27 | Робоча швидкість розливання, м / хв | 0,7 | Висота робочого майданчика, м | 13,15 | Вага основного обладнання машини, т | 1857 | Вага змінного обладнання, т | 415 | Час розливання, хв | 53-66 |
У рамках модернізації і розширення виробництва меткомбінату «ність» планує використання нової МБЛЗ. Ця МБЛЗ представляє з себе одноручьевую слябової установку з річною продуктивністю 800 тисяч тонн. Передбачувана конструкція слябової МБЛЗ - вертикальна з вигином злитка і прямим кристалізатором, що має шість точок вигину і чотири тічки випрямлення. За рахунок цього можливо оптимальне зниження деформації, що виникає при вигині і випрямленні безперервнолитої заготовки. Радіус розливання становить 10.5 м, а оптимальне розташування роликів за схемою, розробленою спеціально для меткомбінату «ність», забезпечує незначні показники деформації. Основні характеристики слябової МБЛЗ: середня вага плавки 120т; пропускна здатність промковша 118 т; ємність промковша 25т; коефіцієнт завантаження МБЛЗ 0.864; число струмків 1; підготовче час 55 хв; виробництво на МБЛЗ на рік 323 днів; охолодей в стальковша 2т; головний обрезь 500 мм; хвостова обрезь 500 мм; охолодей в промковше 6 т; швидкість машини складає 0,25 - 2 м / хв; швидкість введення затравки 4,0 м / хв; підготовче час -55 хв; ширина сляба -1200 мм; товщина сляба -190; Довжина первинного та вторинного сляба 3,9-5,2 м, 1,3-2,6 м, відповідно.
Установки стабілізації та доведення металу (УСДМ) встановлюються за першою електропіччю. На установках УСДМ виконується наступний комплекс технологічних операцій: - Продування сталі в ковші аргоном з метою вирівнювання температури і хімічного складу рідкої сталі; - Введення в рідкий метал алюмінію, порошкоподібних реагентів і кускових феросплавів. За кожною електропіччю споруджується свій Газовідвідний тракт у складі: котла утилізатора, газовідвідних трубопроводів, установки газоочистки і димососні установки. Гази, що утворюються в робочому просторі печі через спеціальний отвір в зведенні направляються за системою газопроводів в котел-утилізатор. Після охолодження в котлі-утилізаторі гази надходять на встановлення газоочищення, а потім за допомогою димососа викидаються в трубу. До складу кожної газоочистки електропечей 1 і 2 входять рукавний фільтр ФРО-20300-130-10, два димососа ДН 24х2-0, 62 з електродвигуном ТАК 302-17-44 / 3 потужністю 530 кВт. Обсяг димових газів надходять на кожну газоочистку становить 600 тис. м 3 / год. Очищена газо-повітряна суміш викидається в атмосферу через загальну, для газоочисток організованих і неорганізованих викидів від печей 1 і 2, димову трубу висотою 120 м, діаметром гирла 9,6 м. Для вловлювання неорганізованих викидів відходять від електропечей 1 і 2 передбачається установка подкришних парасольок над печами розмірами в плані 15х27 м. Від цих парасольок запилений повітря спрямовується на газоочистку. Очищення запиленого повітря передбачається в електрофільтрах. На кожній газоочистки печей 1 і 2 встановлюється два електрофільтри типу Ега-2-48-12-8-3-330-5, два димососа ДН-26-2-0, 62 з електродвигунами 302-17-69-8/10У1 потужністю 100/500 кВт. Обсяг газів надходять на кожну газоочистку становить 1000 тис. м 3 / год. Організовані і неорганізовані викиди від печей будуть проходити очищення від пилу в електрофільтрах. До складу газоочистки входять: - Два електрофільтри Ега-2-78-12-8-3-33-5; - Чотири димососа ДН 26х2-0, 62 з електродвигунами А302-17 - 69-8/10У1 потужністю по 1000/500 кВт. Обсяг димових газів, що надходять на газоочистку становить 1600 тис. м. 3 / год. Газо-повітряна суміш від організованих і неорганізованих викидів після очищення викидається в атмосферу через загальну димову трубу висотою 120 м і діаметром гирла 9,6 м Залишкова запиленість газів не більше 100 мг/м3. Для вловлювання неорганізованих викидів від печей також передбачена установка подкришного парасольки. До складу газоочистки входять два димососа ДН-221 з електродвигуном ТАК 30-12-55-8/10 м-У1 потужністю 160/180 кВт. Обсяг газів, що надходять на газоочистку становить 200 тис. м. 3 / год. Вловлена в електрофільтрах пил системою транспортерів подається в збірний бункер. До складу електросталеплавильного цеху входять наступні виробничі відділення: - Головне будівництво; - Термоотделочное відділення; - Відділення первинної переробки шлаку; - Шихтовий проліт. Для обслуговування електросталеплавильного цеху створені такі допоміжні цехи, відділення та споруди: скрапоразделочное відділення, зблоковані з шихтових прольотом; суміщений склад феросплавів і сипучих з відділенням підготовки порошків і сумішей, а також відділення пакетіровкі скрапу 2; адміністративно-побутовий корпус, їдальня; ескпресс-лабораторія; лабораторія контролю макроструктури; зарядна станція, цех ремонту металургійного обладнання; трансформаторно-масляне господарство; об'єкти енергетичного господарства; об'єкти масляного господарства цеху; дільницю утилізації пилу; ремонтно-механічна майстерня; електроремонтний майстерня; ділянку шиберних затворів; сховище рідкого скла. Опис виробничих відділень, допоміжних цехів і споруд наводиться нижче. Головне будівлю прийнято у складі п'яти прольотів: шлакоуборкі, завантажувального, пічного, розливного, МБЛЗ і передавального; з головним будинком блокується будівлю термоотделочного відділення. Термоотделочное відділення розташовується в прольотах: термообробки, складу литої заготовки і прольоті зачистки заготовки. Головна будівля і будівля термоотделочного відділення виконані в металі. Прийнята схема шлакоуборкі через спеціальний проліт забезпечує поділ вантажопотоків сталі і шлаку, що має істотне значення, при наміченому використанні в шихті електропечей окатишів, що підвищують вихід шлаку в 1,8-2 рази порівняно з роботою печей на скрап. Проліт шлакоуборкі має ширину 18 м і довжину 336 м. У прольоті розміщуються стенди для шлакових ковшів місткістю 16 м 3 та укладаються тупикові залізничні шляхи для транспортування шлакових ковшів у відділення первинної переробки шлаку. На балконі з відміткою 8,0 м, виступаючому в проліт, розташовуються печі для нагріву феросплавів, проміжні бункери для феросплавів, бункера для великошматкових феросплавів, платформні ваги 3,2 т.с. Під робочим майданчиком розміщуються допоміжні приміщення (сантехнічні, електротехнічні, насосні, конторки). Проліт обслуговується двома ливарними кранами вантажопідйомністю 100 +20 т.с. Для ремонту кранів у прогоні передбачені кран-балки вантажопідйомністю по 5 т.с. Прийнята в проекті схема подачі сипучих в електропечі являє собою єдину автоматизовану лінію з безперервним транспортом від відділення сипучих матеріалів, до завантаження цих матеріалів в піч, що зажадало зміни розташування устаткування в порівнянні з раніше виконаними проектами ЕСПЦ вітчизняних заводів. На відміну від чинного ЕСПЦ ЧерМЗ, витратні бункера розміщуються в окремому завантажувальному прольоті і передбачена подача сипучих матеріалів з цих бункерів по системі транспортерів і течки безпосередньо в робочий простір електропечі. У завантажувальному прольоті розміщуються бункера для сипучих матеріалів, окатишів, феросплавів і заправних матеріалів. Проліт має робочі майданчики з відмітками +8,0 м. і 16,85 м.; 21,525; 26,85; 30,25. Ширина прольоту - 12 м. Основна робоча майданчик (на позначці 8 м) призначена для обслуговування дугових електропечей і для переміщення по ній мульдозавалочной машини з феросплавами і деякими видами шлакоутворюючих матеріалів, для яких необхідно здійснити перед введенням в піч нагрів або прожарювання. Крім зазначених машин, по цьому майданчику переміщуються самохідні машини для скачування шлаку, заправки печей і два візки вантажопідйомністю 10 т для передачі заправних машин з прольоту шлакоуборкі в пічний проліт. По торцях прольоту передбачені вантажопасажирські ліфти. Проліт обслуговується кран-балками вантажопідйомністю 3,2 т.с. і 10 т.с. У пічному прольоті встановлено дві електропечі ємністю 100 т з трансформаторами потужністю 75 МВА. Печі обладнані пристроями для введення сипучих матеріалів через звід і установками для уловлювання та очищення газів. У печей розміщені пічні підстанції, установки по введенню феросплавів в сталерозливний ківш і інше допоміжне устаткування і споруди. У торці прольоту з боку печі № 1 передбачені ремонтні місця склепінь печей, установка для сушіння склепінь, місце ремонту футеровки знімного кожуха печі, а також бункер для вибивки склепінь. У іншому торці прольоту розміщений другий бункер для вибивки склепінь. Для руху сталевозом по осі кожної печі укладені тупикові залізничні колії широкої колії. З метою герметизації від диму і шуму пічної проліт ізольований від інших прольотів стінами. Агрегат комплексної обробки сталі (АКОС) розміщений у пічному прольоті за піччю № 2. Спорудження АКОС в пічному прольоті забезпечує можливість використання для нього завантажувального прольоту для розміщення в ньому бункерів для зберігання сипучих і феросплавів, які подаються за конвеєрам в ківш при позапічної обробці. Проліт обладнаний трьома ливарними кранами вантажопідйомністю 180 +63 / 20 т с зі швидкістю головного підйому 8 м / хв. Для ремонту кранів передбачені кран-балки вантажопідйомністю 10 тс. Над сталевознимі шляхами навпроти першого електропечі розміщується установка стабілізації та доведення металу в ковші (УСДМ). У осях колон 11-21 споруджені, над якими на робочому майданчику встановлені поворотні стенди для передачі ковшів зі сталлю на МБЛЗ і аварійні ємності. Для прибирання скрапу, що утворюється при розливанні сталі, передбачений висновок в проліт двох ширококолійних шляхів для візка подачі цебер. У період виведений також ширококолійний шлях для сталевоза АКОС. У прольоті передбачені ділянки та обладнання для поточного обслуговування сталерозливних ковшів, стенди для установки шиберних затворів. Проліт має ширину 30 м і обладнаний трьома ливарними кранами вантажопідйомністю 180 +63 / 20 тс і двома консольними кранами вантажопідйомність 5 тс, з вильотом стріли 6 м. Для ремонту кранів у прогоні передбачені кран-балки вантажопідйомністю 10 тс. У прольоті розміщуються два МБЛЗ, а також основне устаткування по ремонту проміжних ковшів, установки для сушіння промковшей і стопорів, розчинні вузли, установки з витіснення «козлів», поворотні стенди для ломки футерування і машина наливної футеровки промковшей. Проліт обладнаний передавальної візком для транспортування порожніх сталерозливних ковшів з прольоту МБЛЗ в розливний, а також інших вантажів. Тут розміщуються вбудовані технологічні приміщення МБЛЗ. Проліт має ширину 30 м і обладнаний двома мостовими кранами вантажопідйомністю 100 +20 тс і двома мостовими кранами вантажопідйомністю 30 / 5 тс. Для обслуговування ремонтів МБЛЗ над ділянками вторинного охолодження, правильної машини, газорезкі і транспортно-прибиральної лінії передбачена установка кранів вантажопідйомністю 10 тс. Ці крани переміщаються впоперек прольоту і мають вихід в передавальний проліт. Для ремонту технологічних кранів передбачені кран-балки вантажопідйомністю 2 тс і 3 тс. Організація завантаження кошиків скрап та передача завантажених кошиків до електропечей є одним з факторів визначає продуктивність електропечей. Негабаритний і легкий сталевий брухт намічається подавати тільки в скрапоразделочний проліт, а габаритний великоваговий скрап, як привізною, так і скрап прокатних цехів в обидва прольоту: скрапоразделочний і шихтовий. Існуюча підготовка брухту дозволяє забезпечити завалку електропечі двома кошиками, які за умовами забезпечення високої продуктивності електропечей повинні подаватися до електропечей одночасно до початку завалки. У зв'язку з цим, завантаження обох кошиків повинна здійснюватися практично одночасно. В одному прольоті виконати завантаження обох кошиків можна лише за умови одночасної роботи двох кранів і завантаження скрапу за допомогою контейнерів ємністю 14 м 3 з дошіхтовкой і коректуванням ваги скрапів із засіків, за допомогою магніту підвішеного на малому гаку спеціального мостового крану вантажопідйомністю 30/15 тс. Контейнери зі скрапів з скрапоразделочного прольоту передаються в шихтовий проліт на самохідних рейкових візках вантажопідйомністю 150 тс. З метою зменшення додаткових операцій з передачі контейнерів з скрапоразделочного прольоту в шихтовий, а також кранових операцій по перестановці контейнерів у шихтовому прольоті з задалжіваніем кранів на цих операціях, передбачений висновок ширококолійних шляхів для самохідних візків вантажопідйомністю 150 тс в скрапоразделочний проліт. За умовами завантаження достатньо мати один шлях для подачі кошиків на кожну електропіч, але, враховуючи можливі аварії з вагами і самохідними візками, пропонується резервний шлях для передачі кошиків з скрапів до електропечей, що з'єднує скрапоразделочний і розливний проліт. Візок, встановлена на цьому шляху, може бути використана також для передачі скрапу, що утворюється при розливанні сталі, в скрапоразделочний проліт на переробку. Зважування кошиків з скрапів виробляється на платформних вагах вантажопідйомністю 125 т.с. Зважені кошика за допомогою самохідних візків передаються в пічний проліт головної будівлі до прорізів у робочому майданчику і за допомогою мостових кранів вантажопідйомністю 180 +63 / 20 тс транспортуються до електропечей для завалки. Сипучі матеріали з суміщеного складу надходять у завантажувальний проліт по двох конвеєрів з шириною стрічки 1000 мм у витратні бункери місткістю 24 м 3 і 18 м 3. Котуни в завантажувальний проліт надходять по транспортерної галереї у витратні бункери обсягом 24і 35 м 3. Подрібнені феросплави в завантажувальний проліт зі складу феросплавів надходять по транспортерної галереї. Феросплави та сипучі матеріали, які необхідно перед введенням в піч нагріти або прожарити, подаються в проміжні бункери, а потім у мульди. Мульди з феросплавами підлоговими мульдозавалочной машинами вантажопідйомністю 3,2 тс транспортуються до двокамерним печей для нагріву. Після нагріву або прожарювання цими ж машинами феросплави передаються до електропечей або АКОС. Технологічні порошки та суміші для використання на установках АКОС і УСДМ подаються в головну будівлю наступним чином: мелене вапно - пневмотранспортом, феросиліцій і силікокальцій в суміші з інертними матеріалами у Пневмонагнітачі ємністю 1 м 3 - автотранспортом, решта - в камерних насосах автотранспортом. Сипучі матеріали і окатиші з видаткових бункерів завантажувального прольоту за допомогою системи зважування конвеєрами подаються безпосередньо в печі через тічки закріплені на порталах електропечей. Технологічні порошки з видаткових бункерів подаються на установки приготування сумішей, оснащені ваговими дозаторами і планетарно-шнековими змішувачами. Кожна суміш готується безпосередньо перед вдуванням і вивантажується в пневмо-нагнітач, за допомогою якого транспортується газом - носієм в ківш. Суміші, що містять феросиліцій і силікокальцій, вдуваються в нейтральному середовищі. Управління роботою змішувальних установок і Пневмонагнітачі проводиться з пульта управління. Введення сипучих матеріалів в електропіч здійснюється системою конвеєрів і течки. Завантаження шлаку з електропечей проводиться у шлакові ковші ємністю 16 м 3 встановлені на самохідних шлаковозів під електропечами. Наповнені шлаком ковші транспортуються в шлаковий проліт, де переставляються краном на шлаковози врівноваженою системи, де шлак зливається і поливається водою. Охолоджений шлак відвантажується екскаваторами на автомашини для відправки з цеху. Шлакові ковші після зливу шлаку з них передбачається обприскувати вапняним молоком на спеціальній установці. Вапняне молоко готується лопатевої мішалкою. Вапно на установку подається автомобілем. Твердий шлак з розливних ковшів вивантажується в розливному прольоті у шлакові ковші встановлені на стендах. Заповнені твердим шлаком ковші передаються в шлаковий проліт за спеціальним тупикового залізничній колії. Підготовка розливних ковшів до подальших плавок і підігрів ковшів здійснюється в розливному прольоті. Графитированні електроди зі складу феросплавів подаються в пічний проліт автотранспортом у контейнерах. Мостовим краном вантажопідйомністю 180 +63 / 20 тс контейнери з електродами подаються до верстатів для згвинчування електродів. Ремонт склепінь електропечей здійснюється поза печей на спеціально відведених ділянках, там же проводиться виготовлення футерованной частини склепінь, підготовка розчинів, вибивка футеровки склепінь. З метою полегшення проведення ремонтів стін, на всіх електропечах кожухи передбачені знімними. Схема завалки електропечей прийнята з розрахунку забезпечення мінімальної тривалості цієї операції. При випуску черговий плавки з електропечі два коші скрапу (завалка + подвалку) повинні бути виставлені на робочий майданчик. Під час заправки печі другий завалочних краном кошик зі скрапів подається до електропечі. Після завалки скрапу в піч порожня кошик ставиться на самохідну візок. На другу самохідну візок ставиться порожня кошик після підвалки попередньої плавки. Випуск сталі з електропечей виробляється в сталерозливні ковші, встановлені на самохідних сталевоза, за допомогою яких ковші зі сталлю транспортуються в розливний проліт. Після позапічної обробки сталі розливний ківш цим же краном подається на поворотний стенд МБЛЗ для розливання сталі на литу заготовку. При розливанні сталі на МБЛЗ ковші зі сталлю за допомогою поворотних стендів передаються в проліт МБЛЗ і встановлюються над промковша. Управління шиберними затворами розливних ковшів прийнято дистанційне, а управління стопорними механізмами промковшей - ручне. Підготовка промковшей виробляється в прольоті МБЛЗ, де розташовані і установки для наборки та сушіння стопорів промковшей. Доставка вогнетривів в прольоти головної будівлі передбачена в контейнерах автотранспортом зі складу вогнетривів. Прийнята схема розміщення МБЛЗ дозволяє вести розливку сталі на машинах при роботі двох дугових електропечей з періодичного режиму розливання одиночних плавок, в режимі розливання «плавка на плавку» двох плавок і в тривалому режимі розливання «плавка на плавку». Лита заготівля, отримана на МБЛЗ, рольгангами транспортується в термоотделочное відділення. Всі заготовки клеймуються в торець. У печі уповільненої охолодження заготовки подаються за допомогою штовхачів. Заготовки довжиною 6 м подаються в один ряд, довжиною 3,5 м - у два ряди. Передача заготовок від печей уповільненої охолодження у складській проліт проводиться рольгангами і за допомогою сталкивателя, які видають заготовки на приймальні стелажі. Зі стелажів заготовки знімаються кранами з підхватами і укладаються на складські площі для охолодження. Після охолодження до температури 20-40 від заготовок відбираються темплетів для лабораторних випробувань, а заготовки передаються на абразивні зачисні верстати для стовідсоткового освітлення «змійкою». Освітлені заготовки проходять стовідсотковий огляд і розмітку виявлених дефектів. Всі заготовки, що пройшли огляд, передаються самохідними візками у зачисної проліт, де заготівлі, потребують усунення дефектів, зачищаються на абразивних верстатах. Після зачистки заготівлі об'єднуються з заготовками, що не вимагають ремонту в загальних штабелях, розташованих на складських ділянках. У міру потреби заготівлі вантажаться в залізничні вагони, зважуються і передаються в прокатні цехи. На випадок аварійної зупинки однієї з печей уповільненої охолодження передбачена можливість передачі заготовок у складській проліт, минаючи печі, для чого запроектовано висновки рольгангів від всіх трьох МБЛЗ у проліт термоотделенія, а також передбачені сталкивателя та прийомні стелажі. При цьому охолодження заготовок проводиться на відкритому повітрі в штабелях. 1.1.6 Реконструкція ВАТ «ність» Враховуючи цю ситуацію, у ВАТ «ність» (ОХМК) проводиться комплекс робіт з поліпшення якості сталі, використовуваної для виготовлення труб, так і щодо організації їх виробництва. У комплекс цих робіт входять: - Розробка нових марок сталі класу K60, K 70, K 80 і вище замість виробляються в даний час; - Розробка нових і вдосконалення існуючої технології виробництва сталі для труб; - Розробка та освоєння на комбінаті власного виробництва труб великого діаметра для магістральних газонафтопроводів. Розробляється технологія виготовлення зварних горячедеформіруемих труб, принципово відрізняється від усіх існуючих, дозволяє забезпечити однорідність властивостей металу по всьому периметру і товщиною стінки, ліквідувати механічну і структурну неоднорідність зварного з'єднання, звести до мінімуму значення залишкових напружень, виготовляти труби з геометричними параметрами, що задовольняють всі вимоги споживача . Виходячи з вимог споживачів труб і державних органів, при впровадженні нового виробництва горячедеформіруемих труб, будуть введені в стандарти і технічні умови нові додаткові нормативні вимоги: - Визначення стабільності механічних властивостей зварного шва по довжині труби; - Гарантія співвідношення межі текучості до тимчасового опору D T / D B <0,8; - Гарантований термін експлуатації труб не менше 20 років, за рахунок покриттів і якості металу; - Проведення обов'язкової сертифікації труб на безпеку; - Гарантований коефіцієнт запасу міцності не менш 2,6 і ряду інших вимог. Передбачувана область використання зварних гарячедеформованих труб має досить широкий спектр: - Обсадні; - Бурильні; - Насосно-компресорні; - Трубопроводи різного призначення; - Заготовки для циліндрів навантажених насосів, пневмоциліндров. Згідно нової технології визначили сортамент труб з наступними параметрами: - Діаметр, мм 60 ... 168 - Товщина стінки, мм 3,5 ... 14 Реалізацію проекту передбачено провести на основі ресурсозберігаючої технології у чинному цеху з широкосмуговим універсальним таборували «800». У результаті різкого зниження витрат на виробництво та забезпечення конкурентоспроможності на внутрішньому і зовнішньому ринках доцільно і технічно можливо використання продукції стану «800» у власному глибокому переділі при виробництві зварних труб малого і середнього діаметрів. Прийняті організаційна та технологічна схеми, які дозволяють реалізувати проект, передбачають проведення робіт в три основних етапи: 1. Створення обладнання безперервної лінії по освоєнню виробництва гладких зварних гарячедеформованих труб; 2. Створення додаткового обладнання потокових ліній обробки з освоєнням виробництва високоміцних труб нафтового сортаменту з нарізними висадженими кінцями, виробництва муфт, ніпелів, кілець і т.п.; 3. Створення обладнання потокових ліній для виробництва прецизійних холоднодеформіруемих труб, а також відводів, трійників. Таким чином, освоєння нової технології виробництва труб на ВАТ «ність» (ОХМК) передбачає: - Вирішення проблеми виготовлення труб з високими споживчими властивостями; - Скорочення закупівель труб з імпорту; - Розширення поставок труб на експорт; - Поліпшення внутрішньогосподарської діяльності підприємства і створення умов з організації додаткових робочих місць. У технологічній лінії стану «2800» змонтована нова установка ультразвукового контролю німецької фірми «Нукем». Установка буде забезпечувати контроль за всією площею листа з видачею інформації про наявність і розташування виявлених дефектів на екран дисплея. Листи з дефектами, що перевищують встановлені норми, будуть оброблятися і переводиться в інші категорії якості. Відповідно до сучасних вимог до прокатної продукції ультразвуковий контроль є обов'язковим при атестації і сертифікації листової сталі і служить одним з основних елементів технології її виробництва. Тому нова установка дозволяє випускати продукцію, що відповідає вимогам світових стандартів якості. 24. 02. 1997 підписано контракт між ВАТ «ність» (ОХМК) та німецькою фірмою «Маннесманн Демаг Хюттентехнік» на постачання російським металургам обладнання комплексу з виробництва штрипсів для труб в «північному» виконанні на суму 216 млн. німецьких марок. Інвестиційний проект зазначеного комплексу передбачає спорудження в електросталеплавильному цеху сучасної високотехнологічної установки «ківш-піч» продуктивністю 850 тис. тонн рідкої сталі на рік, що забезпечує випуск сталі з вмістом сірки не більше 0,005% і слябової МБЛЗ продуктивністю 800 тис. тонн слябів на рік, а також модернізацію устаткування стану «2800», яка забезпечить виробництво штрипсів для труб великого діаметру в «північному» виконанні. Реалізація проекту дозволить почати випуск в Росії труб великого діаметра для магістральних газонафтопроводів високого тиску в «північному» виконанні, які в даний час купуються по імпорту. У електросталеплавильному цеху введено в експлуатацію установку «ківш-піч» № 1 продуктивністю 450 тис. тонн сталі на рік, Обладнання установки виготовлено в АТ «Сібелектротерм». У комплексі з установкою «ківш-піч» будуть впроваджені нова технологія футеровки сталерозливних ковшів і сучасні вогнетривкі матеріали для її виготовлення, які будуть поставлені за контрактом з австрійською фірмою «Файнч-Радекс». Реалізація цього проекту забезпечить підвищення стійкості футеровки сталерозливних ковшів з 20 плавок до 100 плавок при експлуатації ковшів без установки «ківш-піч» і з 20 плавок до 40 плавок при експлуатації ковшів на установці «ківш-піч». Проведення реконструкції та технічного переозброєння сталеплавильного виробництва має на меті зниження загальних виробничих витрат виробництва сталі, що чинитиме позитивний вплив на економічні показники комбінату, а також створить передумови для виробництва імпортозамінюючої продукції. Для досягнення зазначених цілей на початку нового тисячоліття передбачені такі заходи: - Реконструкція існуючих електросталеплавильних печей із збільшенням їх місткості до 130 т. і доведенням річної продуктивності до 1,5 млн. т.; - Реконструкція блюмової МБЛЗ № 1 для підвищення продуктивності і поліпшення якості металу; - Спорудження нового відділення безперервного розливання сталі і агрегату «ківш-піч» в мартенівському цеху; - Спорудження до 2003 р. однією Двохванний електросталеплавильної печі річною продуктивністю 1,5 млн. т. замість двухванних і мартенівських печей. У найближчому майбутньому в зв'язку з необхідністю оновлення існуючих та будівництвом нових магістральних газонафтопроводів очікується пожвавлення російського ринку труб великого діаметру. Комбінат має намір зайняти свою нішу на ринку труб великого діаметру, для чого передбачається виробництво двошовних прямошовних електрозварювальних труб в «північному» виконанні з зовнішньої ізоляцією, призначених для будівництва наземних, підземних і підводних газонафтопроводів всіх категорій надійності, розрахованих на тиск 5,4 - 7, 4 МПа. Спорудження нового трубоелектрозварювального цеху виробничою потужністю 500 тис. т. труб на рік створить умови для випуску високорентабельної продукції, яка може бути повністю реалізована на ринку Росії за конкурентоспроможними цінами / 2 /. 1.2 Комплексне рафінування металу з метою отримання ультранизького вмісту шкідливих домішок та суттєвого підвищення експлуатаційних характеристик готового металу 1.2.1 Рафінування металу від азоту Відомо, що наявність азоту в металі викликає зниження пластичності при деформації, підвищення твердості, меж текучості і міцності, пов'язаних з деформаційних старінням і охрупчивание. Поведінка азоту при виплавці сталі з використанням металевого брухту в шихті вивчали багато дослідників, якими встановлено, що після проплавлення шихти і проведення окисного періоду концентрація азоту залежить від хімскладу сталі, конкретних умов ведення плавки і від кількості окисленого вуглецю. При випуску розплаву з печі і його продувці відбувається значне підвищення концентрації азоту на 0,002 - 0,004%. Це пов'язано із взаємодією розплаву з атмосферою і збільшенням інтенсивності надходження азоту зі шлаку в метал. Слід зазначити, що при більш низьких температурах випуску розплаву з печі (<1640 ° С), середній приріст вмісту азоту 0,001 - 0,002% був істотно нижче, ніж при температурах вище 1640 ° С 0,002 - 0,0035% / 3 /. У процесі розливання досвідчених плавок на УНРС концентрація азоту зростала на 0,002 - 0,004%. Таким чином на наступних стадіях процесу, починаючи з випуску в ківш і закінчуючи розливанням металу, відбувається значне збільшення вмісту азоту в сталях. Продування стали аргоном - один з найпоширеніших способів позапічного рафінування. Одним із завдань продувки є зниження вмісту газів в металі - кисню та азоту. При дегазації розкислення сталі видалення азоту при всіх способах нестабільно і незначно, при продувці стали на повітрі або у вакуумі вміст азоту змінюється на 8 - 13% / 3 /. Дегазація неокислених сталей практично не супроводжується видаленням азоту до моменту введення розкислювачів, після чого починається період деазотації, що пояснюється утворенням нітридів титану і алюмінію та їх видаленням бульбашками аргону. Проте видалення азоту в процесі продувки розплаву аргоном неефективно навіть при використанні великої (більше 2 м 3 / т) витрати аргону. Більш доцільно, за даними численних досліджень, обробка сталі у вакуумі, тому що основним призначенням процесу позапічного вакуумування є дегазація металу - зниження вмісту азоту і водню. При вакуумної обробки стабільно досягається низька концентрація водню, що відповідає близькому парціальному тиску водню в газовій фазі. Зниження азоту при його вихідному вмісті 0,003 - 0,006% незначно і складає в середньому 4%, а при більш високому вмісті 0,015 - 0,028% становить 15 - 29%. Таким чином, зниження азоту залежить від його вихідного змісту, а кінцева концентрація не досягає розрахункових значень, що відповідають закону Сівертса. Узагальнюючий аналіз даних показав, що зниження концентрації азоту досягає лише 10 - 20% при вакуумуванні частково або повністю розкислення металу. Більш високе (до 40%) зниження концентрації азоту спостерігали тільки при вакуумній обробці неокислених металу / 3 /. Дослідники пояснюють це видаленням азоту з оксидом вуглецю, що утворюється при взаємодії вуглецю і кисню. У той же час видалення азоту з неокислених металу повинно гальмуватися наявністю розчиненого кисню. Кисень, будучи поверхнево-активним елементом, захищає метал від насичення азотом. Тому більш пізніше розкислення розплаву алюмінієм сприяє отриманню в металі низької концентрації азоту, що необхідно враховувати при виборі оптимального режиму розкислення для зниження азотаціі металу в процесі позапічної обробки. У зв'язку з цим необхідно розглядати процес видалення азоту з неокислених металу з бульбашками ЗІ, а після розкислення з поверхні взаємодії метал - газова фаза. 1.2.2 Використання порошкового дроту Сучасне сталеплавильне виробництво має у своєму розпорядженні технічними засобами для здійснення вторинної (позапічної) обробки рідкого металу з метою його рафінування від шкідливих домішок і додання розплаву необхідних властивостей, що забезпечують необхідний високий рівень показників якості металопрокату, труб і металовиробів. З різноманіття існуючих технологічних процесів ковшевой металургії (вакуумування, рафінування газами, шлаками і ін) досить ефективним є процес позапічної обробки сталі і чавуну оболонкової порошковим дротом (ПП), що не потребує складного обладнання, додаткових виробничих площ і значних капіталовкладень. В даний час АТ «ЧМЗ», ВАТ «ЧСПЗ», АТ «Тенакс» (м. Ногинск) випускають за розробленими технічними умовами дріт з наступними наповнювачами: силікокальцій, алюмокальцій, магній, магній з кальцієм, кальцій, графіт, титан, сірчаний колчедан та ін Крім відомих, ЦНІІЧерметом створені нові види наповнювачів порошкового дроту з оксидів ніобію або ванадію з відновниками, що дозволяють здійснити пряме мікролегування сталі ніобієм або ванадієм в процесі позапічної обробки. Часткова заміна феросплавів на оксидно-відновлювальні суміші наповнювачів ПП забезпечує зниження енергетичних і матеріальних витрат у виробництві. Найбільшого поширення отримала обробка сталі ПП із кальцій містять наповнювачами для модифікування, десульфурації і поліпшення разліваемості стали, підвищення її механічних властивостей і оброблюваності на верстатах. Ефективність використання кальцію при обробці металу для десульфурації кальційвмісних ПП вище, ніж при продувці порошком SiCa в 1,5 - 2,0 рази. / 4 /. Менший витрата кальцію при використанні порошкового дроту дозволяє отримати більшу ступінь десульфурації, ніж при продувці порошком силікокальцію. Комбінована технологія обробки металу порошком силікокальцію і CaAl ПП помітно підвищує ступінь десульфурації рекомендована для отримання (при необхідності) сталі з пониженим вмістом сірки (менше 0,006%) / 4 /. Проведені дослідження показали, що обробка розплаву кальційвмісних порошковим дротом перетворює неметалеві включення в глобулярні алюмінати кальцію, в тому числі з сульфідної оболонкою, і знижує загальний рівень забрудненості металу неметалевими включеннями. 1.2.3 Рафінування металу порошкоподібними матеріалами Процеси видалення фосфору і сірки із сталі протікають на межі поділу метал - шлак. Одним з ефективних способів, що забезпечують високу поверхню взаємодії метал - шлак, є вдування в рідкий метал порошкоподібних матеріалів. Взаємодія металу зі шлакової фазою при вдування легкоплавких шлакових сумішей включає наступні стадії: 1) проникнення газопорошковим струменя в метал, під час якого відбувається розплавлення порошкової суміші і формування первинних шлакових крапель; 2) спливання шлакових крапель з металу на його поверхню; 3) емульгування формується і попередньо сформованого шлаку вдихається газопорошковим струменем з утворенням вторинних шлакових крапель; 4) взаємодія металу з шлаковим шаром на його поверхні. Зазначені стадії протікають паралельно. Розрахункові та експериментальні дані показали, що при вдування легкоплавких шлакових сумішей процеси видалення фосфору і сірки протікають переважно на поверхні контакту емульгованих у металі первинних і вторинних шлакових крапель / 5 /. Зниження в'язкості шлаку і збільшення і його поверхневого натягу призводить до зменшення розміру емульгованих шлакових крапель, час перебування яких в металі при цьому зростає через більш повільного спливання. Це веде до підвищення часу контакту t 0 і ступеня завершеності дифузії домішки в шлакових краплях, що збільшує масу поглинається шлаком домішки і знижує її кінцевий вміст в металі. Отже, підвищення ефективності процесів дефосфорации і десульфурації стали, пов'язане, перш за все, з вибором шлакових сумішей, формують добре емульгіруемие шлаки з низькою в'язкістю і високим поверхневим натягом, при вдування яких в рідкому металі утворюються шлакові краплі малого розміру. Це підвищує ступінь завершеності дифузії домішки в шлакових краплях і, отже, збільшує повноту використання рафинирующей здатності шлаку, що приводить до досягнення високої швидкості і повноти процесів дефосфорации або десульфурації. 1.2.4 Аналіз металознавчих даних про вплив рівня вмісту шкідливих домішок на службові властивості сталі Перехід до ринкових відносин, неплатоспроможність споживача, падіння попиту на металургійну продукцію в країні і посилення конкуренції ставлять перед металургами завдання щодо підвищення якості сталі, що задовольняє вимогам споживачів усередині Росії і зарубіжних замовників. Пред'являються до труб великого діаметра для транспортування нафти і газу вимоги неухильно зростають у зв'язку зі збільшенням транспортуються обсягів при одночасному забезпеченні високого рівня безпеки. Експлуатаційна надійність трубопроводів оцінюється в першу чергу, виходячи з розрахунків їх характеристик міцності, до яких відносяться: межа текучості, межу міцності, відносне подовження при робочих температурах і тисках, достатня в'язкість і стійкість до крихкого руйнування, а також зварюваність в польових умовах. В даний час для виробництва газопровідних труб діаметром (1020-1420) мм. використовується ряд низьколегованих сталей (10ГСБ, 09Г2С, 17Г1С, 10Г2СБ) класу міцності До 70 (відповідно до міжнародного стандарту). Аналіз показує, що зазначені властивості стали визначаються насамперед хімічним складом і ступенем чистоти, які повинні бути відрегульовані в ході ведення сталеплавильних процесів, а також досягнення мікроструктури, що залежить від технології прокатки і термообробки. Проведено велику кількість досліджень з виявлення впливу домішкових елементів - сірки, фосфору, азоту і водню на міцнісні характеристики трубних сталей та визначено межі їх допустимого вмісту, виходячи з вимог щодо зазначених властивостей. Найбільш радикальними шляхами підвищення ударної в'язкості і зниження анізотропії в'язких властивостей в низьколегованих сталях, особливо піддаються прокатці по контрольованих режимів є зниження вмісту сірки і модифікування сульфідних включень. Для отримання задовільних показників в'язкості і пластичності трубної сталі вміст сірки в ній повинно складати 0,003-0,006% / 6,7 /. Для сталей експлуатованих в умовах півночі, а також сталей з підвищеним опором розтріскування в серосодержащей середовищі і підвищеною стійкістю до водневого розтріскування, пред'являються вимоги дуже низький вміст сірки: 0,001% і нижче / 8,9 /. В даний час трубна сталь, вироблена на вітчизняних підприємствах, містить 0,006-0,012% сірки. Фосфор також негативно впливає на хладостойкость сталі. Охрупчивается вплив фосфору проявляється в ослабленні межкристаллических зв'язків внаслідок збагачення кордонів зерен елементарним фосфором і освітою неметалічних включень фосфідних евтектики. Проведені дослідження показали, що для сталей класу міцності К60-До 70 вміст фосфору має становити 0,010%, для сталей категорій міцності До 80-До 100 потрібно мати більш низький вміст фосфору / 10,11 /. Зниження негативного впливу фосфору можна досягти зв'язуванням його в интерметаллидное з'єднання. Надлишковий вміст азоту в сталі призводить до зниження межі текучості і тимчасового опору, до того ж він є основною причиною старіння маловуглецевих сталей. У сталі виробляється в електропечах міститься 0,008-0,012% азоту. Оскільки азот є трудноудалімий домішкою, його негативний вплив можна нейтралізувати шляхом введення мікродобавок титану або іншого нітрідообразующего елемента для отримання високоміцних нітридів. При цьому досягається в першу чергу підвищення в'язких властивостей сталей. Але для зведення шкідливого впливу азоту до мінімуму бажано одержувати сталь з вмістом цього елемента £ 0,004% / 11,12 /. Водень слабко впливає на ударну в'язкість і хладноломкость. З низьколегованих сталей він відносно легко видаляється завдяки підвищеній дифузії. Однак при підвищеному вмісті водню в сталі спостерігається так зване водневе розтріскування. Для запобігання цього явища (особливо в трубах з великою товщиною стінки) бажано, щоб вміст водню в сталі не перевищувало 0,00015%. Стали не володіють підвищеною стійкістю до водневого розтріскування містять 0,0003-0,0004% водню / 6,11 /. Великий вплив на якість металу робить кількість і морфологія неметалевих включень (НВ). Відзначається негативний вплив НВ на хладостойкость, в'язкість руйнування при мінусовій температурі і втомні властивості. Найбільш несприятливими є сульфіди й оксиди, особливо якщо вони витягнутої форми. Наявність в сталі силікатів і алюмінатів також знижує в'язкість, а такі включення як високоміцні нітриди на вищевказані властивості практично не впливають / 13 /. Середній об'ємний відсоток включень у трубних сталях становить 0,036-0,065%. Приблизно 60-70% з них складають сульфіди, 10% алюмінати, 10-15% складні оксиди і близько 5-7% сульфоалюмінати / 7,14 /. Кількість великих включень (діаметром від 40 мкм і більше) становить приблизно 3 шт. / см 2, з них 98% сульфіди і лише 2% оксиди / 9 /. Основна маса включень, що утворюються в рідкій сталі має розмір 1-15 мкм. Частина включень утворюється вже у твердій сталі, їх діаметр, як правило, не перевищує 1 мкм. Включення розміром більше 100 мкм є екзогенними / 15 /. Проведені дослідження по впливу кількості і форми сульфідів на величину ударної в'язкості для сталі 09Г2ФБ показали, що в поєднанні з глибокою десульфурації ефект обробки сталі модифікуючими елементами може бути дуже високим. Модифікування призводить до сфероідізаціі сульфідних включень. У сталі не обробленої модифікаторами включення мають форму рядків довжиною 100-300 мкм, а в обробленої сталі їх діаметр не перевищує 10 мкм. Основна частка НВ в сталі модифікованої РЗМ має розмір 3-4 мкм, а в сталі обробленої кальцієм - 5-6 мкм / 7 /. Радикальним способом видалення зі сталі дрібних 3-10 мкм включень є фільтрація керамічними фільтрами. Ступінь рафінування при такій технології становить 40-50% / 16 /. Скрутним є видалення включень розміром <2 мкм, хоча скупчення саме таких включень часто виявляються в місцях крихкого руйнування зразків / 14 /. В даний час штрипс, вироблений у країнах СНД, містить сумарна кількість шкідливих домішок (сірки, фосфору, азоту, водню) на рівні 0,03-0,04%, що значною мірою впливає на вихід придатного металу труб, зниження їх службових характеристик та конкурентоспроможності на світовому ринку. Для задоволення сучасних вимог необхідно розробити нові технології позапічної обробки сталі, при яких кількість шкідливих домішок в готовому металі не буде перевищувати величини 0,0045-0,010% / 17 /. Проведений аналіз літературних даних дозволяє зробити висновок, що розробляється у дипломі комплексна технологія рафінування металу повинна дозволяти отримувати в готовому металі вміст шкідливих домішок на рівні ([0] 20 ppm.; [N] 50 ppm; [H. B] <20 ppm; [P] 70 ppm; [S] 20 ppm). Це забезпечить досягнення необхідного рівня експлуатаційних і службових характеристик, що гарантують високу якість металу та його властивостей. 2. Техніка виробництва 2.1 Розробка конструкції агрегату АКОС 2.1.1 Розрахунок технічних характеристик агрегату «ківш-піч» з вакууматор Для відкачування газів з агрегату «ківш - піч», а також для створення необхідного розрядження застосовується енжекторний насос. 1. Водень зменшується з 5 см 3 / 100 р. до 2 см. 3 / 100 р. Отже виділяється V Н2 = 3 м. 3 водню. 2. Зміст азоту скорочується на 15%. [N 2] н = 0,08% V N 2 = 9,6 м. 3 де М - маса плавки, т.; М N 2 - молярна маса азоту, р. / моль; [N] н - початкова концентрація азоту,%. 3. Зміст вуглецю зменшується на D [C] = 0,05% V CO = 93,3 м. 3 де М СО - молярна маса чадного газу, р. / моль; М С - молярна маса вуглецю, р. / моль. 4. Продування аргоном ведемо протягом 20 хв. з інтенсивністю 0,05 м. 3 / (мін. т.) V Ar = = 100 м. 3 5. Обсяг газів, що відходять становить , де å V - сумарний обсяг газів, що відходять, м. 3; å V = 3 + 9,6 + 93,3 + 100 = 205,9 м. 3 Робочий насос забезпечує вакуумний тиск р техн = 10 мм. рт. ст. (0,013 атм.) 1. Швидкість відкачування газів: , де Q - загальна кількість газів в одиницю часу, м. 3 / хв.; S 0 - швидкість відкачування об'єкта, м 3 / (атм. × хв.). Перетворюючи попередню формулу отримаємо: м. 3 / (атм. × хв.) Початковий тиск насоса p h = 1 атм. Коефіцієнт приймемо 2,5 , де Q max - максимальна масова продуктивність насоса, м. 3 / хв. м. 3 / хв. 2. Пропускна здатність системи від входу в насос до вакуумної камери визначається за формулою: , де U - пропускна здатність системи. 3. Вибравши за паспортом насос і його характеристики слід провести перевірочний розрахунок: перевірити яке залишковий тиск газів (р ост) забезпечує цей насос і порівняти його з заданим значенням р техн. Обсяг ковша, займаний металом: , де V K - обсяг ковша, займаний металом, м. 3; H - висота металу в ковші, м.; D ср - середній по висоті діаметр металу, м. З практичних міркувань приймаємо H / D сер = 0,9. Для 100 т металу обсяг ковша: , де m - маса металу, т; d - густина рідкого металу, т / м. 3. м. H = 0,9 × 2,8 = 2,5 м. У вибраній технології необхідно підігрівати в АКОС метал з 1863 До до 1953 К. До тієї ж температури буде нагріватися шлаковая суміш CaO (40%) - Al 2 O 3 (40%) - TiO 2 (20%) масою 1,5 т і аргон, питома витрата якого складе 175 м 3 / т. Також слід врахувати тепловий ефект реакції з алюмінієм, витрата якого складає 120 кг на всю плавку. Номінальна потужність трансформатора знаходиться: , де S - повна потужність трансформатора, МВ × А; P - потужність, яка надходить з мережі, МВт; l - коефіцієнт потужності. За даними заводу l = 0,8 Потужність надходить з мережі знаходиться: , де Р дуг - потужність дуг, МВт; h Е - електричний к.к.д. У розрахунку приймемо h Е = 0,8 / 20 /. Потужність дуг знаходиться за формулою: , де Р ПОЛ - корисна потужність, МВт; Р ТП - потужність теплових втрат, МВт. За даними / 20 / для 150 т ковша Р ТП = 4,5 МВт. Зробивши перерахунки для 100 т ковша, отримаємо: , Корисна потужність знаходиться за формулою: , де W ПОЛ - корисна енергія, МДж; t - час обробки, с. Час обробки вибирається з розрахунку часу нагріву 2 -3 К / хв. Приймемо t = 35 хв. Корисну енергію знаходимо з формули: , де М i - маса i - го компонента, т; З i - теплоємність i - го компонента, МДж / т × К; D Т i - температура, на яку нагріваємо, К; D H i - парниковий ефект розкислення металу алюмінієм, МДж / т. Дані по С i і D H i прийняті за даними / 21 /. W ПОЛ = 100 × 0,65 × 90 + 1,5 × (0,764 × 0,4 + 0,775 × 0,4 + 0,619 × 0,2) × 1660 + 175 × 1,78 × 10 3 × 0,52 × 1660 - - 11,37 × 10 3 × 0,12 = 6585 МДж МВт МВт З проведеного розрахунку видно, що існуючий на агрегаті «піч ківш» АТ «ність» трансформатор з S Н = 16 МВ × А цілком задовольняє обраної технології. 2.2 Розробка конструкції промковша МБЛЗ 2.2.1 Рафінування металу в ковші Вимоги до чистоти стали, за неметалевим включень продовжують підвищуватися. Традиційні методи ковшевой металургії не вирішують проблеми глибокого рафінування сталі від дрібних (<10 - 20 мкм.) Неметалічних включень. Після розкислення та позапічної обробки в рідкій сталі залишається багато включень, які в наслідку своєї малості не мають власного вектора швидкості, тому знаходяться в підвішеному стані і тривалий час беруть участь у конвективному русі в місці з металом. При охолодженні металу зменшується величена константи реакції розкислення і в металі виділяється з розчину додаткову кількість неметалічних включень, теж в основному дрібних. Таким чином, перед кристалізацією в сталі накопичується значна кількість дрібних включень. Тільки за рахунок їх видалення, можливо підвищити ступінь чистоти стали по загальному вмісту кисню, так як включення, що утворюється в процесі кристалізації, більшою мірою своїй залишаються у злитку / 16 /. Перед кристалізацією металу для додаткового видалення включень можна застосовувати тільки їх флотацію і фільтрування з розплаву, що особливо важливо при перенесенні остаточного розкислення і легування ближче до стадії затвердіння, наприклад, в проміжний ківш і кристалізатор у процесі безперервного розливання. У технологічній літературі з'явився термін «умови для якості», під яким розуміють такі основні критерії / 22 /: 1). Усунення зовнішніх джерел забруднення металу (взаємодія з повітрям, руйнування футеровки ковша, попадання в проміжний ківш шлаку з сталеразливочного ковша); 2) забезпечення умов для виділення і видалення неметалевих включень, що вязано зі збільшенням часу «відстою» металу, раціональною організацією потоку металу, зведення до мінімуму мертвих зон, організацією фільтрації металу тощо; 3) розробка та введення низки допоміжних технологічних операцій, таких як вдосконалення системи подачі металу в ківш, використання підігрівають пристроїв, введення в ківш добавок, продування газами, контроль металу і шлаку і ін На відміну від рафінування в сталеразливочном ковші проміжний ківш є агрегатом проточного типу; час проходження металу в ньому лімітується швидкістю розливання. Якість кінцевого продукту може погіршуватися, при проходженні потоку рідкої сталі через проміжний ківш через небажані характеристик потоку. А саме: - Недостатнє час знаходження разливаемой сталі в проміжному ковші, що не дозволяє неметалевим включень спливти на поверхню ванни; - Хвилеподібна поверхня металевої ванни, що збільшує площу поверхні реагування сталі з навколишнього атмосферою. Це призводить до підвищених тепловтрат і, повторному окисленню рідкої сталі; - Наявність зон застою, погіршують хімічну гомогенність і теплообмін, що приводить, до нестійкості температури сталі, що виходить з проміжного ковша. / 23 / Так як реакція розкислення не досягає рівноваги, крім залишилися включень у металі багато розчиненого кисню - потенційного джерела утворення нових включень при охолодженні і кристалізації. Частина не дуже дрібних включень (50 мкм.) Можна видалити шляхом флотації дрібними бульбашками газу. При продуванні аргоном стали 08Ю через занурюється фурму з пористою вставкою, в порівнянні з продувкою через циліндричне сопло, кількість неметалічних включень зменшилася на 42% у результаті диспергування газового потоку. Продування металу аргоном у проміжному ковші дрібними бульбашками через пористі блоки також знижує кількість більш крупних включень на 50%; дрібні включення при цьому не видаляються / 24 /. Радикальним способом видалення зі сталі самих дрібних включень може бути фільтрація керамічними фільтрами. Метод фільтрації широко застосовується при виробництві алюмінію, нікелю, в ливарному виробництві. При виплавці сталі, ця технологія в даний час інтенсивно розвивається, проте залишається ще багато невирішених проблем. Особливо складними є умови роботи фільтру, у процесі безперервного розливання сталі. Фільтр повинен витримати без механічних руйнувань і корозії всю серію плавок, розливаємо послідовно, «плавка на плавку», тобто сотні тонн металу, і при цьому зберегти пропускну та асимілюються здатність. Тому в цьому випадку застосовуються лише фільтри з внутрішньої фільтруючою поверхнею, де розміри каналів або відкритих пір набагато більше, ніж найбільше включення. / 16 /. Установка перегородок з отворами, що організують висхідні і перехресні потоки металу під оптимальними кутами, а також розміщення в перегородках фільтрів збільшує ступінь рафінування, кількість великих включень (> 100 мкм.) Стає в 8 - 10 разів менше. / 23 / Для рафінування металевих розплавів застосовуються різні типи фільтрів: сітчасті, екструзірованние, пенокераміческіе і зернисті. При цьому рафінуючі ефект фільтрування рідких металів проявляється як в зниженні вмісту хімічно зв'язаної частини домішки у вигляді неметалічних часток, так і очищенню розплавів від сверхравновесно розчиненої частини домішки. / 25 /. Маючи розвинену поверхню, фільтри створюють значну площу для затримання включень - особливо дрібних. Для рідкої сталі, знайшли застосування канальні, пінні і насипні фільтри. Перетин фільтрів визначається кількістю підлягає фільтрації рідкої сталі і заданим ступенем її чистоти, товщина фільтра обумовлена напором рідкого металу. У промислових умовах (ККЦ - 2 НЛМК) проведено рафінування сталі 08Ю і 08пс в 23-т. проміжних ковшах УНРС шляхом флотації включень з потоків металу, організованих перегородками з різним видом перепускних отворів. І шляхом фільтрування через пінно-канальні і ячеисто-канальні фільтри, встановлені в отворах перегородок (фільтри виробляє НВО «Будкераміка»). Ступінь рафінування оцінювали за вмістом загального кисню або неметалевих включень у пробах металу до і після впливу. Результати дослідження представлені в табл. 7. Піно-канальні фільтри надають рафинирующей вплив при фільтрації малих порцій металу, коефіцієнт фільтрації становить 13 - 53%. / 23 /. , де h [O] - коефіцієнт фільтрації,%. [O] НАЧ - вміст кисню до впливу,%; [O] КОН - вміст кисню після дії,%. Установка перегородок з перепускними отворами навіть найпростішої форми приводить до отримання чистого металу. Перегородки виконували зігнутої форми проти напрямку потоку металу, при цьому стійкість їх зростала. Таблиця 7. Результати напівпромислових досліджень Вид впливу; фільтр | Габарити блоку (отвори), мм. | Діаметр - довжина каналу, мм. |
| Кількість каналів | h [O] (h [НВ]),% | Перегородка, отвір | (250х130) | - 150 | 1 | 24 | Перегородка, отвір під кутом 45 ° |
80х80х80 |
40 - 200 |
7 |
34 | Перегородка, піно-канальний |
250х80х250 |
7 - 150 |
300 |
23 (45) | Перегородка, ячеисто-канальний |
400х200х40 |
20 - 40 |
8 |
(17) | Перегордка, щілини з пластин пористого пенокорунда під кутом 30 ° |
400х200х40 (200х15) |
- 200 |
8 |
(42) |
Кращі показники отримані у разі встановлення в якості модифікаторів потоку пластин з пористого пенокорунда. Вони одночасно формують потоки металу в ковші до поверхні розділу зі шлаком і створюють канали прямокутної форми зі значно розвиненою комірчастої фільтруючою поверхнею. Для забезпечення високої ефективності фільтрації необхідні, по-перше, активна по відношенню до неметалевим включень даного типу поверхню фільтрації і, по-друге, максимальна кількість зіткнень включень з фільтруючою поверхнею. / 16 /. Таким чином, флотація і фільтрація включень при обробці металу в проміжному ковші визначаються цілим рядом одночасно діючих факторів / 22 /: 1. Розмірами включень, їх складом (і температурою плавлення) і щільністю. 2. Здатністю включень до укрупнення. 3. Величинами міжфазної напруги на кордонах метал-включення і шлак-включення. 4. Інтенсивністю перемішування ванни і характером руху металу. 5. Фізичними характеристиками металу і шлаку (склад, температура, в'язкість). 6. Фізичними характеристиками і складом контактує з перемішуючим металом твердої поверхні футеровки ковша, перегородок, фільтрувальних отворів і т.д. Висновок: 1. Конструкція проміжних ковшів зазнає серйозних змін: збільшуються ємність ковшів, глибина ванни металу, широке поширення набуває практика влаштування перегородок, порогів, конструкцій для флотації включень шляхом продувки інертними газами, а також для фільтрації включень та ін 2. Низковуглеродний метал, розкислення алюмінієм, що надходить на розливання, має вміст кисню значно вище рівноважного, що є джерелом утворення включень при охолодженні і кристалізації металу. 3. Додаткове рафінування розплаву від неметалевих включень доцільно проводити в промковше шляхом флотації та фільтрації. 4. Подальше підвищення чистоти стали досягається застосуванням піно-чи ячеисто-канальних фільтрів в отворах перегородок. / 23 / 2.3 Визначення окисленности металевих і шлакових розплавів Окислювально-відновний потенціал є однією з головних характеристик металургійних систем. Це визначає важливість інформації про значення Р О2 металевих і шлакових розплавів для аналізу і контролю процесів виплавки і позапічного рафінування сталі. Найбільш перспективним способом визначення окисленности розплавів на сьогоднішній день безсумнівно є метод електрорушійних сил з використанням твердоелектролітних кисневих концентраційних елементів. Він володіє рядом істотних переваг перед іншими методами і відрізняється можливістю вимірювання Р О2 в широких межах у всіх фазах пірометалургійних процесів. В основі цього методу лежить вимір електрорушійної сили, що виникає в кисневому гальванічному елементі: Ме / фаза1 (Р О2 1) / / твердий електроліт / / фаза2 (Р О2 2) / Ме, де Р О2 1 і Р О2 2 - парціальні тиску кисню в фазах, розділених твердим електролітом (фаза 2 - електрод порівняння). Згідно Вагнеру е.р.с. цього елемента визначається формулою: , де F - число Фарадея (96487 Дж / В · моль); t i - частка іонної провідності твердого електроліту. Для випадку чистої іонної провідності твердого електроліту (t i = 1) має місце формула Нернста: При високих температурах і низьких парціальних тисках кисню, характерних для металургійних процесів, в твердому електроліті поряд з іонною може з'явитися електронна провідність (а при високих Р О2 - і діркова провідність). У цьому випадку частка іонної провідності не дорівнює одиниці і залежить від Т і Р О2: , де Ре - параметр, що характеризує частку електронної провідності твердого електроліту і рівний парціальному тиску кисню, при якому t i = 0,5 Рівняння Шмальцріда справедливо за умови Р О2 2> Ре> Р О2 1 і є основною розрахунковою формулою для визначення рівня окисленности розплаву / 26 /: Процеси розчинення активних металів у синтетичних шлакових розплавах вивчали із застосуванням методу е.р.с. з твердим електролітом. В якості твердого електроліту застосовували ковпачки з ZrO 2, стабілізованого Y 2 O 3, які були розроблені кафедрою металургії сталі МІСіС спільно з підприємством «Емітрон» і ЦНІІЧМ. Ковпачки мали такі розміри: зовнішній діаметр - 0,004 м., довжина - 0,04 м., товщина стінки - 0,001 м. Електродами порівняння служили суміші Mo (50%) - MoO 2 (50%) або Cr (90%) - Cr 2 O 3 (10%), приготовлені з хімічно чистих оксидів хрому і молібдену (Cr 2 O 3 та MoO 3), порошкоподібного молібдену марки МЧ і електролітичного хрому. Підготовлені електроди порівняння поміщають в твердоелектролітние ковпачки, вільний обсяг яких для запобігання окислення металів заповнювали порошком стабілізованого діоксиду цирконію, а потім замазували сумішшю цього порошку з рідким склом. Струмознімач з електрода порівняння бал виготовлений з молібденового дроту діаметром 0,004 м. і захищений алундові трубкою для запобігання можливого впливу градієнта концентрації кисню на кордоні шлак-газ на величину вимірюваної е.р.с. Електричне коло має вигляд: Mo / Mo, MoO 2 / / ZrO 2 (Y 2 O 3) / / шлак / Mo При досягненні температури досвіду (1873 ± 10) К і її стабілізації в розплав одночасно опускають два електрохімічних датчика і після встановлення постійного значення е.р.с. в шлак вводять добавку розкислювача, енергійно перемішуючи при цьому розплав молібденовим струмознімачем. Показання датчиків і термопари безперервно записуються на діограмние стрічки трьох автоматичних потенціометрів КСП-4 зі спеціально розробленими високоомними приставками, що забезпечують підвищення вихідного опору серійного приладу з 2,5 · 10 4 до 10 6 Ом (точність фіксування сигналу ± 5 мВ). Крім того періодичні виміри значення е.р.с. за допомогою цифрового вольтметра Щ-68003 з точністю ± 0,1 мВ. За величиною е.р.с. електрохімічної ланцюга розраховують рівноважний парціальний тиск кисню досліджуваного шлакового розплаву (Р О2 в бульбашці газу, подумки поміщеного в обсяг розплаву і приведеного з ним в рівновагу) за формулою Шмальцріда. Основний методичної труднощами при використанні твердоелектріческіх датчиків для вимірювання окисленности шлакових розплавів є, як вже зазначалося, взаємодія матеріалу електроліту з рідким шлаком і неконтрольоване внаслідок цього зміна частки іонної провідності твердого електроліту, а також створення дифузійного потенціалу на кордоні оксид-оксид. Для усунення цих ефектів ковпачки з ZrO 2 покривали шаром металевого молібдену товщиною 20 - 30 мкм. шляхом високотемпературного вжигания. Результати проведених дослідів показали, що датчики з таким покриттям і без нього в досліджуваних оксидних розплавах дають практично однакові свідчення в межах помилки експерименту (<10% відн.). Помітні розбіжності у вимірюваних значеннях е.р.с. спостерігали тільки при досягненні дуже низького рівня окисленности шлаку (Р О2 <10 -12 Па) / 26 /. Використання кисневих датчиків дозволяє контролювати окисненість стали, керувати процесом розкислення, економити раскислители, давати інформацію про глибину рафінування сталі від неметалевих включень і при необхідності, наприклад при виплавці високочистої стали, застосовувати додаткові способи зниження кількості неметалевих включень шляхом флотації та фільтрації. 3. Спецчастина 3.1 Фізико-хімічний розрахунок рафінування металу нетрадиційними шлаковими сумішами від сірки та азоту 3.1.1 Мета роботи Розрахувати сульфідну і нітридних ємності нетрадиційних шлакових сумішей, до складу яких входить TiO 2. Оптимальний склад і витрата шлакової суміші, необхідний для оптимального (з технологічної і економічної точки зору) рафінування металу від сірки та азоту. 3.1.2 Теоретичні основи Існують різні способи боротьби з сірою, а от з азотом виникають проблеми. Так американські дослідження фірми «ФРУЕХЕН» показали, що навіть у вакуумі видалити більше (10 - 15)% азоту не вдається. І лише якщо концентрація сірки в металі <0,003% можна видалити більше азоту. Розробки останніх років російських, японських і американських учених показали, що обробка металу шлаковими сумішами, з високою нітридних ємністю і низькою окисленністю, дозволяє видалити до 40% азоту з низьколегованих марок сталі. Так у США використовують шлакові суміші з високим вмістом TiO 2 і BaO (до 45% - 50% кожного). У наслідку цього ці суміші мають високу вартість, а також при високому вмісті TiO 2 титан відновлюється і переходить у метал. У проекті вибрані і розраховані шлакові суміші з низьким вмістом TiO 2 (від 10% до 30%) Основними рівняннями даного розрахунку є рівняння коефіцієнтів розподілу сірки та азоту: lgL S = lgC S + lgP O2 -1 / 2 + D G / (2,3 × R × T) + lgf S, (1) де (С) - концентрація сірки в шлаку,%; [S] - концентрація сірки в металі,%; L S - коефіцієнт розподілу сірки; З S - сульфідна ємність шлаку; P O 2 - парціальний тиск кисню, атм.; f S - коефіцієнт активності сірки; Т - температура металу, К. D G = - 72000 - 9,92 × T (2) lgL N = lgC N -3 / 4 × lgP O2 + lgf N + 850 / T + 0,905, (3) де С N - нітридних ємність шлаку; L N - - коефіцієнт розподілу азоту. Сульфідна ємність шлаку визначається через оптичну основність шлакової смесі./27 /: LgC S = , (4) де l - оптична основність суміші. Нітридних ємність шлаку визначається через оптичну основність суміші / 28 /: LgC N = 9,087 - 27,67 l (5) Величина оптичної основності суміші визначається за наступною формулою: , (6) де l i - оптична основність компонента; N i - еквівалентні катіонні частки компонентів. Еквівалентні катіонні частки знаходимо з рівняння: , (7) де V i - заряд аніону в компоненті; n i - кількість аніонів в компоненті; x i - мольна частка компонента. Мольна частка компонента знаходиться: , (8) де (%) i - зміст компонента в суміші,%; М i - молярна маса i-го компоненту. Основними реакціями для розрахунку парціального тиску кисню є: 2 [Al] + 3 [O] = (Al 2 O 3) lgK 1 = 1/2O 2 (р) = [O] D G 2 = - 117000 - 2,89 × T , (9) де К 1 - константа рівноваги першої реакції; [Al] - концентрація алюмінію в металі,%; a (Al 2 O 3) - активність Al 2 O 3 в шлаку; До 2 - константа рівноваги другої реакції. LgK 2 = - D G 2 / (2,3 × R × T) (10) Коефіцієнти активності сірки та азоту знаходять з виразу: lgf i , (11) де е i j - параметр взаємодії; [J] - концентрація j-го елемента в металі,%. Знаючи коефіцієнти розподілу сірки та азоту, ми можемо знайти ступінь рафінування металу від цих домішок за виразом: , (12) де R i - ступінь рафінування від i-го елемента,%; m шл - маса шлакової суміші, кг / т металу; m Ме - маса металу, кг. 3.1.3 Постановка завдання Розрахувати ступінь рафінування металу від сірки та азоту нетрадиційними шлаковими сумішами, у складі яких є TiO 2 3.1.4 Опис алгоритму 1. Для розрахунку необхідно ввести хімічний склад металу, який будемо рафінувати; складу шлакової суміші, температуру металу. 2. Визначимо молярний частки компонентів за формулою (8). 3. Розрахуємо еквівалентні катіонні частки за рівнянням (7). 4. Обчислюємо оптичну основність суміші за формулою (6). 5. Розраховуємо сульфідну і нітридних ємності шлакової суміші за формулами (4) і (5) відповідно. 6. Визначаємо за формулами (10) і (9) парціальний тиск кисню. 7. За висловом (11) знаходимо коефіцієнти активності сірки та азоту. 8. Підставляючи знайдені значення в рівняння (3) визначаємо коефіцієнт розподілу азоту. 9. Підставляючи (2) в (1) і використовуючи результати попередніх розрахунків за рівнянням (1) знаходимо коефіцієнт розподілу сірки. 10. Переймаючись витратою шлакової суміші на 1 т. металу, за висловом (12) знаходимо ступінь рафінування металу від сірки та азоту. 11. Знаючи ціни окремих компонентів (табл. 8), розраховуємо вартість 1 т. заданої шлакової суміші за формулою: Ц = å Ц i × З i, (13) де Ц - ціна шлакової суміші, $ / т.; Ц i - ціна окремих компонентів суміші, $ / т.; З i - частка компонента в суміші. Таблиця 8. Вартість основних компонентів Компонент | CaO | SiO 2 | TiO 2 | Боксит | Ціна, $ / т. | 23 | 10 | 85 | 160 |
12. Знаючи витрату шлакової суміші на 1 т. металу розрахуємо, скільки вона внесе в собівартість 1 т. металу: Ц уд = m шл × Ц, (14) де Ц уд - ціна шлакової суміші на 1 т. сталі, $ / т.; m шл - витрата шлакової суміші на 1 т. сталі, т. / т. 13. В одній системі координат будуємо графіки залежностей: а). R S = f (m шл, (%) TiO 2); б). R N = f (m шл, (%) TiO 2). За даної математичної моделі була написана комп'ютерна програма «DIPL. PAS», що дозволяє здійснити розрахунки оптимального складу нетрадиційної шлакової суміші, для спільного рафінування від сірки і азоту, а також вибрати оптимальний з технологічної точки зору витрата цієї шлакової суміші. Результати розрахунків у ДОДАТКУ 1. У табл. 9 і табл. 10, а також на рис. 1 представлені загальні результати проведених розрахунків з десульфурації і деазотації металу на агрегаті «ківш-піч». Таблиця 9. Ступінь десульфурації | 7,5 | 10 | 12,5 | 15 | 10 | 90,311 | 95,550 | 97,956 | 99,061 | 15 | 83,61 | 91,031 | 95,091 | 97,314 | 20 | 75,42 | 84,603 | 90,355 | 93,958 | 25 | 66,391 | 76,633 | 83,754 | 88,704 | 30 | 57,194 | 67,739 | 75,687 | 81,676 |
Таблиця 10. Ступінь деазотації (TiO 2),% \ m ШЛ, кг / т. | 7,5 | 10 | 12,5 | 15 | 10 | 7,25188 | 9,55037 | 11,79189 | 13,97787 | 15 | 11,55668 | 15,10411 | 18,50924 | 21,77780 | 20 | 18,10869 | 23,38442 | 28,32027 | 32,93814 | 25 | 27,68124 | 35,08655 | 41,73358 | 47,69996 | 30 | 40,80323 | 50,29531 | 58,26536 | 64,95742 |
З рис. 1 видно, що оптимальним складом шлаку є шлаковая суміш із вмістом TiO 2 20% і витратою (12,5 - 15) кг / т Отримані результати дозволяють зробити висновок про доцільність розробки даної технології обробки металу нетрадиційними шлаковими сумішами. Рис. 1 3.2 Розрахунок дефосфорации в печі Аналіз процесу дефосфорации стали на основі розглянутої фізико-хімічної моделі свідчить про те, що для досягнення максимальної швидкості і повноти видалення фосфору з металу в шлак застосовується для вдування шлаковая суміш з використанням традиційних металургійних матеріалів повинна містити оксиди кальцію, заліза і фторид кальцію в певному співвідношенні . / 5 /. Були проведені лабораторні та промислові експерименти в 10 - 20 тонних основних дугових печах. Для вдування застосовується шлаковая суміш з 65% вапна, 25% залізної руди і 10% плавикового шпату в кількості 2,5 - 3% маси металу з розміром частинок £ 2 мм. Порошок вдувають після розплавлення шихти при температурі металу £ 1540-1560 ° С. Інтенсивність вдування порошків у метал має складати ³ 5 - 5,5 кг / хв. на 1 т металу при тиску транспортує газу (кисню) у камерному живильнику ³ 0,5 - 0,6 МПа. Після закінчення вдування шлакової суміші здійснюється продувка металу чистим киснем під тиском 0,7 - 1,0 МПа. до заданого змісту вуглецю. Виплавка конструкційних легованих сталей за вказаною технологією дозволяє за 5 - 6 хв. вдування порошків знизити концентрацію фосфору в металі до слідів і отримати його вміст у готової стали £ 0,005%. Після вдування шлакової суміші подальша продування ванни чистим киснем не призводить до відновлення фосфору зі шлаку в метал. Спостережуване збільшення вмісту фосфору у готовій сталі до 0,003 - 0,005% пов'язано з подальшим відновленням фосфору з залишків окисного шлаку, футеровки печі і надходженням його з розкислювачів і феросплавів для легування сталі у відбудовний період плавки. / 5 /. У проекті дефосфорация проводиться шлакової сумішшю (табл. 11): Таблиця 11. Хімічний склад суміші Компонент | CaO | CaF 2 | Fe 2 O 3 | Концентрація,% | 70 | 20 | 10 |
Вихідні дані для розрахунку: - З Р - фосфідних ємність суміші, З Р = 10 20; - Р О2 - парціальний тиск кисню, Р О2 = 10 -10 атм.; - Т - температура металу, Т = 1823 К Розрахунковий склад сталі 10Г2СФБ в табл. 12. Таблиця 12. Хімічний склад сталі 10Г2СФБ,% C | Mn | Si | Nb | V | Ti | Al | S | P | Cr | N | 0,1 | 1,5 | 0,35 | 0,06 | 0,1 | 0,02 | 0,06 | 0,03 | 0,02 | 0,2 | 0,012 |
1. Коефіцієнт розподілу фосфору знаходимо за формулою: lgL P = lgC P + 5 / 4 × lgP O2 + lgf P T - 7325 / T - 0,99, де L P - коефіцієнт розподілу фосфору; f P Т - коефіцієнт активності фосфору при температурі не рівної 1873 К. Lgf Р , де [j] - концентрація j-го компонента стали,%. f P - коефіцієнт активності фосфору при температурі 1873 К. lgf P = 0,13 × 0,1 + 0,12 × 0,35 - 0,032 × 1,5 = 0,007 lgf p T = lgf p lgf p T = f P T = 1 lgL P = lg 10 20 +5 / 4 × lg 10 -10 +0,0072 - 7325/1823 - 0,99 = 2,5 L P = 316,2 2. Розрахунок ступеня дефосфорации проводимо за формулою: Результати розрахунку наведені в табл. 13 Таблиця 13. Ступінь дефосфорации m шл, кг / т | 5 | 7,5 | 10 | 12,5 | 15 | 20 | 25 | R P,% | 79,42 | 90,67 | 95,77 | 98,08 | 99,13 | 99,82 | 99,96 |
3. Висновок Так як розрахунки виходять із умови рівноваги в системі, а в печі рівноваги немає, то слід отримані результати перемножити на певний коефіцієнт наближення реальних умов до рівноважним. Приймаються До пр = 0,8. Фактична ступінь дефосфорации представлена в табл. 14 Таблиця 14. Фактична ступінь дефосфорации |