ + Т₃ + Т₄ + Т₅ (47)

где Т₁ - падение температуры стали при выпуске из ДСП и легировании, С;

Т₂ - падение температуры стали при перевозке стальковша до вакуумкамеры, С;

Т₃ - падение температуры стали во время внепечной обработки, С;

Т₄ - падение температуры стали при транспортировке стальковша до МНЛЗ, установке его на стенд, поступлении металла в промковш, С;

Т₅ - заданная температура металла в промковше, С.

Падение температуры стали при транспортировке ковша от ДСП до вакууматора и от вакууматора до МНЛЗ можно принять в сумме равными 20 С. Падение температуры при выпуске стали из ДСП составляет около 60 С. Самое сильное охлаждение стали происходит во время обработки её в вакуум-камере. Учитывая скорость падения температуры (1-1,5 С/мин) и время обработки около 40 минут, температура стали снизится примерно на 60 С. Температура металла в промковше для трубных марок сталей с массовой долей углерода 0,08-0,12 % должна составлять 1540-1560 С. Теперь легко посчитать, что без принятия мер по дополнительному подогреву температура стали на выпуске из ДСП должна составлять 1700-1720 С.

Обеспечение такой высокой температуры связано с резким ухудшением технико-экономических показателей плавки.

Температуру металла на выпуске можно значительно снизить, если применять меры, обеспечивающие подъём температуры стали в процессе её внепечной обработки.

1 Потери температуры стали на выпуске.

Потери за счёт излучения струи металла в атмосферу цеха и нагрев футеровки ковша равны 20 С (выпуск длится не менее 5 мин.).

Во время выпуска стали из ДСП в ковш дают до 1 кг/т стали кг чушкового алюминия. 1 % присаживаемого алюминия даёт увеличение температуры стали на 17 С. Повышение температуры стали во время выпуска составит С.

При обработке стали ТШС или известью температура металла снижается со скоростью 5 С/т. В конце слива металла присаживают в ковш известь 0,0029 кг/т стали. При проведении десульфурации стали в ковш дают ТШС в количестве 10 кг/т. При этом температура стали упадёт на t_{ТШС и изв} = (3,5+1) (-5) = -22,5 С.

Итого потеря температуры стали при выпуске составит t_вып = -20 + 1,7 - 22,5 = 40,8 С.

2 Потери при легировании и микролегировании (для низколегированных марок сталей).

Всего потери температуры при легировании стали t_легир = 32,49 С.

В таблице 20 приведено изменение температуры при вводе ферросплавов.

Таблица 20 - Потери температуры металла при вводе ферросплавов

Ферросплавы	Количество, кг/т стали	Снижение температуры при введении 1% ферросплава	Потери температуры, С
Ферромарганец	14,4	-16	-23,04
Ферросилиций	3,5	0	0
Феррованадий	2,37	-6,8	-1,61
Феррониобий	0,56	-14	-7,84

3 Потери температуры при обработке стали алюминиевой проволокой и аргоном.

Усреднительная продувка аргоном за весь период внепечной обработки составляет 20 мин. Снижение температуры стали во время продувки -1,5 С/мин: t_прод = 20 (-1,5) = -30 С.

Ввод алюминиевой проволоки (трайб-аппарат) в количестве 0,86 кг/т стали повысит температуру на t_тр.ап. = 0,30 0,1 (+17) = 0,5 С.

4 Потери температуры при вакуумной обработке.

При вакуумировании температура стали падает со скоростью 1,5 С/мин. Таким образом, за 40 минут вакуумной обработки, температура стали упадёт на 60 С.

Суммарные потери температуры стали при внепечной обработке составят

t_потерь = t_вып + t_легир + t_прод + t_тр.ап. + t_вак (48)

t_потерь = - 40,8 - 32,5 - 30 + 0,5 - 60 = - 162,3 С.

Расчёт необходимой температуры металла в сталь-ковше перед разливкой.

Температура ликвидус низколегированной стали 10Г2ФБ

Т_ликв = , (49)

где Т_ликв - температура ликвидус, С;

- массовые доли соответствующих элементов в стали, %.

Т_ликв = С.

Температура стали в промковше должна быть равна Т_ликв + 20 С = 1518 + 20 = 1538 С.

При разливке стали температура металла в сталь-ковше падает на 0,4 С/мин /14/. Время разливки низколегированной стали составляет 40 минут. Потери температуры стали в промковше равны t_разл = 40 0,4 = 16 С.

Необходимая температура металла в сталь-ковше после внепечной обработки 1538 + 16 = =1554 С. Тогда требуемая расчётная температура стали на выпуске из ДСП должна быть равна Т_вып = 1554 + t_потерь = 1554 + 162 = 1716 С, что экономически нецелесообразно, учитывая наличие АПК. Выпуск стали из ДСП возможен и при более низких температурах. При этом, необходим подогрев металла в процессе внепечной обработки.

После того, как из ДСП произведён выпуск металла сталь отправляется на установку печь-ковш. Здесь в ковше наводится новый шлак, в основном на базе извести или шпата и других добавок. После этого производится дуговой нагрев металла до заданной температуры. При этом перемешивание металла осуществляется в основном одновременно с нагревом, путём продувки металла снизу. Одновременно происходит десульфурация металла. При необходимости осуществляется корректировка химического состава металла, ввод микролегирующих добавок.

Нагрев стали в печь-ковше на 50 С позволит снизить температуру её выпуска из ДСП до 1666 С, необходимое время обработки составит 12,5 минут.

При нагреве металла в печи-ковше следует учитывать повышение массовой доли углерода в стали на 0,01 %.

1.2.6 Определение необходимой мощности трансформатора для нагрева стали в АПК

В печи ковше подогреваем металл на 50 ?С. Скорость нагрева 4 ?С/мин.

Теплоемкость жидкой стали

С_р = 0,85.

Масса обрабатываемой в ковше стали М_СТ = 100т.

Теплоемкость всего объема металла без учета суммарного КПД

Q_Ме = С_р·ДТ· М_СТ (50)

Q_Ме = 0,85·50·100000 = 4250 МДж

Суммарный КПД агрегата печь-ковш

n_? = n_тепл · n_электр, (51)

где n_тепл и n_электр - тепловой и электрический КПД соответственно.

n_? =0,45· 0,9 = 0,405

Мощность трансформатора с учетом суммарного КПД

W = , (52)

W = = 13,99 МВ·А.

Из справочника выбираем трансформатор мощностью 16 МВ·А

1.2.7 Расчёт производительности вакуумного пароэжекторного насоса

Проведём расчёт вклада каждого из газовых составляющих.

1 Продувка металла Ar.

Требуемый расход Ar равен 30 м³/ч.

М_Ar= _Ar Q_Ar, (53)

М_Ar= 1,78 30/60 = 0,89 кг/мин

2 Удаление других элементов найдём по формуле

(54)

где и - соответственно начальная и конечная концентрация элемента в стали.

Удаление водорода.

Удаление азота.

,

Выделение СО.

кг

, (55)

кг

Теперь необходимо перевести на сухой воздух.

Время вакуумной обработки составляет примерно 20 минут.

Масса аргона в переводе на сухой воздух

(56)

где _возд - плотность воздуха;

_Ar - плотность аргона.

Масса других элементов в переводе на сухой воздух определяется по формуле

, (57)

где _возд - плотность воздуха;

_Э - плотность элемента.

Масса водорода в переводе на сухой воздух

_.

Масса азота в переводе на сухой воздух

_.

Масса СО в переводе на сухой воздух

_.

Суммарная масса элементов в переводе на сухой воздух

М = 0,65 + 0,27 + 0,10 + 2,41 = 3,43 кг/мин или 205,8 кг/ч.

1.2.8 Непрерывная разливка стали

1.2.8.1 Определение исходных параметров

Ширина сляба должна быть достаточной для производства одношовных труб диаметром 620 мм, также необходимо учесть допуск для сварки штрипса.

B = D_внутр + 40, (58)

где D_внутр - внутренний диаметр трубы, мм

40 - величина допуска, необходимая для сварки штрипса.

В = 3,14 620 + 40 = 1996,8 мм 2000 мм

Для синхронизации работы отделений выплавки, внепечной обработки и разливочного время обработки металла на каждом из этапов должно быть примерно одинаковым.

Время выплавки стали в ДСП примерно 40 минут, а значит, и время разливки на УНРС принимаем равным 40 минут.

Массовая скорость вытяжки

, (59)

где N - число ручьев;

- технологический параметр.

т/мин

Линейная скорость вытяжки

, (60)

где - плотность металла, т/м³;

а - толщина сляба, м;

b - ширина сляба, м.

м/мин

Высота кристаллизатора Н = 1100 мм

Эффективная высота кристаллизатора Н^* = 1100 - 100 = 1000 мм

Длина жидкой лунки

L_ж.л. = , (61)

где k - коэффициент затвердевания, мм/мин^-1.

L_ж.л. = = 4,9 м

Металлургическая длина машины

L_мет = L_ж.л r, (62)

где r - технологический параметр.

L_мет = 4,9 1,1 = 5,39 м

Последнее поколение машин непрерывного литья CSP проектируют как машины с вертикальным затвердеванием и изгибом уже вертикально затвердевшего слитка (VSB), что дает следующие преимущества:

- симметричное затвердевание непрерывного литья сляба, что особенно критично для тонкослябовых машин;

- отсутствие дополнительных напряжений, вызываемых процессом изгиба и разгиба в жидком состоянии;

- сокращение числа секций по сравнению с требуемым в радиальных машинах;

- простота выравнивания в линию и настройки направляющих роликов непрерывного литья сляба;

- отсутствие приводов в направляющих роликах;

- сокращение времени изменения параметров ручья до минимума.

При металлургической длине 5,39 м, образованной пятью секциями, МНЛЗ сможет отливать тонкие слябы толщиной 70/60 мм со скоростью 2,5-5 м/мин. Обжатие слитка с жидкой сердцевиной (LCR), которое будет начинаться в секции № 2, предназначено для бесступенчатого уменьшения толщины непрерывного слитка в диапазоне 10 мм.

Режим LCR повышает гибкость агрегата, позволяя приспосабливать толщину при литье к различной требуемой толщине готовой полосы. В данном случае будет реализовано новейшее решение LCR 3, которое обеспечит:

- мягкий переход к требуемой толщине;

- отсутствие необходимости в изменении скорости литья;

- изменение толщины на расстоянии около 90 % длины тонкого сляба для предотвращения потерь в выходе годного.

Вертикально затвердевший слиток изгибается по радиусу 2500 мм /13/.

1.2.8.2 Определение диаметра стакана промковша

Для осуществления стабильной требуемой подачи металла из ковша в кристаллизатор необходимо, чтобы скорость вытягивания слитка была равна скорости истечения металла из промковша.

, (63)

где - скорость истечения металла из промковша, т/мин;

- скорость истечения металла из кристаллизатора, т/мин.

Согласно формуле (59) массовая скорость вытяжки составляет 2,77 т/мин.

= 60 d² , (64)

где - коэффициент истечения металла, = 0,9;

d - диаметр стакана, м;

g - ускорение свободного падения, м/с²;

Н - высота металла в промковше, м.

м или 31 мм

1.2.9 Энергетический баланс процесса CSP

Из тепла, вносимого жидкой сталью (принято за 100 %), приходится отводить через систему охлаждения 35,6 %, чтобы обеспечить затвердевание металла.

Потери энергии на излучение и контакт с роликами вытягивающего устройства до входа в роликовую печь составляют 10,3 %. Оставшееся тепло в количестве 54,1 % обеспечивает вышеуказанную температуру входа в печь 1080 °С, которая соответствует требуемой температуре выхода 1100 °С. Для компенсации потерь тепла в печи (2,5 %), обусловленных охлаждением роликов, требуется подвод тепла в количестве 6,2 %.

До входа в первую прокатную клеть потери тепла составляют 3,75 % за счет излучения и гидросбива окалины.

Рисунок 3 - Энергетический баланс одноручьевого агрегата CSP: 1 - разливка; 2 - выравнивание температуры; 3 - прокатка; 4 - охлаждение; 5 - зона затвердевания; 6 - сталь в кристаллизаторе; 7 - охлаждение кристаллизатора; 8 - вторичное охлаждение; 9 - излучение; 10 - контакт с роликами; II - потребление тепловой энергии в печи; 12 - утилизация тепла в рекуператорах; 13 - отходящие газы; 14 - охлаждение контактом с роликами; 15 - потери тепла через стены печи; 16 - электроэнергия на прокатном стане; 17 - редуктор стана; 18 - промежуточное охлаждение; ...