1

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение

высшего образования

«Тихоокеанский государственный университет»

А. Р. Войнов

Э. Х. Ри

ТЕХНОЛОГИЯ

КОМПЛЕКСНОЙ ОБРАБОТКИ СТАЛЕЙ

НА АГРЕГАТЕ «КОВШ – ПЕЧЬ»

(LADLE-FURNACE)

Утверждено издательско-библиотечным советом университета

в качестве учебного пособия

Хабаровск

Издательство ТОГУ

2018

2

УДК 621.74 (075.8)

ББК К600я7

В 651

Р е ц е н з е н т ы:

кафедра

«Машиностроение

и

металлургия» Института

компьютерного

проектирования

машиностроительных

технологий

и

оборудования Комсомольского-на-Амуре

государственного технического университета (заведующий

кафедрой канд. техн. наук П.В. Бахматов)

Научный

редактор: д-р техн. наук, профессор Э. Х. Ри

Войнов, А.Р.

Технология

комплексной

обработки

сталей

на

агрегате

«ковш

–

печь»

(ladle-furnace): учебное пособие / А. Р. Войнов, Э. Х. Ри;



науч. ред. Э. Х.

Ри



. –

Изд-во Тихоокеан. гос. ун-та, 2018. – 64 с.

ISBN 978-5-7389-2088-2

Учебное пособие разработано на кафедре «Литейное производство и технология

металлов» на основе требований государственных образовательных стандартов и в

соответствии с программой дисциплин «Технология конструкционных материалов»,

«Теплотехника», «Технологии современной металлургии». Рассматривается методика

выбора и расчёта параметров

технологии внепечной обработки сталей. Приводятся

общие теоретические положения, методы выбора и расчёта параметров доводки сталей,

справочные материалы к расчётам.

Для бакалавров

и магистров технических направлений очной и заочной форм

обучения,

изучающих металлургический раздел

в

курсе

учебных

дисциплин

«Технология

конструкционных

материалов» и

специальных учебных дисциплин

металлургического цикла.

УДК 621.74 (075.8)

ББК К61-02я7



Э. Х. Ри, 2018



Войнов А. Р., 2018



ISBN 978-5-7389-2088-2

Тихоокеанский государственный

университет, 2018

3

ОГЛАВЛЕНИЕ

ПРЕДИСЛОВИЕ ………………………………………………

4

ВВЕДЕНИЕ …………………………………………………….

5

1

ХАРАКТЕРИСТИКА АГРЕГАТА «КОВШ-ПЕЧЬ» ………...

6

1.1

Вопросы для самоконтроля …………………………………...

9

2

УСТРОЙСТВО ОСНОВНЫХ СТАЛЕРАЗЛИВОЧНЫХ

КОВШЕЙ ……………………………………………………….

10

2.1

Вопросы для самоконтроля …………………………………...

21

3

МЕТОДИКИ РАСЧЁТА ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ

ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛА В КОВШЕ ………………………...

22

3.1

Методика расчёта раскисления и легирования

22

3.1.1 Вопросы для самоконтроля …………………………………...

24

3.2

Методика расчёта процесса десульфурации стали твердой

шлакообразующей смесью в ковше …………………………

24

3.2.2 Вопросы для самоконтроля …………………………………...

28

3.3

Методика расчёта модифицирования ………………………..

29

3.3.1 Вопросы для самоконтроля …………………………………...

37

3.4

Методика определения снижения температуры металла …...

38

3.4.1 Вопросы для самоконтроля …………………………………...

44

3.5

Методика расчёта параметров продувки стали нейтральным

газом …………………………………………………………….

45

3.5.1 Продувка

расплава

в

основном

сталеразливочном

ковше

через донные фурмы ………………………………………….

47

3.5.2 Продувка

расплава

в

основном

сталеразливочном

ковше

через погружную фурму ……………………………………..

47

3.5.3 Вопросы для самоконтроля …………………………………...

50

3.6

Методика выбора мощности трансформатора АКП ………...

51

3.6.1 Вопросы для самоконтроля …………………………………...

55

4

ИНЖЕКЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ МЕТАЛЛУРГИИ ……

55

4.1

Вопросы для самоконтроля …………………………………...

60

5.

МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ ДЛЯ МАГИСТРАНТОВ

НАПРАВЛЕНИЯ ПОДГОТОВКИ 22.04.02

«МЕТАЛЛУРГИЯ» …………………………………………….

61

6.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ ………………………………………………..

63

7.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ …………………………………….

64

4

ПРЕДИСЛОВИЕ

Повышение конкурентоспособности на рынке металлопродукции требует от

производителей

постоянного

повышения

её

качества

и

снижения

её

себестоимости, которая существенно зависит от выхода годного. Высокие

показатели выхода годной стали на этапе непрерывной разливки достигаются

путём снижения аварийности, количества брака, отходов в обрезь, остатков

металла в основных и промежуточных сталеразливочных ковшах.

Современные тенденции в развитии металлургии, в первую очередь,

переход

на

непрерывную

разливку

стали

и

непрерывное

повышение

требований

к

качеству

разливаемого

металла,

привели

к

созданию

установок доводки металла по типу агрегатов ковш-печь. Эти установки

оснащают

средствами

для

осуществления

регулируемого

подогрева

металла, перемешивания и выравнивания полей температур жидкой стали

в сталеразливочном ковше, проведения рафинирования и доводки стали.

Преимущество

агрегатов

ковш-печь

–

расширение

возможностей

управления

химическим

составом,

физическим

состоянием

металла

и

осуществление

ресуро-

и

энергосберегающих

технологий,

послужило

основой для принятия и развития этого направления доводки стали в

России. Плавильная печь, работая интенсивно с максимально возможной

производительностью,

должна

обеспечивать

процесс

получения

литых

заготовок на установках непрерывной разливки стали (УНРС).

В учебном пособии обобщены известные рекомендации по выбору

конструктивных

и

расчёту

основных

технологических

параметров

обработки

металла

на

агрегате

ковш-печь

(АКП),

и

предложены

к

рассмотрению положения, позволяющие оценить эффективность ковшевой

обработки стали вне плавильной печи, в том числе, при продувке расплава

инертным газом через верхнюю погружную фурму и донные пористые

пробки,

а

также,

ввод

шихтовой

проволоки

трайбаппаратом

для

модифицирования неметаллических включений. Приведен пример полного

расчёта внепечной обработки стали.

Материал учебного пособия приведен в объёме, соответствующем

учебной

программы

вузов

для

подготовки

бакалавров

технических

направлений подготовки и магистров по направлению «Металлургия».

5

ВВЕДЕНИЕ

Для современных плавильных процессов окончательно утвердилась

новая

концепция

производства

стали,

в

соответствии

с

которой,

сам

плавильный

агрегат

предназначен

главным

образом

для

расплавления

шихты

и

доведения

расплава

до

заданной

температуры

выпуска.

Металлурги исследуют и совершенствуют способы ввода материалов и

сред в расплав для повышения эффективности применяемых процессов

усвоения

материалов,

перемешивания,

и

самого

оборудования

(надежности, безопасности, диапазона расходов и многого другого).

Ограниченные

физических

возможностей

регулирования

физико-

химических процессов в условиях протекания плавки для традиционных

сталеплавильных агрегатов привели к созданию комплексных технологий,

обеспечивающих получение качественных и высококачественных марок

стали с использованием внепечной обработки расплава после выпуска из

плавильной печи в основном разливочном ковше [1].

Агрегат

комплексной

обработки

стали

типа

«ковш-печь»,

обеспечивающий перед разливкой на установках непрерывной разливки

(УНРС),

получение

заданной

температуры

и

химического

состава

расплава, понижение количества газов и неметаллических включений



1



3]. Продувка аргоном обеспечивает дегазацию металлического расплава,

его

перемешивание,

поэтому

расплавление

присаживаемых

в

ковш

ферросплавов и гомогенизация по химическому составу и температуре

расплава в объёме ковша ускоряется.

В

разделах

1



3

описаны

характеристика,

устройство

АКП

и

методики расчета внепечной обработки стали. Экономический эффект за

одну

компанию

эксплуатации

сталеразливочного

ковша

обеспечивается

более

стабильными

условиями

процесса

разливки,

снижением

шлакометаллического остатков на каждой плавке, увеличенным выходом

годного

и

повышенным

качеством

металла. Помимо

снижения

себестоимости

стали

решаются

экологические

проблемы:

снижение

загрязнения

окружающей

среды,

более

рациональное

использование

природных ресурсов.

В разделе 4 приведен обзор применения инжекционных технологий в

металлургии.

6

1. ХАРАКТЕРИСТИКА АГРЕГАТА КОВШ-ПЕЧЬ

Комплексная обработка металла в ковше с применением электро-

дугового

нагрева

в

сочетании

с

активным

перемешиванием

расплава

получила большое распространение в металлургической промышленности.

Общая схема установки ковш-печь представлена на рис. 1.

Р и с .

1

Общая

схема

установки

ковш-печь:

1

–

токоподводящие

электрододержатели; 2 – электроды; 3 – бункер и трап подачи сыпучих материалов; 4 –

водоохлаждаемый свод; 5 – инертный газ; 6 – зеркало расплава; 7 – рафинировочный

шлак; 8 – газометаллический столб; 9 – жидкий металл; 10 – продувочный узел; 11 –

сталевоз;

12

–

газоход;

13

–

рабочее

окно;

14

–

вдувание

углеродсодержащего

материала; 15 – вдувание извести; 16 – ввод проволоки.

Электрододержатели

1

служат

для

крепления

графитированных

электродов

2

и

для

подвода

к

ним

электрического

тока.

Каждый

электрододержатель

имеет

корпуса,

механизм

для

зажима

электрода,

а

также

гибкую

водоохлаждаемую

связь,

которая состоит

и з рукава

и

токопровода.

Сыпучие

материалы

поступают

из

бункеров

по

траку

3,

подаются в агрегат через труботечку и отверстие в водоохлаждаемом своде

4.

На

поверхности

расплава

6

наводится

рафинировочный

шлак

7.

Газометаллический столб 8 в жидком металле 9 образуется при подаче

инертного газа через продувочный узел 10. Ковш на операции доводки

7

стали предварительно устанавливается на сталевоз 11 и транспортируется

от

плавильной

печи

на

участок

комплексной

обработки

стали. Для

установки на сталевоз или стенд ковши имеют специальные кронштейны

.

Установка для продувки расплава обычно монтируется в днище основного

сталеразливочного ковша

и имеет два основных элемента: продувочную

пористую

вставку с диаметром пор от 0,6 до 1 мм и гнездовой кирпич.

Стенд участка комплексной обработки стали оборудован инжекционными

установками для вдувания углеродсодержащего материала 14 и вдувания

извести

15,

а

также

трайб-аппаратом

16

для

ввода

порошкообразных

материалов,

заправленных

в

пластиковую

оболочку,

и

алюминия. В

условиях непрерывного ужесточения требований к защите окружающей

среды

обеспечивать

экологическую

безопасность

должно

удаление

образующихся газов через газоход 12.

Эффективное

функционирование

сталеразливочного

ковша

в

условиях

эксплуатации обусловлено требованиями

к стойкости

его

футеровки.

В

соответствие

эксплуатационным

требованиям

футеровка

должна

быть

термостойкой,

устойчивой

против воздействия

жидкого

металла и шлака, обладать низкой теплоёмкостью, теплопроводностью,

усадкой при высоких температурах, не взаимодействовать с вводимыми в

металлический

расплав

реагентами,

то

е сть, в

процессе

внепечной

обработки обеспечивать возможно более длительную кампанию ковша от

ремонта до ремонта.

Агрегат

ковш-печь

позволяет

осуществлять

комбинированные

способы

обработки:

обработку

расплавленного

металла

вакуумом,

продувку

инертным

газом,

обработку

стали

синтетическим

шлаком

в

ковше, ввод реагентов в объём расплава, продувку порошкообразными

материалами

[1



6].

З а

с ч ё т усложнения

конструкции

основного

сталеразливочного

ковша

и

применения нового

оборудования

стало

возможным реализовать следующие преимущества:

-

усреднить

расплав

по

температуре

и

химическому

составу,

отдать металл на разливку в строго заданном интервале температур и в

необходимое время при серийной разливке стали на МНЛЗ;

-

значительно снизить содержание серы в стали;

-

производить сталь с содержанием легирующих элементов в

узких

заданных

пределах

и

изменять

номенклатуру

потребляемых

ферросплавов

и

раскислителей

(так,

например,

использование

аргоно-

к и с л о р од н о й

п р од у в к и

п о з в о л я е т

в з а м е н

и с п о л ь з о в а н и я

8

низкоуглеродистых

дорогих

ферро сплавов

п е р е р а б а т ы в а т ь

высокоуглеродистые ферросплавы, стоимость которых не так велика;

-

получать IF-стали с

уникально повышенными пластическими

свойствами (деформируемость, штампуемость) благодаря ультранизкому

содержанию углерода и азота (%



С



+ %



N



< 0,005 %), %



Si





0,03 %,

микролегированные сильными карбидообразующими элементами (Та, Nb);

-

обрабатывать сталь активными элементами (кальций, титан,

бор, РЗМ и прочее) с максимальным и стабильным усвоением;

-

изменить

с

помощью

модифицирования

морфологию

и

количество неметаллических включений;

-

при аварийных остановках машин непрерывного литья снизить

сверхнормативные потери металла, или даже полностью исключить их, за

счёт подогрева расплава на АКП и выдержки его без потери качества

вплоть до запуска МНЛЗ вновь в работу.

Основными

параметрами,

определяющими

работу

агрегата

ковш-

печь, считают: химический состав рафинировочного шлака, толщину этого

шлакового

слоя

на

зеркале

металла,

длину

электрической

дуги,

соотношение подводимой мощности к площади зеркала металла, скорость

нагрева

металла,

интенсивность

перемешивания

и

гидродинамику

расплавленного металла в ковше.

В мире накоплен большой опыт эксплуатации агрегатов такого типа,

что

позволило

производителям

оптимизировать

их

конструктивные

и

технологические

параметры.

Параметры

современных

применяемых

агрегатов

ковш-печь

приведены

в

таблице

1.

Некоторые

колебания

параметров

обусловлены

только

технологическим

режимом

работы

установок.

Таблица 1

Параметры агрегатов ковш-печь различных фирм производителей [4]

Параметр

ASEA-SKF

(Швеция)

Fukhs

(Германия)

Daniely

(Италия)

BSW

(Aнглия)

НКМЗ

(Украина)

AKOC-125

(Россия)

Емкость ковша, т

90



130

110

120

86

145

100



125

Мощность

трансформатора

МBA

12



15

15

18

12

25

16

Сила тока, А

36

30

40

25

40

40

Диаметр

электрода, мм

400

400

400

350

450

400

9

Оптимизация технологических и энергетических параметров АКП

обусловлена

целым

рядом

причин

в

конкретных

у с л о в и я х

сталеплавильного цеха. Прежде всего, это тип сталеплавильного агрегата и

способ

отсечки

печного

шлака;

уровень

содержания

серы

на

выпуске

расплава; выбранная мощность трансформатора; перемешивание металла в

ковше; в

ремя

выплавки и разливки плавки и

др.

Агрегаты ковш-печь бывают однопозиционные и двухпозиционные.

Двухпозиционные используют в цехах с высокой производительностью для

одновременной

обработки

двух

ковшей

с

их

поочередным

нагревом.

Повышение

эффективности

использования

для

двухпозиционной

установки

достигается

за

счёт

обслуживания

одним

трансформатором

сразу

двух

стендов,

применением

одного

комплекта

электродов

с

поворотными

электрододержателями

и

другими

усовершенствованиями

конструкции.

Полная

продолжительность

нагрева п р и обработке

стали

в

АКП

складывается из двух периодов: 1) подвод энергии; 2) время выдержки.

При

использовании

внепечной

обработки

расплавов

в

сталеплавильных цехах часто применяют следующую последовательность:

сталеплавильная печь – установка ковш-печь – вакууматор – установка

непрерывной разливки стали.

Снижение концентрации кислорода в стали («окисленности») при

обработке

вакуумом

за

счёт

реакции

окисления

углерода

называют

углеродным

раскислением.

Обработка

стали

вакуумом

влияет

и

на

содержание в металлическом расплаве водорода, азота, а при наличии в

стали примесей цветных металлов (повышенные концентрации свинца,

сурьмы, олова, цинка и др.), значительная их часть испаряется.

Последовательность

внепечной

обработки

металла

в

цехе

может

быть

изменена

и

оптимизирована

для

условий

конкретного

цеха

и

требований по качеству выплавляемых марок стали.

1.1. Вопросы для самоконтроля

1. Чем отличаются IF-стали?

2. Обработка металлического расплава вакуумом.

3. Полное время обработки стали в АКП на позиции нагрева.

4. Двухпозиционные агрегаты ковш-печь.

5. Основные параметры агрегатов ковш-печь.

10

6. Чем обусловлена необходимость оптимизации технологических и

энергетических параметров АКП?

7. Преимущества АКП.

8. Общая схема установки ковш-печь.

9. Для чего применяют трайб-аппараты?

10. Углеродное раскисление.

11. Комплексная обработка расплава.

2. УСТРОЙСТВО ОСНОВНЫХ СТАЛЕРАЗЛИВОЧНЫХ КОВШЕЙ

Основной сталеразливочный ковш предназначен для приёма стали,

выпускаемой из плавильной печи,

реализации всех операций внепечной

обработки,

доводки и

последующей

разливки расплава

в

специально

подготовленные

формы

для

получения

слитков

и

непрерывнолитых

заготовок (изложницы и кристаллизаторы) через промежуточный ковш или

без такового. Чаще реализуется такая технологическая схема получения

стальных

непрерывнолитых

заготовок:

расплавление

шихтовых

материалов в печи



доводка на агрегатах комплексной обработки стали

в

основном

сталеразливочном

ковше



подача

готового

расплава

на

разливку в промежуточный ковш



подача расплава из промежуточного

сталеразливочного

ковша

в

кристаллизатор

установки

непрерывной

разливки стали.

Количество технологических функций основных сталеразливочных

ковшей

в

настоящее

время

очень

расширилось.

Наряду

с

процессами

раскисления

и

легирования

в

основных

сталеразливочных

ковшах

в

настоящее время проводят обработку расплава жидкими синтетическими

шлаками

и

твердыми

шлакообразующими

смесями,

вакуумирование,

ввод

различных

порошковых

материалов

и

нейтральных

газов,

модифи

цирование, реализуют охлаждение

или нагрев

расплава [2, 6].

На

рис.

2

предст авлена

схема

т радиционного

с т о п о р н о го

сталеразливочного ковша.

Основной сталеразливочный ковш представляет собой сосуд, кожух

которого выполнен сваркой из гнутых полос листовой стали толщиной до

30 мм.

11

Рис. 2 Схема традиционного стопорного сталеразливочного ковша: 1 – вилка; 2 –

направляющая трубка; 3 – ползун; 4 – рычаг; 5 – стопор.

Сварной

стальной

кожух

такого

ковша

выполняют

в

форме

усеченного

конуса,

расширяющегося

кверху

и

футеруют

изнутри

огнеупорными

материалами.

Огнеупорная

футеровка

кожуха

крупных

ковшей может состоять из теплоизоляционного, арматурного и рабочего

слоёв. Основные параметры кожуха – диаметр и высота. Соотношение

диаметра

кожуха

к

высоте

ковша

принимают

в

пределах

0,75



0,90,

поэтому, конусность стен составляет 3



3,5 %.

Для организации разливки стали из основного ковша по литейным

формам,

изложницам

или

её

подачи

в

кристаллизатор

установок

12

непрерывной

разливки

служит

стакан

со

стопорным

или

скользящим

шиберным затвором.

По

рис.

2

и

рис.

3,

видно,

что

стопорные

ковши

могут

иметь

различный

объём

и

конструкцию,

их

выполняют

одностопорными

и

двухстопорными.

Перемещение

основного

сталеразливочного

ковша

производится с помощью крана, для чего сосуд имеет соответствующие

приспособления

в

виде

траверсы

с

зацепным

кольцом,

кантовального

устройства и т.п.

Рис.

3 Схема двухстопорного сталеразливочного ковша: 1 – цапфы; 2 – две

группы поперечных и продольных ребер жесткости; 3 – носок ковша; 4 – два стопора

(игольчатые затворы); 5 – два кольцевых ребра жесткости снаружи цапфового пояса.

За

цапфы

1

(рис.3)

основной

сталеразливочный

ковш

зацепляют

крюками

мостового

крана.

Кран

транспортирует

основной

ковш

и

удерживает его над промежуточным ковшом или изложницами во время

разливки.

Цапфовый

пояс

усиливают

рёбрами

жёсткости

5

(рис.

3)

и

группами поперечных и продольных рёбер жесткости 2 (рис. 3). Цапфы

предназначены

для

перемещения

ковшей

мостовым

краном

и

опрокидывания после окончания разливки на слив остатков металла и

шлака.

Среднее значение высоты шлакового покрова при подготовке металла

на агрегате ковш-печь составляет 120 мм.

Избыток шлака, попадающий в

13

основной сталеразливочный ковш из печи, вытекает через носок 3 (рис.3),

выполненный

ниже

верхнего

края

ковша.

Ковши

носками

могут

и

не

оборудоваться, так как, в конвертерных и электросталеплавильных цехах,

печи имеют механизм наклона, позволяющий вовремя отсечь печной шлак.

Для схода металлического расплава днище ковша выполняют с уклоном к

стакану не менее 300 мм на 1 м диаметра.

Отверстиями для сталеразливочных стаканов с наружной стороны

защищают чугунными фланцами.

Стакан, через который готовую жидкую

сталь выпускают из ковша, вставляют в специальный гнездовой кирпич

(рис. 4, б и рис. 4, в) в днище ковша. Стакан из формованного огнеупора

имеет форму усеченного конуса с отверстием круглого сечения диаметром

2 5



120 мм. В зависимости от ёмкости применяемых ковшей высота

стандартизированных

стаканов

составляет

120



440

мм.

Наибольшее

распространение получили шамотные и магнезитовые стаканы. В ковшах

большой

ёмкости

применяют

магнезитовые

стаканы,

поскольку

они

размываются стальным расплавом медленнее шамотных. Традиционно в

стопорных ковшах большой ёмкости применялись стаканы, сужающиеся

книзу, устанавливали их изнутри ковша (см. рис. 4. а и рис. 4. в).

Рис. 4 Стопорный механизм (а) и установка в сталеразливочном ковше (б, в): 1 –

стопор;

2 – вилка; 3 – ползун; 4 – направляющая;

5 – рычаг;

6 – пружина; 7,

8 –

арматурный и рабочий слои футеровки соответственно; 9 – стакан; 10 – футеровка дна

ковша; 1 1 – гнездовой

кирпич; 1 2 – упорная

шайба; 1 3 – стержень; 1 4 – шамотная

трубка; 15 – стопорная пробка

14

Сужающиеся кверху стаканы ранее применяли только в малых

стопорных ковшах, такие стаканы вставляют и закрепляют снаружи ковша

при помощи упорной шайбы (см. рис.4. б, рис. 5 и рис. 6).

После установки стаканов монтируют ковшевые затворы.

Стопор

представляет

собой

(рис.

4.

в)

металлический

стержень

диаметром 40



60мм, защищенный от воздействия жидкой стали и шлака

шамотными

трубками

(катушками).

Нижний

конец

стержня

имеет

резьбовую нарезку, на которую навинчивают огнеупорную пробку 15 (рис.

4, в) обычно из высокоглиноземистого шамота.

Для

подъёма

и

опускания

стопора

служит

стопорный

рычажный

механизм (см. рис. 4. а). Ползун с вилкой и закрепленным в ней стопором

перемещают

с

помощью

рычага

5

вручную,

а

иногда

дистанционно

посредством

гидравлического,

пневматического

или

механического

привода.

Стакан и стопор служат одну разливку, после чего их заменяют.

Перед установкой в ковш набранный стопор тщательно просушивают в

соответствие требованиям технологических инструкций.

В

с л у ч а е

р а ф и н и р о в а н и я

с т а л и

в

ко в ш е

в о з р а с т а е т

продолжительность пребывания в нём расплава и футеровка стопора и

ковша

дольше

подвергается

воздействию

активных

по

отношению

к

огнеупорам

шлаков

и

рафинирующих

добавок.

Продукты

реакции

загрязняют жидкую сталь и металлический стержень стопора подвержен

чрезмерному термическому воздействию. Ковши со стопорным затвором

не

снабжают

крышкой-сводом,

а

для

продувки

газом

используют

погружные фурмы (ложный стопор).

Применение шиберных затворов.

Шиберные

затворы крепят

под

разливочным

стаканом

к

кожуху

днища.

Стакан

вставляют

с

наружной

стороны

ковша.

Изначально

шиберные затворы имели глухую нижнюю откидную плиту. Внедрение

шиберных затворов позволило проводить продувку стали в ковше азотом и

аргоном через погружную фурму.

Одна из современных применяемых конструкций шиберного затвора

показана на рис. 5. Такой шиберный затвор состоит из неподвижного

корпуса 9 с вмонтированной в него огнеупорной плитой 3, подвижного

шибера

8,

с

вмонтированными

огнеупорной

плитой

4

и

стаканом-

коллектором 5 и рамки 7, скрепленной прижимными болтами с корпусом.

Рамка направляет движение шибера и прижимает его к корпусу 9, тем

15

самым прижимая огнеупорные плиты друг к другу; силу прижатия можно

регулировать, вращая гайки прижимных болтов.

Рис. 5 Шиберный затвор в открытом (а) и закрытом (б) положении: 1 – гнездовой

кирпич; 2 – разливочвый стакан; 3 – неподвижная огнеупорная плита; 4 – подвижная

огнеупорная плита; 5 – удлинённый стакан-коллектор; 6 – шток пневмоцилиндра; 7 –

направляющая рамка; 8 – подвижный шибер; 9 – неподвижный корпус.

В

огнеупорных

плитах

имеется

круглое

отверстие;

когда

плиты

расположены так, что отверстия в них совпадают, сталь истекает из ковша;

струя

прерывается

после

того,

как

сдвигают

нижнюю

плиту.

Пневмоцилиндр

с

дистанционным

управлением

перемещает

шибер

с

огнеупорной

плитой.

Формирует

истекающую

из

ковша

струю

стали

удлинённый стакан-коллектор 5.

Плиты

зачастую

изготовляют

бикерамическими.

Основу

бикерамической

плиты

составляет,

например,

магнезит

спеченный,

но

рабочий контактный слой выполняют из плавленого магнезита. Также для

изготовления плит применяют корунд и прочие огнеупоры. Поверхность

скольжения огнеупорных плит притирают (пришлифовывают) и смазывают

(например, графито-смоляной смазкой). Собирают шиберные затворы в

специализированном

шиберном

отделении

цеха

и

устанавливают

на

основной сталеразливочный ковш на ковшевом участке в собранном виде.

Шиберный

затвор

может

служить

без

замены

до

трех

плавок,

ранее

затворы

заменяли

после

разливки

каждой

плавки.

Применяют

также

поворотные

шиберные

затворы,

в

которых

совмещение

отверстий

в

огнеупорных плитах достигают путем вращения нижней плиты.

Вариант

оборудования

аргонных

пробок

и

сталеразливочного

отверстия показан на рис. 6.

16

Рис.

6

Вариант

оборудования

аргонных

пробок

и

выпускного

отверстия

сталеразливочного ковша.

Такая

схема

футеровки

днища

снижает

количество

шлака

попадающего

в

промежуточный

ковш,

что

важно,

потому

как,

состав

шлака,

присаживаемого

в

промковш

для

обеспечения

изолирующих

и

рафинирующих

функций,

значительно

отличается

от

состава

печного

шлака.

Технология

изготовления

пробок-вставок

позволяет

производить

огнеупоры

с

неориентированной

и

ориентированной

(направленной)

пористостью.

Огнеупоры

с

направленной

пористостью

возможно

изготовить

особым

способом

литья

с

вибрацией.

Для

реализации

технологии изготовления огнеупоров с неориентированной пористостью

применяют

крупнозернистый

материал,

сравнительно

низкое

давление

прессования, добавляют породообразующие материалы.

Другой

вариант ввода газа – через металлическую трубку-фурму

диаметром

8



16

мм,

вставленную

в

выпускные

отверстия

деталей

шиберного

затвора.

По

окончанию

продувки

подвижная

плита

устанавливается в положение «закрыто», перерезая трубку-фурму.

Предпочтительно

использование

сталеразливочных

ковшей,

оборудованных устройствами, смонтированными в днище для вдувания

газа или газо-порошковой струи снизу.

Футеровка основных сталеразливочных ковшей

17

Футеровку основного ковша выполняют из формованных огнеупоров

(шамотных кирпичей), либо монолитную из огнеупорных масс (с основой

из SiO

2

).

В нижней части ковша формируют толщину футеровки стен больше,

чем в верхней, поскольку она находится под воздействием всего столба

расплава и более длительное время. Толщина футеровки низа достигает

350 мм. Рабочий слой изнашивается и его заменяют через 10



19 плавок,

выполняя кладку кирпичей вручную (в течение 4



8 ч). После выкладки

нового

рабочего

слоя

футеровку

просушивают

в

течение

6



20

ч

и

нагревают

длиннофакельными

газовыми

горелками

до

температуры

1000



1250



С. Нормальный расход ковшевых формованных огнеупоров от

5 до 12 кг/т стали. Для монолитной футеровки при горячей эксплуатации

ковшей стойкость достигает 40



140 плавок.

Промежуточные ковши

Промковши и воронки применяют для уменьшения разбрызгивания

струи металла при её ударе о дно изложницы при разливке спокойной

стали

сверху,

что

позволяет

уменьшить

количество

плен

на

слитках.

Ёмкость

промежуточных

ковшей

достигает

35

т.

Для

уменьшения

теплопотерь ковш утепляют накрывая футерованной крышкой.

Промежуточная воронка состоит из металлического кожуха, который

футеруют

огнеупорной

массой

из

шамотного

порошка

и

огнеупорной

глины на жидком стекле с добавкой графита. В нижней части воронки

устанавливают

разливочный

стакан

диаметром

18



40

мм.

Воронки

устанавливают

на

прибыльную

часть

изложницы

или

подвешивают

к

основному сталеразливочному ковшу.

Торкретирование футеровки ковшей

Торкретированием называют

нанесение

огнеупорной

массы

на

внутреннюю

поверхность

футеровки

ковша

специальной

торкрет-

машиной. Обычно торкретируют поврежденные участки футеровки.

Торкрет-покрытие

должно

прочно

сцепляться

с

рабочей

поверхностью футеровки, а при попадании в ковш металла спекаться с ней,

образуя единое целое. Благодаря торкретированию повышается стойкость

футеровки ковша и снижается расход ковшевых огнеупоров.

На

российских

заводах

используют

преимущественно

полусухое

торкретирование,

когда

в

струе

сжатого

воздуха

через

сопло

торкрет-

установки на футеровку наносится огнеупорная масса влажностью 8



15

18

%, при этом порошок огнеупорной смеси смешивается с водой в сопле

установки.

Футеровка

ковша

перед

торкретированием

должна

иметь

температуру

в

пределах

60



180

°С.

Торкретирование

выполняют

нанесением нескольких слоёв толщиной по 5



10 мм последовательно до

получения футеровки требуемой толщины. Стойкость огнеупорного слоя,

нанесенного при торкретировании составляет от 2-х до 6-ти разливок,

после износа торкретирование нужно повторять.

Геометрические размеры ковшей должны быть достаточными для

того,

чтобы

вместить

весь

металл

и

рафинировочный

шлак.

Данные

размеров

сталеразливочных

ковшей

различных

номинальных

емкостей

приведены в таблице 2.

Таблица 2

Номинальная ёмкость и размеры основных сталеразливочных ковшей [2]

Номинальная

емкость ковша,

т

Количество шлака

Размеры

Т

% (масс.)

высота, мм

диаметр, мм

Верх

низ

10

0,75

7,70

1830

1650

-

25

1,80

7,20

1900



2100

1700

1600

50

3,00

6,00

2500



2800

2000



2600

2000



2100

60

3,50

5,85

2500



2600

2000



2250

2000



2100

70

4,00

5,70

2900



3200

2700



2900

2300



2500

90

4,20

4,67

2900



3400

2700



3200

2300



2500

115

4,50

3,91

4180

3180

2758

130

4,80

3,59

4035

3600

3100

150

5,20

3,45

3600



4000

3200



3700

2700



3000

160

4,50

2,81

4035

3660

3372

175

5,50

3,15

3600



3900

3200



3600

2700



3000

220

6,00

2,72

4200



4900

3700



4200

3200



3300

250

6,50

2,60

4700



4800

4000



4300

3400



3500

300

8,50

2,83

4700



4800

4000



4300

3400



3500

350

10,00

2,85

6900



5300

4400



4800

3600



3700

400

11,00

2,95

-

-

-

П р о ц е н т н о е

с о от н о ш е н и е

от н о с и т е л ь н о го

ко л и ч е с т в а

рафинировочного шлака и массы рафинируемой стали устанавливается

расчётом

для

каждого

ковша

с

учётом

относительных

потерь

тепла

и

продолжительности разливки. Например, для ковшей малой ёмкости (1



50

т)

относительное

количество

рафинировочного

шлака

в

ковше

изменяется

в

пределах

10,0



6,0

%

от

массы

стали,

для

основных

сталеразливочных

ковшей

средней

ёмкости

(70



250 т) относительное

19

количество

шлака

варьируется

в

пределах

5,7



2,6 %, а для ковшей

большой ёмкости (250



480 т) – составляет 2,6



3,0 %.

О г н е у п о р ы ,

п р и м е н я е м ы е

д л я

ф у т е р о в к и

о с н о в н ы х

сталеразливочных ковшей, должны соответствовать технологии выплавки

стали, быть устойчивы против эрозии, иметь высокую шлакоустойчивостъ,

плотность и как можно более низкую стоимость.

Футеровка может быть двух видов: выложенная из формованных

огнеупорных

кирпичей

либо

монолитная

из

огнеупорных

масс.

Оба

способа футеровки ковша имеют преимущества и недостатки.

Процесс изготовления монолитной наливной футеровки в настоящее

время полностью механизирован. Использование при наливке шаблона с

вибратором позволяет получать плотную монолитную футеровку без швов.

В

процессе

эксплуатации

существует

возможность

быстрого

ремонта

износившейся

части

футеровки

за

счёт

подливки.

С

использованием

промежуточных

подливок

достигается

стойкость

футеровки

сталеразливочного

ковша

до

200

и

более

наливов.

Изготовление

монолитной футеровки осуществляется о течение 2



3 часов.

Однако

для

производства

наливной

футеровки

необходимо

оснащение

участка

подготовки

ковшей

специальным

оборудованием:

смесителями для приготовления наливной массы огнеупоров с точным

дозированием

компонентов

и

выдачей

смеси;

шаблонами

для

формирования

внутренней

поверхности

основных

сталеразливочных

ковшей

из

тиксотропной

смеси.

Режим

сушки

ковша

с

наливной

футеровкой, включая его разогрев, достаточно продолжителен – до 4-х

суток. Характерной особенностью большой группы бетонов, используемых

для наливки стенок и днища основных сталеразливочных ковшей, является

снижение в 1, 5



2 раза прочностных свойств огнеупорного материала в

диапазоне температур 950



1100 °С. Следовательно наливная футеровка

склонна к разрушению и растрескивается из-за недостаточной жесткости

сталеразливочного ковша или его несимметричной нагрузки. В процессе

эксплуатации часто происходит отслоение больших кусков огнеупорной

футеровки, что может привести к аварийным режимам эксплуатации из-за

наличия

внутренних

трещин.

В

меньшей

степени

подвергаются

растрескиванию бетоны с содержанием Al

2

O

3

более 90 %. Оптимальную

толщину стен монолитной футеровки можно принять в пределах 180



200

мм.

20

Формованные

огнеупоры

имеют

большую

плотность

и

меньшую

пористость.

При

изготовлении

футеровки

из

формованных

огнеупоров

расширяется

сортамент

применяемых

материалов,

так

как

не

из

всех

материалов

можно

изготовить

наливную

футеровку.

Режим

сушки

и

разогрева

ковшей

из

формованных

огнеупоров

производится

за

более

короткое

время,

чем

из

огнеупорных

масс

(до

2-х

суток).

Нет

необходимости

в

дополнительном

оборудовании.

Недостатком

изготовления

футеровки

ковшей

из

формованных

огнеупоров

является

н е о б х о д и м о с т ь

и с п о л ь з о в а н и я

т я ж е л о г о

р у ч н о г о

т р у д а

высококвалифицированных рабочих.

Выход из строя ковшей, как правило, происходит вследствие износа

огнеупоров в шлаковом поясе, днище и сталевыпускных гнездах ковша.

Повышенный

износ

огнеупоров

в

зоне

шлакового

пояса

обычно

связывают со следующими факторами:



использованием

активного

высокоосновного

рафинировочного

шлака;



применением

электродугового

подогрева

металла

в

ковше,

повышающего

температуру

шлака

и

его

эрозионное

воздействие

на

огнеупоры;



длительным

нахождением

футеровки

в

условиях

контакта

со

шлаком

(несколько

часов)

при

каждом

наливе

и

термоциклическим

характером работы;



интенсивным перемешиванием металла при продувке аргоном.

При рациональной эксплуатации ковша стойкость шлакового пояса

для

ковшей

ёмкостью

100



150 т может составить 50



70 плавок, а

согласование стойкости стен ковша и шлакового пояса обычно достигается

путем регламентации марки кирпича и толщины футеровки шлакового

пояса.

Физико-химические

свойства

огнеупоров

для

сталеразливочных

ковшей приведены в таблице 3.

Широкое

распространение

получили

и

высокоглиноземистые

огнеупоры.

Высокими

служебными

свойствам

обладают

формованные

огнеупоры

периклазоуглеродистого

состава.

Периклазоуглеродистые

огнеупоры

менее

остальных

смачиваются

основным

шлаком,

что

увеличивает стойкость шлакового пояса.

Таблица 3

Физико-химические свойства огнеупоров

21

Тип огнеупора

Химический состав, %

Кажущаяся

плотность, г/см

3

Открытая пористость,

%

Термическое

расширение, %

Теплопроводность,

Теплоемкость,

кДж /(кг К)

MgO

CaO

SiO

2

Fe

2

O

3

Al

2

O

3

C

ост

Периклазо-

углеродистый

96,8

2

0,5

0,5

0,2



12

2,97



8

1,1

7

1,38

Высокогли-

ноземистый

2,6

2,2

0,15

0,05

95

-

3,05



5

1,2

5

1,25

Применение правильной конструкции оборудования, верный выбор

материалов и широкого спектра технико- технологических приёмов плавки

и

доводки

стали

для

получения

расплавов

стабильного

химсостава

и

температуры,

позволяет

обеспечивать

ценовую

конкурентоспособность

готовой продукции.

2.1 Вопросы для самоконтроля

1. Чем отличаются ковши со стопорными и шиберными затворами?

2.

Технологическая

схема

получения

стальных

непрерывнолитых

заготовок

3. Технологические функции основных сталеразливочных ковшей.

4.

Конструкция

основных

сталеразливочных

ковшей.

Отношение

диаметра кожуха к высоте, конусность стен. Цапфовый пояс.

5. Футеровка основных сталеразливочных ковшей.

6. Промежуточные ковши.

7. Торкретирование.

8.

Подготовка

сталевыпускного

отверстия

для

сталеразливочных

стаканов.

9. Режим сушки и разогрева ковшей из формованных огнеупоров.

Недостатки изготовления футеровки ковшей из формованных огнеупоров.

10. Режим сушки и разогрева ковшей из формованных огнеупоров..

11.

Причины повышенного износа огнеупоров и выхода из строя

ковшей.

12. Ковшевые затворы.

22

3. МЕТОДИКИ РАСЧЁТА ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ

ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛА В КОВШЕ

3.1 Методика расчёта раскисления и легирования

Раскисление обеспечивает снижение активности кислорода в металле

до необходимых пределов. Эта операция обычно производится в ковше

одновременно с легированием стали.

В зависимости от степени раскисленности металла различают три

типа стали: кипящую, спокойную и полуспокойную.

Кипящая сталь содержит сравнительно много кислорода (0,02



0,08 %).

Высокая окисленность кипящей стали достигается за счет пониженного

содержания

углерода,

отсутствия

в

металле

кремния

и

алюминия.

Обычный состав кипящей стали: [% С] – 0,05



0,20; [% Мn] – 0,30



0,50;

[% Si] – 0,03; [% Аl] < 0,01.

Спокойная сталь содержит [% O]



0,005, [%Мn] – 0,5



0.8; [%Si



–

0,15



0,35; [% Al] – 0,02



0,10, [%С] – колеблется в широких пределах.

Легированные стали содержат некоторые дополнительные элементы

(Ci, Ni, Мо, V, Ti, W и т.д.) или повышенное количество Si, Мn и А1.

В полуспокойной стали марганца несколько больше, чем в кипящей,

а кремния и алюминия меньше, чем в спокойной стали. В полуспокойных

сталях содержится обычно 0,05



0,3 % С; 0,05



0,17 Si и 0,25



0,80 %Мn.

Раскислители присаживаются в ковш в количестве, обеспечивающем

получение среднезаданного содержания элементов в готовой стали. Их

расход можно рассчитать по уравнению [7



:

М

расх

=

М

Ме

100

∙

[

Э

]

гот ст

−

[

Э

]

пер раск

[

Э

]

ферроспл

[

100

]

∙

100

−

угара

100

кг/100 кг металлозавалки, где

[

%Э

]

готст

– содержание элемента в готовой стали, %;

[

%Э

]

пер раск

– содержание элемента перед раскислением, %;

[

%Э

]

ферроспл

– содержание элемента в ферросплаве, %;

% угара – угар элемента;

М

Ме

– масса металла, кг/100 кг металлозавалки.

Пример. Выполнить расчёт раскисления и легирования стали марки

15ХСНД, если

М

Ме

составляет 92 кг на 100 кг металлозавалки.

23

Таблица 4

Химический состав стали 15ХСНД

Наименование

материала

Содержание элементов, %

С

Mn

Si

P

S

Cr

Cu

Ni

Сталь 15ХСНД

0,12



018

0,40



0,70

0,40



0,70

до

0,035

до

0,040

0,60



0,90

0,20



0,40

0,30



0,60

Сталь 15ХСНД

перед

раскислением

0,10

0,22

Следы

0,010

0,017

-

-

-

В таблице 4 приведен химический состав стали 15ХСНД до и после

раскисления, а в таблице 5 – состав ферросплавов.

Принят следующий угар элементов раскислнтелей: марганца – 15 %;

кремния – 20 %. хрома – 10 %, алюминия – 80 %.

Таблица 5

Химический состав применяемых ферросплавов

Наименование

материала

Марка

Содержание элементов, %

С

Mn

Si

P

S

Fe

Cr

Ферромарганец

ФМн 88

2,00

88,00

3,00

0,10

0,02

6,88

0,00

Ферросилиций

ФС 75

0,10

0,40

75,00

0,05

0,02

24,43

0,00

Феррохром

ФХ 200

2,00

0,00

1,50

0,03

0,02

26,45

20,00

1) Определяем необходимое количество каждого ферросплава:

М

FeMn

=

92

100

∙

0,60

−

0,22

0,88∙ 0,85

=

0,47 кг .

2) Численное значение расхода ферросилиция должно учитывать то

количество кремния, которое поступило с ферромарганцем:

М

FeSi

=

92

100

∙

0,60

0,75 ∙ 0,80

−

3

75

(

1

−

0,01∙ 20

)

=

0,89 кг .

М

FeCr

=

92

100

∙

0,80

0,70 ∙ 0,90

=

1,17 кг .

3) Угар никеля и меди практически равен нулю. Они присаживаются

в чистом виде.

М

¿

=

92

100

∙

0,50

1,00 ∙ 1,00

=

0,46 кг .

М

Cu

=

92

100

∙

0,30

1,00∙ 1,00

=

0,28 кг .

М

Al

=

92

100

∙

0,03

1,00 ∙ 0,20

=

0,14 кг .

24

3.1.1 Вопросы для самоконтроля

1. Типы стали в зависимости от степени раскисленности.

2. Раскисление.

3. Зачем и в каком количестве присаживаются в ковш раскислители и

легирующие?

4. Угар никеля и меди.

5. Ферросплавы. Как определить необходимое количество каждого

ферросплава?

6. Расшифруйте марки ферросплавов

ФМн 88, ФС 75, ФХ 200

. В каком

виде вводят эти ферросплавы в сталь?

3.2

Методика

расчёта

процесса

десульфурации

стали

твердой

шлакообразующей смесью в ковше.

Перемешивание

металла

с

расплавл енным

с п е ц и а л ь н о

приготовленным синтетическим шлаком интенсифицирует переход в шлак

всех

вредных

примесей

(S,

P,

O

2

)

в

виде

оксидных

неметаллических

включений.

Скорость

перевода

в

шлаковую

фазу

вредных

примесей

пропорциональна площади межфазной поверхности. Чаще всего обработку

расплава

стали

синтетическим

шлаком

применяют

для

удаления

серы,

следовательно,

основа

синтетического

шлака

–

СаО.

Температуру

плавления синтетического шлака снижают вводом в состав смеси добавок

Аl

2

O

3

и прочих. Отсутствие железа в синтетическом шлаке делает его

хорошим

раскислителем.

Для

очистки

стали

от

неметаллических

включений

определенного

состава,

специально

составляют

смесь

компонентов синтетического шлака и прорабатывают способ получения

максимальной поверхности контакта шлаковой и металлической фаз.

Метод

обработки

стали

твердыми

шлаковыми

смесями

(ТШС)

применяют,

если

в

цехе

отсутствует

возможность

размещения

оборудования

для

расплавления

синтетического

шлака.

Эффективность

использования ТШС, в состав которых входят СаО, СаF

2

, алюминиевая

стружка и другие компоненты ниже по сравнению с применением жидких

синтетических шлаков.

Предельное

значение

содержания

серы

в

качественных

и

высококачественных сталях не должно превышать предел 0,025



0,020 а

для некоторых марок – не более 0,010 и даже 0,003 %.

25

Десульфурация

стали

протекает

при

наличии

основных

шлаков.

Реакция десульфурации описывается уравнениями:

(СаО) + [S] = (CaS) + [О]

К

S

=

a

(

CaS

)

∙ a

[

O

]

a

(

CaO

)

∙ a

[

S

]

Базовая

твердая

шлакообразующая

смесь

(ТШС)

для

обработки

расплава присаживается под струю металла на выпуске из плавильной

печи в ковш. При соблюдении рациональных технологических параметров

ковшевой обработки расплава быстро наводится жидкоподвижный шлак с

высокой десульфурирующей способностью, который обеспечивает уровень

содержания серы в стали 0,010



0,015

%.

Химический состав шлака может

быть различным (см. таблицы 6 и 7).

Таблица 6

Рекомендуемый химический состав рафинировочного шлака для сталей,

раскисленных алюминием

Оксид

СаО

SiO

2

MgO

Al

2

O

3

FeO

MnO

%, масс

58



62

8



10

6



8

20



25



0,5

0,13



0,15

Таблица 7

Рекомендуемый химический состав рафинировочного шлака для сталей не

раскисленных алюминием

Оксид

СаО

SiO

2

MgO

Al

2

O

3

FeO

MnO

CaF

2

%, масс

58



62

8



10

6



8

5



8



0,5

0,13



0,15

5



10

Также

в

качестве

ТШС

может

использоваться

смесь

извести

и

плавикового шпата в соотношении (3



4) :1.

Для

формирования

к

ковше

низкоокисленного

высокоосновного

шлака оптимальный расход ТШС составляет 8



10 кг/т.

Расчет

процесса

десульфурации

стали

выполняется

на

основе

балансового

уравнения

распределения

серы

между

металлом

и

ра-

финировочным шлаком [1



3]:

М

М е





S

н



– М

М е





S

к



+ М

ш л



(S

к

)

или

М

М е



(



S

н



–



S

к



)= М

ш л



(S

к

) = М

ш л



L

S





S

к



и, наконец,

[

S

н

]

=

[

S

к

]

(

1+ ∙ L

S

)

26

где М

М е

– масса металла в ковше, т;

М

шл

масса рафинировочного шлака в ковше, т;

[S

н

] и [S

к

] – содержание серы в расплаве в начале и в конце обработки

в ковше (до и после обработки), %;



=М

шл

/ М

Ме

– кратность шлака к массе металла;

L

S

– коэффициент распределения серы между шлаком и металлом

При этом степень десульфурации



S

, равна:

❑

S

=

∙ L

S

∙

[

S

к

]

[

S

н

]

Уравнение, связывающее оба показателя эффективности процесса

десульфурации L

S

и



S

, имеет вид:

❑

S

=

∙ L

S

(

1

+

∙ L

S

)

Уравнение

для

расчёта

коэффициента

распределения

серы L

S

в

зависимости

от

температуры,

основности

рафинировочного

шлака

и

активности кислорода в металле имеет вид:

lg L

S

=

(

1,95

−

8760

Т

)

+

0,86 ∙

(

СаО

)

+

0,05 ∙

(

М g О

)

(

Si О

2

)

+

0,6 ∙

(

А l

2

О

3

)

−

lg а

0

+

lgf

где

(CaO),

( Аl

2

О

3

)

(SiO

2

) ,

(MgO)

–

содержание

оксидов

в

рафинировочном шлаке %;

f

S

– коэффициент активности серы, растворенной в металле;

а

О

– активность кислорода, растворенного в металле. %;

Т – температура металла, К.

Когда

используют

для

раскисления

стали

марганец,

кремний

и

алюминий значение а

О

определяется содержанием алюминия, как наиболее

сильного элемента раскислителя.

Значение а

О

, равновесное с алюминием, определяется по формуле:

К

А l

факт

=

[

А l

]

2

∙

[

О

]

3

где [Аl], [O



– содержание алюминия и кислорода з металле, %.

При этом активность кислорода составляет:

a

O

=

[

O

]

−

3

√

K

Al

факт

[

Al

]

2

Пример Выполнить расчёт обработки конструкционной качественной

низколегированной стали марки 15ХСНД ТШС следующего химического

состава 60 % СаО, 10 % SiO

2

, 24 % A1

2

O

3

, 6 % MgO при расходе 10 кг/т.

Температура металла на выпуске 1610 °С.

27

Состав печного шлака (только оксиды, влияющие на коэффициент

распределения серы): 68 % СаО; 8 % MgO; 21 % Si0

2

; 3 % Al

2

O

3

.

Принимаем,

что

в

ковш

попадает

3

кг/т

печного

шлака.

Расчет

количества оксидов, образующихся при раскислении стали, приведен в

табл. 8.

Таблица 8

Количество окcидов, образующихся при раскислении стали (расчёт на 1

тонну стали)

Элемент

Концентрация в стали,

%

Угар эле-

мента, %

Введено в

сталь, %

Образуется оксидов,

кг

Мn

0,60

0,11

0,71

1,42

Si

0,60

0,15

0,75

3,21

Сr

0,80

0,09

0,89

1,32

Al

0,03

0,12

0,15

2,27

Итого

-

-

-

8,22

Изменение состава рафинировочного шлака в ковше представлено в

таблице 9.

Для ковша с периклазоуглеродистой футеровкой:

К

Al

факт

=

10

−

14

из выражения

К

Al

факт

=

[

Al

]

2

∙

[

O

]

3

при [Аl



=0,03 %, найдем степень раскисления металла а

O

:

a

O

=

[

O

]

−

3

√

K

A l

факт

[

A l

]

2

=

3

√

10

−

14

0,03

2

=

2,2310

−

4

lg a

O

=



3,65.

Таблица 9

Изменение состава рафинировочного шлака

Материал

Кол-

во, кг

Состав шлака, кг

Сr

2

O

3

CaO

Al

2

O

3

SiO

2

MgO

MnO

ТШС

10

0

6,0

2,4

1,0

0,6

0

Оксиды-

продукты

раскисления

8,22

1,32

0

2,27

3,21

0

1,42

Печной шлак

3

0

2,04

0,09

0,63

0,24

0

Футеровка ковша

0,2

0

0,01

0

0

0,19

0

Итого

21,42

1,32

8,05

4,76

4,84

1,03

1

,42

Состав

конечного

рафинировчного

шлака, %

100

6,2

37,6

22,2

22,5

4,8

6,7

28

Коэффициент

активности

серы,

растворенной

в

металле,

можно

принять, равным единице (lgf

S

= lg1 = 0)

lgL

S

=

(

1,95

−

8760

1883

)

+

0,86

37,6

+

0,05 ∙ 4,8

22,5

+

0,6 ∙ 22,2

+

3,65

=

1,856

L

S

= 10

1,836

= 72

❑

S

=

∙ L

S

(

1

+

∙ L

S

)

=

0,02 ∙ 72

(

1

+

0,02∙ 72

)

=

0,59или 59

где



– коэффициент кратности шлака,



= М

шл

/ М

Ме

= 21,42 / 1000 =

0,02

Определим конечное содержание серы

В

металле после обработки

твердой шлакообразующей смесью

[

S

]

к

=

[

S

]

н

1

+

∙ L

S

=

0,017

1

+

0,02∙ 72

=−

0,007

3.2.1 Вопросы для самоконтроля

1.

Чем

отличается

обработка

стали синтетическим

шлаком

и

твердыми шлаковыми смесями?

2. Как вычислить степень десульфурации



S

?

3.

Уравнение,

связывающее

показатели

эффективности

процесса

десульфурации L

S

и



S.

4. Уравнение для расчёта коэффициента распределения серы L

S

в

зависимости

от

температуры,

основности

рафинировочного

шлака

и

активности кислорода в металле.

5. Оксиды шлаковой фазы, влияющие на коэффициент распределения

серы?

6. Как определить степень раскисления металла?

7. Коэффициент активности серы.

8. Как определяется коэффициент кратности шлака?

9.

Как

рассчитать

конечное

содержание

серы

В

металле

после

обработки твердой шлакообразующей смесью?

10. Десульфурация.

1 1 . Для

чего

предназначена

базовая

твердая

шлакообразующая

смесь?

29

12. Балансовое уравнение распределения серы между металлом и ра-

финировочным шлаком.

1 3 .

Ч е м

о т л и ч а е т с я рекомендуемый

химический

состав

рафинировочного

шлака

для

сталей

раскисленных

алюминием

и

не

раскисленных алюминием?

14. Для чего при наполнении сталеразливочных ковшей выполняется

отсечка печного шлака? Какое относительное количество печного шлака

попадает в ковш?

15. Для чего проводится обработка стали расплавленным специально

приготовленным синтетическим шлаком?

16. Опишите порядок и температурный диапазон удаления серы из

расплава.

17. Содержание серы в сталях.

18. Классификация сталей по качеству.

19. Состав базовой твердой шлакообразующей смеси.

3.3

Методика

расчёта

модифицирования

неметаллических

включений

Модифицирование

–

это

изменение

формы

неметаллических

включений для получения глобулярных, легко всплывающих частиц при

перемешивании металла.

Для

модифицирования

неметаллических

включений

широко

применяются

материалы

содержащие

кальций.

Воздействие

кальция

определяется его физико-химическими свойствами:

Относительная атомная масса, г

40,08

Атомный радиус, нм 0,197

Радиус иона, нм 0,107

Плотность, кг/м

3

1540

Температура плавления, °С 851

Температура кипения, °С 1487

Теплота плавления, кДж/кг 328,66

Теплота парообразования, кДж/моль 150,0

В связи с высокой активностью кальция, как правило, используют в

виде

сплавов

с

кремнием.

В

таблице

10

приведены

теплофизические

свойства силикокальция.

Таблица 10

30

Теплофизические свойства силикокальция

Марк

а

Tемпературный

интервал

плавления, К

Плот-

ность

, т/м

3

Удельная

теплоемкость,

Дж/кг



К

Теплота

плавления,

кДж/кг

Теплопроводность

Вт/м



К

Коэффициент

температуро

проводности.

10

3

м

2

/с

СК15

1363



1523

3,47

614

1080

17,0

8,0

СК30

1323



1443

2,51

790

1160

7,6

3,8

В настоящее время активно развивается технология обработки стали

силикокальцием

в

виде

порошковой

проволоки,

которая

обеспечивает

увеличение усвоения кальция до 15



25

%



2



. Проволока состоит из

оболочки мягкой стали с герметически, заключенным в ней присадочным

элементом порошкообразного вида. При диаметре проволоки 10



16 мм

масса порошка в одном метре её длины coставляет от 60 до 500 г. Скорость

погружения проволоки в среднем равна 3



5 м/с.

Силикокальциевая порошковая проволока используется также для

улучшения качества поверхности и макроструктуры заготовок, повышения

ударной

вязкости,

пластических

свойств,

хладостойкости,

улучшении

анизотропии

свойств;

снижения

водородного

раст ре скивания

высокопрочной

стали,

улучшения

коррозионной

стойкости

и

обрабатываемости стали. Расход силикокальциевой проволоки колеблется

0 , 5



3

кг/т

стали,

а

для

обеспечения

необходимой

эффективности

обработки соотношение [Ca] /



Аl] должно быть в пределах 0,06



0,14 [2].

Для

расчёта

количества

и

состава

неметаллических

включений

необходимо определить температурный интервал затвердевания стали,

К:

T

ликв

=1812 – (80[C



+7,5[Mn]+20[Si]+34[S



+94[P]+l7,4[Nb]+3,5[Ni]).

T

сол

=1812

–

(410[С]+20[Мn]

+

18,6[Si



+

940[S]

+184[Р]

+4[Сr]

+6,5[Ni])

где [С], [Si], [Мn



, [Р], [S



, [Cr], [Ni], [Nb] – содержание углерода,

кремния, марганца, фосфора, серы, хрома, никеля и ниобия в стали, %

Затем

рассчитываются

значения

равновесных

концентраций

кислорода с каждым из элементов-раскислителей при Т

ликв

[3]:

[

О

]

ликв

=

К

i

[

C

i

]

где K

i

– константа равновесия i-oгo элемента-раскислителя при Т

ликв

;

С

i

– концентрация i-oгo элемента в металле, %.

31

lg K

Mn

=

−

10900

T

ликв

+

4,06

lg K

Si

=

−

27860

T

ликв

+

10,28

lg K

Al

=

−

62780

T

ликв

+

20,17

Содержание

кислорода

в

стали

на

выпуске

из

сталеплавильного

агрегата определяется по уравнению:



[О] = 0,00252 + 0,0032 / [С]

Таким

образом,

присадка

в

сталь i-oro

элемента-раскислителя

приведёт

к

связыванию

некоторого

количества

кислорода

в

процессе

раскисления:



[О]

i

=



[О]

– [O]

ликв

При

этом

образуется

следующее

количество

неметаллических

включений типа (Ме

х

О

у

)

i

, %:

М

(

Ме х О у

)

i

=

[

О

]

i

В

(

Ме

х

О

у

)

i

В

О

где В

(МехОу)i

– молекулярная масса оксида (Ме

х

О

у

)

i

, г;

В

О

– масса кислорода в оксиде (Ме

х

О

у

)

i

, г.

Содержание кислорода при присадке следующего раскислителя (i+1)

уменьшится, на величину:



[О]

i+1

ликв

= [O]

i

ликв

– [О]

i+1

ликв

Общее количество и состав образующихся докристаллизационных

неметаллических включения при условии, что процессы взаимодействия

растворенного

кислорода

с

элементами-раскислителями

проходят

последовательно, рассчитываются на 1 т стали, кг:

М

❑

=

(

М

(

Ме

х

О

у

)

1

+

М

(

Ме

х

О

у

)

2

+

…

+

М

(

Ме

х

О

у

)

n

)

∙

1000

100

Состав

образовавшихся

докристаллизационных

неметаллических

включений определяется следующим образом, %:

M

(

Ме

х

О

у

)

i

=

М

(

Ме

х

О

у

)

i

М

❑

∙ 100

Д а л е е

р а с с ч и т ы в а е т с я к о л и ч е с т в о

и

с о с т а в

послекристаллизационных неметаллических включений.

32

В двухфазной области между Т

ликв

и Т

сол

,

определяется изменение

концентрации кислорода:



[О]

послекр

= [O]

ликв

– [О]

сол

После

определения

количества

и

состава

неметаллических,

включений необходимо определить количество вводимого кальция для

модифицирования стали, из условия выполнения соотношения



Са] /



Са]

= 0,06



0,14.

Q

С а

= ((0,06



0

,

14)



[Al] / 100)



M

где [Al] – содержание алюминия в металле, %;

М – масса, обрабатываемой стали, кг.

Количество силикокальция, необходимое для модифицирования,

кг:

Q

CK

=

Q

Ca

Ca

где Са – содержание кальция в порошковой проволоке, доли ед.

Количество

проволоки,

необходимой

на

обработку

расплава

составляет, м:

L

пп

=

Q

CK

(

0,2650,315

)

где 0,265



0,315 – коэффициент наполнения проволоки, кг/м

Пример. Рассчитать длину порошковой проволоки, необходимой для

модифицирования 148 т стали марки 15ХСНД. Последовательно в расплав

для раскисления ввели FeMn, FеSi и Al. Химический состав готовой стали:

0,15 % С, 0,60 % Мn, 0,60 % Si, 0,030 % Р, 0,030 % S, 0,03 % Аl, 0,45 % Ni,

0,8 % Сr, 0,3 % Сu. Содержание углерода в металле перед раскислением

составляет 0,10 %.

1)

С од е р ж а н и е

к и с л о р од а

в

с т а л и

н а

в ы п ус ке

и з

сталеплавильного агрегата равно:

[

О

]

=

0,00252

+

0,0032

0,10

=

0,035

2) Определение температур ликвидуса и солидуса:

33

T

ликв

=1812 – (80[C



+7,5[Mn]+20[Si]+34[S



+94[P]+l7,4[Nb]+3,5[Ni]) =

1812 – (80



0,15 + 7,5



0,60+20



0,60 +34



0,030 + 94



0,030 + 3,5



0,45) =

1778 К

T

сол

=1812 – (410



0,15+20



0,60 + 18,6



0,60 + 940



0,030 +184



0,030

+4



0,8 + 6,5



0,45 = 1688 К

3)

Расчёт

количества

докристаллизационных

неметаллических

включений.

Раскисление марганцем

Определяем количество кислорода, равновесное с 0,60 % Мn при

T

ликв

:

lg K

Mn

=

−

10900

1778

+

4,06

=−

2,07 ; К

Mn

=

8,5 ∙ 10

−

3

[

О

]

Mn

ликв

=

8,5 ∙ 10

−

3

0,60

=

0,014

Количеcтво кислорода, связанное при присадке в сталь марганца:



[О]

послекр

Mn

= [O]

ликв

Mn

– [О]

сол Mn

= 0,035 – 0,014 = 0,021 %

При

этом

образуется

следующее

количество

неметаллических

включений типа MnO:

M

MnO

=

0,021∙ 71

16

=

0,09

Раскисление кремнием

Определяем

содержание

кислорода,

равновесное

с

0,60

% Si при

T

ликв

:

lg K

Si

=

−

27860

T

ликв

+

10,28

=

−

27860

1778

+

10,28

=−

5,39 ; К

Si

=

4,1 10

−

6

степень раскисления

[

О

]

Si

ликв

=

√

К

Si

[

Si

]

=

√

4,1 ∙ 10

−

6

0,60

=

0,003

Следовательно,

в

неметаллические

включения

типа SiО

2

дополнительно будет связано кислорода:

∆

[

О

]

Si

ликв

=

0,014

−

0,003

=

0,011 масс .

34

Количество

докристаллизационных

неметаллических

включений

типа SiO

2

:

M

SiO

2

=

0,011∙ 60

32

=

0,021

Раскисление алюминием

Определяем содержание кислорода, равновесное с 0,03 % Аl при

T

ликв

:

lg K

Al

=

−

62780

1778

+

20,17

=−

15,14 ; K

Al

=

0,7 ∙ 10

−

15

[

О

]

Аl

ликв

=

3

√

К

Al

[

Al

]

2

=

3

√

0,7 ∙ 10

−

15

0,03

2

=

0,00009

При вводе алюминия расплав будет глубоко раскислен, содержание

кислорода при этом изменится так:

∆

[

О

]

Аl

ликв

=

0,003

−

0,00009

=

0,00291

Количество

докристаллизационных

неметаллических

включений

типа A1

2

O

3

составит:

M

Аl

2

O

3

=

0,00291∙ 102

48

=

0,006

4)

Общее

количество

образующихся

докристаллизационных

не-

металлических включений в расчёте на 100 кг стали будет равно:

М

❑

=

(

0,09

+

0,021

+

0,006

)

=

0,117 кг

5) Состав образовавшихся докристаллизационных неметаллических

включений следующий:

M

MnO

=

0,09

0,117

∙ 100

=

76,9

M

SiO

2

=

0,021

0,117

∙ 100

=

18,0

M

Аl

2

O

3

=

0,006

0,117

∙ 100

=

5,1

6)

Расчёт

количества

послекристаллизационных

неметаллических

включений.

35

При

температуре

ликвидус

минимальный

уровень

концентрации

кислорода

определяется

равновесием

с

0,03

%

Al

и

составляет:

[

О

]

А l

ликв

=

0,00009 масс .

В двухфазной области между Т

ликв

и Т

сол

изменение концентрации

кислорода будет определяться разницей:

∆

[

О

]

после крист

=

[

О

]

Al

ликв

+

[

О

]

Al

сол

Рассчитаем значение

[

О

]

Al

сол

по уравнению

lg K

Al

=

−

62780

1688

+

20,17

=−

17,02 ; K

Al

=

9,5 ∙ 10

−

18

[

О

]

Аl

сол

=

3

√

К

Al

[

Al

]

2

=

3

√

9,5 ∙ 10

−

18

0,03

2

=

2,2 ∙ 10

−

5

Изменение концентрации кислорода в двухфазной области между

T

ликв

и T

сол

составит:

∆

[

О

]

после крист

=

[

О

]

Al

ликв

+

[

О

]

Al

сол

=

0,00009

−

0,000022

=

6,8 ∙ 10

−

5

Количество послекристаллизационных неметаллических включений,

состоящих только из Al

2

O

3

, составит:

M

Аl

2

O

3

=

6,8 ∙ 10

−

5

∙ 102

48

=

0,00014

В

данном

расчёте

в

качестве

модификатора

используем

силикокальиий СК30 (30 % Са). Способ присадки: порошковая проволока

диаметром

10



16

мм,

присаживается

с

помощью

трайб-

аппарата,

скорость ввода 3



5 м/с.

7) Содержание алюминия в металле



Al



= 0,03 %, следовательно,

требуется ввести в металл кальция: 0,003 %



Ca



/ 0,03



Al



= 0,1.

Таким образом, на 148 т металла потребуется кальция:

[

Ca

]

=

0,003

100

∙ 148000

=

4,44 кг

8) Количество СК30, необходимого для модифицирования:

Q

СК 30

=

4,44

0,3

=

14,8кг

9) На обработку понадобится проволоки при её наполнении 0,265

кг/м:

36

L

пп

=

14,8

0,265

=

56 м

Так как проволока усваивается не вся, то расход её увеличим. При

коэффициенте усвоения 0,25 (25 %) расход составляет:

L

пп

факт

=

56

0,25

=

224 м

3.3.1 Вопросы для самоконтроля

1. Чем определяется модифицирующее воздействие кальция?

2. Для чего применяют модифицирование стали?

3. Цель применения силикокальциевой порошковой проволоки для

обработки стали.

4. В каком виде вводят кальций в расплав?

5. Tемпературный интервал плавления СК15, СК30?

6. Укажите изменение концентрации кислорода в двухфазной области

между Т

ликв

и Т

сол

в виде формулы.

7. Модифицирование.

8. Как определить температурный интервал затвердевания стали?

9.

Что

нужно

знать

для

расчёта

количества

и

с о с т а ва

неметаллических включений?

10. Формула взаимосвязи между содержанием углерода в стали и

содержанием кислорода в стали на выпуске из сталеплавильного агрегата.

11. Степень раскисления.

12.

Как

изменится содержание

кислорода

при

присадке

каждого

последующего раскислителя?

13.

Состав докристаллизационных

неметаллических

включений.

Расчёт количества докристаллизационных неметаллических включений.

14. Состав послекристаллизационных неметаллических включений.

Расчёт

количества

послекристаллизационных

неметалличе ских

включений.

1 5 .

К а к определить

количество

порошковой

силикокальциевой

проволоки, необходимой на обработку расплава?

16.

Как определить

количество

силикокальция,

необходимое

для

модифицирования?

37

1 7 .

К а к определить

количество

кальция,

необходимое

для

модифицирования?

18. Формула определения на 1 т стали общего количества и состава

образующихся

докристаллизационных

неметаллических

включения

при

условии,

что

процессы

взаимодействия

растворенного

кислорода

с

элементами-раскислителями проходят последовательно.

19. Как рассчитать значения равновесных концентраций кислорода с

каждым из элементов-раскислителей?

3.4 Определение снижения температуры металла

Снижение температуры расплава происходит на протяжении всех

операций внепечной обработки стали.

Потери

тепла

стали

за

счет

излучения

за

время

выпуска



определяются по формуле:

∆Т

вып

=

ε ∙ σ

ч

∙ Т

4

∙ F ∙ τ

M ∙ c

где



– 0,4 – степень черноты жидкой стали;



ч

= 5,775 10

-8

B

Т

/ (

М

2



K

4

)

– константа излучения абсолютно

черного тела;

Т – температура стали на выпуске, К;

F – площадь излучающей поверхности жидкой стали в струе и на

зеркале металла, м

2

;

М – масса металла в ковше, кг,

с = 850 Дж / (кг



К) – удельная теплоемкость стали;



– время выпуска металла, с.

Площадь излучающей поверхности жидкой стали принимается в

струе



2,5 м

2

, на зеркале металла определяется следующим образом:

F

пов

=

π ∙ D

к

2

4

где D – диаметр ковша по верхней кромке, м.

Продолжительность выпуска стали составляет обычно 3



5 минут.

Потери

тепла

через

футеровку

за

время

выдержки

ковша

рас-

считываются по формуле:

∆Т

фут

=

2 ∙ ∙

(

Т

−

Т

0

)

√

π ∙ а

3600

∙ М ∙ с

√

τ

фут

∙ F

фут

38

где



– теплопроводность огнеупора, Вт / м



К;

Т

0

– температура разогрева футеровки ковша, К;

а – температуропроводность огнеупора, м

2

/ ч;



фут

– время контакта огнеупора с жидкой сталью, с;

F

фут

– площадь огнеупорной кладки, м

2

;

Площадь огнеупорной кладки ковша составляет:

F

фут

=

π

D

к

−

D

дн

2

∙ Н

+

π

D

дн

2

4

где D

дн

– диаметр днища ковша, м;

Н – высота ковша, м.

Температуропроводность огнеупора равна, м

2

/

ч:

а =



/ с,

где с – удельная теплоемкость огнеупора.

Изменение температуры металла при введении 1 кг материала на 1 т

металла представлено в таблице 11.

Таблица 11

Изменение температуры металла при введении 1 кг материала на 1 т

металла [4]

Материал

Изменение температуры,



С

(+ увеличение. – снижение)

Ферромарганец

– 2,74

Фероосиликомарганец

– 1,70

Ферросилиций 45%

– 1,03

Ферросилиций 75%

+ 0,49

Науглероживатель

– 4,50



–6,40

Феррохром среднеуглеродистый

– 2,49

Феррованадий

– 1,81

Ферротитан

– 1,23

Ферробор

+1

Алюминий

+1,8

Силикокальций кусковой

– 3,20

Изменение температуры расплава при раскислении и легировании

обусловлено нагревом я плавлением присадок, происходящими с затратой

теплоты;

разложением

интерметаллических

соединений,

имеющихся

в

сплавах,

с

подводом

теплоты;

смешением

расплав

ленной

присадки

с

жидкой

сталью,

процесс

может

идти

с

выделением

или

поглощением

теплоты, если образующимся раствор не является идеальным, в случае

39

образования

идеального

раствора

теплота

смешения

равна

нулю;

взаимодействием

между

присадкой

и

кислородом,

растворенным

в

металле, с выделением теплоты реакции.

Расчёт

изменения

температуры

металла

при

обработке

ТШС

состоит из нескольких этапов.

На

первом

этапе

определяют

затраты

тепла

на

нагрев

ТШС

до

температуры разложения известняка:

q

1

= М

ТШС



с

ТШС



Т

разл.изв.

где М

ТШС

– масса ТШС, кг/т стали;

с

ТШС

– удельная теплоемкость ТШС, (принимаем разной 1,25 кДж / кг



K);

Т

разл.изв

– температура разложения известняка, равная 1183К.

Затраты тепла на разложение известняка:

q

2

= М

СаСО3



1776,5 кДж

.

где 1776,5 – теплота разложения известняка, кДж/кг,

М

СаС О

3

=

М

С О

2

∙ 100

44

– масса разлагаемого известняка, кг:

где 44 – молекулярная масса СО

2

, г.

М

С О

2

=

М

СаО

∙ ППП

100

где

М

СаО

–

количество извести в ТШС, кг;

ППП – потери при прокаливании (принимаем равными 5%).

Количество СО

2

, выделяемое при разложении недопала, кг,

М

С О

2

=

М

ТШС

∙ СаО

100

% СаО – содержание СаО в ТШС

:

%.

Затраты тепла на расплавление смеси

q

3

= М

смеси





с

ТШС



(Т – Т

разл.изв.

) + g

смеси



где М

смеси

= M

ТШС

– M

CО

– масса смеси, кг;

40

g

смеси

– скрытая теплота плавления смеси, (принимаем равной 210

кДж / кг).

Затраты тепла на нагрев CO

2

до температуры стали, кДж

q

4

=

2,4∙ М

С О

2

∙

22,4

44

∙

(

Т

−

Т

распл . изв .

)

Тогда изменение температуры металла при обработке ТШС составит,



С:

∆Т

=

q

1

+

q

2

+

q

3

+

q

4

с ∙ 1000

Результаты

термодинамических

расчетов

затрат

тепла

на

расплавление отдельных компонентов твердых шлакообразующих смесей

приведены а таблице 12.

Таблица 12

Затраты тепла на нагрев и плавление компонентов ТШС

Компонент

Затраты тепла, кДж/кг

СаО

1551

MgO

2015

SiO

2

2062

FeO

1053

CaF

2:

2410

Al

2

O

3

1965

CO

2

2054

Na

2

O

1567

H

2

O

6303

Изменение

температуры

расплава

при

вводе

порошковой

проволоки составит:

∆Т

пп

=

L

пп

∙ ∆ Т

пм

где



Т

пп

– потери тепла при вводе порошковой проволоки, °С /м;

L

пп

– длина вводимой проволоки, м.

При этом снижение температуры металла при вводе порошковой

проволоки с кальцийсодержащим наполнителем



Т

пп

составляет (на 100 м

проволоки):

-

силикокальциевая 1,2



С;

-

алюмокальциевая 0,3



С;

-

железокальцневая 1,2



С.

Суммарное снижение температуры металла за время обработки в

ковше определяется из уравнения:



Т

пот

=



Т

раск

+



Т

вып

+



Т

фут

+



Т

ТШС

+



Т

пп

41

где



Т

раск

– потери тепла при раскислении металла



Т

раск

;



Т

вып

– потери тепла при выпуске металла из агрегата



Т

вып

;



Т

фут

–

потери тепла через футеровку ковша за время выдержки

металла



Т

фут

;



Т

ТШС

– потери тепла при обработке ТШС



Т

ТШС

;



Т

пп

– потери тепла при усвоении расплавом порошковой проволоки.

Пример.

Рассчитать

снижение

температуры

о

сталеразливочном

ковше с периклазоуглеродистой футеровкой при обработке 148 т стали

15ХСНД.

1) Снижение температуры металла при раскислении

Расход раскислителей: FeMn 0,47 %, FeSi 0,89 %, FeCr 1,17 %, А1

0,14

%,

тогда

изменение

температуры

1т

металла

при

вводе

в

него

расчетного количества ферросплавов будет равно.



t

FeMn

= 0,47



(– 2,74) / 10 = – 0,129



С;



t

FeSi

= 0,89 (+0,49) / 10 = +0,044 °С;



t

FeCr

= 1,17(– 2,49) / 10 = – 0,291



С.



t

Al

= 0,14 (+1,8) / 10 = +0,025 °C.

Следовательно,

общее

изменение

температуры oт

раскисления

и

легирования 148 т металла составит:



Т

раск

= (0,129 – 0,044 + 0,291 – 0,025)



148 = 52 °С.

2) Снижение температуры металла во время выпуска.

Площадь

излучающей

поверхности

жидкой

стали

принимается

в

струе 2,5 м

2

, а на зеркале металла в ковше – по диаметру верха. Для ковша

ёмкостью 160 т:

F

пов

=

3,14 ∙ 3,66

2

4

=

10,52 м

2

Общая площадь излучения жидкой стали равна.

F = 2,5 + 10,52 = 13,02 м

2

Общая длительность выпуска – 4 минуты, тогда:

∆Т

вып

=

0,4 ∙ 5,775 ∙ 10

−

8

∙ 1883

4

∙ 13,02 ∙ 4 ∙ 60

148000 ∙ 850

=

7° С

3 ) Снижение температуры металла за время выдержки стали в

сталеразливочном ковше в течение 25 минут.

42

Найдем площадь огнеупорной кладки ковша как сумму площадей

днища и стен.

Площадь стен ковша:

F

стен

=

3,14 ∙

3,66

+

3,372

2

∙ 4,035

=

44,57 м

2

Площадь днища ковша ёмкостью 160 т:

F

дн

=

3,14 ∙

3,372

4

=

8,93 м

2

F

фут

=

F

стен

+

F

дн

=

44,57

+

8,93

=

53,5 м

2

∆Т

фут

=

2∙ 7,0 ∙

(

1883

−

1473

)

√

3,14 ∙ 7

/

1,38 ∙ 10

3

3600

∙ 148∙ 10

3

∙ 850

√

25 ∙ 60 ∙ 53,5

=

45 °С

4) Изменение температуры расплава при обработке ТШС, расход

смеси 10 кг / т.

Затраты

тепла

на

нагрев

ТШС

до

температуры

разложения

известняка:

q

1

= 10



1,25



1183 = 14787,5 кДж.

Определим затраты тепла на разложение известняка.

Количество извести в ТШС:

М

СаО

=

10 ∙ 60

100

=

6 кг

Количество СО

2

, получаемое при разложении недопала:

М

С О

2

=

6∙ 5

100

=

0,3 кг

Количество разлагаемого известняка при этом составит:

М

СаС О

3

=

0,3 ∙ 100

44

=

0,68кг

q

2

= 0,63



1776,5 = 1208 кДж

Затраты тепла на расплавление смеси:

М

смеси

= 10 – 0,3 = 9,7 кг

q

3

= 9,7





1,25



(1883 – 1183) + 210



= 10524,5 кДж

Затраты тепла на нагрев диоксида углерода СО

2

до температуры

стали:

43

q

4

=

2,4 ∙ 0,3 ∙

22,4

44

(

1883

−

1183

)

=

256,6 кДж .

Изменение температуры расплава при обработке ТШС составит:

∆Т

=

q

1

+

q

2

+

q

3

+

q

4

0,835 ∙ 1000

=

14787,5

+

1208

+

10524,5

+

256,6

0,835∙ 1000

=

32,07 ° C .

5 ) Изменение

температуры

расплава

при

модифицировании

порошковой проволокой (расход 224 м):



Т

пп

= 224 / 100



1,2 = 3 °С

6) Общие потери тепла расплавом составят:



Т

пот

= 52+7 + 45 + 32 + 3 = 139 °С.

3.4.1 Вопросы для самоконтроля

1. Степень черноты жидкой стали.

2. Константа излучения абсолютно черного тела.

3.

Изменение

температуры

стали

за

время

выпуска



за

счет

излучения.

4. Удельная теплоемкость стали.

5. Нормальная продолжительность времени выпуска стали из печи в

основной сталеразливочный ковш.

6. Формула потери температуры стали за время выпуска



за счет

излучения.

7. Площадь излучающей поверхности в струе жидкой стали для 100



150-тонных ковшей.

8. Как определить площадь излучающей поверхности на зеркале

металла стали для 100



150-тонных ковшей?

9.

Формула

расчёта

потерь

тепла

через

футеровку

основного

сталеразливочного ковша.

10. Как определить площадь огнеупорной футеровки ковша ?

11. Температуропроводность огнеупоров.

12.

Как

изменится температура

стали

при

введении

1

кг

45-

процентного ферросилиция и при введении 75-процентного ферросилиция

на 1 т расплава?

13.

Формула определения

затрат

тепла

на

нагрев

ТШС

до

температуры разложения известняка.

44

1 4 . Формула определения

количества

СО

2

,

выделяемого

при

разложении недопала.

15.

Формула определения

затрат

тепла

на

расплавление

твердой

шлакообразующей смеси.

16. Скрытая теплота плавления твердой шлакообразующей смеси,

(кДж / кг).

17. Формула определения затрат тепла на нагрев CO

2

до температуры

стали.

18.

Формула определения общего изменения температуры металла

при обработке ТШС.

19.

Формула определения

изменения

температуры

расплава

при

вводе порошковой проволоки.

2 0 . Формула определения

суммарного

снижения

температуры

металла за время обработки в ковше.

3.5 Методика расчёта параметров продувки стали нейтральным

газом

Для ускорения физико-химических процессов, происходящих в ходе

внепечной обработки, в промышленных условиях используется продувка

жидкой ванны нейтральным газом (обычно аргоном). Влияние продувки

аргоном на сталь такое же, как при обработке вакуумом. Массу расплава

пронизывает столб пузырьков продуваемого газа. Каждый пузырёк можно

представить как крохотную «вакуумную камеру», поскольку парциальные

давления водорода и азота внутри такого пузырька равны нулю.

При

получении

сталей

с

особо

низким

содержанием

углерода

(например,

особо

качественных

нержавеющих

сталей),

кислород

разбавляют инертным газом для продувки ванны. Часто продувку расплава

инертным газом проводят с одновременной обработкой вакуумом, ведь

энергичное

перемешивание,

вызываемое

продувкой

металла,

делает

вакуумирование более эффективным.

При

продувке

стального

расплава

нейтральным

г а з ом

обеспечивается:

-

энергичное перемешивание жидкой стали в ванне ковша за счёт

циркуляции восходящих потоков газометаллического столба при инжекции

газа и нисходящих потоков расплава по периферии, а также облегчение

протекания процессов удаления в шлак нежелательных примесей;

45

- усреднение полей температур стали по высоте ковша, химического

состава,

а

также

корректировка

температуры

за

счёт

охлаждающего

действия инжектируемого газа перед разливкой;

- повышение чистоты стали по содержанию газов и неметаллических

включений

из-за

эффекта

флотации

во

всплывающих

пузырьках

инжектируемого газа;

-

ускорение

расплавления

вводимых

в

жидкую

сталь

твердых

реагентов, раскислителей, модификаторов и лигатур и повышение полноты

усвоения;

- облегчение условий протекания реакции окисления углерода;

- снижение температуры стали.

Эффект ивно ст ь

об раб от ки

ст а ли

на

АК П

зависит

о т

продолжительности и интенсивности продувки. Расход аргона м

3

/ т стали:

- до 0,5 – достаточен для усреднения температуры и химического

состава металлического расплава;

- до 1,0 – влияет на удаление неметаллических включений;

-

2



3– для эффективной дегазации жидкой стали.

Влияние

продолжительности

продувки

аргоном

на

химическую

однородность углеродистой стали в 160-т ковше показано в табл. 13.

Tаблица 13

Изменение химической неоднородности углеродистой стали при различной

продолжительности продувки металла аргоном

Элемент

Разность содержания,%, при длительности продувки, мин

0

2



4

5



8

9



10

11



14

С

0,015

0,010

0,011

0,008

0,005

Si

0,018

0,021

0,011

0,009

0,008

Mn

0,030

0,027

0,018

0,013

0,013

Al

0,006

0,006

0,004

0,004

0,002

Время

перемешивания,

необходимое

для

достижения

95

%-ной

гомогенизации металла в ковше, можно определить по выражению, с:



= (600 ±100)





-0,40

где



– удельная мощность перемешивания, кВт / т.

3.5.1 Продувка расплава в основном сталеразливочном ковше через

донные фурмы

46

Пористые

огнеупорные

вставки-пробки

для

дутьевых

устройств

в ы д е р ж и в а ю т

н е с ко л ь ко

п р од у в о к ,

и х

и з го т а в л и в а ю т

и з

высокоглиноземистых или основных огнеупоров конусными для удобства

монтажа в гнездовой кирпич.

Обычно устанавливают два продувочных

узла в зоне, отстоящей от стенки ковша примерно на середину радиуса

днища (1 / 3



1 / 2 радиуса) со смещением на 90° относительно оси

стакана для выпуска стали, чем увеличивается эффективность воздействия

инертного газа на металл.

Удельную мощность перемешивания при продувке металла через

донные фурмы можно определить по уравнению:

ε

дп

=

6,18 ∙ 10

−

3

∙

(

V ∙ Т

М

)

∙ ln

(

1

+

ρ ∙ g ∙ H

Р

)

где V – расход газа, м

3

/ мин;



– плотность металла, кг/м

3

;

g – гравитационное ускорение, м/с

2

;

Р – давление поступающего газа. Па;

Н – глубина газовыделения, м;

М – масса металла в ковше, т;

Т – температура металла, К.

Для



= 7000 кг/м

3

и g = 9,81 м/с

2

:

ε

дп

=

0,014 ∙

(

V ∙ Т

М

)

∙ lg

(

1

+

H ∙ 10

5

1,46∙ Р

)

Максимально возможный расход газа при этом составит, м

3

/ мин:

V

max

=

(

0,1 ÷ 0,15

)

∙

273 ∙ 10

3

∙ 60

Т ∙ ρ∙ Н

/

V

∙ М

3.5.2 Продувка расплава в основном сталеразливочном ковше через

погружную фурму

Фурмы погружные представляют собой стальные трубы (с наружным

диаметром 50 мм, и внутренним – 25 мм), футерованные огнеупорными

кольцами.

При

продувке

через

погружную

фурму

расчёты

выполняют

следующим образом:

Время перемешивания:



= 800





-0,40

Удельную мощность перемешивания при продувке металла через

погружную фурму можно определить по уравнению:

47

ε

фп

=

8,32∙ Q ∙ Т

22,4∙ М

∙

[

(

1

−

Т

окр

Т

)

−

ln

(

1

+

9,81∙ ρ ∙ Н

ф

Р

а

)

]

где Q – расход газа, л / с;

Т

окр

– температура окружающей среды, К;

H

ф

– глубина на которую погружают фурму, м;

Р

а

– атмосферное давление, Па.

При

этом

за

глубину

газовыделения

принимается глубина

погружения фурмы,

и

она должна быть на 0,5 м меньше высоты ковша,

максимальный расход газа не должен превышать 1 м

3

/ мин.

Расход

инертного

газа,

достаточный

для

дегазации

расплава,

определяется по уравнению Геллера, м

3

/ т:

V

=

2240

m

∙ К

2

∙ Р ∙

(

1

[

С

]

к

−

1

[

С

]

н

)

+(

[

С

]

к

−

[

С

]

н

)

где m – молекулярная масса удаляемого газа;

К – константа равновесия реакции растворения;

Р – давление газа над расплавом, МПа;

[С]

н

и [С



к

– начальное и конечное содержание газа, %.

Учитывая достаточно малые значения содержания водорода и азота в

стали, уравнение возможно упростить:

V

=

2240

m

∙ К

2

∙ Р ∙

(

1

[

С

]

к

−

1

[

С

]

н

)

Из данного уравнения, зная начальное содержание водорода, азота в

стали

и

расход

нейтрального

газа,

можно

определить конечное

содержание газов в стали, %:

[

Н

]

с

=

1

(

V ∙ m

Н

2

/

2240∙ К

Н

2

∙ Р

+

L

/

[

Н

]

н

)

[

N

]

с

=

1

(

V ∙m

N

2

/

2240 ∙ К

N

2

∙ Р

+

L

/

[

N

]

н

)

При этом константы равновесия водорода и aзoтa рассчитываются

по формулам:

lg К

Н

=

−

1900

Т

−

1,577

48

lg К

N

=

−

1500

Т

−

0,815

Пример. Рассчитать характеристики продувки металла аргоном в 160-

т сталеразливочном ковше через донные фурмы и

верхнюю погружную

фурму.

Исходные

данные:

масса

стали

15ХСНД

в

ковше

М

=

148

т;

температура металла Т = 1183 К;

высота металла в ковше Н = 4м;

давление и расход поступающего из донных фурм аргона Р = 5 атм (5



10

5

Па) и V = 0,5 м

3

/мин.

1) Удельная мощность перемешивания составит:

ε

дп

=

0,014∙

(

0,5 ∙ 1883

148

)

∙ lg

(

1

+

4 ∙ 10

5

1,46 ∙ 5∙ 10

5

)

=

0,051 кВт

/

т

2) Необходимое время перемешивания:



= 500



0,051

-0,40

= 1644 с = 27,4 мин.

3) Для данных условий максимальный расход аргона составит:

V

max

=

0,12 ∙

273∙ 1 0

3

∙ 60

1883 ∙ 7000 ∙ 4

/

0,5

∙ 148

=

2,8 м

3

/

мин

4) Для расчёта процесса дегазации стали во время продувки аргоном

необходимо определить константы равновесия газов:

lg К

Н

=

−

1900

1883

−

1,577

=−

2,59 К

Н

=

0,0026

lg К

N

=

−

1500

1883

−

0,815

=−

1,61 К

N

=

0,025

5) При начальной концентрации водорода 0,0008 % в металле и азота

0,008 %, находим содержание водорода и азота после продувки металла:

[

Н

]

с

=

1

(

2,8 ∙ 2

/

2240 ∙ 0,0026

2

∙ 0,1

+

1

/

0,0008

)

=

0,0002

[

N

]

с

=

1

(

2,8 ∙ 28

/

2240∙ 0,025

2

∙ 0,1

+

1

/

0,008

)

=

0,0015

6) Дополнительные данные для расчёта продувки через погружную

фурму:

температура

окружающей

среды

Т

окр

=

293

К;

атмосферное

давление Р

а

= 10

5

Па; глубина погружения фурмы Н

ф

= 3,5 м, расход Q = 40

м

3

/ час = 11,11 л/с.

49

7) Удельная мощность перемешивания при продувке стали через

погружную фурму составит:

ε

ф

=

8,32 ∙ 11,11 ∙ 1883

22,4 ∙ 148

[

(

1

−

293

1883

)

+

ln

(

1

+

9,81∙ 7000 ∙ 3,5

10

5

)

]

=

89,8 кВт

/

т

8 ) Время перемешивания при продувке стали через погружную

фурму:



= 800



89,8

-0,40

= 2,2 мин.

3.5.3 Вопросы для самоконтроля

1.

Для

чего

в

промышленных

условиях

используется

продувка

жидкой стали нейтральным газом (обычно аргоном)?

2. Влияние продувки аргоном на сталь.

3. За счет чего происходит перемешивание жидкой стали в ванне

ковша при продувке аргоном?

4. Преимущества продувки стального расплава нейтральным газом.

5.

Расход

аргона

(м

3

/

т

стали),

достаточный

для

усреднения

химического состава и температуры металла.

6. Расход аргона (м

3

/ т стали) для эффективной дегазации стали.

7.

Формула

расчёта

времени

перемешивания,

необходимого

для

достижения 95 %-ной гомогенизации металла в ковше, можно определить

по выражению.

8. Формула определения удельной мощности перемешивания при

продувке металла через донные фурмы.

9. Максимально возможный расход газа при продувке металла через

донные фурмы.

10. Формула определения удельной мощности перемешивания при

продувке металла через погружные фурмы.

11. Максимально возможный расход газа при продувке металла через

погружные фурмы.

12. Пористые огнеупорные вставки-пробки для дутьевых устройств.

13. Формула определения константы равновесия

газов (водорода и

aзoтa).

14. Формула определения расхода инертного газа достаточного для

дегазации расплава.

15. Как зная начальное содержание водорода, азота в стали и расход

нейтрального газа, можно определить конечное содержание газов в стали?

50

3.6 Методика выбора мощности трансформатора

Неоспоримое преимущество электродугового нагрева заключается в

простоте

регулирования

подводимой

мощности

и

концентрированном

вводе тепловой энергии в больших количествах.

Мощность трансформатора определяют по рекомендуемой скорости

нагрева металла, исходя из конструкции сталеразливочного ковша, его

огнеупорной

футеровки,

размещения

продувочных

блоков

и

режима

продувки;

схемы

работы

электрических

дуг;

величины

активного

и

реактивного сопротивления вторичного токоподвода и тепловых потерь.

При

сооружении

АКП

используют

в

ряде

случаев

трансформаторы,

установленная мощность которых больше требуемой.

Стадий нагрева обычно выделяют две. На первой стадии реализуют

выравнивание температурных полей по объёму металла в ковше, нагрев

поверхностных

слоев

футеровки

ковша

и

электродов,

расплавление

шлакообразующих и легирующих. На второй стадии происходит перегрев

стали до заданной температуры.

Параметры

трансформатора

для

ковшей

различной

емкости

приведены в таблице 14.

При

расчётах

подводимой

на

ковш-печь

мощности

обычно

рекомендуется

пользоваться

данными

по

активной

мощности,

так

как

реактивная

мощность

при

работе

электродуговой

установки

не

используется. Но поскольку трансформаторы, применяемые на установках

ковш-печь, предназначены для работы с потребителями не только активной

(омической), но и индуктивной мощности, при работе со смешанными

потребителями,

имеющими

омические,

индуктивные

и

конденсаторные

элементы, используется полная мощность трансформатора.

Расход

электроэнергии

зависит

ещё

и

от

электрического

режима

нагрева. Трансформатор агрегата ковш-печь имеет от 7 до 11 ступеней

напряжения, а на некоторых агрегатах количество ступеней напряжения

составляет 20 и более. Максимальная мощность трансформатора – 20



25

МВА,

что

не

всегда

целесообразно,

так

как

по

подаваемой

активной

мощности ступени напряжения, в какой-то степени, перекрывают друг

друга.

Таблица 14

Рекомендуемые параметры трансформатора

для ковша емкостью 12



350 т

51

Емкость агрегата, т

Номинальная

мощность

трансформатора,

MB А

Сила тока

электрода, кА

Диапазон

вторичных

напряжений, Б

12

4,0

12,7

227



127

20

6,0

14,9

290



137

50

8,0

19,3

299



150

50

12,8

26,6

326



167

70

16,0

32,5

355



181

90

20,0

36,8

392



190

130

25,0

43,3

417



203

180

30,0

48,4

447



212

230

36,0

57,5

452



227

280

42,0

62,8

483



232

350

50,0

72,2

500



251

Нагрев металла производится током, а напряжение на электродах

характеризует

длину

дуги,

поэтому

рекомендуется

переходить

на

пониженную по напряжению ступень, увеличивая в пределах возможную

силу тока. В этом случае ускоряется нагрев металла, уменьшается длина

дуги

и

увеличивается

вероятность

работы

с

закрытой

дугой,

что

обеспечивает снижение затрат электроэнергии на нагрев.

Этапы выбора трансформатора агрегата ковш-печь:

Сначала определяется удельное количество тепла, необходимое для

нагрева 1 т металла на 1



С, МДж.

q

Ме

=

с ∙ ∆ Т ∙ М

где с – удельная теплоемкость металла, равная 0,85 МДж / (т К);

С

учетом

теплопотерь

величина

q

Ме

факт

возрастает

и

составляет,

МДж:

q

Ме

факт

=

q

Ме

❑

❑

где

❑

❑

– суммарные потери, учитывающие электрический

❑

эл

(

❑

эл

=

0.85

–

0,95)

и

тепловой

❑

тепл

(

❑

тепл

=

0,45

–

0,55)

коэффициенты полезного действия, которые определяются как

❑

❑

=❑

эл

+❑

тепл

Затем определяется количество тепла, необходимое для нагрева всего

металла, МДж:

52

Q

Ме

=

q

Ме

факт

∙ М

где М – маcca металла в ковше, т.

При переводе тепловой энергии (МДж) и электрическую (кВт ч)

принимается соотношение: 1 кВт



ч = 3,6 МДж; тогда при нагреве стали

потребуется электроэнергии, кВт ч:

эл

=¿

Q

Ме

3,6

q

¿

Необходимая мощность трансформатора равна, МВА:

W = 60



q

эл



V

t

,

где V

t

– рекомендованная скорость нагрева,



С/мин (обычно от 3 до 5



С/мин).

Время нагрева расплава до достижения определенной температуры –

важная

характеристика

тепловой

работы

АКП.

Наиболее

эффективный

режим нагрева расплава осуществляется в пределах 60



80



С.

Для определения времени нагрева стали следует провести расчёт

количества

тепла,

необходимого

для

достижения

требуемой

температуры, кВт



ч:

q

эл

факт

=

с ∙ ∆ Т ∙ М

3,6 ∙

❑

гд е



Т – величина, на которую необходимо поднять температуру

расплава,



С.

Далее определим время нагрева металлического расплава, ч:

τ

нагр

=

q

эл

факт

W

Оптимальное время нагрева составляет 15



20 минут.

При этом максимальная скорость нагрева будет равна,



С/мин:

V

t

=

q

тепл

с ∙ М

г д е q

тепл

= W



3,6







– количество тепла, которое выбранный

трансформатор способен подвести в единицу времени, МДж.

Пример.

Определить

необходимую

мощность

трансформатора

агрегата ковш-печь для нагрева 148 т металла в ковше на 80 °С.

53

1) Определяем удельное количество тепла, необходимое для нагрева

1 т металла на 1



С:

Q

Ме

= 0,85



1



1 = 0,85 МДж

2) Суммарные потери тепла составляют:





= 90



0,50 = 0,45

3) С учётом теплопотерь величина

q

Ме

факт

составит:

q

Ме

факт

=

0,85

0,45

=

1,89 МДж

4) Количество тепла, необходимое для нагрева 148 т металла на 1 °С

будет равно:

Q

Ме

=1,89



148 = 279,72 МДж

или:

эл

=¿

279,72

3,6

=

77,7кВт∙ ч

q

¿

5) Необходимая мощность трансформатора равна:

W = 60



77,7



4 =18648



18,65 MBA

Выбираем из стандартизированного ряда трансформатор 20 MBA.

6 ) Определяем количество тепла, необходимое для нагрева металла

на 80 °С:

q

эл

факт

=

0,85 ∙ 80 ∙ 148

3,6 0,45

=

6212,35кВт ч

7) Время нагрева металла составит:

τ

нагр

=

6212,35

20

∙ 10

−

3

=

0,31 чили 18,6 мин .

8) Максимальная скорость нагрева будет равна:

V

t

=

20 ∙ 10

3

∙ 3,6 ∙ 0,45

0,85 ∙148 ∙ 60

=

4,3° С

/

мин

3.6.1 Вопросы для самоконтроля

1. Преимущества электродугового нагрева.

2. Параметры, определяющие мощность трансформатора АКП.

3. Стадии нагрева стали в АКП.

4. Активная, реактивная и полная мощность трансформатора АКП.

5. Ток и напряжение на электродах АКП.

6.

Суммарные

потери,

учитывающие

электрический

и

тепловой

коэффициенты полезного действия трансформатора АКП.

7. Формула определения удельного количество тепла, необходимого для

нагрева 1 т стали на 1



С, МДж.

54

8. Удельная теплоемкость стали.

9.

Формула

определения

фактического

количества

тепла,

необходимого для нагрева 1 т металла на 1



С.

10.

Формула

определения

количества

тепла,

необходимого

для

нагрева всей массы металла в ковше, МДж.

1 1 . Соотношение

для

перевода

тепловой

энергии

(МДж)

и

электрическую.

12. Необходимая мощность трансформатора, МВА.

1 3 . Формула

расчета

количество

тепла,

необходимого

для

достижения заданной температуры.

14. Формула определения времени нагрева металла в ковше.

15. Формула определения максимальной скорости нагрева.

16.

Формула определения

количества

тепла,

которое

выбранный

трансформатор способен подвести в единицу времени, МДж.

4. ИНЖЕКЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ МЕТАЛЛУРГИИ

Продувка металлических расплавов порошкообразными материалами

применяется для создания максимальной поверхности контакта вводимых

твердых

реагентов

с

металлом,

получения

максимально

возможной

скорости

взаимодействия

и

повышения

степени

усвоения

вдуваемых

реагентов. Достоинство метода в том, что в металл вдувают реагент струей

газа-носителя, который тоже оказывает заданное воздействие на металл.

Газ-носитель

может

быть

окислителем,

восстановителем

и

нейтральным. В качестве носителя-окислителя используют кислород или

воздух.

В

качестве

носителя-восстановителя

может

быть

использован,

например, природный газ. В качестве нейтрального носителя применяют

азот и аргон. Материалами вдуваемых реагентов выступают шлаковые

смеси, металлы и их сплавы.

Цели вдувания порошков:

1. Дефосфорация стали. При вдувании в струе кислорода шлаковых

смесей для удаления фосфора. Смеси состоят из извести, железной руды и

плавикового шпата.

2. Десульфурация. Для обеспечения эффективной десульфурации в

электродуговой печи и при внепечной обработке необходимо наведение

высокоосновного шлака присадкой извести или доломита.

В струе аргона или азота вводят в сталь:

55

- флюсы на основе извести и плавикового шпата;

- реагенты, которые вследствие высоких энергий взаимодействия и

соответствующего пироэффекта обычными способами вводить в металл

затруднительно (кальций, магний, РЗМ);

- смеси, содержащие кроме шлакообразующих также кальций или

магний.

3. Раскисление

и

легирование.

Введение

раскислителей

и

легирующих, том числе ввод компонентов (свинец, селен, теллур), которые

обычными методами вводить опасно из-за вредных выделений в воздух

рабочей зоны.

4. Ускорение

шлакообразования. В

конвертерном

переделе

высокофосфористых

чугунов

применяют

вдувание

порошкообразной

извести. Продувка чугуна может осуществляется в специальной торпеде

или ковше посредством фурмы, через которую в глубь расплава вдувают

реагенты в виде извести, магния или СаС

2

.

5. Науглероживание. Порошкообразные

карбонизаторы

(порошок

графита,

коксовой

мелочи

и

т.п.)

допускается

вводить

в

сталь

непосредственно в плавильной печи, а также на струю металла или в ковш.

Инжекция графита или кокса в расплав позволяет:

- корректировать содержание углерода в металле;

- при

недостатке

или

отсутствии

чугуна

повышать

в

металле

содержание углерода до пределов, необходимых для нормального ведения

процесса;

- раскислять

металл

(вдувание

в

окисленный

металл

порошка

углерода

вызывает

бурное

развитие

реакции

обезуглероживания,

содержание кислорода при этом уменьшается, а выделяющиеся пузыри СО

промывают ванну от газов и неметаллических включений).

6. Для получения сталей с регламентированным содержанием азота

применяют

продувку

азотом

в

ковше.

Кислород

и

сера

препятствуют

переходу

азота

в

металл

т.

к.

являются

поверхностно-активными

элементами. В стали с низким содержанием серы улучшаются условия

перехода азота из несущего газа в металл. Возможно применять азот в

качестве несущего газа для легирования кремнием, никелем, молибденом,

вольфрамом,

свинцом

и

др).

При

вдувании

в

сталь

смеси

порошков,

содержащих

цианамид

кальция CaCN

2

расплав

насыщается

азотом,

одновременно

протекают

процессы

науглероживания,

раскисления,

десульфурации.

56

Состав шлака, попадающего из плавильной печи в агрегат печь-ковш

в значительной степени влияет на протекание реакции десульфурации в

ковше.

В

настоящее

время

для

введения

в

объём

расплава

широко

используют различные шлаковые смеси в порошкообразном виде, а также

магний, барий, РЗМ. Способов ввода реагентов в расплав много, поэтому

под

терминами

«вдувание

порошков»,

«инжекционная

металлургия»

понимают большое число самых разнообразных технологий.

Наиболее

распространенным

реагентом,

используемым

в

составе

вдуваемых смесей, является кальций. Кальций оказывает положительное

влияние

как

реагент,

существенным

образом

влияющий

на

скорость

удаления

включений,

поскольку

присутствие

кальция

способствует

переводу

включений Al

2

O

3

в жидкие алюминаты кальция, что, в свою

очередь, способствует ускорению удаления включений из металла.

Сталь,

подвергнутая

обработке

кальцием,

характеризуется

существенно

более

высокой

обрабатываемостью,

что

способствует

повышению

производительности

металлообрабатывающих

станков

благодаря возможности работы на повышенных скоростях резания. Стали,

обработанные кальцием, имеют лучшие показатели анизотропии свойств,

при использовании введения в сталь кальция значительно улучшаются

показатели

механических

свойств

и

снижается

сегрегация

в

крупных

поковочных и других слитках.

Процесс

введения

кальция

в

сталь

характеризуется

рядом

особенностей: пироэффектом, малой степенью усвоения и соответственно

повышенной стоимостью обработки.

Другие инжекционные технологии.

Существует

в

металлургическом

производстве

довольно

большое

разнообразие

технологий,

также

основанных

на

вдувании

материалов,

например, печи термодиффузии (на основе кипящего слоя), применяемые

при получении покрытий на стальной проволоке и использующиеся в

метизном

производстве;

пароэжекторные

насосы

и

оборудование

для

инжекции материалов при обработке металла на вакуумных установках;

технология

порошково-инжекционного

литья

(PIM

– Powder

Injection

Moulding), применяемая для экономичного производства крупных партий

геометрически сложных изделий.

57

Элементы

инжекционных

систем

используют

в

форсуночном

распыливании

газовоздушной

смеси

для

вторичного

охлаждения

непрерывнолитых заготовок.

Для защиты окружающей среды используют инжекцию адсорбентов

в

газоотводящий

тракт

металлургических

печей

по

технологии

ESCHSORB.

Это

технология

равномерно

распределенной

инжекции

взвешенных

в

потоке

активных

дисперсных

добавок

извести

и

карбонизаторов (HOK – HerdOfenKoks – активированный буроугольный

кокс, каменноугольный кокс) в каналы отходящих газов с целью очистки

газа путём адсорбции диоксинов, фуранов, ртути и серы.

В ресурсосберегающей технологии вдувания EKOFOR применяются

в качестве топлива доменных печей взамен нефти или природного газа

крупнозернистые отходы – агломерат полимерных материалов, осушенный

гранулированный шлам.

Другим направлением утилизации отходов является рециклинг пыли

газоочисток металлургических печей от примесей цинка, который попадает

в

шихту

из

оцинкованной

стали,

оболочки

электрокабелей

и

т.

п.

В

высокотемпературной

зоне,

цинк

испаряется,

окисляется

и

удаляется

вместе с отходящими газами, но основная доля цинка, попавшего с шихтой

в

агрегат,

улавливается

пылеулавливающими

установками.

Постоянно

разрабатываются

новые

технологии

по

утилизации

плавильных

пылеотходов,

содержащих

Zn

и

другие

дорогостоящие

металлы.

Для

улучшения процесса пневмотранспорта, а также для активизации процесса

восстановления оксидов железа используют смесь пыли и угля. Учитывая,

что на 1 т стали образуется 15



20 кг пыли практически весь цинк,

содержащийся

во

вдуваемой

пыли,

восстанавливается,

испаряется

и

переходит во вновь образующуюся пыль, таким приёмом удается повысить

концентрацию цинка в пылеотходах до 75



80 % и затем эффективно

извлекать из них цинк.

Установки

торкретирования

получили

распространение

при

изготовлении и ремонте футеровки металлургических агрегатов – горячих

и

холодных

ремонтах

плавильных

печей,

миксеров,

основных

и

промежуточных

ковшей,

вакууматоров.

Торкретирование

позволяет

увеличить стойкость огнеупорной футеровки и сократить ковшовый парк.

Торкрет-машины условно делят на три составляющие: пневмонагнетатель,

увлажнитель

и

манипулятор.

Оборудование,

используемое

для

торкретирования, аналогично установкам, предназначенным для вдувания

58

порошкообразных материалов в расплав, однако система взвешивания и

дозирования

упрощается,

а

установка

оснащается

системой

подачи

жидкости для затворения торкрет-порошков.

Применительно

к

доменному

производству

можно

отметить

технологию вдувания пылеугольного топлива в доменные печи на основе

пневмотранспорта псевдоожиженной плотной фазы (Технология PCI+

®

).

В

сталеплавильном

производстве

широкое

распространение

получила технология вспенивания шлака (SLAG FOAMING), основным

элементом которой является инжекция с пневматическим дозированием

угольного

(углеродсодержащего)

порошка.

Данная

технология

используется

на

подавляющем

большинстве

высокомощных

электродуговых печей и позволяет защитить водоохлаждаемые панели от

излучения

дуг,

скрыв

их

под

слоем

шлака,

а

также

ускорить

ход

необходимых химических реакций.

При

постоянном

использовании

легковесного

лома

конструкции

плавильных

печей

адаптируют изменением

пропорций

и

параметров

рабочего пространства дуговой печи путем увеличения высоты стен, что

существенно увеличивает рабочее пространство. Тогда дополнительную

энергию вводят инжекцией кислорода в рабочее пространство печи.

Для

плавления

шихты

с

высоким

содержанием

железа

прямого

восстановления DRI или HBI также применяют печи с высокими стенками,

например

постоянного

тока

со

спаренными

электродами.

Стабильную

горячую зону плавления и большое количество вспененного шлака считают

отличительной особенностью таких печей. Горелочно-фурменные системы

из

кислородных

горелок,

кислородно-углеродных,

углеродных

фурм

обеспечивают

высокую

степень

технологической

гибкости

процесса

расплавления

шихты

и

вспенивания

шлака

при

варьировании

используемых

шихтовых

материалов.

Скрап

имеет

не

постоянный

химсостав,

а

его

замена

жидким

чугуном

на

заводах

полного

металлургического

цикла

выгодна

технологически

для

получения

качественной продукции.

Кроме

того,

используются

материалосберегающий

способ

пневматического

дозирования

шлакообразующей

смеси

(флюса)

непосредственно

на

кристаллизатор

машины

непрерывного

литья

заготовок

(Multiflux)

и

другие

передовые

технологии,

основанные

на

использовании инжекционных систем.

59

Требования ресурсо- и энергосбережения ставят на передний план

совершенствование

тех

элементов оборудования и

технологии

плавки,

которые в наибольшей степени определяют эффективность производства.

4.1 Вопросы для самоконтроля

1. Цели вдувания порошков в расплав.

2. Для чего применяют торкретирование?

3. Какие абсорбенты инжектируют по технологии ESCHSORB?

4. Опишите известные Вам передовые технологии, основанные на

использовании инжекционных систем.

5. Область применения технологии SLAG FOAMING.

6. Как плавильных печей адаптируют к постоянному использованию

легковесного лома?

7. Как применяют технологию EKOFOR?

8. Область применения PIM – Powder Injection Moulding.

9. Какие требования определяют необходимость совершенствования

техники и технологии?

10. Дайте характеристику технологии Multiflux.

11.

Для

чего

применяется

продувка

металлических

расплавов

порошкообразными материалами?

12. Для чего предназначена технология SLAG FOAMING?

13. Как получают пенистый шлак?

14. Перечислите газы-носители.

60

5. МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ

ДЛЯ МАГИСТРАНТОВ

НАПРАВЛЕНИЯ ПОДГОТОВКИ 22.04.02 «МЕТАЛЛУРГИЯ»

Допустимый

уровень

качества

выплавляемой

стали

задают

техническими,

технологическими

и

экономическими

требованиями

к

качеству

товарной

металлопродукции. В промышленности важную роль

занимают

низкоуглеродистые

стали,

изделия

из

которых

получают

глубокой вытяжкой при холодной обработке давлением.

Перед выполнением расчётов полной обработки стали в агрегате

«ковш-печь»

обучающимся

нужно

ознакомиться

с

современным

плавильным

оборудованием,

классификацией

сталей,

основами

теплообмена, теорией выплавки стали в электродуговых и индукционных

печах,

способами

нагрева

и

расплавления

металла,

маркировкой

ферросплавов и способами их получения, классификацией и свойствами

огнеупорных

материалов,

составом

и

подготовкой

шихты,

способами

легирования, раскисления и рафинирования, методами обработки стали в

основных и промежуточных ковшах, а также их устройством.

Освоение

методики

полного

расчёта

внепечной

обработки

стали

считается

достигнутым

при

условии

выполнения

задания

и

проверки

расчетов преподавателем. Магистрант представляет расчёт и защищает

выполненную работу в ходе собеседования по вопросам самоконтроля.

Обучающийся

получает

у

преподавателя

задание

к

расчёту

и

выполняет

его,

оформляет

задание

и

расчёт

в

соответствии

с

установленными требованиями на оформление текстовых документов.

В

хо д е

в ы п о л н е н и я

з а д а н и я

м а г и с т р а н т

о с в а и в а е т

общепрофессиональные и профессиональные компетенции:

ОПК-6:

способность

проводить

патентный

поиск

и

исследовать

патентоспособность и показатели технического уровня разработок;

ОПК-7:

способность

разрабатывать

научно-техниче скую

документацию,

оформлять

научно-технические

отчеты,

обзоры,

публикации по результатам выполненных исследований;

ПК-15:

способность

анализировать

основные

закономерности

фазовых

равновесий

и

кинетики

превращений

в

многокомпонентных

системах.

Работа рассчитана на 45 часов практических аудиторных занятий и

45 часов самостоятельной работы.

61

Балльно-рейтинговая система оценки успеваемости

Основным инструментом оценки результатов освоения дисциплины

«Технологии

современной

металлургии» (текущей

и

промежуточной

аттестаций)

является

балльно-рейтинговая

система

п о активности

студента.

Балльно-рейтинговая

система

предусматривает

наличие

промежуточного и текущего контроля успеваемости. Составной частью

текущего контроля является контроль посещаемости учебных занятий.

Максимальное количество баллов, которое студент может получить

за семестр – 70 баллов. Максимальное количество баллов, которое студент

может получить по результатам промежуточного контроля (экзамена) – 30.

Кроме

того,

студенту

могут

начисляться

дополнительные

«премиальные» баллы за участие в научных студенческих конференциях,

выполнение творческой работы и т.п. Премиальные баллы учитываются

только при выведении семестровой (итоговой) оценки.

При этом общая сумма баллов, набранная конкретным студентом при

изучении дисциплины, включая премиальные, не может превышать 100

баллов.

Баллы, начисляемые за учебную работу студента в ходе семестра

(очная форма обучения):

1. Посещение аудиторных занятий – 1 балл за один академический

час, максимально 45 баллов из расчета 45часов практических занятий.

2. Выполнение расчётов, оформление и защита практических работ –

2 балла за одно занятие, максимально18 баллов из расчета 9 работ.

3.

Активность

студента

на

занятии

и

качество

его

ответов

(выступлений) – до 1 балла за одно выступление, максимально 3 балла.

Итого максимально – 70 баллов.

Прохождение промежуточной аттестации (экзамен) – максимально 30

баллов. Всего –

100

баллов. Итоги

изучения дисциплины «Технологии

современной металлургии» оцениваются суммой баллов, набранных за все

виды

учебной

работы

баллов

(из

100

возможных)

с

последующим

переводом их в Европейскую систему оценок.

Шкала оценок экзамена по дисциплине

Оценка ECTS

Название

Числовой эквивалент

Буквенное обозначение

Отлично

5

A

очень хорошо

4

B

Хорошо

4

C

удовлетворительно

3

D

Посредственно

3

E

неудовлетворительно

2

Fx

2

F

62

6. ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Перспективные современные технологии современной металлургии

охватывают

весь

спектр

технологических

процессов

от

подготовки

материалов до доводки конечной продукции высоких переделов. К методам

внепечной обработки расплавов относятся такие способы воздействия на

ж и д к и й металл,

как:

способ

пульсирующего

дутья,

пульсирующее

перемешивание, электромагнитное перемешивание, электродуговой разряд,

армирование металла при кристаллизации, использование керамических

фильтров для рафинирования металла от включений и другие.

Среди

многоразличных

технологий,

используемых

для

плавки

и

доводки

сплавов

наиболее

выделяется

двухступенчатая

технология

выплавки в плавильной печи с последующей доводкой в другом агрегате.

Внепечная

обработка

стали

позволяет

повысить

производительность

плавильных печей за счёт переноса части операций обработки в ковш, а

также,

снизить

на

каждую

тонну

выпускаемой

стали

расход

печных

огнеупорных

материалов,

шлакообразующих

и

ферро сплавов,

использовать менее дефицитные легирующие.

Основным

и

одним

из

наиболее

распространённых

устройств

внепечной обработки металла является агрегат доводки стали типа «ковш-

печь».

Учебное

пособие

познакомит

читателей

с

областями

применения

новых

технологий

и

направлено

на

подготовку

обучающихся

к

применению

полного

расчёта

обработки

стали,

как

основного

конструкционного

материала

для

современного

уровня

развития

промышленного

производства.

Каждая

предложенная

к

изучению

расчётная

методика

иллюстрирована

примерами

расчёта.

Совокупность

приведенных примеров составляет полный расчёт.

Ссылки

на

литературу,

используемую

авторами

для

подготовки

учебного пособия, будут полезны для самостоятельной работы студентов.

Авторы выражают благодарность всем коллегам кафедры «Литейное

производство и технология металлов» ТОГУ, помогавшим в работе над

учебным

пособием

за

критические

замечания

по

обоснованию

комплексной обработки стали для оценки технологических параметров

агрегата ковш-печь.

63

7. СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Воскобойников В. Г. Общая металлургия : учебник для студентов

вузов, обучающихся по направлению "Металлургия" / В. Г. Воскобойников,

В. А. Кудрин, А. М. Якушев. – 6-изд., перераб. и доп. – М. : Академкнига,

2002. – 768 с.

2. Гудим Ю. А. Производство стали в дуговых печах : конструкции,

технология, материалы : [монография] / Ю. А. Гудим, И. Ю. Зинуров, А. Д.

Киселев. – Новосибирск : Сибэлектротерм : Новосиб. гос. техн. ун-т, 2010.

– 546 с.

3. Бигеев А. М. Металлургия стали. Теория и технология плавки стали :

учебник

для вузов

/ А.

М.

Бигеев. – 2-е изд., перераб. и доп. – М. :

Металлургия, 1988. – 480 с.

4.

Производство

стали н а агрегате ковш-печь /Д. А. Дюдкин, С. С.

Гринберг, С. Ю. Бать, С. Н. Маринцев – Донецк : Юго-восток, Лтд, 2003. –

300 с.

5. Кудрин В. А. Теория и технология производства стали : учебник для

вузов / В. А. Кудрин – М. : Мир, 2003. – 528 с.

6. Ефимов В. А. Технологии современной металлургии / В. А. Ефимов,

А. С. Эльдарханов. – М. : Новые технологии, 2004. – 783 с.

Учебное издание

Войнов Александр Робертович, Ри Эрнст Хосенович

ТЕХНОЛОГИЯ КОМПЛЕКСНОЙ ОБРАБОТКИ СТАЛЕЙ

НА АГРЕГАТЕ «КОВШ – ПЕЧЬ» (LADLE-FURNACE)

С авторского оригинал-макета

Дизайнер обложки А. Войнов

Подписано в печать 20.07.18. Формат 60



84

1

/

16

.

Усл. печ. л. 4,0 Тираж 100 экз. Заказ 194.

Издательство Тихоокеанского государственного университета

680035, Хабаровск, ул. Тихоокеанская, 136.

Отдел оперативной полиграфии издательства Тихоокеанского государственного

университета

680035, Хабаровск, ул. Тихоокеанская, 136.