Fe2O3 ® Fe3O4 ® FeO ® Fe.
Эти превращения происходят в результате взаимодействия оксидов железа с оксидом углерода и углеродом, содержащимся в коксе, а также водородом. Восстановление железа твердым углеродом называется прямым, а газами - косвенным.
Косвенное восстановление железа начинается при температуре 5700С по реакциям
3Fe2O3 + CO ® 2Fe3O4 + CO2 + Q4,
Fe3O4 + CO ® 3FeO + CO2 - Q5.
При 750 ÷ 9000С оксиды железа восстанавливаются более интенсивно:
3Fe2O3 + CO ® 2Fe3O4 + CO2 + Q4,
Fe3O4 + CO ® 3FeO + CO2 - Q5.
FeO + CO ® Fe + CO2 +Q6.
Прямое восстановление железа иногда называют «восстановление твердым углеродом», оно начинается при 9000С и заканчивается при 1250–13000С.
FeO + CO ® Fe + CO2+Q6
В то же время углерод углекислого газа CO2,соприкасаясь с раскаленным коксом, восстанавливается до оксида углерода:
CO2 + Cтв ® CO–Q7, Q6< Q7.
В результате мы получаем реакцию:
FeO + Cтв ® Fe + CO – Q
Таким образом, концентрация угарного газа СО в газах не уменьшается, кокс же непрерывно расходуется. Однако, как видно из приведенных реакций, железо восстанавливается не твердым углеродом, а угарным газом СО.
Одновременно восстанавливаются и другие элементы, содержащиеся в руде, – марганец, кремний, а при использовании комплексных руд – хром, ванадий, никель, кобальт, медь. Кремний, например, восстанавливается по реакции
SiO2 + 2CO ® Si + 2CO2
Сера из кокса реагирует с железом и марганцем, образуя соединения FeSиMnS.
В процессе противотока, происходящем в доменной печи, создаются условия для автоматической самоорганизации распределения термохимических реакций по соответствующим температурным горизонтам и, как мы уже указывали, для наиболее полного реагирования компонентов шихты при выплавлении металла.
Науглероживание железа и образование жидкого чугуна. Чистое железо имеет температуру плавления 15390С, а восстановление железа из окислов протекает в интервале 570 ÷ 13000С, при таких температурах железо должно находиться в твердом состоянии. Это твердое железо контактирует с газовым потоком, содержащим преимущественно окись углерода СО, при контакте протекает реакция:
2СО® [С] + СО2 (газ),
где [С] – образующийся сажистый углерод, который растворяется в железе. В железе растворяется до 2–2,5% углерода. По мере науглероживания температура плавления железа снижается до 1150 ÷ 13000С и в районе заплечиков оно плавится и стекает в горн. При этом расплавленное железо контактирует с твердым углеродом кокса
3Fe + [C] ® Fe3C,
образуется карбид железа Fe3C, который хорошо растворим в железе. Карбид железа образуется и из оксида по реакции
3FeO +5CO « Fe3С + 4CO2
За счет этих реакций содержание углерода в металле возрастает до 3,5–4%.
Науглероженный металл (чугун) скапливается в нижней части горна на лещади и периодически выпускается через летки.
Стекающие по кускам шихты капли железа насыщаются углеродом (до 4% и более), марганцем, кремнием и фосфором из содержащихся в руде их оксидов, а также серой, которая содержится в руде в свободном виде и в виде химических соединений. Избыток нерастворившихся в расплаве примесных оксидов и серы в виде CaS переходят в шлак, содержащий также расплавы оксидов Al2O3, CaO, MgO. Расплавленные металл и шлак стекают в горновую часть печи, где шлак располагается сверху и легко (обязательно в первую очередь) удаляется через специальную шлаковую летку. Находящаяся на дне печи летка используется затем для слива чистого чугуна. Выпуск чугуна производится через каждые 3 – 4 часа в чугуновозные ковши емкостью 80–100 т. Затем летка заделывается огнеупорной глиной с помощью поршневой машины (пушки)
Продукты доменной печи.
Основной продукт доменного производства - чугун,строго определяемый каксплав железа с углеродом при содержании последнего более 2,14%, обычно 3,5 – 4,5%.
Передельный чугун (85 – 90% выплавляемого чугуна) содержит 4 – 4,4% углерода, до 0,8% кремния, до 1% марганца, 0,15 – 0,3% фосфора и 0,03 – 0,07% серы предназначен для передела его в сталь в конверторах или мартеновских печах.
Литейный чугун (9 – 12% выплавляемого чугуна), для которого характерно повышенное содержание кремния, повышающего жидкотекучесть. Литейный чугун содержит 1,25 – 4,25% кремния и до 1,3% марганца, используется непосредственно при производстве отливок.
Ферросплавы доменные, частично выплавляемые в доменных печах (менее 1% продукции доменных печей), - это сплавы железа с кремнием, марганцем и др. элементами (ферросилиций - 9-13% кремния и до 3% марганца, ферромарганец - 70-75% марганца и до 2% кремния, зеркальный чугун - 10-25% марганца и до 2% кремния). Их применяют в процессах производства стали для ее раскисления и легирования.
Доменный (колошниковый) газ образуется при сгорании кокса, он содержит 5–8 г пыли на 1 м3 (после очистки до 0,02г/м3 пыли), используют для дополнительного нагрева воздуха, подаваемого в доменную печь. Состав: 25% СО, 3% Н2, 10% СО2, остальное – азот. Калорийность – до 900 ккал/м3. Крупная пыль возвращается в печь с агломератом.
Шлак является побочным продуктом и его состав определяется составом шихты и маркой выплавляемого чугуна, используется при производстве шлаковаты и некоторых других строительных материалов, цемента, ситаллов и др.
Технико–экономические показатели доменного производства
1. Коэффициент использования полезного объема
,
где V – полезный объем печи в м3, Р – среднесуточная производительность печи в тоннах выплавляемого передельного чугуна. Чем меньше КИПО, тем интенсивнее работает печь. Обычно КИПО~0,5–0,7(~0,65), в России КИПО минимален на Череповецком металлургическом комбинате «Северсталь», порядка 0,5.
2. Удельный расход топлива (кокса) определяется как расход кокса в кг на 1 кг выплавленного чугуна. Кокс – наиболее дорогой материал, поэтому ведется строгий учет его расхода. Себестоимость кокса составляет 45–55% стоимости чугуна.
3. Интенсивность плавки характеризует интенсивность переработки материалов:
где Q – количество кокса, расходуемое за сутки, в кг, V – полезный объем печи в м3. Считается, что печь работает интенсивно при 
~1000 кг/м3.
4. Себестоимость чугуна зависит от расхода и стоимости сырых материалов и от производительности печи.
Структура себестоимости:
· 30–32% – сырые материалы;
· 40–55% – кокс;
· 10–14% – расходы по переделу;
· 3–4% – энергия;
· 1% – зарплата;
· 2–4% – прочие затраты.
Способы интенсификации
процессов доменной плавки
· Подготовка шихты – тщательная сортировка руд и усреднение по химическому составу и крупности кусков. Например, офлюсованный агломерат и окатыши повышает интенсивность плавки более чем на 10%.
· Обогащение вдуваемого воздуха кислородом. При этом интенсифицируется горение топлива, следовательно, повышается температура в горне печи и ускоряется процесс восстановления железа, марганца и кремния. К примеру, обогащение кислородом до 30–33% повышает интенсивность плавки на 35÷50%. Это особенно важно при плавке литейного чугуна и ферросплавов.
· Увлажненное дутье вводит в печь дополнительное количество водорода, который расходуется на восстановление железа.
· Повышение давления газов на колошнике печи до 1,8 ат снижает скорость движения газов в шахте печи, поэтому повышается скорость восстановления железа и снижается расход топлива.
· Вдувание в горн печи природного газа и угольной пыли на 10–15% снижает расход топлива и повышает производительность плавки на 2–3%.
Производство стали.
Строго говоря, сталью принято называть сплавы железа с углеродом при содержании последнего не более чем 2,14%. Обычно же содержание углерода в стали не превышает 0,6 ÷ 0,7%.
В большинстве рентабельных производств стали используемое сырье представляет собой комбинацию передельного чугуна со стальным ломом (скрапом). Сущностью любого такого процесса является снижение содержания углерода и примесей путем избирательного их окисления и перевода “изымаемых” таким образом продуктов в процессе плавки в шлак и газы.
Основные химические процессы переплава чугуна в сталь.
Выше мы уже указывали состав и содержание основных примесей в передельном чугуне. В низкоуглеродистой стали их содержание должно быть меньше. Эти данные приведены в таблице 3.
Таблица 3.
Содержание основных примесей в передельном чугуне и низкоуглеродистой стали
| Содержание | Углерод С | Кремний Si | Марганец Mn | Фосфор P | Сера S |
| В чугуне | 4 ÷ 4,4% | 0,6 ÷ 0,8% | 0,25 ÷ 1% | 0,15 ÷ 0,3% | 0,03 ÷ 0,07% |
| В стали | 0,14 ÷ 0,22% | 0,12 ÷ 0,3% | 0,4 ÷ 0,65% | до 0,05% | до 0,055% |
Перед рассмотрением процессов, происходящих при выплавке стали, необходимо сформулировать следующие закономерности:
1. Закон действующих масс, в соответствии с которым скорость одновременно протекающих химических реакций пропорциональна концентрации реагирующих веществ.
2. Принцип Ле Шателье в приложении к металлургии можно сформулировать следующим образом: химические реакции, выделяющие теплоту (экзотермические реакции), протекают интенсивнее при более низких температурах или при некотором понижении температуры, эндотермические же реакции, потребляющие тепловую энергию, активнее при высоких температурах или при некотором повышении температуры.
3. Закон Нернста (закон распределения) – распределение вещества, растворимого в двух соприкасающихся, но не смешивающихся жидкостях, происходит до достижения определенного – постоянного для данной температуры – соотношения (константы распределения).
Константа распределения определяется соотношением
Таким образом, большинство компонентов (Мn, Si, Р, S) и их соединения, растворимые в жидком металле и шлаке, будут распределяться между металлом и шлаком в определенном соотношении, характерном для данной температуры.
Нерастворимые соединения, в зависимости от плотности будут переходить либо в шлак, либо в металл. Изменяя состав шлака, можно менять соотношение между количеством примесей в металле и шлаке так, что нежелательные примеси будут удаляться из металла в шлак. Убирая шлак с поверхности металла и наводя новый путем подачи флюса требуемого состава, можно удалять вредные примеси (серу, фосфор) из металла. Поэтому регулирование состава шлака с помощью флюсов является одним из основных путей управления металлургическими процессами.
Используя эти закономерности и построенные на их основе технологические приемы, процессы выплавки стали проводят в плавильных печах в несколько этапов.
На первом этапе происходитрасплавление шихты и нагрев жидкого металла в ваннедо сравнительно невысоких температур. При расплавлении чугуна в присутствии кислорода, в соответствии с законом действующих масс, в первую очередь происходит окисление железа:
2Fe + 02 → 2FeO + Q. (1)
При более высоких температурах растворяющийся в расплаве оксид FeO легко восстанавливается, отдав кислород более активным кремнию, фосфору и марганцу, образуя их оксиды кремния, фосфора и марганца по реакциям:
2FeO + Si ® SiO2 + 2Fe + Q,(2)
FeO + Mn ® MnO + Fe + Q,(3)
5FeO + 2P ® P2O5 + 5Fe + Q,(4)
Получающиеся оксиды отправляются в шлак.
Наиболее важным и сложным на этом этапе является удаление фосфора. Дело в том, что выделяющийся по реакции фосфорный ангидрид P2O5 образует с оксидом железа нестойкое соединение (FeO)3∙P2O5, растворимое в расплаве. Во избежание этого используется основной флюс, содержащий более сильный, чем FeO, оксид кальция CaO, который связывает фосфорный ангидрид по реакции:
2P + 5FeO + 4CaO ® (CaO)4∙P2O5 + 5Fe.(5)
Полученное соединение, нерастворимое в расплаве, но растворимое в шлаке, направляется в шлак. Эта реакция образования протекает с выделением теплоты, поэтому в соответствии с принципом Ле Шателье для удаления фосфора из металла необходимы невысокие температуры ванны металла и шлака. Разумеется, для этого процесс должен вестись в основной плавильной печи (т.е. печи с основной футеровкой). Кроме того, по самой сути обеих используемых реакций в расплаве должно содержаться достаточно большое количество оксида железа FeO, для чего добавляют окалину или железную руду, наводя железистый шлак. С удалением фосфора, по закону Нернста, его концентрация в расплаве снижается, поэтому необходимо, убрав отработанный шлак, навести новый со свежими добавками CaO.
Второй этап – «кипение» металлической ванны – начинается по мере прогрева металла до более высоких температур. На этом этапе могут решаться довольно разнообразные задачи очистки расплава от примесей.
Прежде всего, здесь происходит эндотермический процесс восстановления железа из оксида FeO с выделением угарного газа СО, всплывающего в виде пузырьков (“кипение”).
FeO + C ® CO + Fe – Q . (6)
Всплывающие пузырьки угарного газа попутно захватывают другие газы, растворенные в расплаве, и мелкие частицы некоторых твердых примесей, прилипающие к ним за счет сил поверхностного натяжения.
Наконец, именно на этом этапе создаются условия для удаления серы, которая находится в расплаве в виде сульфита железа FeS. Это соединение растворимо и в расплаве, и в шлаке, но содержание его в шлаке растет с ростом температуры. Кроме того, и в шлаке, и на границе шлака с расплавом сульфит железа реагирует с основным флюсом CaO
FeS + CaO ® CaS + FeO – Q,(7)
причем соединение CaSоказывается растворимым в шлаке и нерастворимым в расплаве железа. В результате сера удаляется в шлак.
Третий этап – раскисление стали. Целью этапа является восстановление железа из его оксида, содержащегося в расплаве, в который кислород в тех или иных формах вводился на предыдущих этапах для перевода примесей в шлак и газы. Оставшийся же в расплаве кислород снижает качество стали, особенно механические свойства при повышенных температурах.
Раскисление производят ферромарганцем, ферросилицием или алюминием по реакциям:
2FeO + Si ® SiO2 + 2Fe + Q,(2)
FeO + Mn ® MnO + Fe + Q,(3)
ЗFеО + 2Аl ® ЗFе + Аl2O3 + Q(8)
Раскисление стали производят одним из двух способов.
При осаждающем (глубинном) раскислении в жидкую сталь вводят растворимые раскислители. Входящие в них элементы (Mn, Si, Al) обладают в данных условиях большим сродством к кислороду, чем железо. Образуемые в результате соответствующих реакций оксиды этих элементов направляются в шлак. Однако часть из них остается в расплаве, что снижает качество стали. Оксид железа в соответствии с законом Нернста переходит из шлака в расплав, качество стали при этом также снижается.
При диффузионном (поверхностном) раскислении измельченные ферромарганец, ферросилиций и другие раскислители загружают на поверхность шлака. Восстанавливая железо в слое шлака, они снижают в нем концентрацию оксида железа, после чего по закону распределения (закону Нернста) оксид железа, остававшийся в расплаве, посредством диффузии переходит в шлак, и качество выплавляемой стали повышается.
Таким образом, осаждающее раскисление происходит быстрее, себестоимость стали при этом невысока, при диффузионном раскислении качество стали выше, но она более дорогая.
В зависимости от степени раскисленности различают - спокойные стали, полностью раскисленные в печи и в ковше, в который произведена разливка; кипящие стали, которые в печи раскислены не полностью и продолжают раскисляться в ковше за счет реакции FeO с содержащимся в металле углеродом, причем наблюдается “кипение” в виде всплывающих пузырьков угарного газа, увлекающих с собой остатки газообразных азота и водорода и отдельные неметаллические включения, что оказывается полезным для увеличения пластичности стали; наконец, полуспокойные стали, имеющие промежуточную раскисленность по сравнению с предыдущими случаями - они частично раскислены в печи и в ковше и лишь в какой-то мере завершают раскисление по мере остывания в изложнице, откуда следуют и промежуточные качественные параметры получаемых образцов стали.
Для придания стали некоторых специальных свойств осуществляется легирование ее теми или иными добавками. Легирующие элементы, сродство которых к кислороду меньше, чем у железа (никель,кобальт, молибден, медь) можно вводить в печь практически в любой фазе плавки. Те же легирующие элементы, которые обладают повышенным по отношению к железу сродством к кислороду (кремний, марганец, алюминий, хром, ванадий, титани др.) во избежание их окисления приходится вводить в металл во время раскисления, после него, в конце плавки или даже прямо в ковш.
Для реализации передела чугуна в сталь используются металлургические агрегаты, по-разному решающие задачи временного и пространственно-временного управления температурой, загрузки основного сырья, флюсов и легирующих добавок и др. - это мартеновские печи, кислородные конверторы, дуговые электропечи.
Производство стали в кислородных конвертерах
Кислородный конвертер – сосуд, сваренный из листовой стали, выложенный внутри основным огнеупорным кирпичом. Его можно поворачивать вокруг горизонтальной оси на 3600 для загрузки скрапа, заливки расплавленного чугуна, слива стали и шлака. Емкость конвертера – 130 ÷ 350 т жидкого чугуна.
Исходные материалы: жидкий передельный чугун, стальной лом (скрап), известь для получения шлака (рис. 2).
Перед плавкой конвертер наклоняют, через горловину загружают стальной лом (20–30% массовых) (а), затем заливают чугун при температуре 1200–14000С (б). Затем засыпают известь, а иногда, если нужно, бокситы (Al2O3), железную руду и окалину, после чего производят продувку (в), взятие проб, их анализ, а затем слив металла (г) и шлака (д).
Кислород подается через водоохлаждаемую фурму под давлением 0,9 ÷ 1,4 МПа (9–14 атм). Расстояние от головки фурмы до поверхности металла 1–3 м в зависимости от емкости конвертера.
Чугун, залитый в конвертер, содержит около 93% железа, поэтому проникающий в чугун кислород по закону действующих масс в первую очередь окисляет железо:
2Fe + 02 = 2FeO + Q.
В результате интенсивного окисления железа и примесей чугуна температура в зоне под фурмой повышается до 24000С.
С началом продувки в конвертере образуются две жидкостные системы – металл (плотность 7,8 г/см3) и шлак (плотность 2,5 г/см3), которые находятся в контакте и взаимодействии и непрерывно меняются по химическому составу.
Оксид железа, находящийся в металле, вступает во взаимодействие с примесями, имеющим большее сродство к кислороду:
2FeO+Si ® 2Fe+SiO2+Q;
FeO + Mn®Fe+MnO+Q;
Фосфор выгорает по реакции:
5FeO+2P+4CaO ® 5Fe+ (CaO)4×P2O5+Q;
Образовавшийся фосфат кальция переходит в шлак. В выплавляемых в конвертерах сталях содержание фосфора должно быть не более 0,15%. Если больше – для более полного удаления скачивают образовавшийся шлак и наводят новый. Но при этом, конечно, снижается производительность плавки.
Сера удаляется по реакции:
FeS + CaO ® CaS + FeO – Q.
Подачу кислорода прекращают, когда содержание углерода в металле соответствует заданному. После этого конвертер наклоняют и выпускают сталь в ковш. В ковше сталь раскисляют ферросилицием, ферромарганцем или алюминием. Затем из конвертера сливают шлак.
В кислородных конвертерах выплавляют конструкционные стали с различным содержанием углерода, кипящие и спокойные.
В кислородных конвертерах трудно выплавлять стали, содержащие легкоокисляющиеся легирующие элементы, поэтому в них выплавляют низколегированные (до 2—3% легирующих элементов) стали. Легирующие элементы водят в ковш, расплавив их в электропечи, или твердые ферросплавы вводят в ковш перед выпуском в него стали.
Время продувки в 250-тонном конвертере 25-30 мин. Вместе с другими операциями (завалка скрапа, заливка чугуна, взятие проб, слив стали и шлака) на одну плавку расходуется 45-50 мин. Производительность одного 250-тонного конвертера — 1200 тыс. т стали в год.
Увеличение производительности кислородных конвертеров достигается не только путем увеличения вместимости, но также за счет повышения интенсивности продувки при внедрении автоматического управления и контроля плавки с использованием ЭВМ.
Кислородно-конвертерный процесс — более производительный, чем плавка стали в мартеновских печах
Плавка стали в электрических
дуговых печах
Схема дуговой плавильной печи приведена на рис.3.
Стальной сварной корпус печи 4 футерован изнутри основным магнезитовым или кислым динасовым кирпичом. Плавильное пространство печи состоит из подины 12, свода 6 и наклонных стенок 5. В съемном своде есть отверстия для трех графитовых электродов, которые питаются через электрододержатели 8 и кабели 7 от трехфазного трансформатора. Для загрузки шихты свод поднимают краном. Сталь выпускается через летку 2, шлак – через отверстие 10. Через него же наблюдают за процессом плавки. Емкость печей – 300 – 400 т. На роликах – кольцевой сегмент с механизмом для наклона печи.
Печь питается трехфазным переменным током и имеет три цилиндрических электрода 9 из графитизированной массы. Электрический ток от трансформатора кабелями 7 через электрододержатели 8 подается на электроды 9. Между электродами и шихтой 3 возникает электрическая дуга. Напряжение 160–600 В при токе 1–10 кА. В относительно небольшом объеме сосредоточивается большая мощность (до 16000 кВт на одной дуге), температура в плазме дуги выше 100000С. Длина дуги регулируется автоматически перемещением электродов. Могут быть печи с независимой и с зависимой дугой. Преимущественное распространение получили основные электропечи, в которых получают высококачественную сталь с минимальным содержанием фосфора и серы.
Шихта для плавки в дуговой печи состоит на 90 % и больше из скрапа (отходов сталеплавильного производства — прибыли, брака отливок, отходов кузнечного и прокатного производства, стального лома) и металлизованных окатышей; чугун (5-10%) вводят, чтобы после расплавления шихты обеспечить кипение стали (от выделения образующегося в металле оксида углерода), способствующее перемешиванию металла. Для окисления примесей в расплавленный металл погружают железную руду и окалину, а для наводки необходимого шлака — флюсы.
К концу первого (окислительного) периода плавки в основном заканчиваются дефосфорация (массовое содержание фосфора после двух – трехкратного слива шлака и введения свежих порций извести не превышает 0,01 - 0,02 %) и окисление других примесей, но в стали остаются еще кислород и сера.
Задачей второго периода является рафинирование стали – окончательная очистка от примесей. Для этого наводят новый шлак из извести и плавикового шпата или шамота с последующей добавкой молотого кокса. Сначала металл раскисляют, забрасывая ферромарганец, ферросилиций или комплексный сплав марганца, кремния и железа — силикомарганец. Восстановление железа из оксида протекает согласно уравнениям (3), (4), (7). В присутствии восстановительного известковистого шлака сера из металла переходит в шлак по реакции (10).
В перегретом шлаке углерод кокса, реагируя с известью, образует карбид кальция СаС2:
СаО + 3С ® СаС2 + СО,
который как энергичный раскислитель обеспечивает быстрое и наиболее полное удаление кислорода из металла и марганца и железа из шлака в металл:
ЗFеО + СаС2 ® 3Fе + СаО + 2СО; 3МnО + СаС2 ® 3Мn + СаО + 2СО.
Раскисление производят также порошковым ферросилицием или алюминием, загружаемыми с флюсами и раскисляющими металл через шлак. Выделяющийся в процессе кипения металла монооксид углерода определяет восстановительную газовую среду в печи, что способствует раскислению и десульфурации стали.
К преимуществам способа относят: быстрый нагрев металла; точное регулирование температуры металла; возможность создания окислительной или восстановительной среды; возможность выплавки сталей любого химического состава (высоколегированные, инструментальные и др.) и полное раскисление выплавленного металла; возможность быстрого приведения печи в рабочее состояние и работы с короткими перерывами.
При электроплавке стали широко применяют продувку кислородом (особенно при большом массовом содержании легированных отходов в шихте). В этом случае получают большую экономию дорогих ферросплавов, электроэнергии, электродов. Производительность электропечей увеличивается на 20-30 %.
Разливка стали
Из плавильных печей расплав стали выпускают в разливочные ковши, с помощью которых она разливается либо в изложницы, либо в кристаллизаторы машин для непрерывного литья заготовок, где она охлаждается, затвердевает и приобретает определенную геометрическую форму, становясь стальными слитками - заготовками для последующей прокатки, ковки и других обработок.
Сталеразливочный ковш (рис. 4) состоит из сваренного стального корпуса 1 и стопорного устройства. Внутри выложен шамотным огнеупорным кирпичом 2; на дне находится отверстие, в которое вставлен керамический стакан 5 с отверстием для выпуска стали. Отверстие закрывается стопорным устройством, состоящим из стальной штанги 3, на конце которой укреплена сменная пробка из огнеупорного материала 4. Собранная штанга вставлена в отверстие трубки из огнеупорного материала.
Емкость ковша зависит от емкости печи с учетом слоя шлака на поверхности жидкого металла (толщина слоя 100–200 мм). Шлак предохраняет металл от воздействия воздуха.
Изложницы - чугунные формы различных размеров и конфигурации для получения слитков соответствующего назначения. Слитки квадратного поперечного сечения переделывают на сортовой прокат (двутавровые балки, швеллеры, уголки и пр.), прямоугольные слитки с отношением ширины к толщине 1,5 - 3 - на лист. Из круглых слитков изготавливаются прутки, трубы, колеса и т.п., многогранные слитки идут на различные поковки.
Экономически целесообразно разливать сталь в крупные слитки, т.к. при этом сокращаются затраты труда на подготовку ковша к заливке и продолжительность разливки сплава в изложницы. Однако масса слитка ограничивается мощностью прокатного оборудования; кроме того, с увеличением размеров слитка ухудшается качество металла из-за неравномерности химического состава в различных его частях.
Обычно углеродистые стали разливают в слитки до 250 т, легированные от 0,5 до 10 т, высоколегированные – до 700 – 800 кг.
Способы разливки сталей.
Самый простой – непосредственно из ковша 1 в изложницы сверху (рис. 5). Естественно, при всей простоте и дешевизне этот метод связан с возможностью разбрызгивания расплава и некоторым ухудшением качества слитка из-за захвата пузырьков и, возможно, других загрязнений с поверхности.
Сифонная разливкачерез (рис. 6) единый литник, подающий расплав по футерованным трубкам снизу одновременно в несколько изложниц (до 60) методом сообщающихся сосудов, свободна от основных отмеченных недостатков метода разлива сверху, что чрезвычайно важно для легированных и высококачественных сталей. Изложницы устанавливают на поддоне 6, в центре которого располагается центровой литник 5, футерованный огнеупорными трубками 4, соединенный каналами с изложницами. Жидкая сталь 2 из ковша 1 поступает в центровой литник и снизу плавно, без разбрызгивания заполняет изложницу 5. Поверхность слитка получается чистой, можно разливать большую массу металла одновременно в несколько слитков. Для обычных углеродистых сталей используют разливку сверху, а для легированных и высококачественных — разливку сифоном.
На рис. 7 приведена схема непрерывной разливки стали (в кристаллизатор).
Из ковша 2 через промежуточное разливочное устройство 1 сталь непрерывно поступает в кристаллизатор 3, охлаждаемый водой. В кристаллизаторе формируется слиток — образуются его поверхности. Наиболее рациональным является слиток прямоугольного профиля размерами от 150x500 до 200x600 мм. Затвердевающий слиток непрерывно вытягивается из кристаллизатора вращающимися роликами 5 со скоростью 0,5-1,5 м/мин. В зоне между кристаллизатором и роликами слиток непрерывно охлаждается мелко распыленной водой для ускорения кристаллизации стали внутри слитка и уменьшения длины жидкой лунки 4. Разделение слитка на куски нужной длины производят резкой струей кислорода, для чего ниже тянущих роликов 5 слиток сцепляется с тележкой газорезки 6, которая вместе с ним движется вниз. Отрезанные куски убирают на склад, либо помещают в печь, откуда они поступают для дальнейшей обработки прокаткой или ковкой.
Для того чтобы начать разливку, в кристаллизатор вставляют как временное дно стальной брус – затравку, на котором кристаллизуется сталь.
Рассмотренная схема вертикальной непрерывной разливки обеспечивает оптимальные условия кристаллизации, однако она требует большой высоты установки. Поэтому применяют также установки с изгибом слитка или с изогнутым (радиальным) кристаллизатором, на которых внутренняя жидкая часть слитка затвердевает на перегибе и в горизонтальном положении.
Непрерывная разливка имеет ряд преимуществ. Она позволяет получать заготовки сравнительно небольшого сечения, поэтому сокращается время их получения и обработки и устраняется необходимость многих трудоемких операций с применением дорогостоящего оборудования (например, разливки стали по изложницам, прокатки на блюмингах или на слябингах и др.). Кроме того, при непрерывной разливке отходы стали из-за отсутствия усадочных дефектов составляют всего 2-3 % вместо 15-25 % при разливке в изложницы.
Кристаллизация и строение
стальных слитков.
Затвердевание стали в изложнице начинается со стенок, которым она отдает теплоту. При постепенном утолщении затвердевшего слоя между ним и расплавом имеется промежуточный слой, в котором образовавшиеся мелкие кристаллы еще подвижны и “плавают” в расплаве.
Сочетание направленного роста кристаллов от стенок к оси изложницы и постепенного сокращения фронта кристаллизации приводит к столкновениям растущих кристаллов между собой и образованию древовидной или, как это называется на языке металловедения, дендритной кристаллической структуры, параметры которой зависят от состава металла, скорости охлаждения и формы изложницы.
Слитки неоднородны и по химическому составу. Химическая неоднородность - ликвация– является следствием уменьшения растворимости примесей в железе в процессе перехода его из расплава в твердое состояние. Дендритная ликвация– неоднородность химического состава в пределах одного кристалла (дендрита); например, на границе дендрита по сравнению со средней частью содержание серы выше вдвое, фосфора - на 20%, а углерода ниже почти наполовину. Зональная ликвация –неоднородность в различных частях слитка; в частности из-за конвекции жидкого металла содержание тех же примесей в верхней части слитка увеличивается в несколько раз.
На строение слитка сильно влияет степень раскисленности металла.
Спокойная сталь полностью раскислена в печи или в ковше и в изложнице затвердевает спокойно, без выделения газовых пузырьков. При соприкосновении стали со стенками изложницы образуются мелкие зерна А (рис. 8а). Далее скорость затвердевания уменьшается и кристаллы растут, ориентируясь по направлению к середине слитка, в результате чего образуется зона Б, представляющая ориентированные столбчатые кристаллы. Внутренняя часть слитка В затвердевает медленно, и состоит она из равноосных кристаллов. В донной части образуется так называемый конус осаждения - мелкокристаллическую структура. Получается плотный слиток с усадочной раковиной 1 в верхней части.
Чтобы уменьшить усадочную раковину, применяют изложницы с прибыльной надставкой 1 (рис. 9), имеющей малотеплопроводную огнеупорную футеровку. Сталь в надставке продолжительное время остается жидкой и питает затвердевающий слиток, уменьшая в нем усадочную раковину.
Для этой же цели применяют обогрев прибыльных частей слитков электрическими дугами, индукционными токами, термитными смесями, газовыми горелками и другими способами. Помимо приведенного на рис. 8а кристаллического строения для слитков характерна неоднородность состава вследствие зональной и внутрикристаллической ликвации и ликвации по плотности.
а) б)
в)
Рис. 8. Схемы строения слитков а) спокойной стали; б) кипящей стали; в) полуспокойной стали
Для получения высококачественного однородного слитка из спокойной стали его прибыльную, подприбыльную и донную части перед прокаткой отрезают.
Кипящая сталь в печи или в ковше раскисляется не полностью только марганцем (но не кремнием и алюминием, как при полном раскислении) и поступает в изложницу бурлящей от выделения монооксида углерода. Усиленная конвекция при кипении усиливает зональную ликвацию, сера, фосфор и углерод выносятся в верхнюю часть слитка, ухудшая здесь качество стали; из-за этого обычно верхнюю часть слитка отрезают. Для уменьшения ликвации после заполнения изложницы кипение прекращают, накрывая поверхность расплава металлической крышкой (рис. 10) или раскисляя верхнюю часть расплава алюминием или ферросилицием.
В результате быстрого охлаждения под крышкой образуется корка и выделяющийся оксид углерода остается внутри слитка в виде рассеянных газовых раковин, компенсирующих усадку, поэтому в слитке нет сосредоточенной усадочной раковины.
Слиток кипящей стали (рис. 8б) имеет плотную мелкокристаллическую наружную корку А, зону сотовых пузырей П, вытянутых между столбчатыми кристаллами к центру Б, затем зону неориентированных кристаллов Д, промежуточную плотную зону, зону вторичных круглых пузырей С и среднюю зону с отдельными пузырями К, которых больше в верхней части слитка.
Газовые раковины («пузыри») завариваются при прокатке, и почти весь слиток идет в дело. Массовое содержание углерода в кипящей стали не более 0,3 %; большее его содержание вызывает чрезмерное выделение газов и увеличение брака стали. Кипение в изложнице со свободным выходом газов (до образования корки) способствует более полному удалению из слитка неметаллических включений, поэтому пластичность кипящей стали выше, чем спокойной.
Кипящая сталь хорошо штампуется, поэтому ее применяют для деталей глубокой вытяжки, а также для сварных труб и других изделий. Она дешевле спокойной, но вследствие ликвации внутренние слои слитка содержат больше углерода и примесей, чем наружные, и такая неоднородность ограничивает применение кипящей стали.
Полуспокойная сталь частично раскисляется в печи и в ковше, а частично в изложнице, по реакциям в изложнице и структуре слитка она является промежуточной между спокойной и кипящей сталями. Слиток полуспокойной стали(рис. 8в) имеет в нижней части структуру слитка спокойной стали, а в верхней - структуру кипящей. Ликвация в верхней части слитка меньше, чем в слитке кипящей стали, и близка к ликвации слитка спокойной стали. Усадочная раковина в слитке полуспокойной стали не образуется.
Ее раскисление проводят повышенным против кипящей стали количеством марганца или марганцем и кремнием (иногда также и алюминием). Преимуществом полуспокойной стали по сравнению со спокойной является больший выход годного, а по сравнению с кипящей — большая однородность благодаря меньшей ликвации.
Способы повышения качества
готовой стали.
Возрастающие требования к уровню качества стали привели к появлению различных видов рафинирующих переплавов заготовки, полученной в сталеплавильных печах. К их числу относятся электрошлаковый, электронно-лучевой, вакуумно-дуговой, плазменно-дуговой переплавы и др. Все эти способы получили общее название «Спецметаллургия», применяются они для получения особовысококачественных сталей. Основной особенностью всех видов спецметаллургии является то, что плавление металла и формирование слитка осуществляются в одном плавильном пространстве, поэтому нет разливки и устраняется неизбежное при этом загрязнение слитка огнеупорами и газами. Это определяет высокие физико-механические и эксплуатационные свойства стали.
Кроме того, описанные методы применяются в ситуациях, когда с самого начала известны не только все исходные материалы, но и конкретные технические условия, которым должен удовлетворять слиток нужной нам стали. Если же мы уже имеем готовые стальные слитки с некоторой структурой, составом примесей и т.п., а нам нужны слитки с улучшенными свойствами, приходится прибегать к различным приемам переплава, позволяющим изменять свойства стали в нужном направлении.
Рассмотрим некоторые примеры.
При обработке металла синтетическим шлаком, который обычно составляют из CaO (55%), Al2O3 (40%), небольшого количества SiO2 и MgO при минимальном содержании FeO, выплавляют и заливают на дно ковша. В этот же ковш затем заливают сталь. При перемешивании стали и шлака поверхность их взаимодействия резко возрастает, и реакции между ними протекают гораздо быстрее, чем в плавильной печи. Благодаря этому, а также низкому содержанию оксида железа в шлаке сталь, обработанная таким способом, содержит меньше серы, кислорода и неметаллических включений, улучшаются ее пластичность и прочность. Такие стали применяют для изготовления ответственных деталей машин.
Переплав с вакуумной дегазацией производится в ковше или изложнице, которые помещают в вакуумную камеру, понижая давление в ней до остаточных значений 0,3 - 0,7 кПа. При понижении давления из жидкой стали выделяются водород и азот. Всплывающие пузырьки газов захватывают неметаллические включения, в результате чего содержание их в стали снижается. Все это улучшает прочность и пластичность стали.
Электрошлаковый переплав (ЭШП) применяют для выплавки высококачественных сталей для шарикоподшипников, жаропрочных сталей для дисков и лопаток турбин, валов компрессоров, авиационных конструкций. Переплаву подвергают выплавленный в дуговой печи и прокатанный на круглые прутки металл. Источником теплоты при ЭШП является шлаковая ванна, нагреваемая при прохождении через нее электрического тока.
Электрический ток подводится к переплавляемому электроду 1, погруженному в шлаковую ванну 2 и к поддону 9, установленному в водоохлаждаемом металлическом кристаллизаторе 7, в котором находится затравка 8 (рис. 11).
Шлак имеет высокое омическое сопротивление и разогревается проходящим током до 20000С. Выделяющаяся теплота нагревает шлаковую ванну 2 до оплавление конца электрода. Капли жидкого металла 3 проходят через шлак, образуют под шлаковым слоем металлическую ванну 4.
Перенос капель металла через основной шлак способствует их активному взаимодействию, удалению из металла серы, неметаллических включений и растворенных газов. Металлическая ванна непрерывно пополняется путем расплавления электрода, под воздействием кристаллизатора постепенно формируется в слиток 6. Последовательная и направленная кристаллизация способствует получению плотного однородного слитка. Скорость опускания слитка устанавливается такой, чтобы уровень шлака в кристаллизаторе оставался постоянным
В результате ЭШП содержание кислорода в металле снижается в 1,5—2 раза, концентрация серы снижается в 2—3 раза, уменьшается содержание неметаллических включений, они становятся мельче и равномерно распределяются в объеме слитка. Слиток отличается плотностью, однородностью, хорошим качеством поверхности благодаря наличию шлаковой корочки 5, высокими механическими и эксплуатационными свойствами стали и сплавов. Слитки выплавляют круглого, квадратного, прямоугольного сечения массой до 110 т.
Вакуумно-дуговой переплав (ВДП) применяют в целях удаления из металла газов и неметаллических включений. Процесс осуществляется в вакуумно-дуговых печах с расходуемым электродом (рис. 12). В зависимости от требований, предъявляемых к получаемому металлу, расходуемый электрод изготовляют механической обработкой слитка, выплавленного в электропечах или установках ЭШП. Расходуемый электрод 3 закрепляют на водоохлаж-даемом штоке 2 и помещают в корпус 1 печи и далее в медную водоохлаждаемую изложницу 6. Из корпуса печи откачивают воздух до остаточного давления 0,00133 кПа.
При подаче напряжения между расходуемым электродом — катодом 3 и затравкой — анодом 8 возникает дуга. Выделяющаяся теплота расплавляет конец электрода; капли 4 жидкого металла, проходя зону дугового разряда, дегазируются, заполняют изложницу и затвердевают, образуя слиток 7. Дуга горит между расходуемым электродом и жидким металлом 5 в верхней части слитка на протяжении всей плавки. Сильное охлаждение слитка и разогрев дугой ванны металла создают условия для направленного затвердевания слитка, вследствие чего неметаллические включения сосредоточиваются в верхней части слитка, а усадочная раковина в слитке мала. Слитки ВДП содержат мало газов, неметаллических включений, отличаются высокой равномерностью химического состава, повышенными механическими свойствами. Из слитков изготовляют ответственные детали турбин, двигателей, авиационных конструкций. Масса слитков достигает 50 т.
Есть и другие способы качественного переплава сталей - в электронно-лучевых печах, плазменно-дуговых печах и др.
Макаров Леонид Олегович,
Кудряшов Борис Александрович,
Неверов Александр Николаевич
Дата добавления: 2015-06-22; просмотров: 3806;