Производство металлических конструкционных материалов

 

  Главная       Учебники -Металлургия     

 поиск по сайту           правообладателям

 

 

 

 

 

 

 



 

 

 

Производство металлических конструкционных материалов

 

 


 

В пособии рассмотрены исходные материалы производства черных и цветных металлов, оборудование и способы подготовки сырья, конструкции плавильных агрегатов и технология выплавки чугуна, стали, ферросплавов и некоторых цветных металлов.

Освещены способы прямого получения железа из руд, изложены методы получения металлических порошков и технологии изготовления из них некоторых видов спеченных конструкционных материалов.

В возможной степени освещены перспективы развития процессов получения основных конструкционных материалов – металлов и сплавов.

Книга предназначена в качестве учебного пособия для студентов машиностроительных специальностей вузов. Может быть полезна инженерно-технологическим работникам машиностроительных предприятий.


 

Предисловие


 

В современных условиях развития общества одним из значимых факторов технического прогресса в машиностроении является совершенствование технологии производства материалов. Важным направлением этого прогресса является создание и широкое использование новых конструкционных материалов, позволяющих резко повысить технический уровень и надежность оборудования. Создавая конструкции машин, обеспечивающих надежность работы, инженер должен хорошо знать способы получения основных машиностроительных материалов – чугунов сталей и цветных металлов.

В связи с уплотнением учебных планов по дисциплине «Технология конструкционных материалов» объём разделов «Производство металлов» и

«Порошковая металлургия» постоянно сокращается. Поэтому возникла потребность изложить основы производства черных и цветных металлов, а также производство металлических порошков и изделий из них в виде отдельного учебного пособия.

Пособие написано в соответствии с учебной программой дисциплины

«Технология конструкционных материалов», являющейся комплексной дисциплиной, содержащей основные сведения о способах получения машиностроительных материалов и технологических методах изготовления из них изделий.

В учебном пособии по возможности отражено все новое и передовое в практике производства чугуна, стали, цветных металлов, металлических порошков и изделий из них. Особое внимание уделено вопросам прямого получения железа и повышения качества металла и деталей.

Стремление изложить обширный материал в краткой и доступной форме не позволило уделить много места теории процессов получения металлов, металлических порошков и изделий из них. Однако все технологические вопросы рассмотрены с позиции современной науки.

Введение


 

Человек научился добывать и использовать металлы несколько тысячелетий назад. В отдаленные времена было известно лишь несколько металлов. Это золото, медь, серебро, олово, свинец, железо, ртуть, сурьма. В настоящее время из известных элементов Периодической системы Менделеева свыше 75% составляют металлы.

Исторически сложилась промышленная классификация металлов, по которым все металлы делятся на две основные группы:

  • черные;

  • цветные.

    К черным металлам относятся железо и его сплавы (чугун, сталь, ферросплавы), хром, марганец.

    Группа цветных металлов объединяет все остальные металлы, которая в свою очередь подразделяется на несколько подгрупп:

  • лёгкие металлы (алюминий, магний и др.);

  • тяжелые (медь, никель, свинец, цинк и др.);

  • малые цветные металлы (кобальт, молибден, вольфрам, кадмий и др.);

  • благородные (золото, серебро, платина и др.);

  • редкие (лантан, церий, неодим и др.);

  • радиоактивные (уран, плутоний и др.).

Среди металлов железо по своему значению занимает особое место. Производство черных металлов в значительной степени определяет уровень технического развития, являясь основой современной техники и культуры.

Широкому применению в самых разнообразных областях техники черные металлы обязаны своими высокими механическими и физическими свойствами. Преимущественному применению черных металлов способствовало также большое распространение в природе железных руд и сравнительная простота производства чугуна и стали.

Железо было известно человеку еще до нашей эры. Вначале железо получали в обычных кострах, а затем в специально устроенных плавильных ямах

– сыродутных горнах. В горн, выложенный из камня, загружали руду и древесный уголь. Воздух (кислород) необходимый для горения угля, подавался в виде дутья снизу горна при помощи мехов. Образующиеся газы (CO) восстанавливали оксиды железа. Из-за невысокой температуры в таких горнах можно было получать только малоуглеродистое железо, притом в тестообразном состоянии.

Постепенно горн совершенствовался и превратился в небольшую шахтную печь, которая получила название домницы. Увеличение высоты домницы и интенсивная подача дутья привели к повышению температуры и более интенсивному развитию процессов восстановления и науглероживания металла. В домницах получали жидкое углеродистое железо с примесями марганца и кремния, то есть чугун.

Сначала чугун был нежелательным продуктом, так как его не умели испо-льзовать для изготовления изделий и орудий труда. Позднее был найден способ передела чугуна в ковкое железо. Способ получил название кричного процесса, при котором чугун переплавляли в кричном горне. В разогретый горн на

раскаленный древесный уголь загружали чугун и высокожелезистые шлаки. Плавясь и стекая вниз, чугун подвергался окислительному воздействию дутья и железистого шлака. Происходило окисление его примесей (кремния, марганца, углерода), и чугун превращался в малоуглеродистое ковкое железо.

Кричный передел чугуна давал возможность получать железо более высокого качества, чем сыродутное. При этом оказалось целесообразным сначала выплавлять из руд чугун, а затем перерабатывать его в ковкое железо.

Со временем конструкция домниц изменялась, увеличивались высота и поперечное сечение, улучшался профиль, и домница превратилась в доменную печь.

В дальнейшем прогресс доменного процесса шел в направлении увеличения объёма печей, перехода к более рациональному профилю, совершенствования конструкции доменных печей, механизации и автоматизации процесса.

В 1856 г. Г. Бессемером был предложен способ передела жидкого чугуна путем продувки его воздухом в конвертере, положившего начало высокопроизводительному современному кислородно-конвертерному процессу. В 1864 г. отец и сын Мартены разработали способ производства стали в регенеративной отражательной печи, получившей название мартеновского процесса, и позволившего решить проблему переработки стального лома.

В конце XIX в. возникла новая отрасль металлургии – производство качественных сталей в электрических печах.

Наряду с черными металлами очень важное значение в современном промышленном производстве имеют цветные металлы, которые нашли применение практически во всех отраслях промышленности и особенно в таких как радио-техника и электроника, самолетостроение и ракетостроение.

В настоящее время металлургия черных и цветных металлов достигла очень высокого технического уровня. В результате упорного труда металлургов многих поколений созданы эффективные технологические схемы переработки руд в черные и цветные металлы.

Особое место среди разнообразных способов производства металлических конструкционных материалов занимает порошковая металлургия, позволяющая производить не только изделия из металлических порошков различных форм и назначений, но и создавать принципиально новые материалы, получить которые иным путем крайне трудно или вообще невозможно.

Порошковая металлургия позволяет решать следующие важнейшие задачи, определяющие направление её развития в настоящее время:

  • изготовление материалов и изделий с особыми составами и свойствами, которые недостижимы другими способами производства;

  • изготовление материалов и изделий с обычными составами и свойствами, но при значительно более выгодных экономических показателях производства.

    В ближайшие годы ожидается интенсивное развитие теории и практики процессов порошковой металлургии.

    1. Современное металлургическое производство

      1. Роль металлов в хозяйстве и структура металлургического производства


         

        Роль и значение металлов в жизни человеческого общества очень велики. Металлургическое производство возникло на заре развития человечества. Такие металлы, как железо, медь, серебро, золото и др., нашли промышленное приме-нение еще до нашей эры.

        Особое значение имеют черные металлы, представляющие сплавы железа с небольшим количеством углерода и других элементов.

        Доля черных металлов составляет около 95% от общего объема производства металлов. Черные металлы широко применяют в промышленности, строи-тельстве, сельском хозяйстве, в быту. Такое широкое распространение черных металлов обусловлено двумя обстоятельствами.

        Во-первых, в земной коре содержатся большие запасы рудного сырья в виде оксидов железа. Железо является одним из наиболее распространенных элементов в земной коре (четвертое место после кислорода, кремния и алюминия). Оксиды железа в природе встречаются в виде больших месторождений. Это позволяет строить крупные горнорудные предприятия, благодаря чему затраты на добычу руды оказываются невысокими.

        Во-вторых, черные металлы удовлетворяют большинству требований, предъявляемых к конструкционным материалам в машиностроительной, строи-тельной и других отраслях промышленности. Ведущая отрасль промышленности машиностроение базируется на черной металлургии, которая в значительной степени определяет уровень развития машиностроения.

        Одно время казалось, что основой всей промышленности становится химия, и черная металлургия сдаст свои позиции синтетическим материалам и отойдет на задний план. Однако этого не произошло. Выяснилось, что всякие заменители металлов не обеспечивают соответствующего качества. Кроме того, синтетические материалы буквально засорили нашу планету пластмассовыми отходами, переработка которых является дорогим и трудоемким процессом. В то время как восстановление и регенерация черных металлов давно освоены и с успехом используются промышленностью.

        Надежда нашей техники композиты – многослойные составные материалы, обладающие рядом уникальных специфических свойств -тоже конструируются на основе черных металлов.

        На протяжении последних лет идет постоянное развитие и модернизация черной металлургии. Родились оригинальные методы, которые радикально из-меняют существующие технологические процессы. На смену доменному про-цессу приходят способы прямого восстановления железа из руд, минуя домны. Быстро развивается индустрия получения металлических порошков, применяе-мых для производства конструкционных материалов с уникальными свойства-ми. Развитие металлургии идет по пути дальнейшего совершенствования методов плавки и разливки металла, механизации и автоматизации производства, внедрения новых прогрессивных способов. В перспективе стоит задача исполь-

        зования гидрометаллургического способа получения железа, при котором в разведанное месторождение закачивается соляная кислота, железо растворяется, образуя хлориды железа. Раствор поднимается на поверхность, обезвоживается, и полученные кристаллы хлоридов восстанавливаются до чистого железа.

        Современное металлургическое производство – это сложная система раз-личных производств, базирующихся на месторождениях руд, коксующихся углей, энергетических комплексах. Оно включает:

        • шахты и карьеры по добыче руд и каменных углей;

        • горнообогатительные комплексы, где обогащают руды, подготавливая их к плавке;

        • коксохимические заводы, где осуществляют подготовку углей и коксова-ние;

        • энергетические цехи для получения сжатого воздуха и кислорода;

        • доменные цехи для выплавки чугуна и ферросплавов;

        • сталеплавильные цехи для производства стали;

        • прокатные цехи, в которых слитки перерабатывают в рельсы, балки, листы, трубы и т.д.

          Основными цехами металлургического завода являются:

        • доменный;

        • сталеплавильный;

        • прокатный.

          Вспомогательные цехи предназначены для обслуживания основных цехов и обеспечения их бесперебойной работы. В эту группу входят следующие цехи:

        • энергетические;

        • огнеупорные;

        • транспортные;

        • ремонтные и др.

          Исходным сырьём металлургического предприятия является:

        • железная руда, добытая на рудниках и прошедшая предварительную об-работку (обогащение и окускование);

        • каменный уголь, добытый в шахтах и прошедший также предваритель-ную обработку;

        • флюсы, добытые в карьерах и также прошедшие предварительную обра-ботку.

          Производство чугуна на металлургических заводах состоит из двух основных этапов:

        • подготовка исходных материалов (шихты) к плавке;

        • выплавка чугуна.

        Шихтовыми материалами доменной плавки являются железосодержащие компоненты (агломерат, окатыши), кокс и флюсы.

        Подготовка железосодержащей части шихты состоит в обогащении руды на обогатительных фабриках и окусковании с получением агломерата или ока-тышей. Обогащение производится с целью повышения содержания полезного компонента (железа) в руде, что существенно улучшает металлургические свойства железосодержащей части шихты. Окускование сырья способствует

        повышению газопроницаемости столба шихтовых материалов в доменной печи, улучшению восстановительной способности газового потока, уменьшению выноса газовым потоком мелких фракций шихты из доменной печи. В результате окускования значительно увеличивается производительность доменных печей, сокращается расход кокса.

        Каменный уголь, входящий в состав исходного сырья, используется в до-менной шихте в виде кокса, являющегося продуктом переработки специальных (коксующихся) каменных углей. Качество кокса характеризуется химическим составом, физико-механическими свойствами и зависит от свойств исходных углей, их подготовки к коксованию, технологии коксования и обработки готового кокса.

        Флюсы, применяемые в доменной печи, служат для придания легкоплавкости пустой породы руды, ошлакования золы кокса и получения жидкоподвижного шлака. В качестве флюса обычно применяют известняки. Флюс вводится в доменную печь в виде офлюсованных агломерата и окатышей или непосредственно в печь в виде кускового материала.

        Продукцией черной металлургии является:

        • чугуны, выплавляемые двух видов:

          • передельный, используемый для передела в сталь;

          • литейный, используемый для производства фасонных чугунных отливок на машиностроительных заводах.

        • ферросплавы для выплавки легированных сталей;

        • стальные слитки для производства различного проката (рельсов, балок, листа, труб и др.), а также для изготовления крупных кованых валов, дисков, роторов турбин.

          Продукцией цветной металлургии является:

        • слитки цветных металлов для производства сортового проката, а также слитки (чушки) для изготовления отливок на машиностроительных за-водах;

        • лигатуры или сплавы цветных металлов с легирующими элементами, не-обходимые для производства легированных сплавов для отливок;

        • слитки чистых и особо чистых металлов для приборостроения.

    2. Материалы производства металлов и подготовка их к плавке

      1. Материалы, используемые для производства металлов и сплавов

        Для производства металлов необходимы следующие материалы:

        • руда;

        • топливо;

        • флюсы;

        • огнеупорные материалы.

        Руда представляет собой полезное ископаемое, добываемое из недр земли. Это горная порода, из которой при данном уровне развития техники экономически целесообразно извлекать металлы. Например, в настоящее время целесообразно перерабатывать руды, если содержание металла в них составляет:

        -железа – 20 – 60%;

        -меди – 1 – 3%;

        -никеля – 0,3 – 1,0%;

        -молибдена – 0,005 – 0,02%.

        По мере развития техники указанные пределы постепенно снижаются и переработке подвергаются руды с меньшим содержанием полезного компонента.

        Руда состоит из минералов, содержащих полезный металл и так называемую пустую породу. Пустая порода может быть:

        • кремнистой, представленной кварцем – SiO2;

        • глиноземистой, содержащей значительное количество глинозема – Al2O3;

        • магнезиальной, содержащей в своем составе соединения магния.

        В зависимости от содержания добываемого металла руды бывают богатые и бедные. Бедные руды обогащают, то есть удаляют из руды часть пустой породы, в результате получают концентрат с повышенным содержанием добываемого металла.

        Руды обычно называются по одному или нескольким металлам, содержащимся в них. Например, железные, марганцевые, медные, хромоникелевые, железо-ванадиевые и др.

        Запасы руд делят в зависимости от степени изученности на несколько категорий, обозначаемых буквами латинского алфавита А, В, С.

        К категории А (промышленные запасы) относятся месторождения, по которым проведено разведочное бурение по частой сетке скважин и форма рудного тела выявлена с достаточной точностью. Утверждение месторождения по категории А является основанием для начала строительства металлургического завода.

        К категории В (вероятные запасы) относятся месторождения, обуренные по редкой сетке скважин, что делает затруднительным определение точной формы рудного тела. Если месторождение отнесено к категории В, то это может служить основанием для проектирования, но не для строительства металлургического завода.

        К категории С (ориентировочные запасы) относят месторождения, форма рудного тела в которых известна лишь в самых общих чертах, по естественным

        обнажениям или геофизическим данным. Запасы руды по категории С могут использоваться только при перспективном планировании развития металлургии.

        Сумма запасов (А + В + С) называется общими балансовыми запасами руд.

        Топливо в металлургической промышленности используется в виде кокса, природного газа, мазута. Оно служит не только как горючее для нагрева и расплавления материала, но и как реагент в химических реакциях металлургических процессов.

        Флюсы представляют собой материалы, загружаемые в плавильную печь для образования легкоплавкого соединения с пустой породой руды и золой топлива. Такое соединение называют шлаком. Он имеет меньшую плотность, чем металл, поэтому располагается над металлом, защищая металл от печных газов и воздуха. Шлак называют кислым, если в его составе преобладают кислотные оксиды SiО2, Р2О5 и основным, если в его составе больше основных оксидов – СаО, MgО.

        Огнеупорные материалы применяют для изготовления внутреннего слоя

        (футеровки) металлургических печей. Они должны:

        • выдерживать нагрузки при высоких температурах;

        • противостоять резким изменениям температур, химическому воздействию шлака и печных газов.

          Огнеупорность материала определяется температурой его размягчения. По химическим свойствам огнеупорные материалы разделяют на:

        • кислые;

        • основные;

        • нейтральные.

          Кислые – это материалы, содержащие значительное количество кремнезема

          SiO2. Например, кварцевый песок (95% SiО2), динасовый кирпич.

          Основные – это материалы, содержащие основные оксиды (СаО, MgО).

          Например, магнезитовые кирпич, порошок.

          Нейтральные – это материалы, содержащие большое количество Al2O3 и

          Cr2O3. Например, хромомагнезитовые, шамотные кирпичи.

          При высоких температурах футеровка печи взаимодействует с флюсами и шлаками. Если в печи, имеющей футеровку, выложенную основным огнеупорным материалом, применять кислые флюсы, то в процессе плавки образуются кислые шлаки, которые, взаимодействуя с основной футеровкой, будут разрушать ее. То же произойдет, если в печи, выложенной огнеупорными материалами из кислых оксидов, применить основные флюсы. Поэтому в печах с кислой футеровкой используют кислые шлаки, а в печах с основой – основные.

          Высокой огнеупорностью обладают углеродистые материалы, содержащие до 92% углерода в виде графита. Материалы применяются в виде кирпичей, блоков для кладки лещади доменных печей, электролизных ванн для получения алюминия, тиглей для наплавки медных сплавов.

      2. Материалы, применяемые для получения чугуна


         

        Для выплавки чугуна в доменных печах используют железные руды, топливо, флюсы в виде специально подготовленной смеси (шихты). При доменной плавке могут использоваться также отходы производства, содержащие Fe, Mn, CaO, MgO. К ним относят колошниковую пыль, окалину, сварочный и мартеновский шлаки.


         

        1. Железные руды

          Железные руды представляют собой горные породы, из которых при данном уровне развития техники, экономически целесообразно извлекать железо. Верхняя зона земной коры мощностью около 16 км содержит в среднем 4,9% Fe, входящего в состав более 350 минералов горных пород. Такие широко распространенные горные породы как гранит, базальт содержат 3 – 9% Fe. Однако, в настоящее время столь бедные железом породы, пока не используются. Железо в земной коре в чистом виде не встречается, а находится обычно в соединениях с кислородом, так как обладает сравнительно большим сродством к кислороду.

          В природе в большинстве случаев, железо встречается в виде:

            • магнитной окиси железа Fe3О4 (магнитный железняк или магнетит);

            • безводной окиси железа Fe2O3 (красный железняк или гематит);

            • водной окиси железа Fe2O3  nH2O (бурый железняк или гетит);

          • соединения железа с двуокисью углерода FeСO3.

          Магнитная окись железа в рудах представлена минералом магнетитом. Руду, содержащую в основном магнетит, называют магнитным железняком. Магнетит можно рассматривать как закись-окись железа FeO  Fe2О3. Под действием влаги и кислорода атмосферы закись железа в молекуле FeO  Fe2О3 реагирует с кислородом воздуха, переходя в безводную окись железа Fe2О3.

          Образовавшийся минерал по составу является гематитом, но отличается

          кристаллической решеткой и называется мартитом. Поэтому магнетит в природных условиях всегда окислен. Для характеристики окисленности магнетита принято пользоваться отношением Feобщ / FeFeO. В чистом магнетите это отношение равно 3,0. Обычно к магнитным железнякам относят руды, в которых это отношение меньше 3,5. При отношении равном 3,5 – 7,0, руды относят к полумартитам, а при отношении, большим 7 – к мартитам.

          Магнитный железняк встречается обычно в виде крепких кусковых руд. Он содержит: 55 – 60 % Fe, 0,02 – 2,5 % S, 0,02 – 0,7 % Р и обычно кислую пустую породу (SiO2, Al2О3). Магнетит характеризуется высокой магнитной восприимчивостью, и поэтому магнитные железняки можно обогащать электро-магнитным способом.

          Безводная окись железа в рудах представлена минералом гематитом. Руду, содержащую в основном гематит называют красным железняком, являющимся продуктом выветривания магнитных железняков или в значительной степени окисленным магнетитом. Руды бывают кусковатые, иногда пылевидные. В плотных породах цвет гематита меняется от стального до стально-черного. Для пылевидных руд характерен красный цвет.

          Красный железняк содержит 50 – 60% Fe, и обычно в таких рудах содержится мало серы и фосфора. Пустая порода таких руд обычно состоит из SiO2 и Al2O3.

          Водная окись железа представлена в рудах обычно минералами лимонитом

          или гетитом. Руды, содержащие эти минералы называются бурыми железняками (общая формула Fe2O3  nH2O). Бурый железняк образуется при окислении железных руд других типов. Он наиболее распространен в земной коре, но используется сравнительно в небольшом количестве, так как трудно поддается обогащению. В добываемых рудах обычно содержится 25 – 50% Fe и повышенное количество фосфора (0,5 – 1,5% Р). Состав руды бывает разнообразен не только в различных, но и в пределах одного месторождения.

          Бурые железняки, наиболее легко восстанавливаемые руды, благодаря малой плотности и большой пористости. В большинстве случаев руды загрязнены вредными примесями – фосфором, серой, мышьяком. Пустая порода глинистая, иногда кремнисто-глинистая.

          Карбонат железа представлен в руде минералом сидеритом или углекислым железом FeCO3, и руды, содержащие в основном сидерит, называются шпатовыми железняками. В рудах содержится 30 – 40% Fe. Часто сидериты содержат серу.

          Кроме указанных соединений железа, в рудах присутствуют различные соединения пустой породы и примеси, которые в зависимости от вида плавки могут быть полезными и вредными.

          Полезными примесями являются марганец, никель, хром, ванадий.

          Марганец улучшает механические свойства чугуна и стали, способствует удалению серы при десульфурации жидкого металла. Никель и хром повышают коррозионную стойкость стали. Благоприятное воздействие на качество стали оказывают ванадий и титан.

          Вредными примесями являются сера, фосфор, мышьяк, цинк, свинец, медь. Сера придает металлу красноломкость, снижая его механические свойства. Фосфор вызывает в металле хладноломкость, ухудшая свойства металла при низких температурах. Мышьяк понижает свариваемость металла, ухудшает механические свойства. Кроме того, является сильным ядом и присутствие его недопустимо в металлоизделиях, применяемых в пищевой промышленности (емкости для варки пищи, консервные банки). Цинк и свинец не растворяются в чугуне, поэтому они не могут влиять на его качество. Однако, цинк при плавке возгоняется и пары его, проникая в швы кладки, приводят к увеличению ее объема и разрушению кожуха печи. Свинец также способствует разрушению футеровки печи. Медь понижает свариваемость металла и придает ему красноломкость.

          Однако, в некоторых случаях, фосфор и медь могут являться полезными примесями. Например, при выплавке некоторых марок стали.

          Пустая порода руд преимущественно состоит из SiO2, Al2O3, СаО и MgО, которые находятся в виде различных соединений. Для доменной плавки желательно, чтобы отношение (СаО + MgО) / (SiO2 + Al2O3 1. В этом случае снижается или отпадает совсем потребность во флюсе, увеличивается

          подвижность доменных шлаков. В природе такие руды встречаются очень редко и называются самоплавкими.


           

        2. Подготовка железных руд к доменной плавке

          Современное доменное производство предъявляет к железорудным материалам очень высокие требования. Эти материалы должны:

          • иметь высокое содержание железа;

          • низкую концентрацию вредных примесей;

          • оптимальный размер кусков (20 – 40 мм);

          • высокую прочность, чтобы при транспортировке и в ходе плавки куски не разрушались с образованием мелких фракций;

          • иметь постоянный химический состав больших масс материалов.

            Железорудные материалы в естественном состоянии этим требованиям не удовлетворяют. Большинство руд имеют невысокую концентрацию железа или содержат большое количество пустой породы. При плавке таких руд образуется большое количество шлака, требующего повышенного расхода кокса. Некото-рые руды содержат вредные примеси, снижающие качество металла или тре-бующие дополнительного расхода на их удаление.

            При добыче руд образуются очень крупные куски (до 1500 мм), присутст-вие которых в шихте снижает скорость восстановления и теплопередачи, а так-же много мелочи (до 10 мм), ухудшающей газопроницаемость шихты и вызыва-ющей снижение хода процесса восстановления и, следовательно, производи-тельности доменной печи.

            Большинство месторождений железных руд имеют неодинаковый хими-ческий состав, даже в пределах одного забоя.

            Все это требует специальной подготовки руд перед загрузкой их в домен-ную печь. Основными способами подготовки руд являются:

            • дробление для уменьшения размеров кусков руды и сортировка по классам крупности;

            • обогащение для снижения содержания пустой породы;

            • усреднение, в результате которого уменьшаются колебания химическо-го состава руд;

            • окускование, благодаря которому становится возможным использова-ние пылевидных и мелкокусковатых материалов.

            Дробление и измельчениеДобываемая из земных недр руда подвергается дроблению и измельчению, так как величина крупных кусков при добыче пре-вышает размеры кусков руды, допустимых по условиям технологии доменной плавки.

            Для крупного и среднего дробления используют установки, называемые дробилками, а для тонкого измельчения применяют мельницы. Дробление и измельчение – дорогостоящий и энергоемкий процесс. Стоимость процесса дробления и измельчения руды составляет от 35 до 75% от расходов на весь цикл обогащения. Поэтому всегда желательно соблюдать принцип “не дробить ничего лишнего”, то есть дробить руду только до нужных размеров. Для соблю-дения этого принципа процесс дробления разделяют на несколько стадий, испо-льзуя для каждой стадии подходящий тип дробилки, и перед каждой из них проводят

            классификацию с целью выделения готовых по размеру кусков и ме-лочи, чтобы не подвергать их повторному дроблению. Различают следующие стадии дробления:

            • крупное дробление от 1500 до 250 мм;

            • среднее дробление от 250 до 50 мм;

            • мелкое дробление от 50 до 5 мм;

            • тонкое измельчение до 0,04 мм.

              Дробление выполняется следующими методами:

            • раздавливанием;

            • истиранием;

            • раскалыванием;

            • ударом;

            • сочетанием перечисленных способов.

              Для крупного и среднего дробления используют в основном щековые и конусные дробилки, для мелкого дробления – валковые и молотковые, а для тонкого измельчения – шаровые мельницы.

              Щековая дробилка (рисунок 1) состоит из трех основных частей:

            • неподвижной вертикальной плиты, называемой неподвижной щекой;

            • подвижной щеки, подвешенной в верхней части;

            • кривошипно-шатунного механизма, сообщающего подвижной щеке колебательные движения.

            Материал в дробилку загружают сверху. При сближении щек происходит разрушение кусков. При отходе подвижной щеки раздробленные куски опускаются под действием собственного веса и выходят из дробилки через разгрузочное отверстие.

            Конусные дробилки (рисунок 2) работают по такому же принципу, что и щековые, но отличаются от них по конструкции.

            Конусная дробилка состоит из:

            • неподвижного конуса;

            • подвижного конуса, подвешенного в верхней части;

            • привода.

            Ось подвижного конуса входит эксцентрично во вращающийся вертикальный стакан, благодаря чему подвижный конус совершает кругообразные движения внутри большого. При приближении подвижного конуса к какой-то части неподвижного происходит дробление кусков. А в диаметрально противоположной части дробилки, где поверхности конусов удалены на максимальное расстояние, происходит разгрузка дробленой руды.

            В валковой дробилке (рисунок 3) дробление руды происходит между двумя вращающимися навстречу друг другу стальными валками.

            Загрузка осуществляется сверху, выгрузка происходит под собственным весом. Обычно один валок неподвижен, а второй имеет специальное устройство, позволяющее изменять зазор между валками, и раздвигать их в случае попадания недробимых кусков материалов.

            Для дробления хрупких и глинистых руд обычно используются молотковые дробилки (рисунок 4), в которых основной частью является вращающийся с большой скоростью ротор с закрепленными на нем стальными молотками.

            Дробление материала происходит под действием многочисленных ударов молотков по падающим кускам материала.

            Для тонкого размельчения наиболее распространены шаровые мельницы (рисунок 5), в которых удар сочетается с истиранием. Они представляют собой вращающиеся вокруг горизонтальной оси цилиндрические барабаны, в которых вместе с кусками руды находятся стальные шары. В результате вращения барабана шары, достигнув определенной высоты, скатываются или падают вниз, осуществляя измельчение кусочков руды.

            Мельницы работают в непрерывном режиме. Загрузка руды осуществляется в одну пустотелую цапфу, а выгрузка происходит через другую. Как правило, измельчение проводится в водной среде, благодаря чему устраняется пылевыделение и повышается производительность мельниц. Кроме того, происходит автоматическая сортировка частиц по крупности. Мелкие частицы переходят во взвешенное состояние и в виде пульпы (смеси частиц руды и воды) выносятся из мельницы.

            Более крупные частицы, которые не могут находиться во взвешенном состоянии, остаются в мельнице и измельчаются дальше.

            Технологические процессы дробления и измельчения почти всегда сочетаются с сортировкой и классификацией материала по крупности.

            Разделение или сортировку материалов по классам крупности при помощи механических сит или решеток называют грохочением, а разделение в воде или воздухе с использованием разности скоростей падения частиц различной крупности – классификацией. Грохочением обычно разделяют материалы крупностью 1 – 3 мм, а более мелкие – классификацией.

            Обогащение рудОбогащение руд представляет собой процесс обработки полезных ископаемых, целью которого является повышение содержания полезного компонента и снижения содержания вредных примесей путем отделения рудного минерала от пустой породы. В результате обогащения получают концентрат, более богатый по содержанию определенного металла, чем исходная руда, и остаточный продукт – хвосты, более бедный, чем исходная руда.

            В настоящее время более 90 процентов железных руд подвергаются обогащению. Применяемые на практике разнообразные способы обогащения основаны на общем принципе разделения зерен полезного минерала и пустой породы. Наиболее распространенными способами обогащения железных руд являются:

            • промывка;

            • гравитационный способ;

            • электромагнитный способ;

            • флотация.

            Промывка используется для обогащения руд с глинистой и песчаной пустой породой. Обычно для этой цели используют вращающиеся барабаны, так называемые бутары (рисунок 6), имеющие решетчатый конусный корпус. Руда

            внутри барабана продвигается вперед, скользя и перекатываясь по его стенкам. Под действием ударов кусков друг о друга пустая порода разрушается и смывается струями воды, подаваемой в барабан. Растворенная часть пустой породы вместе с водой проходит через отверстия барабана, образуя отходы (хвосты), а отмытый материал (концентрат) удаляется через разгрузочное устройство.

            Гравитационный способ используется в случае, когда имеется существенное различие плотностей полезного минерала и пустой породы.

            Различают динамическое гравитационное обогащение и статическое (в тяжелых суспензиях).

            Динамическое гравитационное обогащение основано на различии скоростей падения частиц различной массы в жидкости. При этом используют аппараты, называемые отсадочными машинами (рисунок 7), а способ обогащения – отсадкой.

            Дробленую руду загружают на решетку, закрепленную в верхней части камеры, заполненной водой. Кривошипно-шатунный механизм сообщает диафрагме колебательные движения, благодаря чему периодически изменяется уровень воды. Когда диафрагма входит внутрь камеры, поток воды движется вверх через слой руды на решетке, взвешивая частички руды. При этом, скорость перемещения более легких (пустая порода) больше, чем более тяжелых зерен (полезный минерал). При движении потока вниз быстрее опускаются тяжелые зерна. В результате такого попеременного движения потока воды через слой руды происходит расслаивание его. В нижней части, ближе к решетке скапливаются тяжелые зерна концентрата, а в поверхностном слое – зерна пустой породы, которые смываются с решетки поверхностным слоем воды. В последние годы все шире применяют статическое гравитационное обогащение (в тяжелых суспензиях). Сущность способа заключается в том, что измельченную руду загружают в резервуар с жидкостью (суспензией), имеющей плотность больше плотности пустой породы, но ниже плотности рудного минерала. В этом случае пустая порода всплывает на поверхность жидкости, а зерна полезного минерала опускаются на дно резервуара. В качестве тяжелой жидкости обычно используют смесь воды с тонкоизмельченным ферросилицием.

            Электромагнитное обогащение является наиболее распространенным способом обогащения железных руд. Способ основан на различии магнитных свойств железосодержащих минералов и частиц пустой породы, и заключается в том, что подготовленную соответствующим образом руду (измельченную до высокой степени тонкости) вводят в магнитное поле, под действием которого зерна, обладающие магнитными свойствами направляются в одну сторону, а немагнитные зерна выносятся из сферы действия магнитного поля в другую сторону.

            Магнитное обогащение осуществляют в аппаратах, называемых магнитными сепараторами, в которых магнитное поле создается электромагнитами. По конструкции различают сепараторы барабанные, ленточные, шкивные, роликовые, кольцевые. Наибольшее распространение получили барабанные сепараторы.

            Магнитное обогащение железных руд может осуществляться методами мокрой и сухой магнитной сепарации. Предпочтение обычно отдается мокрой магнитной сепарации, так как при этом устраняется пылеобразование.

            На рисунке 8 показана схема барабанного электромагнитного сепаратора для обогащения руд в водной среде. Электромагнит, закрепленный неподвижно внутри пустотелого барабана, создает магнитное поле на поверхности левой части барабана. Магнитные частицы концентрата притягиваются под действием этого поля к поверхности барабана, а затем извлекаются из пульпы. При помощи скрепка и водяной форсунки концентрат отделяется от поверхности барабана вне зоны действия магнитного поля. Немагнитные частицы пустой породы удаляются из сепаратора потоком воды.

            Магнитную сепарацию принципиально можно применять для всех железорудных минералов, но эффективных результатов можно достичь лишь при сепарации сильномагнитных руд. Для слабомагнитных руд обычно применяется магнетизирующий обжиг с целью повышения их магнитной восприимчивости. Магнетизирующий обжиг представляет собой восстановление оксида железа Fe2O3 в магнитный оксид (магнетит) Fe3O4. Обжиг проводят в восстановительной атмосфере при сжигании топлива, с использованием оксида углерода и водорода в качестве восстановителя.

            Флотация применяется при обогащении окисленных железных руд. Метод основан на распределении зерен полезного минерала и пустой породы, обладающих различной смачиваемостью водой. Сущность метода состоит в следующем. В заполненную водой емкость с добавкой специальных реактивов вдувается снизу воздух, который в виде мелких пузырьков поднимается к поверхности. В емкость непрерывно засыпается мелкоизмельченная руда. При этом происходит множество контактов пузырей воздуха с частицами руды. Пузыри воздуха прикрепляются к зернам плохо смачиваемой (гидрофобной) поверхности и увлекают их вверх. Сцепление между пузырями воздуха и хорошо смачиваемыми (гидрофильными) частицами отсутствует и они опускаются на дно емкости.

            Флотацию применяют в основном для обогащения руд цветных металлов. В черной металлургии флотацию используют для флотационной доводки железорудных концентратов, а также для доизвлечения металла из хвостов после магнитного и гравитационного обогащения. Длительное время применение флотации сдерживала дороговизна флотационных реагентов, а также сложность очистки сточных вод. С получением дешевых флотационных реагентов и совершенствованием способов очистки сточных вод применение флотации расширилось.

            Усреднение рудСостав рудных месторождений в большинстве случаев не однороден. Участки богатой руды перемежаются с более бедной. Поэтому, добываемые на одном месторождении руды, имеют непостоянный химико-минералогический состав.

            Иногда, колебания содержания железа в руде достигает  10%. Колебания содержания основных компонентов руды затрудняют их дальнейшую переработку. При использовании неусредненных железных руд невозможно получить чугун постоянного химического состава, и плавку необходимо вести с

            перерасходом кокса. На современных рудоподготовительных предприятиях усреднение является обязательной операцией, при которой обеспечиваются отклонение по содержанию железа в шихте в пределах  0,3 – 0,5%.

            Усреднение представляет собой перемешивание большой массы рудного материала. Обычно эта операция производится в штабелях, расположенных на усреднительных складах (рисунок 9). Емкость штабелей может составлять до 100 тысяч тонн. Усреднительный склад имеет два штабеля, один из которых формируется путем загрузки материала параллельными слоями, расположенными обычно горизонтально, а другой служит, для отгрузки материла в переработку. Отгрузка или забор осуществляется тоже слоями, но в направлении перпендикулярном расположению слоев, формирующих штабель. Каждая порция при заборе материала, включающая все формирующие слои, имеет состав, равный среднему составу материала всего штабеля.

            Окускование. Представляет собой процесс превращения мелких частиц рудных концентратов и некоторых других материалов в более крупные куски (20

            • 40 мм), удовлетворяющие требованиям доменной плавки. Для окускования применяются в основном два способа:

              • агломерация;

              • получение окатышей.

            Известен и третий способ окускования – брикетирование. Однако, для руд металлургического производства брикетирование не нашло широкого применения ввиду сложности обработки брикетов для получения необходимой их прочности и низкой стойкостью инструмента.

            Агломерация и получение окатышей относятся к термическим способам окускования, когда кусковой продукт получается в результате спекания и сплавления частиц шихты, нагретых до высоких температур (1300 – 1500 °С). Благодаря этому, кроме физического процесса спекания протекают и химико-минералогические превращения (разложение карбонатов, окисление серы, удаление гидратной влаги и др.), улучшающие качество агломерата и окатышей.

            Агломерация – это процесс окускования мелких материалов (руд, концентратов, колошниковой пыли) спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого материала.

            Агломерационная шихта включает следующие компоненты:

            -железосодержащие материалы (концентрат, руда, колошниковая пыль) – 40 – 50%;

            • флюс (известняк), улучшающий показатели работы доменных печей -10 – 15%;

            • возврат (мелкий, некондиционный агломерат) – 20 – 30%;

            • твердое топливо (мелкий кокс) – 4 – 6%;

            • влага (добавляется для улучшения грануляции мелких частиц шихты) –6 – 9%.

            Агломерационная шихта, составленная из указанных компонентов, после смешивания и окомкования укладывается слоем на колосниковой решетки агломерационной машины (рисунок 10), под которой создается разряжение для поддержания процесса горения топлива за счет просасывания атмосферного воздуха через шихту.

            Основной частью агломерационной машины является своеобразный металлический желоб, образованный из плотно соединенных тележек с бортами (па-лет), перемещающихся по рельсам на роликах. Дном тележек являются колосниковые решетки. Движение тележек осуществляется по специальным направляющим.

            Подготовленную шихту загружают на непрерывно движущиеся палеты, которые перемещаются под зажигательное устройство (горн), где происходит зажигание шихты. После зажигания в слой засасывается воздух, обеспечивающий нормальное течение агломерационного процесса или перемещение зоны формирования агломерата вниз. Скорость движения палет регулируется таким образом, чтобы зона формирования агломерата достигла колосников в момент, когда палета проходит над последней вакуум-камерой. При опрокидывании палеты агломерат под собственным весом падает, и после дробления и грохочения направляется на охлаждение.

            Агломерацию следует рассматривать шире, чем окускование, так как при этом удаляются некоторые вредные примеси (сера и частично мышьяк), разлагаются карбонаты и получается кусковой пористый офлюсованный материал.

            Условия сжигания топлива в этом процессе очень рациональны. В зоне горения температура достигает 1500 °С и продукты сгорания, проходя через слой шихты отдают свое тепло нижним слоям.

            Топливо сгорает до окиси углерода по реакциям:

            С + О2 = СО2, СО2 + С = 2СО.

            Оксиды железа восстанавливаются по реакциям:

            3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2, Fe3O4 + CO = 3FeO + CO2.

            Присутствие FeO облегчает получение FeO  SiO2 (фаялита), имеющего относительно невысокую температуру плавления (около 1200 °С), способствующему спеканию и упрочнению частиц.

            При агломерации значительно выгорает сера, которая в шихте обычно находится в виде сульфида железа FeS2, называемого пиритом. Пирит в условиях агломерации выделяет серу по реакции:

            3FeS2 + O2 = Fe3O4 + 6 SO2

            Известняк разлагается по реакции:

            CaCO3  CaO + CO2.

            Полученная СаО соединяется с FeO, SiO2, Fe2O3, образуя легкоплавкие соединения, имеющие температуру плавления 1200 – 1250 °С.

            В настоящее время, получают в основном, офлюсованный агломерат.

            Основными преимуществами применения офлюсованного агломерата являются:

            • исключение из доменной плавки реакции разложения карбонатов

              CaCO3  CaO + CO2, требующей тепла, а следовательно, расхода кокса;

            • улучшение восстановительной способности газов в доменной печи вследствие уменьшения количества СО2, так как разложение карбонатов с выделением СО2 происходит вне доменной печи, при агломерации;

            • уменьшение числа материалов, загружаемых в доменную печь;

            • улучшение процесса шлакообразования, так как в офлюсованном агломерате оксиды плотно контактируют друг с другом.

            Применение офлюсованного агломерата дает сокращение расхода кокса на 6

            – 15%.

            Получение окатышейПроцесс получения окатышей нашел применение в связи с расширяющимся использованием бедных руд и со стремлением к более глубокому обогащению, связанному с тонким измельчением железорудных концентратов.

            Наиболее целесообразным способом окускования тонкоизмельченных концентратов является получение окатышей. Технология производства железорудных окатышей состоит из двух стадий:

            • получение сырых окатышей;

            • упрочняющего обжига.

              Схема производства окатышей показана на рисунке 11.

              Состав шихты для получения окатышей включает три основные компонента:

            • тонкоизмельченный рудный концентрат;

            • бентонит – особый сорт глины, повышающей пластичность и прочность окатышей;

            • известняк.

              Приготовленную шихту после тщательного смешивания направляют в грануляторы, в которых при увлажнении до 8 – 10% формируют окатыши определенного размера (шарики диаметром 10 – 20 мм).

              Для обеспечения прочности окатыши подвергают упрочняющему обжигу при температуре порядка 1300 °С. Упрочнение окатышей при их обжиге достигается в результате припекания мелких рудных частичек друг к другу без образования жидкой фазы или при ее минимальном количестве. В процессе обжига окатышей происходит удаление большей части серы, диссоциация известняка, образование новых минералов.

              Качество окатышей характеризуется гранулометрическим составом, прочностью и химическим составов. Высококачественные окатыши должны быть однородными по размерам (фракция 10 – 20 мм) и иметь достаточную прочность, чтобы выдерживать транспортировку, перегрузку и доменную плавку без значительных разрушений.


               

        3. Топливо

          Топливо, используемое для доменной плавки, выполняет три основные функции:

          • тепловую, являясь источником тепла при разогреве шихтовых материалов до высоких температур и обеспечивая интенсивное протекание химических реакций при плавлении чугуна и шлака;

          • химическую, являясь основным химическим реагентом-восстановителем оксидов железа и других элементов;

          • физическую, обеспечивая высокую газопроницаемость столба шихты.

          Необходимо отметить, что физическая функция топлива предотвращает тяжелые расстройства хода доменной плавки. Поэтому топливо должно быть твердым, кусковым материалом, создающим высокую газопроницаемость в области высоких температур и обеспечивающим условия для противотока газа и расплавленных масс металла и шлака.

          Для доменного процесса требуется прочное, неспекающееся твердое топливо. Оно занимает значительный объем доменной печи и большая его часть должна сохраниться твердой, кусковой и прочной до нижней части печи.

          К топливу предъявляют следующие основные требования:

          • высокая теплота сгорания и восстановительная способность в химических реакциях;

          • достаточная прочность и термостойкость, чтобы не образовывалось много мелочи при нагреве топлива и прохождении его через печь;

          • неспекаемость в условиях доменного процесса;

          • достаточная чистота по содержанию вредных примесей – серы и фосфора.

          Кроме того, твердое топливо должно содержать мало золы, особенно кремнезема и глинозема, требующих применения флюсов.

          Топлива естественных видов не удовлетворяют этим требованиям. Поэтому для доменной плавки приходится специально изготовлять твердое топливо – древесный уголь, кокс.

          Древесный уголь практически утратил свое значение из-за низкой прочности.

          Кокс является единственным видом твердого топлива для доменной плавки во всей мировой практике черной металлургии.

          Исходным сырьем для получения кокса являются особые сорта каменных углей, называемых коксующимися. Подготовка углей к коксованию заключается в дроблении, обогащении для снижения зольности и усреднении.

          Кокс получают сухой перегонкой каменных углей в коксовых печах, представляющих собой узкую камеру шириной около 0,5 м, высотой 4 – 5 м и длиной около 15 м, объединенных в батареи (рисунок 12). Число печей в батареи может достигать 60 – 70 штук.

          Подготовленная шихта загружается в камеру через специальные отверстия. Обогрев печи осуществляется с боков через стенки огнеупорного кирпича путем сжигания газа в обогревательных простенках.

          Для повышения температуры коксования воздух, используемый для сжигания газа и газ, предварительно нагревают до 900 – 1000 °С в регенераторах, расположенных под печами. Горение газа происходит в простенке, за счет этого осуществляется нагрев стенок двух соседних камер до температуры 1350 – 1400

          °С. Продукты сгорания через обводной канал попадают в другой простенок, опускаются по нему, обогревая две другие стенки камер, и, проходя через регенераторы, нагревают их и уходят в дымовую трубу. Периодически

          происходит смена направления движения газов. Через нагретые регенераторы попадают воздух и газ, а через остывшие – продукты сгорания.

          Загруженная шихта нагревается в камерах примерно до 1000 °С. Продолжительность коксования составляет около 15 часов. Затем полученный коксовый пирог специальным выталкивателем выталкивают из печи и тушат водой или инертными газами.

          В процессе коксования из 1 тонны угольной шихты получают около 700 кг кокса, 300 – 350 м3 коксового газа и около 20 кг смолы. Смола и газ являются ценным химическим сырьем, из которого производят лаки, краски, удобрения и другие продукты. Очищенный коксовый газ применяют в металлургических печах в качестве топлива.

          В последнее время для экономии кокса при доменной плавке в печь вдувают природный газ, мазут, угольную пыль. Достоинством применения указанных видов топлива является то, что они способствуют улучшению процесса восстановления оксидов железа путем обогащения доменного газа реагентами-восстановителями (СО и Н2).


           

        4. Флюсы

          Флюсы вводят в доменную печь для перевода пустой породы рудной части шихты и золы кокса в шлак, обладающего определенными физическими свойствами.

          Температура плавления оксидов, входящих в состав пустой породы руд составляет от 1700 до 2800 °С. Это значительно выше температуры шлака в доменной печи (1450 – 1600 °С). Кроме того, для обеспечения хорошей текучести некоторые оксиды необходимо нагревать значительно выше температуры плавления. Однако, при определенном соотношении оксидов, входящих в состав пустой породы (SiO2, Al2O3, CaO, MgO), образуются легкоплавкие соединения, которые имеют температуру плавления около 1300 °С и характеризуются хорошей текучестью при 1450 – 1600 °С.

          Для удаления серы из металла необходимо, чтобы шлаки, получаемые в доменной печи, содержали определенное количество основных оксидов (CaO и MgO). Например, необходимо, чтобы в шлаках отношение (СaO + MgO) / (SiO2 + Al2O3) составляло около 1, а отношение SiO2 / Al2O3 было равно от 2 до 4.

          В зависимости от состава пустой породы руды применяются основные,

          кислые или глиноземистые флюсы. В большинстве случаев добываемые руды содержат пустую кислую породу и имеют приемлемое соотношение SiO2 и Al2O3. Поэтому, обычно применяют основной флюс в виде известняка, состоящего из карбоната кальция СaCO3 или доломитизированного известняка, содержащего кроме СaCO3 еще MgCO3.

          В настоящее время известняк вводят при окусковании железных руд или

          железорудных концентратов. Это приводит к улучшению показателей доменной плавки, так как уменьшается расход тепла на процесс разложения карбонатов, который осуществляется на стадии окускования (агломерации или получении окатышей).

    3. Производство чугуна

      1. Устройство доменной печи


         

        Чугун выплавляют в доменных печах, представляющих собой шахтную печь. Сущность процесса получения чугуна в доменных печах заключается в восстановлении оксидов железа, входящих в состав руды, газообразными (СO, Н2) и твердым (С) восстановителями, образующимися при сгорании топлива в печи.

        Процесс доменной плавки является непрерывным. Сверху в печь загружают исходные материалы (агломерат, окатыши, кокс), а в нижнюю часть подают нагретый воздух и газообразное, жидкое или пылевидное топливо. Газы, полученные от сжигания топлива, проходят через столб шихты и отдают ей свою тепловую энергию. Опускающаяся шихта нагревается, восстанавливается, а затем плавится. Большая часть кокса сгорает в нижней половине печи, являясь источником тепла, а часть кокса расходуется на восстановление и науглероживание железа.

        Доменная печь является мощным и высокопроизводительным агрегатом, в котором расходуется огромное количество материалов. Современная доменная печь расходует около 20000 тонн шихты и 1500 т природного газа в сутки и выдает ежесуточно около 12000 тонн чугуна.

        Для обеспечения непрерывной подачи и выпуска такого большого количества материалов необходимо, чтобы конструкция печи была проста и надежна в работе в течение длительного времени. Доменная печь снаружи заключена в металлический кожух, сваренный из стальных листов толщиной 25 –

        40 мм. С внутренней стороны кожуха находится огнеупорная футеровка, охлаждаемая в нижней части печи с помощью закладываемых специальных холодильников – металлических коробок, внутри которых циркулирует вода. В связи с тем, что для охлаждения печи требуется большое количество воды, на некоторых печах применяют испарительное охлаждение, сущность которого состоит в том, что в холодильники подают воды в несколько раз меньше, чем при обычном способе. Вода нагревается до кипения и интенсивно испаряется, поглощая при этом большое количество тепла.

        Внутреннее очертание вертикального разреза доменной печи называют профилем печи. Схема доменной печи показана на рисунке 13. Рабочее пространство печи включает:

        • колошник;

        • шахту;

        • распар;

        • заплечики;

        • горн.

        Колошник. Это верхняя часть доменной печи, через которую осуществляется загрузка шихтовых материалов и отвод доменного или колошникового газа. Основной частью колошникового устройства является засыпной аппарат. На большинстве доменных печей установлены двухконусные загрузочные устройства. В обычном положении оба конуса закрыты и надежно изолируют внутреннее пространство печи от атмосферы. После загрузки шихты в

        приемную воронку малый конус опускается и шихта падает на большой конус. Малый конус закрывается. После того, как на большом конусе будет набрано заданное количество шихты, большой конус опускается при закрытом малом конусе и шихта высыпается в печь. После этого большой конус закрывается. Таким образом, рабочее пространство доменной печи постоянно герметизировано.

        Шихтовые материалы обычно подаются на колошник печи с одной стороны. В результате, в воронке малого конуса образуется откос. Длительная Работа доменной печи с перекосом уровня шихты недопустима. Для устранения этого явления приемная воронка и малый конус сделаны вращающимися. После загрузки шихты воронка вместе с конусом поворачивается на угол кратный 600, благодаря чему после разгрузки нескольких подач неравномерность полностью устраняется.

        На современных печах могут устанавливаться более сложные по конструкции засыпные аппараты. Вместо большого конуса устанавливается вращающийся желоб, угол наклона которого может регулироваться. Такая конструкция позволяет изменять место подачи материалов по диаметру колошника.

        В процессе доменной плавки образуется большое количество газа, который отводится из колошниковой части печи. Такой газ называют колошниковым. Газ содержит горючие составляющие СO и Н2 и, поэтому, используется как газообразное топливо в металлургическом производстве. Кроме того, проходя через столб шихты, газ захватывает мелкие частицы железосодержащих материалов, образуя так называемую колошниковую пыль. Пыль улавливается в специальных газоочистителях и используется как добавка к шихте при агломерации или получении окатышей.

        Шахта. На долю шахты приходится большая часть общей высоты и объема печи. Профиль шахты, представляющий собой усеченный конус, расширяющийся к низу, обеспечивает равномерное опускание и разрыхление шихтовых материалов. Значительная высота шахты позволяет осуществлять тепловую и химическую обработку материалов поднимающимися горячими газами.

        РаспарЭто средняя цилиндрическая часть рабочего пространства печи, имеющая самый большой диаметр. Распар создает некоторое дополнительное увеличение объема печи и устраняет возможные задержки шихтовых материалов.

        Заплечики. Это часть профиля печи, расположенная ниже распара и представляющая собой усеченный конус, обращенный широким основанием к распару. Обратная конусность заплечиков соответствует уменьшению объема проплавляемых материалов при образовании чугуна и шлака.

        Горн. Это нижняя цилиндрическая часть печи, где осуществляются высокотемпературные процессы доменной плавки. В горне происходит горение кокса и образование доменного газа, взаимодействие между жидкими фазами, накопление жидких продуктов плавки (чугуна и шлака) и периодический их выпуск из печи. Горн состоит из верхней или фурменной части и нижней или металлоприемника. Подину металлоприемника называют лещадью.

        В нижней части горна расположены чугунные и шлаковые летки, представляющие собой отверстия для выпуска чугуна и шлака. После выпуска чугуна летку закрывают специальной огнеупорной массой при помощи так

        называемой пушки, которая представляет собой цилиндр с поршнем. Перед открытием чугунной летки пушку заполняют леточной огнеупорной массой. После окончания выпуска чугуна пушку подводят к летке, и с помощью поршневого механизма леточная масса выдавливается из пушки и заполняет леточный канал. Для вскрытия чугунной летки служит специальная бурильная машина, которая рассверливает в леточной массе отверстие, по которому выпускают чугун.

        Шлаковые летки располагаются на высоте 1500 – 2000 мм от уровня чугунной летки и закрываются с помощью шлакового стопора, представляющего собой стальной шток с наконечником. Выходящие из доменной печи чугун и шлак направляются по желобам в чугуновозные и шлаковозные ковши. В настоящее время шлак в основном выпускается вместе с чугуном и отделяется от чугуна специальным устройством на желобе печи (рисунок 14).

        Шлак, вытекающий из доменной печи через чугунную летку, отделяется от чугуна на желобе печи с помощью разделительной плиты и перевала, выпол-няющих роль гидравлического затвора. Чугун, имеющий высокую плотность, проходит в зазор под разделительной плитой, а более легкий шлак отводится в боковой желоб.

        При необходимости поставки чугуна другим предприятиям его разливают в слитки (чушки) массой 30 – 40 кг на специальной разливочной машине.

        В верхней части горна на расстоянии 2700 – 3500 мм от оси чугунной летки по окружности горна с равными промежутками устанавливаются воздушные фурмы, через которые подают в печь нагретое до 1100 – 1300 °С дутье, а также природный газ и другие топливные добавки (мазут, пылеугольное топливо). Каждая доменная печь обеспечивается дутьем от своей воздуходувки. Нагрев дутья осуществляется в воздухонагревателях регенеративного типа, когда под действием тепла сжигаемого газа вначале нагревается насадка воздухонагревателя из огнеупорного кирпича, а затем через нее пропускается воздух, забирающий тепло от насадки. В период нагрева насадки в камеру горения подается газ и воздух для его горения. Продукты сгорания, проходя через насадку, нагревают ее и уходят в дымоход. В период нагрева дутья холодный воздух поступает в нагретую насадку, нагревается, а затем подается в доменную печь. Как только насадка остыла настолько, что воздух не может быть нагрет до заданной температуры, его переводят на следующий воздухонагреватель, а остывший ставят на нагрев. Насадка воздухонагревателя охлаждается быстрее, чем нагревается. Поэтому блок воздухонагревателей доменной печи состоит из 3 – 4 аппаратов, из которых один нагревает воздух, а остальные разогреваются. Профиль доменной печи характеризуется диаметрами, высотами и углами наклона отдельных элементов. Размеры некоторых печей приведены в таблице 1.

        Таблица 1 – Размеры печей

        Размеры, мм

        Полезный объем печи, м3

        2000

        3000

        5000

        Диаметр:


         

        9750


         

        11700


         

        14900

        горна

        распара

        10900

        12900

        16300

        колошника

        7300

        8200

        11200

        Высота:

             

        полная

        32350

        34650

        36900

        полезная

        29200

        32200

        32200

        горна

        3600

        3900

        4500

        шахты

        18200

        20100

        19500


         

        Размеры каждой части печи должны быть увязаны между собой и находиться в определенных соотношениях с размерами других частей печи. Профиль печи должен быть рациональным, при котором обеспечиваются важнейшие условия доменного процесса:

        • плавное и устойчивое опускание шихтовых материалов;

        • выгодное распределение встречного газового потока;

        • благоприятное развитие процессов восстановления и образование чугуна и шлака.

        Основными величинами, характеризующими размеры рабочего пространства, являются полезный объем печи и полезная высота. Они включают высоту и объем, заполненные материалами и продуктами плавки. При определении этих параметров за верхний уровень берется отметка нижней кромки большого конуса засыпного устройства в опущенном положении, а нижнем уровнем является уровень оси чугунной летки.

      2. Доменный процесс получения чугуна


         

        Сущность доменного процесса получения чугуна заключается в восстановлении оксидов железа, входящих в состав руды, оксидом углерода, водородом и твердым углеродом, выделяющимися при сгорании топлива в доменной печи.

        Доменный процесс относится к типу противоточных. Навстречу поднимающемуся потоку горячих газов, образующихся при сгорании кокса у фурм, опускается столб шихтовых материалов.

        Газовый поток, содержащий СO, СO2, Н2, N2 и др., образуется в результате горения углерода кокса. При этом в печи несколько выше уровня фурм развивается температура более 2000 °С. Горячие газы, поднимаясь, отдают теплоту шихтовым материалам, охлаждаются до температуры 200 – 300 °С и выходят из печи через колошник. Отсюда название газа – колошниковый.

        Полезный объем доменной печи постоянно заполнен шихтовыми материалами. Опускание шихты происходит под действием ее веса, а условием ее движения является освобождение пространства в нижней части доменной печи в результате сгорания кокса и плавления рудного материала и флюса.

        После загрузки в печь шихта начинает нагреваться и по мере непрерывного опускания, последовательно развиваются следующие процессы:

        • испарение влаги шихты;

        • восстановление оксидов железа и некоторых других элементов;

        • диссоциация карбонатов.

        Испарение влаги шихты. Шихта, загружаемая в доменную печь, содержит гигроскопическую, а иногда и гидратную влагу. Гигроскопическая влага легко испаряется и удаляется на колошнике, так как температура колошниковых газов выше температуры испарения влаги.

        Н2Ож  Н2Опар.

        Гидратная влага удаляется при температурах выше 400 °С, и выделяющийся водяной пар, взаимодействует с оксидом углерода или углеродом, обогащая поток газа водородом.


         

        Н2Опар + СО = СО2 + Н2, Н2Опар + С = СО + Н2.

        Восстановление оксидов железа и некоторых других элементов. В результате взаимодействия оксидов железа с оксидом углерода и твердым углеродом кокса, а также водородом происходит восстановление железа. Восстановление газами называют косвенным, а твердым углеродом – прямым. Реакции косвенного восстановления сопровождаются выделением тепла и происходят в верхних горизонтах печи. Реакции прямого восстановления сопровождаются поглощением тепла и протекают в нижней части доменной печи, где температура более высокая.

        Восстановление железа из руды происходит по мере продвижения шихты вниз в несколько стадий, от высшего оксида к низшему:

        Fe2O3  Fe3O4  FeO  Fe

        До температур 700 – 900 °С восстановление осуществляется газовым восстановителем (СО) по реакциям:

        3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2, Fe3O4 + CO = 2FeO + CO2, FeO + CO = Fe + CO2.

        По мере опускания шихты до горизонтов с температурой 900 – 1200 °С, выделяющийся в ходе восстановления углекислый газ (СО2) начинает взаимодействовать с углеродом топлива по реакции:

        СО2 + С = 2СО.

        Процесс восстановления существенно изменяется и идет по реакции: FeO + C = Fe + CO.

        Таким образом, материал, загруженный в доменную печь, начинает восстанавливаться косвенным путем. По мере опускания шихты, выделяющийся в результате восстановления СО2 начинает взаимодействовать с углеродом твердого топлива и процесс непрямого или косвенного восстановления переходит в прямое восстановление.

        Часть оксидов железа руды восстанавливается водородом, образующимся в доменной печи в результате реакции разложения паров воды:

        Н2О + С = Н2 + СО

        Восстановление оксидов железа водородом происходит также, как оксидом углерода (СО), по стадиям от высших к низшим

        3Fe2O3 + H2 = 2Fe3O4 + H2O; Fe3O4 + H2 = 3FeO + H2O; FeO + H2 = Fe + H2O.

        Водород, как реагент-восстановитель, характеризуется более высокой степенью использования. Вследствие меньшего размера молекулы по сравнению с молекулой СО водород проникает в мелкие поры и трещины восстанавливаемого куска рудного материала, в которые молекулы СО не могут проникнуть. Поэтому, несмотря на относительно небольшое содержание водорода в доменном газе, он производит значительную восстановительную работу.

        Кроме железа, в доменной печи происходит восстановление и других элементов, входящих в состав шихты.

        Марганец. Марганец содержится во всех железных рудах в больших или меньших количествах. В соответствии с принципом последовательных превращений, оксиды марганца восстанавливаются последовательно от высших к низшим:


         

        MnO2  Mn2O3  Mn3O4  MnO  Mn.

        Высшие оксиды марганца в доменной печи восстанавливаются полностью до MnO непрямым путем, взаимодействуя с СО. Оксид MnO восстанавливается только прямым путем, и то, частично по реакции:

        MnO + С = Mn + СО.

        Взаимодействуя с твердым углеродом, MnO образует карбид Mn3C, который растворяется в железе, повышая содержание марганца и углерода в чугуне. Другая часть MnO переходит в шлак.

        Кремний. Кремний попадает в доменную печь с шихтой в виде SiO2. Восстановление его, как и марганца, осуществляется частично при высоких температурах твердым углеродом:

        SiO2 + 2C = Si + 2CO.

        Другая часть SiO2 переходит в шлак, а восстановленный кремний растворяется в железе.

        Фосфор. Фосфор в шихтовых материалах находится в виде соединений (FeO)3  P2O5 и (СаО)3  P2O5. При температурах выше 1000 °С фосфат железа восстанавливается оксидом углерода и твердым углеродом с образованием фосфида железа Fe3P. При температурах выше 1300 °С фосфор восстанавливается из фосфата кальция. Фосфор и фосфид железа полностью растворяются в железе. Условия доменной плавки не позволяют удалить из металла фосфор. Весь фосфор, содержащийся в шихте, восстанавливается и полностью переходит в чугун. Поэтому, единственным способом получения малофосфористых чугунов является использование чистых по фосфору шихтовых материалов.

        Сера. Сера, наряду с фосфором и мышьяком, относится к вредным примесям чугуна, ухудшающим качество металла. Поэтому, большое внимание уделяется проблеме снижения серы в чугуне, а затем и в стали. Сера может присутствовать в шихтовых материалах в виде органической серы и соединений FeS2, FeS, СaSO4. Независимо от формы, в которой она присутствует в шихте, большая часть серы растворяется в чугуне в виде FeS. Задача удаления серы из чугуна заключается в том, чтобы максимальное количество серы перевести из металла в другие продукты доменной плавки – газ и шлак. Сера летуча, и поэтому часть ее удаляется с газом при нагреве шихты в печи. Количество серы, удаляющееся с газовой фазой невелико – от 5 до 10% от общего содержания серы в шихте. Большая часть серы переводится в шлак в результате химического взаимодействия серы чугуна с оксидом кальция, что требует повышенного содержания СаО в шлаке:


         

        FeS + CaO = CaS + FeO.

        В последнее время используют различные способы внедоменного удаления серы из чугуна (десульфурации чугуна). Сущность всех этих способов заключается в том, что полученный в результате доменной плавки сернистый чу-гун подвергают обработке после выпуска из печи химическими реагентами, поглощающими серу из чугуна и переводящими ее в шлак. В качестве таких реагентов используют:

        • порошкообразную обожженную известь (СаО);

        • карбид кальция (СаС2);

        • соду (Na2CO3).

          Все эти соединения при взаимодействии с серой чугуна дают переходящие в шлак соединения СаS, Na2S.

          Таким образом, шихта, опускаясь в печи, достигает зоны температур 1000 –

          1100 °С. При этих температурах, восстановленное из руды твердое железо, взаимодействуя с оксидом углерода, коксом и сажистым углеродом интенсивно растворяет углерод, образуя карбид железа:

          3Fe + C = Fe3C.

          Вследствие этого, температура плавления железа понижается и на уровне распара и заплечиков оно расплавляется. Капли железоуглеродистого сплава, протекая по кускам кокса, насыщаются дополнительно углеродом.

          В результате растворения в железе углерода, марганца, кремния, фосфора и серы в доменной печи образуется чугунА в результате сплавления оксидов

          пустой породы руды, флюсов и золы топлива образуется шлак. Шлак стекает в горн и скапливается на поверхности жидкого чугуна, благодаря меньшей плот-ности.

          Чугун выпускается из печи через каждые 3 – 4 ч, а шлак – через 1 – 1,5 ч.


           

      3. Продукты доменной плавки


         

        Продуктами доменной плавки являются:

        • чугун;

        • шлак;

        • доменный (колошниковый) газ.

          Чугун является основным продуктом доменного производства, а шлак и доменный газ – побочными.

          Выплавляемые в доменных печах чугуны в зависимости от способа дальнейшего использования делятся на три группы:

        • передельные;

        • литейные;

        • специальные (ферросплавы).

        Передельные чугуны. Эта группа чугунов является преобладающим видом продукции доменного производства. На его долю приходится около 90% общего производства чугуна. Они предназначены для передела в сталь кислородно-конвертерным или мартеновским способами и обычно содержат:

        0,3 – 1,2 % Si;

        0,2 – 1,0 % Mn;

        0,15 – 0,2 % P;

        0,02 – 0,07 % S.

        Особую группу составляют фосфористые чугуны, содержащие до 2% Р, в зависимости от содержания фосфора применяются различные технологии передела таких чугунов в сталь.

        Литейные чугуныЭтот вид чугунов предназначен для производства литых изделий в чугуноплавильных цехах. Характерной особенностью этих чугунов является высокое содержание кремния (2,75 – 3,75% Si), а в некоторых случаях и фосфора. Объясняется это тем, что эти элементы придают расплавленному чугуну высокую жидкоподвижность или способность хорошо заполнять литейную форму.

        Специальные чугуны (ферросплавы). Это сплавы железа с повышенным содержанием кремния, марганца и других элементов, используемые в качестве раскислителей или присадки в сталеплавильном и чугунолитейном производствах. К ним относятся:

        ферромарганец (70 – 75% Mn и до 2% Si);

        • ферросилиций (9 – 13% Si и до 3% Mn);

        • зеркальный чугун (10 – 15% Mn и до 2% Si).

        В последние годы выплавка ферросплавов в доменных печах сократилась в виду неэкономичности передела. Более выгодно выплавлять ферросплавы в электропечах.

        Шлак. Шлак образуется в доменной печи из флюса, золы кокса и железосодержащих материалов. Доменные шлаки применяют в качестве сырья для производства различных строительных материалов (цемент, вяжущие вещества, шлаковая вата и пемза, дорожная брусчатка и др.). Значительную часть шлака подвергают грануляции, заключающейся в быстром охлаждении жидкого шлака водой или воздухом. В результате получают мелкие твердые зерна шлака (гранулы).

        Доменный (колошниковый газ)Это газ, выходящий из печи через ее верхнюю часть – колошник. Он состоит из СО, Н2, СО2, СН4 и N2. После очистки от содержащейся в нем пыли, газ используется как топливо для нагрева воздуха, вдуваемого в доменную печь, для отопления котлов и других целей.


         

      4. Технология доменной плавки


         

        Современные доменные печи характеризуются продолжительной кампа-нией работы или периодом непрерывной работы печи, которая составляет в среднем 7 – 10 лет.

        Работа доменной печи включает как бы три стадии:

        -задувка печи;

        • ведение печи;

        • выдувка печи.

        Задувка печиПосле строительства и капитального ремонта доменной печи необходимо ввести ее в действие. Пуск в эксплуатацию доменной печи после постройки или капитального ремонта называют задувкой. Перед задувкой печь испытывают и проверяют все оборудование на работоспособность и тщательно просушивают кладку печи. Сушку огнеупорной кладки проводят в течение нескольких суток. Для сушки отдельных участков кладки может использоваться газ или электроэнергия. Общую сушку кладки осуществляют горячим дутьем.

        Составляют задувочную шихту и производят загрузку доменной печи. Особенностью задувочной шихты является ее переменный состав. В нижнюю часть доменной печи загружают кокс. Затем к нему добавляют некоторое количество доменного шлака и известняк. В третью или четвертую порцию задувочной шихты вводят руду, количество которой увеличивают. В течение нескольких первых суток работы рудную нагрузку поддерживают ниже нормальной, пока доменная печь не прогреется. На нормальный эксплуатационный режим доменная печь выходит через 7 – 10 суток.

        Ведение печиГлавной задачей управления работой доменной печи является получение максимально возможного количества чугуна заданной марки при минимальном расходе кокса. Для каждой доменной печи находят оптимальный режим плавки, который обеспечивает выполнение этой задачи.

        В практических условиях ведется наблюдение за ходом процесса и, в слу-чае необходимости, принимаются меры для его регулирования. Для этого печи

        оснащают большим числом контрольно-измерительных приборов, позволяющих проводить измерение и регистрацию следующих параметров:

        • давление, температуру, количество и влажность дутья, подаваемого в печь;

        • давление, температуру и состав колошниковых газов;

        • уровень шихтовых материалов в печи;

        • температуру кладки отдельных частей печи;

        • расход газа и кислорода, подаваемых в печь;

        • содержание кислорода в дутье;

        • перепад давления по высоте печи.

          На основании показаний этих приборов принимаются меры для предуп-реждения и ликвидации нарушений процесса плавки.

          Основными нарушениями нормального хода печи являются:

        • нарушение распределения газового потока в доменной печи;

        • нарушение теплового режима доменной плавки;

        • нарушение ровного схода шихтовых материалов.

          Нарушение распределения газового потока заключается в нерациональ-ном распределении потока в поперечном сечении печи.

          Различают:

        • периферийный ход, при котором большая часть газа движется вдоль стенок печи;

        • осевой ход, когда основная масса газа движется по центральной части печи;

        • канальный, при котором газ в больших количествах идет через верти-кальный канал вблизи стенки печи с какой-то одной стороны.

          Недостатком всех этих режимов движения газа является неудовлетворите-льное использование тепловой и химической энергии газа вследствие неравно-мерного распределения газа по сечению доменной печи, что приводит к ее похолоданию.

          Мерами по устранению указанных нарушений являются:

        • повышение качества гранулометрического состава доменной шихты, что ведет к улучшению газопроницаемости шихты;

        • регулирование режима загрузки шихты, позволяющее равномерно распределять шихтовый материал по сечению печи.

        Нарушение теплового режима доменной плавки ведет к недостатку тепла

        (похолоданию) или к избытку тепла в печи (горячему ходу).

        Причинами, ведущими к недостатку тепла, могут быть:

        • повышение влаги в коксе;

        • попадание воды в печь;

        • уменьшение выноса пыли;

        • неправильное распределение газов в печи и другие факторы.

          Для устранения отклонений от нормального хода печи в этом случае при-нимают меры:

        • повышают температуру нагрева дутья;

        • уменьшают подачу воздуха;

        • снижают влажность дутья;

        • снижают рудную нагрузку на кокс (снижают количество рудного материала в расчете на 1 тонну кокса).

          Причинами возникновения условий, приводящих к избытку тепла в печи, могут быть:

        • возрастание давления дутья;

        • снижение скорости опускания шихты;

        • повышение температуры доменного газа и другие факторы.

          Для ликвидации этих отклонений принимают меры:

        • увеличивают рудную нагрузку;

        • повышают влажность дутья;

        • снижают температуру дутья.

          Нарушение ровного схода шихтовых материалов заключается в работе печи с пониженной против обычной скоростью опускания шихты. Эти отклоне-ния называют тугим ходом с подвисаниями и осадками, когда периодически движение шихты прекращается и происходит подвисание. При этом в нижней части печи продолжается горение кокса и плавление рудной части шихты, в результате чего появляется незаполненное свободное пространство и столб шихты падает в освободившееся пространство, происходит осадка шихты.

          Причинами такой нестабильной работы доменной печи являются:

        • увеличение количества мелочи в шихте;

        • снижение прочности агломерата и кокса;

        • увеличение количества шлака и другие факторы.

          Для устранения указанных отклонений принимают меры:

        • добиваются улучшения газопроницаемости столба шихтовых материалов;

        • снижают температуру дутья;

        • уменьшают расход дутья.

        Выдувка доменной печи. Вследствие разрушения огнеупорной кладки наступает момент, когда работа печи должна быть остановлена. Остановка Ра-боты доменной печи с освобождением её пространства от шихтовых материалов и продуктов плавки называется выдувкой. При выдувке прекращают загрузку печи шихтовыми материалами. С опусканием уровня шихты снижают расход дутья. Полностью прекращают подачу дутья, как только поверхность шихтовых материалов достигнет горизонта фурм.

    4. Способы внедоменного получения железа


       

      1. Роль и назначение прямого получения железа


         

        Под процессами прямого получения железа понимают такие процессы, которые дают возможность получать непосредственно из руды металлическое железо, минуя доменную печь.

        Методы прямого получения железа из руд известны давно, но до сих пор они не нашли широкого применения. Опробовано несколько десятков способов получения железа, но лишь немногие из них осуществлены пока в небольшом промышленном масштабе.

        Способы прямого получения железа позволяют вести процесс не расходуя металлургический кокс, заменяя его другими видами топлива. Кроме того, они позволяют получать чистый металл благодаря развитию способов глубокого обогащения руд, обеспечивающих не только получение высокого содержания железа в концентратах (до 72%), но и полное освобождение от фосфора, серы и других примесей. При доменной плавке указанные преимущества по чистоте от вредных примесей не могут быть использованы, так как фосфор и особенно сера в больших количествах вносит кокс.

        Большой интерес представляет собой прямое получение легированного железа из комплексных руд, содержащих хром, никель, ванадий и другие поле-зные компоненты. Традиционная двухстадийная технология переработки таких руд на металлургических предприятиях ведется с большими потерями указанных элементов.

        Все это, а также уменьшение запасов богатых железных руд и коксующихся углей, экономическая целесообразность маломасштабного производства металла без использования кокса, возможность повышения качества металла благодаря уменьшению примесей цветных металлов, вносимых со скрапом при двухстадийном производстве, и необходимость создания технологий для более полного извлечения полезных компонентов из комплексных руд ставят задачу разработки технологий получения металла прямым способом из руд.

        Опыт показал, что прямые способы целесообразно применять для получе-ния губчатого железа, используемого при выплавке стали, а также производства железного порошка.


         

      2. Основные способы прямого получения железа


         

        В настоящее время предложено большое количество способов прямого по-лучения железа. Многообразие их объясняется характеристиками перерабаты-ваемого сырья и топлива. Наибольшее распространение получили способы вос-становления с использованием различных агрегатов: шахтных печей и реторт, вращающихся печей, движущейся колосниковой решетки, реакторов кипящего слоя. Для процессов прямого получения железа применяют газообразные или твердые восстановители.

        1. Производство железа в шахтных печах и ретортах


           

          В шахтных печах и ретортах получают губчатое железо газообразными восстановителями в толстом слое железосодержащих окатышей.

          В качестве восстановителей применяют конвертированный природный газ, состоящий в основном из водорода (H2) и оксида углерода (CO).

          Процесс производства железа осуществляют в противотоке железорудных

          материалов, загружаемых в агрегат сверху, и нагретых восстановительных газов, подаваемых снизу (рисунок 15). Работа агрегата в противотоке дает возможность достигать высокой производительности при хорошем использовании газа.

          Восстановительный газ получают в кислородном реакторе, путем неполного сжигания природного газа в кислороде по реакции:


           

          2CH  2

           2CO  4H 2


           

          Полученный газ, содержащий 29% CO, 55% H2 и 13% окислителей (H2O и CO2) освобождают частично от окислителей, нагревают, до температуры 1100 – 1150 °С и через фурмы подают в печь. Горячий газ, поднимаясь навстречу опускающимся окатышам, нагревает и восстанавливает их. Процесс восстановления проходит при температуре 850 – 1050 °С в зоне нагрева и вос-становления, расположенной над фурмами печи. Ниже фурм расположена зона охлаждения, в которой окатыши охлаждаются оборотными газами, предварите-льно подвергнутые очистке. К оборотным газам для охлаждения добавляют небольшое количество природного газа, обеспечивающее частичное науглеро-живание окатышей (около 1%), что целесообразно для сталеплавильного произ-водства. Охлажденные металлизированные окатыши выгружаются из печи неп-рерывно и поступают в электропечи для выплавки стали.

          Существует несколько разновидностей этого процесса. Главным отличием их от описанного выше является способ конверсии природного газа. В одном случае она осуществляется двуокисью углерода по реакции:


           

          CH  CO 2

           2CO  2H 2


           

          Конвертированный газ содержит в этом случае около 35% CO и 60% H. В другом случае конверсию природного газа проводят водяным паром по реакции:

          CH  2  CO  3H 2

          Получаемый конвертированный газ содержит около 14% CO, 58% H2, 21% H2O и 4 – 5%CO2. Перед использованием он подвергается осушке и содержит 16% CO, 73% H2 и 6 – 7% CO2.

          Разновидностью способа является процесс в периодически действующих ретортах, используемых в качестве агрегатов восстановления. На установке таких реторт четыре. Емкость каждой реторты 100 – 150 т. Реторты переставляются с

          одной позиции на другую, что обуславливает циклический характер процесса, состоящего из последовательных операций загрузки, нагрева и восстановления шихты, охлаждения и выгрузки губчатого железа. Реторты загружают и подают

          газ сверху. Выгрузку губчатого железа производят снизу с помощью специальных скребков. Губчатое железо поступает на конвейер транспортирующий губку в сталеплавильное отделение.

          На установке участвуют четыре реторты, в каждой из которых протекают различные процессы. В одной реторте происходит предварительный нагрев и восстановление шихты газом, выходящим из других реторт. В двух ретортах происходит довосстановление железа подогретым газом получаемым в кон-версионной установке. В четвертой происходит науглероживание губчатого железа. Готовое железо поступает на конвейер, а в освобожденную реторту загружают исходную шихту.

          К недостаткам метода относят:

          -периодичность процесса;

          -неравномерность металлизации по высоте;

          -низкая степень металлизации в сравнении с процессами осуществляемыми в шахтных печах.

        2. Производство железа на движущейся колосниковой решетке и во вращающихся трубчатых печах


           

          Процесс получения железа на движущейся колосниковой решетке несколько напоминает работу агломерационной машины (рисунок 16).

          В этом случае конвертируемый газ проходит сверху вниз через слой шихты. Основным преимуществом этого процесса является возможность подавать для процесса неупрочненные обжигом окатыши. Однако промышленной реализации процесс пока не получил из-за трудностей осуществлять рециркуляцию газа, без которой резко возрастает расход природного газа.

          Существует разновидность процесса получения железа на движущейся колосниковой решетке, когда вместо конвертированного газа используют твердый восстановитель (каменный уголь, кокс и т.д.).

          В этом случае сырые окатыши в головной части установки сушат рецир-кулируемыми газами (рисунок 16), после чего окатыши поступают в зону обжи-га, где в результате просасывания горячих газов происходит нагрев и восстано-вление оксидов железа. Металлизированные окатыши в нагретом виде поступают в электропечь для выплавки чугуна или полупродукта, используемого в сталеплавильном производстве.

          Недостатком этого процесса является загрязнение губчатого железа пустой породой, серой и фосфором твердого топлива.

          Другой разновидностью процесса с использованием твердого восстанови-теля является способ получения железа во вращающихся трубчатых печах.

          По этому способу во вращающуюся трубчатую печь (рисунок 17), устано-вленную под небольшим углом к горизонту, загружается шихта, твердого топ-лива и доломита или известняка. Доломит и известняк используются для де-сульфурации. Печь отапливается газообразным или жидким топливом при по-мощи горелок, установленных на разгрузочном конце печи.

          По мере продвижения шихты от загрузочного конца печи к разгрузочному, навстречу газообразным продуктам горения, происходит восстановление оксидов железа. Восстановление протекает в основном через газовую фазу при участии

          твердого углерода. На разгрузочном конце печи восстановленный материал для предупреждения окисления охлаждается в специальном вращающемся охладителе и после дробления и последующего магнитного обогащения используется в сталеплавильном производстве.

          В настоящее время в качестве агрегата для восстановления используют установки, состоящие из последовательно расположенных агрегатов: обжиговая решетка – трубчатая печь – вращающийся трубчатый холодильник. Обжиг на решетке осуществляют газами, выходящими из трубчатой печи, в которую подают также природный газ.

          К недостатком метода получения железа во вращающихся трубчатых печах следует отнести усложнение восстановительного процесса из-за неравномерного смешения компонентов шихты, изменения поверхности контакта вследствии сегрегации компонентов, а также из-за колебаний температуры шихты по длине печи, в результате чего возможен перегрев шихты на отдельных участках печи, приводящий к настылеобразованию. Губчатое железо полученное во вращающихся трубчатых печах, содержит значительное количество пустой породы, золу, остатки твердого восстановителя и флюса. Поэтому оно не может быть использовано в сталеплавильных агрегатах без магнитного обогащения.


           

        3. Производство железа в реакторах кипящего слоя


           

          В основу этого способа положен эффект так называемого кипящего слоя, при котором создаются условия для хорошего контакта мелких железорудных материалов с газообразным восстановителем.

          Сущность явления кипящего слоя заключается в следующем (рисунок 18). Если через слой зернистого материала пропускать восходящий поток газа, то при небольших скоростях газа твердые частицы будут оставаться неподвижными. Слой будет выполнять роль фильтрующего пористого элемента (рисунок 18, а).

          По мере увеличения скорости газового потока и по достижении крити-ческой величины, частички начнут свободно перемещаться. Слой увеличивается в объеме и становится похожим на кипящую жидкость, наступает псевдоожижение частиц.

          Состояние псевдоожижения происходит при такой скорости газового по-тока, при которой статическое давление слоя будет уравновешено гидродина-мическим давлением газового потока. Если превысить эту скорость, то слой из псевдоожиженного состояния перейдет в состояние пневмотранспорта и будет уноситься газами (рисунок 18, в).

          Для создания кипящего слоя под горизонтальную решетку реактора, на которую загружают исходный железорудный материал, подается горячий вос-становительный газ с определенной скоростью. Эта скорость зависит от диаметра и плотности частиц и в первом приближении пропорциональна квадратному корню из произведения диаметра частицы на её плотность.

          Процессы получения железа в реакторах кипящего слоя имеют ряд недос-татков, которые оказывают значительное влияние на работу установок этого типа. К наиболее существенным из них относятся спекание частиц, нарушающее стабильность псевдоожижения и очень низкая степень использования газа. Для

          обеспечения процесса приходится пропускать через реактор большое коли-чество восстановительного газа. В результате восстановительный процесс сопровождается большим расходом газа и тепла.

          Чтобы предотвратить спекание восстановленного железа процесс ведется при низкой температуре (около 500 °С). железо полученное при этой темпера-туре, характеризуется повышенной пирофорностью (самовозгораемостью на воздухе). Для предотвращения пирофорности полученное железо нагревают до 820 – 880 °С с последующим охлаждением в восстановительной или нейтральной атмосфере.

        4. Химико-термический способ получения железа


           

          Метод представляет интерес для получения очень чистого железа из труднообогатимого рудного сырья, содержащего большое количество вредных примесей. Он может быть использован также для получения легированной железной губки из комплексных руд.

          Сущность метода заключается в следующем. Железорудный материал подвергается восстановительному обжигу. Полученный продукт обрабатывают технической соляной кислотой, в результате чего железо переходит в раствор в виде хлорида, а пустая порода и другие нерастворимые компоненты остаются в осадке. Раствор отделяют от осадка фильтрацией и подвергают кристаллизации. Полученные кристаллы направляются на восстановление газообразным восстановителем.

          Схема технологического процесса получения железа по этому методу включает следующие операции (рисунок 19).

          Усредненная на рудном дворе руда поступает в дробильное отделение, а затем в печь обжига. Для ускорения процесса обжиг руды проводится с использованием твердого восстановителя. Для этого приёмные бункеры мельниц оборудуются дозаторами для приготовления шихты, состоящей из руды и твердого восстановителя.

          Подготовленная шихта поставляется в печь для восстановительного обжига.

          Обжиг проводится при температуре 900 – 1000 °С.

          После обжига руда поступает в реакторы растворения руды, заполненные соляной кислотой. Начальная стадия растворения происходит очень бурно и сопровождается выделением водорода. По мере снижения концентрации кислоты и сокращения поверхности твердой фазы скорость реакции растворения падает. Для ускорения процесса на конечном этапе реакционный объём подогревается паром с температурой 80 – 90 °С, подаваемом в паровые рубашки реакторов. Выделяющийся при растворении водород после очистки направляется в печь восстановления хлоридов, где используется как газообразный восстановитель. Пары соляной кислоты, сконденсировавшиеся в процессе растворения, поступают в систему сбора кислоты, откуда направляются в реактор растворения.

          Полученная в результате растворения пульпа подаётся в фильтры для отделения раствора от нерастворимого остатка. Отфильтрованный раствор поступает в выпарные аппараты, где проводится выпаривание до насыщения по хлористому железу. Далее раствор направляется в кристаллизаторы, из которых смесь кристаллов и раствора подается на центрифуги.

          Из центрифуг кристаллы направляются в печь сушки и затем в печь вос-становления хлоридов, отапливающуюся природным газом. Для восстановления хлоридов используется водород. Температура восстановления составляет 600 – 700 °С.

          Отходящий из печей газ, содержащий водород и пары воды, подвергается осушке, очистки и используется как восстановитель при восстановлении хлори-дов. Кислота, образующаяся в результате охлаждения и очистки отходящих га-зов, поступает в систему сбора соляной кислоты, откуда направляется в реакторы растворения руды.

          Таким образом, для данного способа характерно оборотное использование соляной кислоты и водорода. Потери кислоты восполняются за счет периоди-ческого введения в процесс свежей кислоты, а потери водорода за счет введения водорода, вырабатываемого водородной станцией.

          По этому способу возможно получение очень чистого губчатого железа, с содержанием железа в губке до 99,5%. Вместе с тем, способ позволяет получать из комплексных руд, переработка которых в настоящее время ведется с большими потерями легирующих элементов, железо с регулируемым составом легирующих, путём селективного восстановления хлоридов, в результате которого происходит почти полное извлечение легирующих.

          Однако, способ пока не нашёл промышленного применения. В перспективе способ может быть использован для получения железа непосредственно из месторождения руд. При этом в разведанное месторождение закачивается соля-ная кислота, железо растворяется, образуя хлориды железа. Раствор поднимает-ся на поверхность, обезвоживается, и полученные кристаллы хлоридов восста-навливаются до чистого железа.

    5. Производство стали


       

      1. Общие основы и сущность сталеплавильного производства


         

        Сталью называют деформируемый сплав железа с углеродом и другими примесями. Содержание углерода в стали обычно не превышает 1,3 %. Получение железа в чистом виде представляет собой дорогостоящий процесс, и чистое железо используют для специальных целей. В технике и быту используют преимущественно сталь.

        Сталеплавильный процесс представляет собой сложную систему, в ходе которого выделяется или поглощается теплота, достигается или нарушается равновесие протекающих реакций, происходят другие энергетические процессы.

        Для характеристики состояния системы используют величины, называемые параметрами состояния. Параметрами состояния являются давление, объем, концентрация, температура. Величины, характеризующие процесс или изменение системы, связанное с изменением параметров состояния, называют параметрами процесса. Ими являются:

        -тепловой эффект реакции, Q;

        -изменения свободной энергии, G или изменение изобарного потенциала;

        -изменение энтропии, S;

        -изменение энтальпии, H;

        -изменение давления, P.

        В сталеплавильной практике обычно приходится иметь дело с процессами, протекающими при постоянном давлении. Поэтому при буквенных символах параметров ставят индекс Р (давление). Например, Qр – тепловой эффект при постоянном давлении, Кр – константа равновесия процесса и так далее.

        Характеристикой возможности протекания процесса служит величина

        изменения свободной энергии системы

        ∆G=∆H -T∆S

        Если величина ∆G меньше нуля, то при данной реакции выделяется энергия, идет самопроизвольный процесс. Если величина ∆G равна нулю, то это означает, что реакция достигла состояния равновесия. Если же величина ∆G больше нуля, то это значит, что самопроизвольный процесс протекать не может, и реакция протекает в обратном направлении.

        Величина константы равновесия Кр характеризует в какой степени реакция протекает в ту или иную сторону. Величина ∆G и Кр связаны между собой соотношением:


         

         RT  ln K p


         

        Можно записать


         

        • RT ln K P


         

          TS

        или


         

        ln K P


         

        image

          H T


         

        Следовательно, чем больше ∆S и чем меньше ∆Н, тем полнее протекает реакция и чем выше температура, тем большее значение величины ∆S (выше энтропийный фактор) и меньшее величины ∆Н (энтальпийный фактор).

        В сталеплавильных агрегатах в большинстве случаев реакции протекают в растворах или с образованием растворов. Металл и шлак представляют собой растворы. Свойства же веществ в растворах отличаются от их свойств в чистом виде. Обычно для реакций в растворах значения концентраций компонентов заменяют значениями активностей этих компонентов в данном растворе. Активность компонента x обозначается ах и связана с концентрацией компонента соотношением:


         

           Nx ,


         

        где Nх – молярная концентрация компонента,

         – коэффициент активности.

        При рассмотрении реакций, в которых компонент растворен в металле, принято обозначать его в квадратных скобках. Например, углерод [С], раство-ренный в металле, марганец, растворенный в металле [Mn], и так далее. В тех случаях, когда речь идет о концентрации компонента в шлаке, используют кру-глые скобки. Например, (MnO), (FeO). И реакция, происходящая между раство-ренным марганцем в металле и растворенным оксидом железа в шлаке запи-шется в виде:


         

        [Mn]+(FeO)=(MnO)+ Feж

        Основными материалами для производства стали являются:

        -передельный чугун;

        -стальной лом (скрап).

        Состав стали отличается от чугуна пониженным содержанием углерода и примесей (таблица 2).

        Таблица 2-Состав передельного чугуна и низкоуглеродистой стали.


         

        Материал

        Состав, %

        С

        Si

        Mn

        P

        S

        Передельный чугун

        4-4,4

        0,75-

        1,25

        До 1,75

        0,15-0,3

        0,03-

        0,07

        Сталь низко-углеродистая

        0,15-0,2

        0,12-

        0,30

        0,40-

        0,65

        0,05

        0,055

        Поэтому сущностью передела чугуна в сталь является снижение содержа-ния углерода и примесей путем окисления их и удаления в шлак. В сталеплавильной практике особое значение имеют реакции окисления.

        Кислород для протекания этих реакций поступает из атмосферы, из железной руды или при продувки ванны кислородом.

        Окисление углеродаУглерод, растворенный в металле, окисляется с образованием газа (СО) по реакциям:

        [С]+000/2 О2г=СОг

        кислородом, содержащимся в газовой фазе,

        [С]+(FeO)=Feж+ СОг

        кислородом, содержащимся в оксиде железа шлака,

        [C]+[O]=COг

        кислородом, растворенным в металле.

        Повышение температуры во всех случаях благоприятствует протеканию реакции окисления углерода.

        Реакция окисления углерода занимает особое место в сталеплавильном производстве. Дело в том, что образующаяся при окислении углерода газовая фаза в виде пузырьков СО перемешивает ванну, выравнивает состав и темпе-ратуру металла, способствует процессу удаления газов и неметаллических включений.

        Окисление кремния. Растворенный в металле кремний может окислятся по реакциям:


         

        [Si]+O2г=(SiO2)

        кислородом, содержащимся в газовой фазе,

        [Si]+2(FeO)=(SiO2)+2Feж

        кислородом, содержащимся в оксиде железа шлака,

        [Si]+2[O]=SiO2

        кислородом, растворенным в металле.

        Эти реакции сопровождаются выделением большого количества тепла. При повышении температуры могут создаваться благоприятные условия для обратного восстановления некоторого количества кремния, когда в кислых про-цессах активность SiO2 в шлаке высока, а окисленность шлака мала. Повышение окисленности шлака способствует процессам окисления и удаления кремния и препятствует его восстановлению. Восстанавливать кремний из кислого шлака могут углерод, марганец, железо.


         

        Окисление марганца. Марганец, растворенный в металле может окисляться по реакциям:


         

        [Mn]+000/2O2г=(MnO)

        кислородом содержащимся в атмосфере,

        [Mn]+(FeO)=(MnO)+Feж

        кислородом, содержащимся в оксиде железа шлака,

        [Mn]+[O]=(MnO)

        кислородом, растворенным в металле.

        При повышении температуры плавки существует возможность протекания обратного процесса-восстановления марганца и перехода в металл. Марганец могут восстанавливать углерод, кремний, железо.

        Температура, при которой прекратится окисление марганца и начнется его восстановление, зависит от состава металла и шлака. При кислом процессе закись марганца (MnO) вступает во взаимодействие с кислотными оксидами шлака и активность ее в кислом шлаке ниже, чем в основном. Поэтому в кислом процессе марганец окисляется легче и более полно, а восстанавливается менее полно, чем в основном.

        На процессы окисления и восстановления марганца оказывает также вли-яние окисленность шлака. Чем выше окисленность шлака, тем полнее окисляется марганец и тем более высокая температура требуется для его восстановления.

        Окисление фосфора. Фосфор является вредной примесью, ухудшает механические свойства стали при температурах ниже 0 C и вызывает явление, называемое хладноломкостью. Фосфор попадает в сталь в основном из чугуна, так как в процессе доменной плавки он восстанавливается и переходит в чугун.

        Фосфор, растворенный в металле, может окислятся по реакциям: 4/5[P]+O2г=2/5(P2O5)

        кислородом, содержащимся в атмосфере,

        image5[P]  2(FeO)  2image5(P2 5  2Fe ж

        кислородом, содержащимся в оксидах железа шлака,

        4/5[P]+2[O]=2/5(P2O5),

        кислородом, растворенным в металле.

        При повышении температуры могут создаться благоприятные условия для восстановления фосфора и перехода его снова в металл. Для того, чтобы удалить фосфор из металла и удержать его в шлаке, необходимо снижать активность Р2О5 в шлаке, путем наведения основного шлака с помощью добавок извести. При взаимодействии металла со шлаком, содержащим оксиды железа и кальция, протекает реакция:


         

        2[P]  5(FeO)  4(CaO)  (CaO)  (P2 4 )


         

        Образующееся прочное соединение

        (CaO) 4  (P2 5 связывает фосфор и пе-

        реводит его в шлак даже при высоких температурах.

        Уменьшить активность Р2О5 в шлаке и тем самым способствовать удалению фосфора из металла можно путем смены шлака. Шлак, содержащий какое-то количество фосфора, близкое к равновесному с металлом, удаляют из агрегата (скачивают), а вместо него с помощью добавок, не содержащих фосфор, наводят

        новый шлак. После такой операции некоторое количество фосфора из металла переходит в новый шлак, пока не установится состояние, близкое к равновесию. Операцию скачивания и замены его новым шлаком можно проводить несколько раз до тех пор, пока в металле не останется очень мало фосфора. Такой метод используют при необходимости получить очень низкие концентрации фосфора в металле.

        Удаление серы. Сера является вредной примесью, придает металлу крас-ноломкость, связанную с выделением при кристаллизации стали в межзеренном пространстве сульфидов железа, которые с железом образуют эвтектику, плавя-щуюся при температурах ниже 1000 С.

        Слиток стали, содержащий большое количество серы, разрушается при горячей пластической обработке (ковка, штамповка, прокатка). При этом про-слойки, разобщающие зерна стали, находятся в жидком состоянии и способст-вуют разрушению металла при его деформации.

        Поэтому в большинстве случаев одной из главных задач при выплавке стали является удаление из металла серы.

        В сталеплавильном агрегате удаление серы из расплавленного металла в шлак происходит в результате реакции:

        Fe+[S]+CaO=(CaS)+(FeO)

        Образующийся при реакции сульфид кальция CaS нерастворим в металле. Реакция протекает на поверхности раздела фаз (металл-шлак) и увеличение этой поверхности (перемешивание металла со шлаком, вдувание в металл CaO в виде порошка и другие способы) ускоряет эту реакцию и способствует более полному удалению серы.

        Если шлак, кроме СаО, содержит много MnO, то возможно удаление серы по реакции:


         

        Fe+[S]+(MnO)=(MnS)+(FeO)

        Образующийся сульфид марганца MnS почти нерастворим в металле и пе-реходит шлак.

        Скачивание шлака и наведение нового (чистого по сере) шлака также спо-собствует переходу новых порций серы из металла в шлак.

        Таким образом, для удаления примесей в плавильном агрегате для каждой из них создают определенные условия, проводя выплавку стали в несколько этапов.

        Первый этап. На этом этапе идет расплавление шихты и нагрев жидкого металла. Температура металла невысока. Начинается интенсивное окисление железа, так как оно содержится в наибольшем количестве в чугуне и по закону действующих масс окисляется в первую очередь. Одновременно начинает окис-лятся примеси Si, P, Mn.

        Образующийся оксид железа (FeO) при высоких температурах растворяется в железе и отдает свой кислород более активным элементом (примесям в чугуне), окисляя их. Чем больше оксида железа содержится в жидком металле, тем активнее окисляются примеси. Для ускорения окисления примесей в стале-

        плавильную печь добавляют железную руду, окалину, содержащие оксиды же-леза.

        Скорость окисления примесей зависит не только от их концентрации, но и от температуры металла и подчиняется принципу, в соответствии с которым хи-мические реакции, выделяющие теплоту, протекают интенсивнее при более низких температурах, а реакции поглощающие теплоту, протекают активнее при высоких температурах. Поэтому в начале плавки, когда температура металла невысока, интенсивнее идут процессы окисления кремния, фосфора, марганца, протекающие с выделением теплоты, а углерод интенсивно окисляется только при высокой температуре металла.

        Наиболее важной задачей этого этапа является удаление фосфора. Для этого необходимо проведение плавки в основной печи, в которой можно использовать основной шлак, содержащий СаО, применяемый для удаления фосфора. В ходе плавки фосфорный ангидрид Р2О5 образует с оксидом железа нестойкое

        соединение

        (FeO)3 P2 5 . Оксид кальция СаО более сильное основание, чем оксид

        железа. Поэтому при невысоких температурах он связывает ангидрид Р2О5 в

        прочное соединение

        (CaO) P2 5 , переводя его в шлак. Для удаления фосфора из

        металла шлак должен содержать достаточное количество оксида железа FeO. Для повышения содержания FeO в шлаке в сталеплавильную печь в этот период плавки добавляют железную руду, окалину, наводя железистый шлак. По мере удаления фосфора из металла в шлак содержание его в шлаке возрастает. В соответствии с законом распределения, когда вещество растворяется в двух несмешивающихся жидкостях, распределение его между этими жидкостями происходит до установления определенного соотношения постоянного для данной температуры. Поэтому удаление фосфора из металла замедляется и для более полного удаления фосфора из металла шлак, содержащий фосфор удаляют, и наводят новый со свежими добавками СаО.

        Второй этап. Этап начинается по мере прогрева металлической ванны до более высоких температур, чем на первом этапе. При повышении температуры более интенсивно протекает реакция окисления углерода, проходящая с поглощением тепла. Для окисления углерода на этом этапе в металл вводят зна-чительное количество руды, окалины или вдувают кислород.

        Образующийся в металле оксид железа реагирует с углеродом и пузырьки оксида углерода СО выделяются из жидкого металла, вызывая кипение ванны. При кипении ванны:

        -уменьшается содержание углерода в металле;

        -выравнивается температура и состав ванны;

        -удаляются частично неметаллические включения в шлак.

        Все это способствует повышению качества металла.

        В этот же период создаются условия для удаления серы из металла. Сера в ванне находится в виде сульфида железа, растворенного в металле [FeS] и шла-ке (FeS). Чем выше температура, тем большее количество FeS растворяется в шлаке или больше серы переходят из металла в шлак. Сульфид железа, раство-ренный в шлаке, взаимодействует с оксидом кальция СаО, также растворенным в шлаке, образуя соединение CaS, которое растворимо в шлаке, но не растворя-ется в металле. Таким образом сера удаляется в шлак.

        Третий этап. Этот этап является завершающим, в котором производится раскисление и, если требуется, легирование стали.

        Раскисление представляет собой технологическую операцию, при которой растворенный в металле кислород переводится в нерастворимое соединение и удаляется из металла. При плавке повышенное содержание кислорода в металле необходимо для окисления примесей. В готовой же стали кислород является нежелательной примесью, так как понижает механические свойства стали, особенно при высоких температурах.

        Для раскисления стали используют элементы-ракислители, обладающие большим сродством к кислороду, чем железо. В качестве раскислителей используют марганец, кремний, алюминий.

        Существует несколько способов раскисления стали. Наиболее широко применяются:

        -осаждающий способ;

        -диффузионный.

        Осаждающий способ. Раскисление по этому способу осуществляют введением в жидкую сталь раскислителей (ферромарганца, ферросилиция, алю-миния), содержащих Mn, Si, Al. В результате раскисления образуются оксиды MnO, SiO2, Al2O3, которые имеют меньшую плотность, чем сталь, и удаляются в шлак. Однако часть оксидов не успевает всплыть и удалится из металла, что понижает его свойства. Этот способ называют иногда глубинным, так как рас-кислители вводятся в глубину металла.

        Диффузионный способ. По этому способу раскисление осуществляют раскислением шлака. Ферромарганец, ферросилиций и другие раскислители загружают в мелкоизмельченном виде на поверхность шлака. Раскислители, восстанавливая оксид железа, уменьшают его содержание в шлаке. В соответс-твии с законом распределения оксид железа, растворенный в стали, начнет пе-реходить в шлак. Образующиеся при таком способе раскисления оксиды остаю-тся в шлаке, а восстановленное железо переходит в сталь, что уменьшает в ней содержание неметаллических включений повышает ее качество.

        Ввиду того, что скорость процесса перемещения кислорода из металла в шлак определяется скоростью его диффузии в металле, этот способ имеет и не-которые недостатки. Из-за малой скорости диффузии кислорода в металле про-цесс удаления кислорода идет медленно, возрастает продолжительность плавки.

        В зависимости от степени раскисленности различают стали:

        -кипящие;

        -спокойные;

        -полуспокойные.

        Кипящая сталь. Это сталь, выплавленная без проведения операции рас-кисления. При разливке такой стали и при ее постепенном охлаждении в излож-нице будет протекать реакция между растворенными в металле кислородом и углеродом


         

        [O]+[C]=COг

        Образующиеся при этом пузырьки оксида углерода СО будут выделятся из кристаллизующегося слитка, и металл будет бурлить. Такую сталь называют кипящей. Кипящая сталь практически не содержит неметаллических включений, представляющих продукты раскисления. Поэтому она обладает хорошей пластичностью.

        Спокойная сталь. Это сталь, полученная после проведения операции рас-кисления. Такая сталь при застывании в изложнице ведет себя спокойно, из нее не выделяются газы. Такую сталь называют спокойной.

        Полуспокойная сталь. Сталь имеет промежуточную раскисленность между спокойной и кипящей. Раскисление ее проводят частично, удаляя из нее не весь кислород. Оставшийся кислород вызывает кратковременное кипение металла в начале его кристаллизации. Такую сталь называют полуспокойной.

        Легированные стали. Легированием называют процесс присадки в сталь специальных (легирующих) элементов с целью получить так называемую леги-рованную сталь с особыми физико-химическими или механическими свойствами. Легирование осуществляют введением ферросплавов или чистых металлов в необходимом количестве в сплав.

        Легирующие элементы, сродство к кислороду которых меньше, чем у же-леза (Ni, Cu, Co, Mo), при плавке и разливке практически не окисляются и по-этому их вводят в печь в любое время плавки. Легирующие элементы, у которых сродство к кислороду больше, чем у железа (Si, Mn, Al и др.), вводят в металл после или одновременно с раскислением.


         

      2. Основные способы производства стали


         

        Основными способами производства стали являются:

        -конвертерный;

        -мартеновский;

        -электросталеплавильный.

        1. Конвертерный способ


           

          Конвертерный способ включает несколько разновидностей

          -конвертерные процессы с донным воздушным дутьем (бессемеровский и томасовский процессы);

          -кислородно-конвертерный процесс с продувкой кислородом сверху и снизу. Сущность конвертерных процессов на воздушном дутье заключается в том,

          что залитый в плавильный агрегат (конвертер) чугун продувают снизу воздухом. Кислород воздуха окисляет примеси чугуна, в результате чего он превращается в сталь. Тепло, выделяющееся при окислении, обеспечивает нагрев стали до температуры около 1600 C.

          Бессемеровский и томасовский процессы отличаются составом футеровки конвертора.

          Бессемеровский процесс (кислая футеровка конвертора) разработан англи-чанином Г. Бессемером в 1856-1869гг. и позволяет перерабатывать чугун с низ-ким содержанием фосфора и серы и достаточным количеством кремния.

          Томасовский процесс (основная футеровка конвертера) был предложен С.Томасом в 1878 г. для переработки чугуна с высоким содержанием фосфора.

          Бессемеровский и томасовский конвертеры представляют собой сосуд грушевидной формы (рисунок 20), выполненный из стального листа с внутренней футеровкой. Футеровка бессемеровского конвертера кислая (динасовый кирпич), томасовского – основная (смолодоломитовая).

          Сверху в горловине конвертера имеется отверстие, служащее для заливки чугуна и выпуска стали. Снизу к кожуху крепиться отъемное днище с воздушной коробкой. Дутье, подаваемое в воздушную коробку, поступает в полость конвертера через фурмы (сопла), имеющиеся в футеровке днища. В цилиндри-ческой части конвертера имеются цапфы, на которых он поворачивается вокруг горизонтальной оси. Отъемное днище конвертера позволяет заменять его после выработки срока службы.

          Плавка в бессемеровском конвертере проводится следующим образом. В конвертер заливают бессемеровский чугун (0,7-1,25%Si; <0,06%P; <0,06%S) при температуре 1250 – 1300 C и продувают его воздухом. За время продувки окисляются углерод, кремний и марганец чугуна и из образующихся оксидов формируется кислый шлак. После того, как углерод окислился до заданного со-держания, продувку заканчивают. Металл сливают через горловину в ковш, одновременно раскисляя его. Поскольку шлак кислый при плавке не удаляются сера и фосфор.

          Плавка в томасовском конвертере проводится следующим образом. В конвертер загружают известь для образования основного шлака. Затем заливают томасовский чугун (1,6 -2,0%P; <0,08%S; 0,2 -0,6%Si), имеющий температуру 1200 – 1250 C, и ведут продувку воздухом. Во время продувки окисляются углерод, марганец и кремний. В образующийся основной шлак удаляются фосфор и сера. Продувку заканчивают, когда содержание фосфора в металле снизится до 0,05 -0,07%. После этого металл выпускают в ковш, куда вводят раскислители.

          Рассмотренным процессам присущ большой недостаток – повышенное содержание азота в стали, вызванное тем, что азот воздушного дутья раство-ряется в металле. По этой причине бессемеровская и томасовская сталь обладают повышенной хрупкостью и склонностью к старению. Для получения стали с пониженным содержанием азота были разработаны способы продувки снизу парокислородной смесью, смесью кислорода и углекислого газа, а также продувка дутьём, обогащенным кислородом.

          Однако бессемеровский и томасовский процессы и их разновидности были вытеснены кислородно-конвертерными процессами с верхней и нижней подачей дутья.

          Кислородно-конвертерный процесс это процесс выплавки стали из жи-дкого чугуна в конвертере с основной футеровкой и продувкой кислородом через водоохлаждаемую фурму.

          В России используют в основном конвертеры с подачей кислорода сверху.

          Кислородный конвертор представляет собой сосуд грушевидной формы из стального листа, футерованный основным кирпичом (рисунок 21). Вместимость конвертера 50-350 тонн. В процессе работы конвертер может поворачиваться на

          цапфах вокруг горизонтальной оси на 360 градусов для завалки металлолома, заливки чугуна, слива стали и шлака.

          Шихтовыми материалами кислородно-конвертерного процесса являются:

          -жидкий передельный чугун;

          -металлолом;

          -шлакообразующие (известь, полевой шпат, железная руда, бокситы).

          Перед плавкой конвертер наклоняют, загружают через горловину металло-лом (скрап) и заливают чугун при температуре 1250 – 1400 C (рисунок 21а). После этого конвертер поворачивают в вертикальное положение (рисунок 21б), вводят водоохлаждаемую фурму и через нее подают кислород. Одновременно с началом продувки в конвертер загружают известь, бокситы, железную руду для образования жидкоподвижного шлака. Кислород проникает в металл, вызывает его циркуляцию и перемешивание со шлаком.

          В зоне контакта кислородной струи с чугуном интенсивно окисляется же-лезо, так как концентрация его выше, чем примесей. Образующийся оксид же-леза растворяется в шлаке и металле, обогащая металл кислородом. Растворенный в металле кислород, окисляет кремний, марганец, углерод и содержание их в металле понижается. При этом происходит разогрев ванны металла теплотой, выделяющийся при окислении примесей.

          Благодаря присутствию шлаков с большим содержанием CaO и FeO про-исходит удаление из металла фосфора в начале продувки ванны кислородом, когда температура ее еще не высока.

          В чугунах, перерабатываемых в кислородных конвертерах, не должно быть более 0,15%P. При повышенном содержании фосфора для его удаления необходимо сливать шлак и наводить новый.

          Удаление серы из металла в шлак проходит в течении всей плавки. Однако для передела в сталь в кислородных конвертерах применяют чугун с содержа-нием до 0,07%S.

          Подачу кислорода заканчивают, когда содержание углерода в металле соответствует заданному. После этого конвертер наклоняют, выпуская сталь в ковш через летку (рисунок 21в) и одновременно вводят в ковш раскислители и легирующие добавки. В ковш сливают также небольшое количество шлака, ко-торый предохраняет металл в ковше от быстрого охлаждения. Оставшейся шлак сливают через горловину в шлаковую чашу.

          Общая длительность плавки в конвертерах емкостью 50 – 350 тонн соста-вляет 30 – 50 минут.

          Конвертерный процесс с донной продувкой кислородом. Конвертеры для донной кислородной продувки имеют отъёмное днище, а в остальном схожи с конвертерами, применяемыми при верхней продувке кислородом. Емкость этих конвертеров составляет 30 – 250 тонн.

          В зависимости от емкости в днище устанавливают определенное количество фурм. Каждая фурма состоит из двух концентрически расположенных труб. По средней трубе подают кислород, а внешняя труба образует кольцевой зазор, через который подается защитная среда, состоящая из газообразных или жидких углеводородов. При донной продувке у фурм в результате окисления здесь примесей чугуна образуются зоны высоких температур и футеровка днища по

          этой причине разрушается в течение нескольких минут. Образующаяся кольцевая оболочка предотвращает контакт кислорода с чугуном у фурм, перемещая зону интенсивного окисления примесей чугуна и тепловыделения от фурм в объем ванны. Кроме того, при контакте с жидким металлом углеводороды разлагаются, что сопровождается поглощением тепла и обеспечивает охлаждение околофурменной зоны.

          Плавка в конвертере с донной продувкой протекает следующим образом. В наклоненный конвертер загружают стальной лом и заливают жидкий чугун. При заливке конвертер поворачивают в почти горизонтальное положение, чтобы жидкий чугун не заливал фурм. Для защиты фурм от попадания чугуна и шлака через них продувают азот или воздух. Затем подают дутьё и конвертер поворачивают в рабочее вертикальное положение. В начале продувки вдувают порошкообразную известь иногда с добавкой плавикового шпата.

          В ходе продувки окисляется избыточный углерод, кремний, марганец. Формируется шлак, в который удаляются фосфор и сера. За счет реакций окис-ления расплавляется металлолом и нагревается металл.

          Продувку заканчивают при заданном содержании углерода в металле.

          Особенностью технологии процесса при донной продувке является то, что скорость обезуглероживания металла оказывается выше вследствие более инте-нсивного перемешивания ванны и увеличения поверхности раздела газ-металл, а также более полного усвоения кислорода.

          Технологические преимущества конвертерного процесса с подачей кисло-рода снизу послужили основанием для разработки вариантов технологии ком-бинированной продувки металла сверху и снизу.


           

        2. Мартеновский способ производства стали


           

          Началом осуществления мартеновского процесса считается 1864 г., когда П. Мартен провел на одном из французских заводов первую плавку.

          Мартеновский процесс ведут на поду пламенной отражательной печи, сна-бженной регенераторами. В печь загружают шихту, чугун, лом и другие компо-ненты, которая под воздействием факела сжигаемого топлива плавится. После расплавления в ванну вводят различные добавки с тем, чтобы получить металл нужного состава. Затем готовый металл выпускают в ковш и разливают.

          Мартеновская печь (рисунок 22) имеет рабочее плавильное пространство, ограниченное снизу подиной, сверху сводом, а с боков передней и задней стен-ками. Подина имеет форму ванны с откосами по направлению к стенкам печи. Футеровка печи может быть основной или кислой. Если в процессе плавки в шлаке преобладают основные окислы, процесс называют основным мартеновским процессом, а если кислые шлаки, процесс называют кислым. Основную мартеновскую печь футеруют магнезитовым кирпичом, а кислую – динасовым кирпичом.

          В передней стенке печи имеются загрузочные окна для подачи шихты, а в задней – отверстие для выпуска готовой стали.

          Современные мартеновские печи имеют емкость 200 – 900 тонн жидкой стали.

          Принцип работы мартеновской печи представлен на рисунке 22 в положе-нии подачи топлива и воздуха с правой стороны и отвода продуктов сгорания через левые каналы. Проходя через предварительно нагретые насадки регенера-торов (воздух через воздушный регенератор, газ через газовый), воздух и газ нагреваются до 1000 – 1200 C и в нагретом состоянии через головку попадают в печь. При сгорании топлива образуется факел с температурой 1800 – 1900 C. Пройдя головку расположенную в противоположной стороне печи, раскаленные продукты сгорания направляются в другую пару насадок регенераторов, отдавая тепло им, и уходят в дымоход.

          При такой работе насадки регенераторов правой стороны охлаждаются, а насадки левой стороны нагреваются. В момент когда регенераторы правой сто-роны не в состоянии нагреть воздух и газ до нужной температуры, происходит автоматическое реверсирование пламени. Холодный воздух и газ направляются через хорошо нагретые левые регенераторы, а продукты сгорания уходят в пра-вую сторону печи, нагревая остывшие правые регенераторы. Таким образом, подающая и отсасывающая головки мартеновской печи периодически изменяют функции при помощи переводных клапанов, а факел сгорающего топлива формируют то слева, то справа, поддерживая максимальную регенерацию тепла и избегая перегрева насадок регенераторов.

          Газы из регенератора попадают сначала в шлаковик, а уже потом по вер-тикальному каналу в головку печи. Шлаковики служат для улавливания пла-вильной пыли и шлаковых частиц, уносимых продуктами сгорания из рабочего пространства, предохраняя насадки регенератора от засорения. Сечение шлако-виков больше сечения вертикальных каналов. Поэтому при попадании дымовых газов в шлаковики их скорость резко уменьшается и меняется направление движения. Это приводит к тому, что значительная часть плавильной пыли осе-дают в шлаковиках.

          При нагреве поступающих в печь газа и воздуха обеспечивается высокая температура факела (1800 -1900 C). Факел нагревает рабочее пространство печи и способствует окислению примесей шихты. Чем выше температура посту-пающих в печь газа и воздуха, тем выше температура факела и тем лучше рабо-тает печь. Однако можно добиться достаточно высокой температуры факела без предварительного подогрева газа и воздуха, обогащая воздух кислородом (вплоть до полной замены воздуха кислородом). Это приводит к уменьшению количества продуктов сгорания и уноса ими тепла и соответственно к повышению температуры. В этом случае регенераторы оказываются ненужными.

          Из рабочего пространства печи дымовые газы выходят с температурой 1650

          – 1750 C. Попадая в регенераторы, газы нагревают насадку до 1200 – 1250 C и удаляются в дымоход.

          По конструкции мартеновские печи делятся на:

          -стационарные;

          -качающиеся.

          Стационарные печи получили наибольшее распространение.

          Качающиеся печи преимущественно распространены в литейных цехах машиностроительных заводов, когда необходимо выпускать металл отдельными порциями или скачивать большое количество шлака.

          В зависимости от состава шихты, используемой при плавке, различают разновидности мартеновского процесса:

          -скрап-рудный процесс, при котором шихта состоит из жидкого чугуна (55 – 75%), скрапа и железной руды. Процесс применяют на металлургических заводах, имеющих доменные печи;

          -скрап-процесс, при котором шихта состоит из стального лома и чушкового передельного чугуна (25 – 45%). Процесс применяют на заводах, где нет доменных печей, но расположенных в промышленных центрах, где много металлолома.

          Скрап-рудный процесс плавки стали в основной мартеновской печи. Особенностью основного мартеновского процесса является то что он позволяет получать сталь с низким содержанием вредных примесей (фосфора, серы) из рядовых шихтовых материалов.

          Плавку начинают с загрузки твердой составляющей шихты (железная руда, известняк, лом) с помощью завалочной машины. После загрузки твердой части шихты и прогрева ее, заливают жидкий чугун, который взаимодействует с железной рудой и скрапом. С этого момента начинается период плавления шихты, в результате которого за счет оксидов руды и скрапа интенсивно окис-ляются примеси чугуна (кремний, фосфор, марганец и частично углерод).

          Кремний окисляется и переходит в шлак почти полностью в период плав-ления под действием окислительной атмосферы, а также кислорода вводимого с железной рудой.

          Фосфор окисляется одновременно с кремнием и марганцем, когда температура металла еще не высока.

          Оксиды кремния

          (SiO 2 , фосфора ( P2 5 ), марганца (MnO), кальция (CaO)

          образуют железисто-углеродистый шлак, способствующий удалению фосфора. При переработке обычного чугуна для понижения содержания фосфора в ме-талле проводят однократное скачивание шлака. Если же перерабатывают фос-фористый чугун, то скачивание проводят многократно.

          После расплавления шихты, окисления значительной части примесей и ра-зогрева металла начинается период кипения ванны. В печь загружают железную руду или продувают ванну кислородом. Углерод в металле интенсивно окисляется, образуя оксид углерода (CO), выделяющегося в виде газовых пузы-рей, и вызывая кипение мартеновской ванны. Этот процесс играет очень важную роль, так как выравнивание состава и температуры металла в мартеновской печи осуществляется за счет кипения ванны. При кипении происходит удаление газов из металла, всплывание и поглощение шлаком неметаллических включений, увеличивается поверхность раздела между шлаком и металлом, что способствует ускорению процессов удаления вредных примесей (фосфора, серы).

          Ввиду высокой окисленности шлака, удаление серы из металла менее эффективно, чем фосфора. Для удаления серы наводят новый шлак, загружая известь с добавлением боксита или плавикового шпата для уменьшения вязкости шлака. Содержание CaO в шлаке возрастает, а FeO уменьшается, создаются условия для удаления из металла серы. Для получения стали с низким содержанием серы, проводят обработку металла внепечными методами в ковше.

          В период кипения ванны интенсивно окисляется углерод. Поэтому при составлении шихты для плавки необходимо предусмотреть, чтобы в ванне к мо-менту расплавления содержание углерода было на 0,5 – 0,6% выше, чем требу-ется в готовой стали. Процесс кипения считают закончившимся, когда содержа-ние углерода в металле соответствует заданному, а содержание фосфора мини-мально.

          После этого сталь раскисляют и после отбора контрольных проб выпускают в сталеразливочный ковш через отверстие в задней стенке печи.

          Кислый мартеновский процесс. В настоящее время кислый мартеновский процесс имеет ограниченное применение в виду высоких требований к чистоте шихты.

          В кислой печи процесс ведут с кислым шлаком, поэтому удаление из ме-талла серы и фосфора невозможно. Для ведения кислого процесса используют высококачественные древесно-угольные или коксовые чугуны, в которых со-держание вредных примесей не превышает 0,025%.

          Металлический лом, поступающий с других предприятий, переплавляют в основных печах для получения шихтовой заготовки, загружаемой вместо лома и полупродукта, когда металл заливают в кислую печь в жидком виде. Жидкий полупродукт выпускают из основной печи в ковш и затем переливают в кислую печь. Такой процесс называют дуплекс-процессом, так как в нем участвуют два агрегата – основная и кислая мартеновская печи.

          Топливо при кислом процессе должно содержать минимальное количество серы.

          Стали, выплавляемые в кислых мартеновских печах, содержат меньше не-металлических включений, водорода и кислорода, чем выплавляемые в основной печи. Поэтому кислая сталь имеет более высокие механические свойства, особенно ударную вязкость и пластичность, и ее используют для особо ответст-венных деталей (коленчатых валов крупных двигателей, артиллерийских орудий, роторов мощных турбин).

          Производство стали в двухванных сталеплавильных агрегатах. Двух-ванные сталеплавильные агрегаты имеют две ванны, соединенные каналом для перехода из одной ванны в другую (рисунок 23).

          Принцип работы двухванной печи следующий. Когда в одной ванне после заливки чугуна ведут продувку металла кислородом, в другой производят завалку и подогревают твердую шихту отходящими из первой ванны газами. После выпуска металла из первой ванны проводят завалку шихты. Одновременно начинается продувка второй ванны кислородом. Топливо в двухванные агрегаты подается через топливно-кислородные горелки, установленные в своде и торцах печи. Если в шихте содержится жидкого чугуна больше 65%, то двухванная печь может работать без расхода топлива, так как количество физического тепла и тепла выделяющегося при окислении примесей чугуна, а также окисления СO до CO2 увеличивается. В этом случае двухванная печь становится аналогичной кислородному конвертеру.

          Качество металла, производимого в двухванных агрегатах не отличается от качества мартеновской или кислородно-конвертерной стали.

          Технико-экономические показатели процесса в двухванных сталеплавиль-ных агрегатах характеризуются:

          • высокой производительностью;

          • низким удельным расходом топлива и огнеупоров.

            К основным недостаткам процесса, ограничивающим его широкое распро-странение, относятся:

          • более высокий расход жидкого чугуна по сравнению с мартеновским скрап-рудным процессом;

          • более высокий угар железа;

          • ограниченность сортамента выплавляемого металла.


             

        3. Производство стали в электропечах


 

В настоящее время для выплавки стали широко применяют электропечи.

Основными достоинствами электропечей являются:

  • возможность быстрого нагрева металла, что позволяет вводить в печь большое количество легирующих добавок;

  • возможность создать окислительную, восстановительную, нейтральную или вакуумную атмосферу, что позволяет выплавлять сталь любого состава, раскислять металл с образованием минимального количества неметаллических включений;

  • возможность плавно и точно регулировать температуру металла.

    Поэтому электропечи используют для выплавки высоколегированных, конструкционных, специальных сталей и сплавов.

    Плавильные печи бывают:

  • дуговыми;

  • индукционными.

Основное количество электростали выплавляют в дуговых печах. Доля стали, выплавляемой в индукционных печах, в общем объеме выплавки невелика. Дуговая плавильная печь. Дуговая электропечь состоит из рабочего прос-транства с электродами и токоподводами и механизмов, обеспечивающих наклон

печи, удержание и перемещение электродов и загрузку шихты (рисунок 24). Плавку стали ведут в рабочем пространстве печи, ограниченным куполо-образным сводом, снизу сферическим подом и с боков стенками.

Огнеупорная кладка пода и стен заключена в металлический кожух. Она может быть основной (магнезитовой, магнезитохромитовой) или кислой (динасовой). В съемном своде расположены три цилиндрических электрода из гра-фитизированной массы, которые с помощью специальных механизмов могут перемещаться вверх или вниз, автоматически регулируя длину дуги. Печь пи-тается трехфазным переменным током.

Шихтовые материалы загружают на под печи сверху в открываемое рабочее пространство. После их расплавления в печи образуется слой металла и шлака. Плавление и нагрев шихты осуществляется за счет тепла электрических дуг, возникающих между электродами и жидким металлом или металлической шихтой.

Для управления ходом плавки в печи имеются рабочее окно и отверстие для выпуска по желобу готовой стали (летка). С помощью поворотного механизма

печь может наклоняться в сторону сталевыпускного отверстия или рабочего окна. Вместимость дуговых печей может составлять 0,5 – 400 т.

В металлургических цехах используют электропечи с основной футеровкой, а в литейных – с кислой.

В основной дуговой печи можно осуществить плавку двух видов:

  • без окисления примесей методом переплава шихты из легированных отходов;

  • с окислением примесей на углеродистой шихте.

Плавка без окисления примесей. Шихта для такой плавки должна иметь низкое содержание фосфора и меньше, чем в выплавляемой стали, марганца и кремния. Производят нагрев и расплавление шихты. По сути это переплав. Однако в процессе плавки часть примесей окисляются (алюминий, титан, кремний, марганец).

После расплавления шихты из металла удаляют серу, наводя основной шлак. При необходимости науглероживают и доводят металл до заданного химического состава. Затем проводят диффузионное раскисление, подавая на шлак мелкораздробленный ферросилиций, алюминий, молотый кокс. Плавкой без окисления примесей выплавляют стали из отходов машиностроительных заводов.

Плавка с окислением примесей. Плавку применяют для производства конструкционных сталей и ведут на углеродистой шихте. В печь загружают шихту, состоящую из стального лома (~90%), чушкового передельного чугуна (до 10%), электродного боя или кокса для науглероживания металла и известь (2-3%)

. Затем опускают электроды, включают ток и начинают плавку. Шихта под действием тепла дуги плавится, металл накапливается на подине печи. Во время плавления шихты кислородом воздуха, оксидами шихты окисляются железо, кремний, фосфор, марганец и частично углерод. Оксид кальция и оксиды железа образуют основной железистый шлак, способствующий удалению фосфора из металла.

После прогрева металла и шлака до температуры 1500 – 1550 °С в печь загружают руду и известь и проводят период кипения. Когда содержание углерода будет меньше заданного на 0,1%, кипение прекращают и удаляют из печи шлак. Затем проводят удаление серы и раскисление металла, доведение химического состава до заданного. Раскисление проводят осаждением и диффузионным методом. После удаления железистого шлака в печь подают раскислители (силикокальций, силикомарганец) для осаждающего раскисления. Затем в печь загружают известь, плавиковый шпат, шамотный бой для получения высокоосновного шлака. После расплавления флюсов и образования высоко-основного шлака на его поверхность вводят раскислительную смесь для диф-фузионного раскисления (известь, ферросилиций, плавиковый шпат, молотый кокс). Углерод кокса и кремний ферросилиция восстанавливают оксид железа в шлаке и содержание его в шлаке снижается.

В этот период создаются условия для удаления из металла серы, что объясняется высоким содержанием СаО в шлаке (около 60%), низким содер-жанием FeO (менее 0,5 %) и высокой температурой металла.

Для определения химического состава металла берут пробы и при необхо-димости в печь вводят ферросплавы для получения заданного химического

состава металла. Затем выполняют конечное раскисление стали и выпускают из печи в ковш.

В дуговых печах выплавляют высококачественные углеродистые стали. Это конструкционные, инструментальные, жаропрочные и жаростойкие стали.

Индукционная плавильная печь. Печь состоит из водоохлаждаемого индуктора, внутри которого находится тигель с металлической шихтой (рисунок 25). Через индуктор от генератора высокой частоты проходит переменный ток повышенной частоты. Ток создает переменный магнитный поток, пронизывая куски металла в тигле, наводит в них мощные вихревые токи, нагревающие металл до расплавления и необходимых температур перегрева. Тигель может быть изготовлен из кислых и основных огнеупоров. Емкость тигля составляет до 25 т.

В соответствии с заданным химическим составом металла при загрузке тщательно подбирают состав шихты. Необходимое для этого количество фер-росплавов загружают на дно тигля вместе с шихтой. После расплавления шихты на поверхность металла загружают шлаковую смесь для уменьшения тепловых потерь металла и уменьшения угара легирующих элементов, а также для защиты его от насыщения газами.

При плавке в кислой печи после расплавления и удаления шлака наводят новый шлак с высоким содержанием SiO2. Металл раскисляют ферросилицием, ферромарганцем и алюминием перед выпуском его из печи. В печах с кислой футеровкой выплавляют конструкционные стали, легированные другими элеме-нтами.

В печах с основной футеровкой выплавляют высококачественные легиро-ванные стали с высоким содержанием марганца, никеля, титана, алюминия.

Индукционные печи имеют ряд преимуществ перед дуговыми. Основными их них являются:

  • отсутствие электрической дуги, что позволяет выплавлять сталь с низким содержанием углерода, газов и малым угаром элементов;

  • наличие электродинамических сил, которые перемешивают металл в печи способствуют выравниванию химического состава, всплыванию неметаллических включений;

  • небольшие размеры печей позволяют помещать их в камеры, где можно создать любую атмосферу или вакуум.

    К недостаткам этих печей можно отнести:

  • недостаточная температура шлака для протекания металлургических процессов между металлом и шлаком;

  • малая стойкость футеровки, что приводит к частым ремонтам и оста-новкам.

    Поэтому в индукционных печах выплавляют сталь из легированных отхо-дов методом переплава или методом сплавления чистого шихтового железа и скрапа с добавкой ферросплавов.

      1. Непрерывные сталеплавильные процессы


         

        В настоящее время все способы производства стали являются цикличе-скими и все используемые сталеплавильные агрегаты (конвертеры, мартено-вские, электродуговые и индукционные печи) являются агрегатами периоди-ческого действия.

        Опыты по замене прерывного процесса непрерывным показывают, что это позволяет:

  • увеличить производительность агрегатов;

  • снизить эксплутационные расходы;

  • повысить качество продукции;

  • уменьшить технологические отходы.

    Учитывая, что процессы подготовки железорудного сырья и выплавка чу-гуна уже являются процессами непрерывными, вся система металлургического производства, включающая подготовку сырья, производство чугуна, стали, её разливку и прокатку приближается к её переводу на непрерывный процесс. Наибольшие трудности при этом возникают в организации непрерывного ста-леплавильного процесса. Сложность заключается в том, чтобы найти удобную для практического использования конструкцию для сталеплавильного агрегата непрерывного действия (САНД) и отработать технологию выплавки стали на таком агрегате.

    Основные трудности при разработке конструкции САНД представляют собой два направления.

    Во-первых, трудности технологического характера, заключающиеся в необходимости организовать одновременное удаление из чугуна очень разно-родных по термохимическим свойствам элементов. Например, для удаления углерода необходимо создание окислительной атмосферы, железистых шлаков, высокого уровня перегрева металла. Для удаления фосфора необходимо наличие железисто-известковых шлаков и умеренных температур. Для удаления серы желательно добиваться энергичного перемешивания основного шлака с металлом при достаточно высоком нагреве ванны и минимальном содержании оксидов железа в шлаке и кислорода в металле. Для удаления кремния необходимо, чтобы были окислительная атмосфера и железистый шлак.

    Во-вторых, трудности конструктивного характера, заключающиеся в необходимости создать агрегат, который обеспечивал бы выполнение техно-логических операций в необходимой последовательности и одновременно отличался высокой стойкостью в условиях высоких температур и непрерывной работы при отсутствии даже кратковременных остановок для проведения про-филактического ремонта футеровки, осмотра и ремонта отдельных конструкций.

    В настоящее время предложены несколько технологических схем непре-рывного процесса выплавки стали. Наибольшее распространение получили многостадийные и одностадийные процессы.

    Многостадийные процессы представляют собой процессы, в которых металл перемещается из одной емкости в другую, причем в каждой емкости совершается одна или несколько технологических операций (рисунок 26).

    В первых двух камерах проводят удаление серы пылевидной известью в струе азота. В последующих камерах удаляют кремний, фосфор рудой и извес-тью в струе кислорода. Реагенты вводятся с помощью водоохлаждаемых фурм. Образующийся шлак удаляется через шлаковые летки, а газы отводятся через специальные отверстия.

    После удаления примесей металл поступает в камеру обезуглероживания, где его продувают кислородом. Обезуглероженная сталь направляется в камеру легирования и затем собирается в ковше.

    Одностадийные процессы представляют собой процессы, в которых все операции удаления примесей и превращения чугуна в сталь, протекают однов-ременно (рисунок 27).

    Вокруг падающей струи чугуна создается кольцевая кислородная струя, увлекающая подаваемую в нее тонкоизмельченную известь и разбивающая ме-талл на капельки. Поверхность контакта между металлом, кислородом и флюсом оказывается очень большой, и выгорание примесей происходит мгновенно.

    Процесс заключается в том, что струя чугуна, непрерывно поступающая на установку, обрабатывается тонкоизмельченными флюсами и кислородом. Капельки металла и шлака подают вниз, металл собирается под пенящимся шлаком, отстаивается и непрерывно выпускается в ковш. Последующие капельки металла проходят через шлаковый слой, который является дополнительным средством рафинирования металла. Отработанный шлак непрерывно стекает в шлаковую чашу. В окислительной атмосфере струи и при прохождении через слой окисленного шлака интенсивно окисляются углерод, кремний, фосфор. Очень развитая реакционная поверхность позволяет также окислять значи-тельное количество серы.

    Меняя состав и интенсивность введения в струю металла флюса, изменяя режим подачи кислорода, состав и температуру чугуна, можно оказать необхо-димое воздействие на протекание нужных реакций и получать сталь требуемого состава.

    Ведутся разработки непрерывных процессов получения стали не из чугуна, а из металлизованных железорудных материалов (рисунок 28).

    Металлизованные железорудные окатыши, а также металлический лом непрерывно подаются в агрегат, необходимая температура в котором поддер-живается за счет электрических дуг, тепла реакций окисления, а также тепла, выделяющегося при горении топлива, загружаемого вместе с окатышами. Через фурмы подается кислород вместе с порошкообразными флюсами.

    Динамическое воздействие кислородно-порошковых струй заставляет металл с большой скоростью двигаться в направлении середины печи.

    Агрегат работает по принципу противотока. Обогащенный примесями шлак непрерывно уходит с одной стороны печи, а сталь выпускается с другой.

    Рассмотренные схемы, а также некоторые другие опробованы в лабора-торных и полупромышленных условиях. Однако пока еще ни один из методов непрерывного сталеварения не достиг использования в промышленности.

      1. Способы повышения качества стали


         

        Современная техника предъявляет всё более высокие требования к качеству стали. Для многих изделий авиационной, приборостроительной техники, для изготовления конструкций, работающих на крайнем севере, для космической техники требуется сталь, содержащая очень малое количество газов, неметаллических включений и других примесей. Удовлетворить эти требования при обычном ведении плавки в конвертере, дуговой электропечи или мартенов-ском агрегате в большинстве случаев невозможно.

        Поэтому всё большее развитие получают способы выплавки металла ответственного назначения, основывающиеся на использовании следующих технологических приёмов:

  • обработка металла вакуумом;

  • продувка металла инертными газами;

  • перемешивание капель металла со специально приготовленным шлаком;

  • продувка металла порошкообразными материалами.

    Проведение технологических операций, направленных на повышение качества металла, чаще всего выносят за пределы сталеплавильных агрегатов для исключения снижения их производительности. В последние годы широкое применение находит так называемая внепечная обработка жидкой стали, применяемая с целью выравнивания состава и температуры, раскисления и легирования, удаления газов, неметаллических включений и вредных примесей. Металл обрабатывают одним каким-либо способом или одновременно несколькими способами в сталеразливочном ковше, снабженным устройством для вдувания газопорошковых и газовых струй, или в агрегате типа конвертера.

    Способы повышения качества стали можно разделить на две группы:

  • способы повышения качества жидкой стали;

  • переплавные способы.


     

        1. Способы повышения качества жидкой стали


           

          Основными способами повышения качества жидкой стали являются:

  • обработка металла в условиях разрежения;

  • продувка стали инертным газом;

  • обработка металла синтетическим шлаком;

  • продувка металла газопорошковыми струями.

    Обработка металла в условиях разрежения влияет на протекание тех реакций и процессов, в которых принимает участие газовая фаза. Газовая фаза образуется при протекании реакции окисления углерода, процессов выделения растворенных в металле водорода и азота, а также процессов испарения примесей цветных металлов.

    В стали всегда сдержится определенное количество углерода. При обработке вакуумом кислород, растворенный в металле, реагирует с углеродом с образованием оксида углерода в виде газовых пузырей (СО). Таким образом, происходит удаление кислорода из металла. Если кислород присутствует в виде

    оксидных включений, снижение давления сопровождается восстановлением оксидов углеродом.

    Обработка металла вакуумом влияет и на содержание в стали водорода и азота. Содержание водорода в металле уменьшается при снижении давления его в газовой фазе. Водород в жидкой стали отличается большой подвижностью, имеет достаточно высокий коэффициент диффузии. В результате вакуумирования значительная часть содержащегося в металле водорода быстро удаляется из металла.

    Азот в металле менее подвижен, чем водород, и коэффициент диффузии его в жидкой стали значительно меньше. Поэтому интенсивность очищения расплава от азота под вакуумом гораздо ниже, чем от водорода, и требуется более глубокий вакуум, чтобы достигнуть заметного очищения металла от азота.

    Процесс очищения металла от водорода и азота под вакуумом ускоряется протекающим одновременно процессом выделения пузырьков оксида углерода (СО), которые интенсивно перемешивают металл и способствуют удалению неметаллических включений.

    Таким образом, при обработке металла вакуумом в нем уменьшается содержание растворенных кислорода, водорода, азота и содержание оксидных неметаллических включений. Кроме того, в тех случаях, когда металл содержит в повышенных концентрациях примеси цветных металлов, значительная часть их под вакуумом испаряется.

    В настоящее время применяются ряд способов обработки стали вакуумом.

    Схемы некоторых из них представлены на рисунке 29.

    При вакуумировании в ковше, помещаемом в вакуумную камеру (рисунок 29а), растворенный в металле кислород взаимодействует с растворенным углеродом. Кроме того, из ванны энергично выделяются растворенный в металле водород и частично азот, и ванна вскипает. После дегазации металла из специального бункера вводят раскислители и легирующие добавки в ковш, находящийся в вакуумной камере. Недостатком такого способа является низкая эффективность при обработке большой массы металла, одновременно находящейся в условиях разрежения. Для обработки больших масс металла используют способы циркуляционного и порционного вакуумирования.

    При циркуляционном вакуумировании (рисунок 29 б) два патрубка вакуумной камеры опускают в металл. При создании разрежения жидкая сталь под-нимается в камеру на определенную высоту. В металл подъемного патрубка через пористую огнеупорную вставку вдувают аргон. В результате получается газо-металлическая смесь меньшей плотности по сравнению со сталью, находящейся в другом патрубке. Эта смесь поступает в камеру, а дегазированный металл вытекает через сливной патрубок в ковш.

    При порционном вакуумировании (рисунок 29 в) часть металла по каналу патрубка из ковша, находящегося под атмосферным давлением, всасывается в вакуумную камеру, выдерживается там некоторое время и возвращается в ковш при некотором опускании последнего. При очередном подъеме ковша в пределах погруженного в него патрубка в вакуумную камеру всасывается очередная порция жидкого металла. Повторение этих операций обеспечивает суммарный эффект вакуумирования стали, находящейся в ковше при атмосферном давлении.

    Продувка стали инертным газом (рисунок 30) осуществляют в режиме образования пузырей инертного газа, перемешивающих жидкий металл в ковше.

    Инертный газ (чаще аргон) вводят различными способами в нижнюю часть ковша. Пузыри инертного газа перемешивают металл, выравнивают состав, если необходимо, то и снижают его температуру до заданного уровня.

    Растворенные в металле водород и азот выделяются в газовые полости и удаляются. В результате содержание газов в стали снижается. Вследствие сильного перемешивания металла облегчается удаление в шлак неметаллических включений. Если требуется понизить содержание углерода в металле, то к инертному газу добавляют кислород.

    Совмещение продувки инертным газом с выдержкой в условиях разрежения, а также применение синтетического шлака при продувке инертным газом способствуют более эффективному удалению из металла вредных примесей и неметаллических включений.

    Обработка металла синтетическим шлаком проводится для интенсификации и повышения полноты перехода в шлак серы, фосфора и кислорода. Обработку ведут перемешиванием металла с жидким синтетическим шлаком в ковше во время выпуска металла из сталеплавильного агрегата. Одновременно из шлакового ковша подают струю жидкого шлака на струю жидкой стали. Синтетический шлак предварительно выплавляют в электродуговой печи и перед обработкой металла выпускают в шлаковый ковш. Расход синтетического шлака обычно не превышает 6% от массы металла. Продолжительность обработки стали синтетическим шлаком ограничивается длительностью выпуска металла из агрегата в ковш. Для повышения эффективности обработки необходимо при выпуске металла из сталеплавильного агрегата отделять технологический шлак, не давая ему попадать в ковш.

    При перемешивании металла со шлаком во время обработки состав синтетического шлака изменяется по сравнению с начальным составом. Переходит из металла часть серы, примешиваются продукты раскисления стали, а также иногда нежелательная часть конечного шлака из сталеплавильного агрегата. Это и короткий период перемешивания металла со шлаком не позволяет использовать полностью способность синтетического шлака к удалению серы из металла.

    Более полное использование шлака для удаления примесей осуществляют обработкой металла синтетическим шлаком в условиях разрежения. Ковш с жидким шлаком устанавливают в вакуумную камеру, а сверху подают струю металла. Под влиянием разрежения происходит вспенивание шлака и дробление струи металла на мельчайшие капли, что способствует увеличению поверхности взаимодействия шлака и металла.

    Продувка металла газо-порошковыми струями осуществляется вдуванием тонкоизмельченных твердых реагентов струей газа. Это ведет к увеличению поверхности контакта твердых реагентов с металлом и интенсивному удалению примесей.

    В качестве твердых реагентов используют различные смеси извести, железной руды, плавикового шпата, карбида кальция, графита. Газом-носителем могут являться воздух, кислород, азот, аргон, природный газ.

    Для удаления фосфора в струе кислорода в металл вдувают твердую смесь, состоящую из извести, железной руды и плавикового шпата. Для удаления серы в металл вдувают в струе аргона смесь извести и плавикового шпата. Плавиковый шпат вводится в состав смесей для повышения жидкотекучести шлака.

    Этот метод применяют для введения в струе аргона в металл сильнодействующих реагентов (кальций, магний), которые из-за больших энергий взаимодействия и выделения большого количества тепла обычными способами вводить в металл нельзя.


     

        1. Переплавные способы повышения качества стали


     

    Переплавные процессы представляют собой способы переплава слитков или заготовок, предварительно полученных обычными способами выплавки (электропечах, конвертере, мартеновской печи), с целью повышения качества металла. Изменение состава переплавленных заготовок заключается в том, что в них уменьшается содержание вредных примесей и включений.

    К переплавным способам повышения качества стали относят:

  • вакуумно-дуговой переплав;

  • электрошлаковый;

  • электроннолучевой;

  • плазменно-дуговой.

Наиболее распространены вакуумно-дуговой и электрошлаковый переплавы. Электроннолучевой и плазменно-дуговой пока не стали массовыми и используются в ограниченных масштабах для производства в небольших количествах особо чистых сплавов.

Вакуумно-дуговой переплав (рисунок 31) заключается в том, что под действием высоких температур, возникающих в зоне электрической дуги между переплавляемым электродом и поддоном кристаллизатора, металл на нижнем торце электрода расплавляется и капли расплавленного металла падают в ванну, где под воздействием охлаждения кристаллизатора формируется слиток. Перед началом операции в печи создают вакуум. Вакуумные насосы продолжают работать и в течении всей плавки. Таким образом, капли металла падают через вакуумированное пространство, чем обеспечивается очищение металлов от газов, неметаллических включений и от примесей некоторых цветных металлов, и получается плотный слиток. Слитки отличаются высокой равномерностью химического состава, повышенными механическими свойствами.

Электрошлаковый переплав. Схема электрошлакового переплава представлена на рисунке 32. Электрический ток проходит между расходуемым электродом и слитком через слой расплавленного шлака. Жидкий шлак электропроводен, но обладает высоким сопротивлением. При прохождении тока он нагревается до температуры около 2000 °С. В результате этого погруженный в него расходуемый электрод оплавляется, и металл в виде капель проходит через слой шлака и застывает в ванне кристаллизатора, образуя плотный слиток.

Проходя через слой шлака, капли металла очищаются от серы, в них снижается содержание неметаллических включений и в кристаллизаторе образуется качественный слиток.

    1. Разливка стали


       

      Разливка стали является важным этапом сталеплавильного производства. Технология и организация разливки часто определяют качество готового металла и количество отходов при дальнейшем переделе стальных слитков. Выплавленную качественную сталь можно испортить неправильно организованной разливкой.

      При разливке выплавленную сталь выпускают в разливочный ковш и далее разливают в металлические формы -изложницы или направляют на машины непрерывной разливки. В результате затвердевания получают стальные слитки, которые затем подвергают обработке давлением (прокатке, ковке).

      Изложницы представляют собой чугунные формы, используемые для изготовления слитков. Они могут быть с квадратным, прямоугольным, круглым и многогранным поперечным сечениями (рисунок 33).

      Слитки квадратного сечения переделывают на сортовой прокат (уголки, швеллеры, двутавровые балки). Слитки прямоугольного сечения переделывают на лист. Из слитков круглого сечения изготавливают трубы, колеса. Многогранные слитки используют для поковок.

      Для прокатки отливают слитки массой 0,2-25 т. Для поковок изготавливают слитки массой до 300 т и более. Обычно углеродистые спокойные и кипящие стали разливают в слитки массой до 25 т. Легированные и высококачественные стали -в слитки массой 0,5-7 т, а некоторые сорта высоколегированных сталей -в слитки массой в несколько килограммов.

      По форме продольного сечения изложницы бывают двух типов (рисунок

      34):


       

      • с уширением к верху (рисунок 34а);.

      • с уширением к низу (рисунок 34б).

      Изложницы, уширяющиеся к верху, изготавливают с дном и применяют для

      разливки спокойной стали. Изложницы, уширяющиеся к низу, делают без дна (сквозными), при разливке устанавливают на чугунные поддоны и используют для разливки кипящей стали.

      Применяют два основных способа разливки стали:

      • разливка в изложницы;

      • непрерывная разливка.

        Разливку в изложницы подразделяют на два вида:

      • разливка сверху;

      -сифонная разливка.

      Разливка сверху. При разливке сверху (рисунок 35) сталь из ковша непосредственно поступает в изложницы. После заполнения каждой изложницы ковш транспортируют к следующей изложнице и после заполнения ее цикл повторяется.

      При сифонной разливке (рисунок 36), основанной на принципе сообщающихся сосудов, сталью одновременно заполняют несколько изложниц (от двух до нескольких десятков). Жидкая сталь из ковша поступает в установленную на поддоне центровую, а из нее по каналам в поддоне в

      изложницы снизу. После наполнения всех установленных на поддоне изложниц ковш транспортируют к следующему поддону.

      Оба способа разливки широко применяются на практике. Каждый из них имеет свои достоинства и недостатки. Однозначного ответа на вопрос, какой из них является лучшим, до сих пор нет. Благодаря простоте и отсутствию потерь металла с литниками часто предпочитают разливку сверху. Разливка сверху " для рядовых марок стали является более экономичной, чем разливка сифоном. В то же время высококачественные и легированные стали, когда для уменьшения потерь дорогостоящего металла при зачистке важно получить чистую поверхность слитка, разливают преимущественно сифоном.

      Непрерывная разливка сталиСущность способа непрерывной разливки заключается в том, что жидкую сталь непрерывно заливают в водоохлаждаемую изложницу без дна -кристаллизатор, из нижней части которого вытягивают затвердевший по периферии слиток с жидкой сердцевиной (рисунок 37). Далее слиток движется через зону вторичного охлаждения, где полностью затвердевает, после чего его разрезают на заготовки определенной длины. Разливку ведут до израсходования металла в сталеразливочном ковше. До начала разливки в кристаллизатор вводят временное дно, называемое затравкой.

      Агрегаты для разливки стали этим методом называют машинами непрерывного литья заготовок (МНЛЗ) или установками непрерывной разливки ста-ли (УНРС). Существует несколько типов машин непрерывной разливки, из которых наиболее распространение получили вертикальные, криволинейные, горизонтальные (рисунок 38).

      В зависимости от количества одновременно отливаемых слитков машины могут быть одноручьевыми, двухручьевыми и многоручьевыми.

      На машинах непрерывной разливки отливают заготовки квадратного сечения (блюмы), прямоугольного (слябы), круглого и полые круглые заготовки для производства труб.

      Главные преимущества непрерывной разливки стали перед разливкой в изложницы заключаются:

      • в повышении выхода годного металла (вследствие отсутствия усадочной раковины в заготовках, полученных при непрерывной разливке);

      • в отсутствии необходимости строительства и эксплуатации обжимных станов (блюмингов и слябингов);

      • в снижении химической неоднородности металла;

      • в уменьшении затрат ручного труда;

      • в улучшении условий труда при разливке;

      • в возможности автоматизации процесса разливки.


       

    2. Кристаллизация и строение стальных слитков


 

Сталь, разлитая в изложницы или кристаллизатор, затвердевает в виде кристаллов древовидной формы, называемых дендритами. Процесс кристаллизации складывается из двух стадий -зарождения кристаллов и последующего их роста.

Зарождение кристаллов происходит в объеме жидкой фазы, а также на межфазной поверхности или на поверхностях неметаллических включений, стенок изложниц и кристаллизаторов. Интенсивность образования зародышей зависит от степени переохлаждения или разности между теоретической и реальной температурами кристаллизации. Чем выше степень переохлаждения, тем выше интенсивность образования зародышей.

Рост кристаллов при затвердевании происходит с образованием дендритов. От вершин кристалла вырастают оси первого порядка (стволы дендрита), на них перпендикулярно направленные оси второго порядка (ветви), на которых аналогичным образом развиваются оси третьего порядка и так далее. При отсутствии направленного теплоотвода оси во всех направлениях развиваются примерно одинаково. При направленном теплоотводе кристаллы принимают вытянутую форму.

Скорость роста кристаллов определяется в основном интенсивностью теплоотвода. Чем больше скорость теплоотвода и чем больше переохлаждение жидкого металла, тем больше скорость роста кристаллов.

Состав кристаллов, образующихся в начале появления твердой фазы, отличается от состава кристаллической фазы, образующейся в конце процесса затвердевания. Это обусловлено ликвацией примесей. Причиной возникновения ликвации является то, что растворимость ряда примесей в твердом железе ни-же, чем в жидком.

Вследствие этого растущие при затвердевании оси кристаллов содержат меньшее количество примесей, чем исходная сталь (процесс избирательной кристаллизации). Различают два вида ликваций:

  • дендритную;

  • зональную.

Дендритная ликвация -это неоднородность стали в пределах одного кристалла (дендрита). Отрицательное влияние дендритной ликвации проявляется в том, что она вызывает появление в готовой стали полосчатой структуры. При прокатке оси дендритов вытягиваются, образуя волокна и полосы. Полосчатая структура, а также вытягивающиеся вдоль волокон неметаллические включения вызывают анизотропию механических свойств металла в продольном и поперечном направлениях относительно оси прокатки.

Зональная ликвация -это неоднородность состава стали в различных частях слитка. Она достигает больших значений, чем дендритная ликвация, вызывает неоднородность свойств в различных частях стальных изделий и, вследствие отклонения состава металла от заданного, может приводить к отбраковке металла.

Возникновению зональной ликвации способствуют процессы, приводящие к перемещению ликвирующих элементов из одной части слитка в другую.

Такими процессами являются:

  • диффузия примесей из двухфазной области в объем оставшегося жидкого металла;

  • конвективные токи металла в изложнице, приводящие к выносу ликвирующих элементов в верхнюю и среднюю части слитка;

  • всплывание объемов загрязненного примесями металла вследствие того, что их плотность меньше плотности остального металла.

По этим причинам верхняя и осевая части слитка, кристаллизирующиеся в последнюю очередь, обогащаются примесями.

На процесс кристаллизации и строение стального слитка большое влияние оказывает степень раскисленности стали.

Спокойная стальСлиток полностью раскисленной спокойной стали имеет следующие структурные зоны (рисунок 39):

  • тонкая наружная корка из мелких равноосных кристаллов;

  • зона вытянутых крупных столбчатых кристаллов;

  • центральная зона крупных неориентированных кристаллов;

  • зона мелких кристаллов внизу слитка, имеющая конусообразную форму

(конус осаждения).

Наружная зона образуется в момент соприкосновения жидкой стали с холодными стенками изложницы. Резкое переохлаждение металла вызывает образование большого числа зародышей и их быстрый рост. Поэтому кристаллы не успевают вырасти до значительных размеров и принять определенную ориентацию.

В дальнейшем условия теплоотвода изменяются, и формируется новая кристаллическая зона. Уменьшается скорость охлаждения, так как отвод тепла замедляют корка затвердевшего металла и нагрев стенок изложницы.

Теплоотвод остается строго направленным, поскольку тепло отводится перпендикулярно стенкам изложницы.

Вследствие замедления теплоотвода уменьшается переохлаждение и новые кристаллы почти не образуются. Продолжается рост кристаллов корковой зоны, причем растут главные оси кристаллов, направленные перпендикулярно стенке изложницы. Образуется зона столбчатых кристаллов, вытянутых параллельно направлению теплоотвода. Протяженность столбчатых кристаллов возрастает при увеличении перегрева жидкой стали, при росте скорости отвода тепла от затвердевшей части слитка и увеличении поперечного сечения слитка.

В центральной части слитка направленный теплоотвод почти отсутствует, поскольку здесь мала скорость отвода тепла. Кроме того, затвердевающий в этой части слитка металл удален от всех стенок изложницы примерно на одинаковое расстояние. Поэтому образующиеся кристаллы не имеют определенной ориентации и получаются равноосными. Вследствие замедленного теплоотвода количество вновь образующихся кристаллов не велико и имеющиеся кристаллы вырастают до значительных размеров.

В нижней части слитка формируется так называемый конус осаждения. Он образуется в результате опускания на дно изложницы кристаллов, зародившихся в жидком металле у фронта кристаллизации, и обломившихся под воздействием потоков жидкого металла ветвей столбчатых кристаллов. Опускание этих кристаллов происходит из-за разности плотностей затвердевшего и жидкого металла. Это ведет к химической неоднородности или зональной ликвации, и поэтому донную часть при прокатке отрезают и отправляют в переплав.

В верхней части слитка образуется полость, называемая усадочной раковиной. Причиной ее образования является усадка стали в процессе затвердевания или увеличение плотности при переходе из жидкого в твердое состояние. Усадочная раковина в слитке всегда образуется в месте затвердевания

последних порций металла. Часть слитка, где расположена усадочная раковина, отрезают и отправляют в переплав. Величину усадки, характеризующейся природой стали, уменьшить нельзя. Поэтому, чтобы свести обрезь металла к минимуму, усадочную раковину концентрируют в верхней части слитка и стремятся уменьшить глубину ее проникновения в слиток. Для этого прибегают к мерам, обеспечивающим более позднее затвердевание верхней части слитка:

  • спокойную сталь разливают в изложницы уширяющиеся к верху. Большая масса жидкого металла в верхней части слитка способствует замедленному его охлаждению;

  • теплоизолируют боковые поверхности верха слитка путем установки на изложницу прибыльной надставки, которую при разливке заполняют жидким металлом. Боковые стенки надставки футерованы огнеупорными материалами, благодаря чему охлаждение металла здесь замедляется;

-после наполнения слитка поверхность жидкого металла в прибыльной надставке засыпают теплоизолирующими или разогревающими смесями. В прибыльной надставке горючие компоненты смесей окисляются с выделением тепла, обогревающего жидкий металл, а нейтральные составляющие и продукты окисления образуют теплоизоляционный слой, замедляющий отвод тепла от верха слитка.

Структурная неоднородность слитков, образующаяся в результате разных условий кристаллизации в зонах слитка, затрудняет получение стальных изделий с одинаковыми механическими свойствами из различных частей слитка.

Кипящая стальКипящая сталь раскислена не полностью и содержит некоторое количество растворенного кислорода. Поэтому во время разливки происходит окисление углерода с выделением газовых пузырьков образующегося оксида углерода (СО). Значительная часть пузырей остается в слитке.

В слитках кипящей стали не образуется усадочная раковина. Усадка здесь рассредоточена по многочисленным газовым полостям, и форма слитка, кипящей стали отличается от формы слитка спокойной стали (рисунок 40)Поскольку в слитке отсутствует усадочная раковина нет необходимости применять изложницы, расширяющиеся к верху. Кипящую сталь разливают в сквозные изложницы, расширяющиеся к низу. Это упрощает процесс снятия изложницы с затвердевшего слитка.

Зональная ликвация в слитках кипящей стали развита больше, чем в слитках спокойной стали. При кипении углерод, сера и фосфор потоком металла выносятся в верхнюю часть слитка, от чего свойства стали в этой части слитка ухудшаются. Поэтому при прокатке отрезают только верхнюю часть слитка. Для уменьшения ликвации кипение после заполнения изложницы прекращают, накрывая слиток металлической крышкой (так называемое механическое закупоривание) или раскисляя металл в верхней части изложницы алюминием (химическое закупоривание).

Слиток кипящей стали имеет следующее строение (рисунок 40):

  • наружная корка без пузырей;

  • зона продолговатых сотовых пузырей;

  • промежуточная плотная зона;

  • зона вторичных округлых пузырей;

  • плотная средняя зона со скоплением пузырей в ее верхней части.

Наружная зона слитка формируется в результате образования большого числа пузырьков СО, всплывающих вверх и создающих поток, интенсивность которого обеспечивает формирование беспузыристой корки.

По мере дальнейшего выделения оксида углерода, формируются вытянутые сотовые пузыри, что связано с образованием в это время зоны вытянутых столбчатых кристаллов. Идет быстрый рост главных осей столбчатых кристал-лов, между которыми скапливаются выделяющиеся газовые пузыри.

В верхней части слитка сотовых пузырей нет, так как они вымываются потоком газа, поднимающегося снизу.

Рост сотовых пузырей прекращается из-за снижения скорости отвода тепла и происходит формирование плотной промежуточной зоны, которая состоит из неориентированных кристаллов небольших размеров.

После накрывания слитка крышкой (закупоривание) кипение прекращается, и вследствие прекращения циркуляции формировавшиеся в момент закупоривания пузыри фиксируются на границе затвердевания, образуя зону вторичных пузырей.

Затвердевание центральной части слитка идет без заметного газовыделения. Лишь в результате усадки кристаллизующейся стали создаются условия для образования отдельных пузырей. Скопление их в верхней части слитка обусловлено повышением здесь содержания кислорода и углерода, вследствие ликвации, а также всплыванием пузырей снизу. Это скопление пузырей образует головную рыхлость, которую отрезают при прокатке.

Полуспокойная сталь. Полуспокойная сталь по степени раскисленности занимает промежуточное положение между спокойной и кипящей сталью. Ее разливают в сквозные расширяющиеся к низу изложницы. Раскисление стали проводят частично в печи и ковше и частично в изложнице.

Слиток полуспокойной стали имеет в нижней части структуру спокойной стали, а в верхней -кипящей (рисунок 41). Полуспокойная сталь сохраняет преимущества спокойной и кипящей стали и не имеет их недостатков.

  1. Производство ферросплавов

    1. Назначение ферросплавов и способы их производства


       

      Ферросплавы – это сплавы железа с кремнием, марганцем, хромом, титаном и другими элементами, применяемые при производстве сталей для улучшения их свойств. Использовать нужный элемент в виде сплава с железом удобнее вследствие более низкой температуры его плавления и выгоднее, так как стоимость вводимого элемента в сплаве с железом ниже по сравнению со стоимостью чистого металла.

      Исходным сырьём для получения ферросилиция, ферромарганца и феррохрома служат руды, так как в них достаточно высокое содержание указанных элементов. При производстве ферровольфрама, ферромолибдена, ферротитана и других сплавов исходным сырьём является концентрат. Для этого руду ввиду малой концентрации в ней полезного элемента обогащают.

      Ферросплавы получают восстановлением оксидов соответствующих металлов. Восстановление большей частью ведется в присутствии железа или его оксидов. В этом случае восстановленный металл образует раствор с железом. Растворяя восстановленный элемент или образуя с ним химическое соединение, железо уменьшает его активность, облегчает условия восстановления, препятствует обратной реакции – окислению. В большинстве случаев температура плавления сплава с железом ниже температуры плавления восстанавливаемого элемента. Поэтому реакция восстановления протекает при более низкой температуре. При выплавке ферросплавов, если исходное сырьё не содержит железа, то его вводят в шихту в виде лома или железной руды.

      В зависимости от вида применяемого восстановителя различают три основных способа получения ферросплавов

      -углевосстановительный;

      -силикотермический;

      -алюминотермический.

      Углевосстановительный способ применяется при производстве углеродистых ферромарганца, феррохрома и всех сплавов с кремнием (кремний препятствует переходу углерода в сплав). Для восстановления в этом случае используют углерод, который является наиболее дешевым из восстановителей. При восстановлении указанных элементов (Mn, Cr) легко образуются карбиды. Поэтому соответствующие ферросплавы при использовании углерода в качестве восстановителя получаются с высоким содержанием углерода и применяются при производстве углеродистых и малолегированных сталей.

      Для выплавки высоколегированных сталей (нержавеющих, жаропрочных и др.) необходимо иметь минимальное содержание углерода в ферросплавах. Для этой цели выплавляют ферросплавы с низким содержанием углерода, например безуглеродистый феррохром, металлический хром и марганец, ферросплавы с титаном, вольфрамом, ванадием и другими металлами. В этом случае при выплавке ферросплавов в качестве восстановителя используют кремний, алюминий или другой элемент, обладающий большим сродством к кислороду по

      сравнению с восстанавливаемым. Процесс называется соответственно

      силикотермическим и алюминотермическим.


       

    2. Ферросплавная печь


       

      Для производства ферросплавов применяются в основном дуговые печи сталеплавильного типа, так как реакции восстановления в ферросплавных печах идут с большим поглощением тепла.

      Печи, применяемые для выплавки ферросплавов, могут быть стационарными или вращающимися, открытыми сверху или закрытыми сводом. Внедряемые в последние годы печи являются закрытыми и вращающимися (рисунок 42). В работающей печи электроды погружены в твёрдую шихту, которую пополняют по мере её проплавления. Сплав и шлак выпускают периодически. Ферросплавные печи работают непрерывно.

      Кожух печи выполняют из толстолистового железа и усиливают ребрами и поясами жесткости. Материалы, применяемые для футеровки печи, выбирают в зависимости от выплавляемого сплава. Так, для выплавки кремнистых сплавов и углеродистого ферромарганца рабочее пространство печи выкладывают из угольных блоков, а для выплавки углеродистого феррохрома – из магнезитового кирпича. Верх стен выкладывают шамотным кирпичом.

      В большинстве ферросплавных печей рабочим слоем футеровки служит так называемый гарниссаж или настыль, образованный из проплавляемой руды, шлака и сплава.

      Рабочее пространство печи закрыто сводом, в котором расположены электродержатели, отверстия для загрузочных воронок, предохранительных клапанов и газоотводов.

      В ферросплавных печах используются самоспекающиеся непрерывные электроды, изготовляемые в печи в процессе работы. Электроды состоят из железного кожуха, заполняемого специальной электродной массой, состоящей из термоантрацита, литейного кокса, каменноугольной смолы и пека. Электродную массу забрасывают в кожух в холодном состоянии. Под действием тепла печи масса размягчается и плотно заполняет кожух. В процессе работы печи по мере сгорания электрода необожженная часть постепенно опускается и при дальнейшем нагреве электродная масса спекается. Электрод по мере сгорания опускается, а верхняя часть его наращивается.

      Для более равномерного проплавления шихты и разрушения образующихся настылей печи оборудованы механизмом вращения ванны. Вращение осуществляется с помощью привода, который находится в зацеплении с зубчатым венцом, закреплённым к железобетонной плите. Нагрузка от печи через железобетонную плиту передаётся на ходовые колёса, опирающиеся на кольцевой рельс. Вращение ванны реверсивное в пределах сектора, соответствующего повороту на 130 .


       

    3. Производство ферросилиция


       

      Ферросилиций с содержанием кремния 18-50 и 60-95% выплавляют в ферросплавных печах. Сплав с содержанием кремния 50-60% не выплавляется,

      так как при загрязнении его фосфором и алюминием он рассыпается с выделением ядовитых летучих соединений. Наибольшее распространение получила выплавка 45 и 75%-ного ферросилиция.

      Рудной составляющей шихты являются кварциты, содержащие свыше 95% SiO2 и небольшое количество глинозёма (Al2O3). Кварцит дробят и отмывают от глины.

      В качестве восстановителя применяют металлургический коксик. Основные требования, предъявляемые к восстановителю:

      • низкая зольность;

      • высокое электросопротивление;

      • низкое содержание летучих;

      • прочность кусков при нагреве.

      Для получения нужной концентрации кремния в сплаве в шихту вводят измельчённую стружку углеродистых сталей. В присутствии железа облегчается ход процесса.

      Кремний восстанавливается углеродом по реакции:

      SiO2 + 2C = Si + 2CO

      При избытке восстановителя образуется и карбид кремния

      SiO2 + 3C = SiC + 2CO

      Наличие карбида кремния нежелательно, так как из-за его тугоплавкости (Tпл

       2700 С) загромождается нижняя часть печи и снижается произво-дительность. В присутствии железа карбид кремния разрушается свободным кремнеземом (SiO2) по реакциям:

      2SiC + SiO2 = 3Si + 2CO

      Si + Fe = FeSi

      Чем больше железа в шихте, тем при более низкой температуре проис-ходит получение ферросилиция.

      Несмотря на применение углеродистого восстановителя ферросилиций содержит незначительное количество углерода (менее 0,1%C). Объясняется это тем, что силициды прочнее карбидов. В присутствии кремния растворимость углерода в сплаве уменьшается и чем больше в сплаве кремния, тем меньше сплав содержит углерода.

      В процессе плавки, которая ведётся непрерывно, электроды глубоко погружены в шихту. При загрузке шихтовых материалов стремятся создать и поддерживать вокруг электродов шихту в виде конусов. Назначение конусов шихты состоит в том, чтобы затруднить выход газам, образующимся в зоне реакций, уменьшить потери тепла. Чем шире конус шихты, тем больше активная зона печи, лучше оседает шихта, стабильней ход печи.

      В зоне дуг в шихте образуется полость с очень высокой температурой. Стенки этой полости непрерывно оплавляются, кремний восстанавливается и растворяется в жидком железе, образуя сплав ферросилиция. Сплав опускается в зону реакций.

      При нормальном ходе печи электроды медленно опускаются по мере сгорания и происходит равномерное оседание шихты вокруг электродов.

      Выплавленный ферросилиций выпускают в ковш 12 – 15 раз в сутки и разливают.

    4. Производство ферромарганца


       

      Исходными материалами при производстве ферромарганца является марганцевые руды, коксик и стальная стружка.

      Восстановителем является углерод. Восстановление оксидов марганца протекает достаточно легко при сравнительно низких температурах по схеме от высших оксидов к низшим

      MnO2  Mn2O3  Mn3O4  MnO

      Процесс восстановления определятся реакцией

      MnO + C = Mn + CO

      Одновременно в присутствии углерода протекает реакция образования карбида марганца

      3MnO + 4C = Mn3C + 3CO

      Таким образом, восстановление марганца ведётся в условиях избытка углерода и выплавляемый ферромарганец содержит высокий процент углерода (до 7,0%C).

      Кроме углеродистого ферромарганца в ходе выплавки получают ещё бефосфористый марганцевый шлак (около 50% MnO и 0,04%P). Такой шлак используют вместо марганцевой руды для выплавки малофосфористых марганцевых сплавов, а также силикомарганца.

      Иногда плавку ведут с недостатком восстановителя, чтобы понизить степень восстановления марганца и обеспечить получение оксидов марганца, получая при этом попутный металл, содержащий до 65% Mn. Использование этого металла затруднено из-за высокого содержания фосфора (до 2,0% P), который восстанавливается и переходит в сплав.

      При производстве ферромарганца плавку ведут непрерывно. Электроды погружают глубоко в шихту, вследствие чего над зоной высоких температур находится большой слой шихты. Пройдя такое расстояние, шихтовые материалы попадают в зону восстановления подготовленными, когда из них удаляются летучие и они нагреваются. Этим обеспечивается спокойный ход плавки.

      Сплав ферромарганца и шлак выпускают примерно через каждые 1,5 ч. При выпуске шлак отделяется от сплава. Состав ферромарганца марки ФМн75: Mn более 75%, С – меньше 7%, P – меньше 0,45%, Si – около 1,5%.

      Для раскисления и производства сталей необходимы не только углеродистый ферромарганец, но сплав с более низким содержанием углерода. Для производства таких сплавов применяют различные способы. Одним из них является способ выплавки с использованием в качестве восстановителя кремния.

      Для этого выплавляют силикомарганец из марганцевых руд с добавлением кварцита и железной руды. Восстановителем служит углерод кокса. Но благодаря тому, что кремний способен уменьшать растворимость углерода, силикомарганец получается с низким содержанием углерода (менее 2,5%C). Таким образом, ферромарганец с пониженным содержанием углерода получают восстановлением марганцевой руды кремнием силикомарганца.

      Другим способом является процесс получения металлического марганца, при котором выплавляют отдельно передельный шлак с высоким содержанием

      марганца, а также передельный силикомарганец с повышенным содержанием кремния и низким содержанием углерода. Далее эти продукты применяют для выплавки металлического марганца. Таким образом осуществляется трёхстадийный прцесс, который сводится к восстановлению марганца из шлака кремнием передельного силикомарганца.


       

    5. Производство феррохрома


       

      Выпускаемый отечественной промышленностью феррохром может содержать углерода от 0,02 до 8%. Для выплавки феррохрома используют хромовую руду, содержащую до 62% Cr2O3. в качестве восстановителя применяют коксик. В состав хромовой руды входят оксиды железа, необходимые для внесения в сплав требуемого количества железа.

      Восстановление оксидов хрома идёт по реакциям

      image

      image

      13 Cr2 O3   23 Cr  CO

      image

      image

      image

      13 Cr2 O3  97 C  2 21Cr7 C3  CO

      В ходе процесса восстановленное железо растворяет карбид хрома с образованием сложного карбида (Cr, Fe)7C3. В результате чего равновесие сдвигается в сторону восстановления оксида хрома, температура плавления сплава снижается и облегчается процесс плавки.

      Восстановления руды начинается до плавления и заканчивается в горячих зонах печи, где хром восстанавливается из оксида хрома шлака.

      В ходе восстановления углеродом содержание его в сплаве может возрасти и превышать требуемую норму. Для снижения количества углерода в сплаве проводят частичное обезуглероживание сплава по реакции

      image

      image

      13 Cr7 C3  13 Cr2 O3  3Cr  CO

      Для этого подбирают руду с тугоплавкой пустой породой, чтобы создать над жидким сплавом так называемый рудный слой, богатый оксидом хрома. При выпуске сплава этот слой не выходит из печи, так как имеет очень большую вязкость.

      Плавку ведут непрерывно. Шихта в смешанном виде поступает в печь из бункеров и распределяется равномерно по колошнику. При нормальной работе печи по всей поверхности колошника равномерно выделятся желтое пламя.

      Плавка заканчивается выпуском сплава и шлака в ковш, в котором сплав оседает вниз, а шлак переливается через носок ковша в шлаковую чашу.

      Состав выплавляемых некоторых марок феррохрома приведены в таблице 3.

      image

      Таблица 3 – Состав феррохрома


       

      Марка феррохрома

      Содержание, %

      Cr

      C

      ФХ 800

      более 65

      до 8,0

      ФХ 650

      более 65

      до 6,5

      Для производства и раскисления сталей требуются сплавы феррохрома с более низким содержанием углерода (от 1,0 до 0,01%С). Для производства таких сплавов применяют специальные способы. Например, смешивание хромоизвесткового расплава с жидким силикохромом. Сущность такого способа состоит в том, что в разных печах выплавляют:

      • рудно-известковый сплав, содержащий 28 – 32% Cr2O3, 40 – 45% CaO,

        около 10% Fe2O3;

      • силикохром, содержащий около 50% Si, около 30% Cr.

      Рудно-известковый расплав вливают в ковш, куда затем с определённой скоростью вливают силикохром. Соотношение между количествами расплава и силикохрома выбирают такое, чтобы восстановить кремнием силикохрома весь хром и железо рудно-известкового расплава. Таки способом получают феррохром, содержащий от 0,01 до 0,5% С.


       

    6. Производство ферротитана


       

      Основное количество ферротитана используют при производстве нержавеющей стали и при выплавке некоторых конструкционных сталей.

      Ферротитан получают алюминотермическим способом, при котором выделяется большое количество тепла, достаточного для образования жидких металла и шлака. Поэтому пользуются внепечным методом получения ферротитана.

      Исходным материалом является шихта, состоящая из:

      • ильменитового концентрата, содержащего 40 – 42% TiO2 и 50 – 55% (FeO

        + Fe2O3), полученного методом магнитной сепарации титаномагнетитовой руды;

      • железной руды с высоким содержанием оксидов железа и малым содержанием кремнезёма;

      • алюминия, используемого в качестве восстановителя и в виде порошка;

      • извести, содержащей не менее 90% CaO.

      Плавильный агрегат представляет собой оборудованную вентиляционной установкой плавильную камеру, в которую вкатывают тележку с поддоном. На поддон устанавливают чугунную разъёмную шахту. На дно шахты насыпают часть шихты и зажигают её запальной смесью, состоящей из магниевой стружки и селитры. Смесь воспламеняют электрической искрой. От тепла сгорающей запальной смеси начинается экзотермический процесс восстановления. В шахту равномерно при помощи лотка или шнека подаётся остальная часть шихты.

      Восстановление титана и железа из их оксидов идет по реакциям

      image

      image

      TiO  43 Al  Ti  23 Al2 O3

      image

      image

      2FeO  43 Al  2Fe  23 Al2 O3

      image

      image

      image

      image

      23 Fe 2  43 Al  43 Fe  23 Al2 O3

      Если шихта хорошо измельчена и тщательно перемешана, то процесс протекает с большой скоростью. Образующийся шлак достаточно

      жидкоподвижен и корольки восстановленного сплава проходят через слой шлака и собираются в блок на дне шахты.

      Шлак внепечной плавки ферротитана очень тугоплавкий, так как содержит

      большое количество

      Al2 3 . По окончанию плавки на поверхность шлака

      помещают термитную осадочную смесь из железной руды, алюминиевого порошка, ферросилиция и извести. Под действием тепла, выделяющегося при взаимодействии оксидов руды и восстановителей, шлак разжижается. Запутавшиеся в шлаке корольки ферротитана получают возможность осесть на дно.

      После затвердевания блок шлака снимают, блок металла охлаждают, дробят на куски и упаковывают в железные ёмкости.

      Выплавленный ферротитан содержит 23 – 30%Ti, 6 – 8%Al, 4 – 6%Si, до 0,2%С, до 4%Cu. Медь, алюминий и кремний являются нежелательными, но неизбежными примесями.

  2. Перспективы развития производства чёрных металлов


     

    1. Перспективы развития доменного производства


       

      Одной из важных проблем современной металлургии является перспектива развития доменного производства, и быстро развивающихся в последние годы способов внедоменного получения железа и стали. Важно определить направление дальнейшего развития производства чугуна и стали. Или продолжать строительство доменных печей, совершенствуя их конструкцию и технологию доменного производства, или отдать предпочтение технически более совершенным устройствам внедоменного получения железа. Для этого необходимо рассмотреть современное состояние доменного производства и способов прямого получения железа.

      В настоящее время распространены доменные печи с полезным объёмом около 2000 м. Наиболее крупной доменной печью является печь полезным объёмом 5580 м Череповецкого металлургического комбината. С увеличением объёма возрастает экономичность и производительность печи. В крупных печах не образуется неподвижный осевой столб шихтовых материалов, неподдающихся обработке печными газами, так как возрастает мощность воздуходувных машин и увеличивается склонность к образованию устойчивого осевого потока газов.

      Это создаёт реальные возможности для дальнейшего увеличения объёма доменных печей. Кроме того, для строительства печей большого полезного объёма требуются меньшие земельные участки, чем для нескольких малых печей одинакового суммарного объёма. Уменьшается длинна газопроводов, кабелей, бункерных эстакад, число воздухонагревателей, пылеуловителей, скиповых подъемников или конвейерных загрузок. Все это позволяет снизить капитальные затраты на строительство доменных цехов.

      В настоящее время в некоторых индустриальных зарубежных странах начато проектирование печей полезным объёмом 10000 – 12000 м3, производительностью около 30000 т чугуна в сутки.

      Важнейшими показателями работы доменных печей являются среднесуточная производительность и расход кокса на единицу выплавляемого чугуна.

      Максимальная производительность доменных печей с применением приёмов интенсификации процесса плавки составляет 12000 т/сутки, а удельный расход кокса на лучших печах в настоящее время составляет 0,4 т/т чугуна.

      Для сравнительной оценки производительности доменных печей пользуются коэффициентом использования полезного объёма печи (КИПО), представляющим собой отношение величины полезного объёма печи к её среднесуточной производительности. В настоящее время рекордный коэффициент использования

      полезного объёма составляет 0,35

      м  т / сутки .

      Основными способами, позволяющими интенсифицировать процесс доменной плавки, являются:


       

      • повышение давления газа на колошнике;

      • обогащение дутья кислородом;

      • вдувание в горн природного газа и угольной пыли;

      • плавка на металлизированной шихте.

      Повышение давления газов на колошнике ведёт к увеличению давления их во всём объёме доменной печи. Объём газов уменьшается, понижается скорость движения газов. Это приводит к увеличению времени пребывания их в печи, уменьшению потерь напора при прохождении через столб шихтовых материалов, лучшему использованию тепловой и химической энергии газов. В результате создаются условия для лучшего распределения газового потока по сечению и плавного схода шихтовых материалов по высоте печи.

      Обогащение дутья кислородом вызывает ряд существенных изменений в тепловых и физико-химических процессах протекающих в доменной печи, приводит к повышению температуры газов и сосредоточению тепла преимущественно в горне печи. Основным результатом использования обогащённого кислородом дутья является форсирование плавки, обусловленное увеличением скорости горения углерода у фурм и уменьшением потери напора в печи, что приводит к росту производительности доменной печи.

      Однако с увеличением содержания кислорода в дутьё возрастает вероятность нарушения ровного хода печи (подвисание, осадки, тугой ход). Это объясняется перераспределением температур по высоте печи.

      Вдувание в горн природного газа и угольной пыли связана со стремлением снизить расход кокса и повысить роль водорода как восстановителя.

      Улучшение технико-экономических показателей плавки при вдувании природного газа связано главным образом с улучшением условий восстановления в доменной печи. Выходящий из горна газ содержит повышенное количество водорода, который является активным восстановителем оксидов железа. Повышение количества водорода связано с регенерацией его и повторным взаимодействием с оксидами железа.

      При вдувании угольной пыли основным эффектом воздействия измельчённого угля на процесс плавки является непосредственная замена углерода кокса углеродом угля. В связи с дефицитностью коксующихся каменных углей для этого могут быть использованы некоксующиеся угли с пониженным содержанием серы и золы.

      Доменная плавка на металлизированной шихте в последние годы вызывает всё больший интерес. При этой плавке в процессе окускования шихты в виде окатышей или агломерата или на отдельной стадии после окускования материал подвергается восстановительной обработке с использованием недефицитного восстановителя. Частично восстановленную шихту направляют в доменную печь. При этом уменьшается расход кокса и повышается производительность печи. Главное преимущество плавки на металлизированной шихте заключается в снижении затрат на производство дорогого и дефицитного кокса. Переход на предварительно металлизированную шихту позволяет отказаться от вдувания природного газа в доменную печь и снизить удельный расход кокса до 0,3 т/т чугуна.

      Развитие доменного производства в дальнейшем во многом будет зависеть от перехода от работы на коксе к работе на формованном коксе, который может

      быть получен практически из любого угля. Промышленное использование такого кокса показало, что его качество полностью отвечает требованиям доменной плавки.

      Таким образом, процесс доменного производства постоянно совершенствуется, улучшается профиль и конструкция печей, разрабатываются и внедряются технологические приёмы, позволяющие повысить эффективность доменного процесса. В ближайшие годы доменное производство будет и дальше совершенствоваться и развиваться наряду с развитием новых нетрадиционных методов получения железа и стали.


       

    2. Перспективы развития производства стали


       

      Существующая технологическая схема получения чёрных металлов (чугуна и стали) рассчитана на потребление качественного сырья и выплавки металла обыкновенного качества. Но качество природного сырья непрерывно снижается, а требования к качеству металла постоянно повышается. В будущем разрыв между качеством сырья и металлопродукции будет возрастать. Это связано с тем, что запасы высококачественного сырья истощены или находятся в необжитых районах, а также ухудшением горногеологических условий добычи и необходимостью организации дальних перевозок. Поэтому работа по существующей технологической схеме может привести к дальнейшему снижению эффективности получения чёрных металлов. Необходимы коренные изменения в этой схеме, предусматривающие применение принципиально новых технологических процессов и агрегатов.

      Эти изменения потребуют больших затрат и продолжительного времени. Это связано с несколькими причинами. Во-первых, новые технологические процессы получения чёрных металлов пока находятся в стадии разработки, которые ведутся крайне медленно. Во-вторых, основные фонды чёрной металлургии огромны и для их обновления потребуется несколько десятилетий. В ближайшей перспективе наряду с разработкой и промышленным освоением новых процессов необходимо добиться повышения эффективности использования имеющихся основных фондов.

      В ближайшие годы эффективность производства чёрных металлов можно повысить за счёт развития следующих направлений:

      • снижение стоимости чугуна;

      • замена доменного процесса жидкофазным бескоксовым восстановлением железа из дешёвого рудного сырья;

      • повышение эффективности кислородо-конвертного производства стали за счёт использования синтетического чугуна;

      • использование эффективных методов рафинирования металла.

      Снижение стоимости чугуна. Ввиду того, что при традиционной технологии основную долю (60 -70 %) себестоимости стали составляет стоимость сырья и прежде всего чугуна, являющегося основным видом сырья, любое снижение стоимости его производства ведёт к существенному снижению себестоимости стали. Для этого используются мероприятия (замена части кокса на дешевые виды каменных углей, вдуваемых в виде пыли и др.), ведущие к

      снижению стоимости чугуна. Однако, получение чугуна по традиционной технологии в доменных печах, для эффективной работы которых требуется только высококачественное железорудное сырьё (окатыши, агломерат) и топливо (кокс), снижение себестоимости чугуна в будущем не представляется возможным. Замена доменного процесса жидкофазным бескоксовым востановлением железа из дешёвого рудного сырья. Этот технологический процесс кроме замены кокса и использования низкокачественного рудного сырья должен включать плавление лома в шахтной печи, отапливаемой технологическими газами процесса жидкофазного восстановления (вторичными энергоресурсами), и

      непрерывную разливку стали.

      Указанная технологическая схема производства металла может обеспечить значительное снижение себестоимости стали благодаря замене дорогостоящих видов первичного сырья дешёвым: кокса -энергетическими углями, агломерат и окатышей -дешёвой железной рудой (без обогащения или после неглубокого обогащения), а также в результате применения вторичных энергоресурсов для плавления лома.

      Кроме того, плавление лома в шахтной печи позволяет упростить задачу выплавки высококачественной стали. В этом случае возможна организация выплавки стали двумя раздельными потоками:

      • высококачественной из первичного металла (чугуна), отличающегося высокой чистотой по содержанию примесей цветных металлов;

      • обычного качества из вторичного металла (лома), как правило, загряз-ненного примесями цветных металлов.

      Однако, процессы жидкофазного безкоксового восстановления железа и плавления лома в шахтной печи пока находятся на стадии разработки и промышленного испытания. Поэтому в ближайшее время не следует ожидать перевода чёрной металлургии на новую производственно-технологическую схему.

      Повышение эффективности кислородно-конвертерного производства стали за счёт использования синтетического чугуна. Новым технологическим процессом, промышленным освоением которого возможно повышение эффективности чёрной металлургии, является плавление лома в шахтной печи с получением синтетического чугуна, используемого в кислородно-конвертерном производстве. В этом случае, при получении синтетического чугуна может быть организовано удаление примесей цветных металлов, в частности меди. Это позволит решить проблему переработки лома , которая становится всё острее, и обеспечить эффективную работу кислородно-конвертерных цехов, дающую повышение производительности при одновременном снижении себестоимости стали и улучшении её качества.

      Использование эффективных методов рафинирования металла. Методы рафинирования используются для повышения качества металла. Задача повышения качества стали должна решаться путём расширения применения различных видов ковшовой обработки металла. Из всех видов дополнительной обработки стали, применяемых в промышленности, относительно новым и дающим наибольший эффект повышения качества, является обработка её материалами, содержащими щёлочноземельные и редкоземельные металлы. В

      настоящее время наиболее доступным и эффективным способом обработки является обработка силикокальцием.

      Эффект повышения качества стали, достигаемый при обработке её кальцийсодержащими материалами, заключается в том, что кальций имеет очень высокое сродство к кислороду и сере и может обеспечивать снижение остаточного содержания этих вредных примесей в жидком металле до очень малых значений (менее 0,001-0,002 %). Кроме того, оксиды и сульфиды кальция, выделяющиеся при кристаллизации металла, образуют мелкодисперсные глобулярные и равномерно распределенные по объёму неметаллические включения, которые оказывают минимальное отрицательное влияние на свойства стали. Такое выделение неметаллических включений принято называть их модифицированием.

      В настоящее время обработка стали кальцием имеет недостаточное распространение и сводится в основном к вдуванию порошка силикокальция в ковш. Поэтому важной задачей является расширение использования обработки стали кремнием, обеспечивая тем самым повышение качества металла в рамках существующего производственно-технологического процесса.

      Таким образом становится ясно, что поскольку в технологии производства стали длительное время сохранится в металлошихте высокая доля чугуна, полученного из рудного сырья, существующий технологический процесс необходимо переводить на принципиально новую схему, предусматривающего переработку железорудного сырья в агрегатах бескоксового жидкофазного восстановления, плавления лома в шахтных печах с получением синтетического чугуна и выплавку стали в агрегатах непрерывного действия. Интенсификация производства стали возможна лишь при коренной перестройке её структуры.

    3. Перспективы развития прямого получения железа


       

      Главной причиной быстрого развития методов прямого получения железа следует считать повсеместную нехватку металлургического кокса. По данным ООН мировые запасы коксующихся углей не превышает 15% от общих запасов каменного угля. Кроме того, глубина залегания пластов коксующегося угля в большинстве случаев составляет свыше 300 м, что в значительной степени делает его добычу дорогой.

      Новые методы прямого получения железа позволяют использовать в качестве восстановителя и источника тепла дешёвый некоксующийся каменный уголь, а также восстановительные газы, путём конверсии природного газа, попутного нефтяного газа, мазута и нефти. Многие современные методы прямого получения железа не требует предварительного окускования пылевидной железной руды и тонкого концентрата при изготовлении агломерата и окатышей. Всё это в ряде случаев оказывает решающее значение на выбор типа металлургического передела.

      Однако, следует иметь ввиду, что запасы природного газа и нефти ограничены. Кроме того, эти виды сырья широко используются химической промышленностью и транспортом. Поэтому замена кокса на природный газ в больших масштабах не может рассматриваться как перспектива развития металлургии в целом. Такая замена может быть оправдана в районах интенсивной

      добычи нефти и газа при полном отсутствии коксующихся углей. Перспективными могут считаться только методы прямого получения железа на некоксующихся углях и продуктах их газификации.

      Сравнение показателей работы доменных печей и наиболее производительных и экономичных установок прямого получения железа позволяет сделать вывод. Производительность доменных печей в несколько раз выше производительности современных установок прямого получения железа, работающих на природном газе, хотя по эффективности использования тепла последние не уступают доменному процессу. В связи с этим такие установки могут сооружаться и эксплуатироваться в странах, располагающих большими запасами природного газа и нефти.

      Наиболее серьёзными конкурентами доменных печей следует считать установки для прямого получения чугуна в дутьевых бесшахтных печах, работающих на кислородном дутье и угле. В нижней части таких печей скапливаются чугун и шлак, которые выпускаются через лётки, как это принято в доменном производстве. Над слоем шлака поддерживается температура 1800-20000С за счёт сгорания угля. Сверху печи непосредственно в жидкий шлак загружается шихта, которая состоит из угля, неокускованной руды и флюса.

      Происходит восстановление и плавление шихты. При вводе в строй и успешной эксплуатации таких печей становятся ненужными коксовые цехи, аглофабрики и фабрики по изготовлению окатышей. Для этих печей не нужны также природный газ и нефть.

      В ближайшие годы предпочтение технологии прямого получения железа или доменного производства не будет заметным и вероятнее всего будет происходить параллельное развитие доменного производства и процессов прямого получения железа.

  3. Производство цветных металлов


     

    Разделение металлов на черные и цветные является условным. Обычно к черным металлам относят железо, марганец и хром, а остальные металлы – к цветным.

    Промышленное значение цветных металлов очень велико и особенно возросло с развитием радиоэлектроники, атомной энергетики, освоением космического пространства. Наиболее массовыми металлами являются медь, цинк, свинец, олово, алюминий, никель, магний, титан.

    Методы производства цветных металлов очень разнообразны. Многие металлы получают пирометаллургическим способом с проведением избирательной восстановительной или окислительной плавки. Ряд металлов получают гидрометаллургическим способом с переводом их в растворимые соединения и последующим выщелачиванием. Для получения некоторых металлов применяют металлотермические процессы, используя в качестве восстановителей производимых металлов другие металлы с большим сродством к кислороду. В настоящей главе рассмотрены методы получения некоторых цветных металлов.


     

    1. Производство меди


       

      Для получения меди применяют медные руды, а также отходы меди и её сплавы. В рудах содержится 1 – 6% меди. Руду, содержащую меньше 0,5% меди, не перерабатывают, так как при современном уровне техники извлечение из неё меди нерентабельно.

      В рудах медь находится в виде сернистых соединений (CuFeS2 – халько-пирит, Cu2S – халькозин, CuS – ковелин), оксидов (Cu2O, CuO) и гидрокарбонатов

      CuCO3 Cu(OH) 2 ,

      2CuCO3 Cu(OH) 2 .

      Пустая порода руд состоит из пирита (FeS2), кварца (SiO2), различных соединений содержащих Al2O3, MgO, CaO, и оксидов железа.

      В рудах иногда содержится значительные количества других металлов

      (цинк, золото, серебро и другие).

      Известны два способа получения меди из руд:

      • гидрометаллургический;

      • пирометаллургический.

        Гидрометаллургический не нашел своего широкого применения из-за невозможности извлекать попутно с медью драгоценные металлы.

        Пирометаллургический способ пригоден для переработки всех руд и включает следующие операции (рисунок 43):

      • подготовка руд к плавке;

      • плавка на штейн;

      • конвертирование штейна;

      • рафинирование меди.

        Подготовка руд к плавке. Подготовка руд заключается в проведении обогащения и обжига. Обогащение медных руд проводят методом флотации. В результате получают медный концентрат, содержащий до 35% меди и до 50%

        серы. Концентраты обжигают обычно в печах кипящего слоя с целью снижения содержания серы до оптимальных значений. При обжиге происходит окисление серы при температуре 750 – 800 С, часть серы удаляется с газами. В результате получают продукт, называемый огарком.

        Плавку на штейн ведут в отражательных или электрических печах при температуре 1250 – 1300 С. В плавку поступают обожженные концентраты медных руд, в ходе нагревания которых протекают реакции восстановления оксида меди и высших оксидов железа

        6CuO  FeS  3Cu 2  FeO  SO 2

        FeS  3Fe 3  5SiO 2

         5(2FeO SiO 2  SO 2

        В результате взаимодействия Cu2O с FeS образуется Cu2S по реакции:

        Cu 2  FeS  Cu 2  FeO

        Сульфиды меди и железа, сплавляясь между собой, образуют штейн, а расплавленные силикаты железа, растворяя другие оксиды, образуют шлак. Штейн содержит 15 – 55% Cu; 15 – 50% Fe; 20 – 30% S. Шлак состоит в основном из SiO2, FeO, CaO, Al2O3.

        Штейн и шлак выпускают по мере их накопления через специальные

        отверстия.

        Конвертирование штейна осуществляется в медеплавильных конвертерах (рисунок 44) путем продувки его воздухом для окисления сернистого железа, перевода железа в шлак и выделения черновой меди.

        Конвертеры имеют длину 6 – 10 м и наружный диаметр 3 – 4 м. Заливку расплавленного штейна, слив продуктов плавки и удаление газов осуществляют через горловину, расположенную в средней части корпуса конвертера. Для продувки штейна подается сжатый воздух через фурмы, расположенные по образующей конвертера. В одной из торцевых стенок конвертера расположено отверстие, через которое проводится пневматическая загрузка кварцевого флюса, необходимого для удаления железа в шлак.

        Процесс продувки ведут в два периода. В первый период в конвертер заливают штейн и подают кварцевый флюс. В этом периоде протекают реакции окисления сульфидов

        2FeS  3O 2

         2FeO  2SO 2 ,

        2Cu 2  3O 2

         2Cu 2  2SO 2

        Образующаяся закись железа взаимодействует с кварцевым флюсом и удаляется в шлак

        2FeO  SiO 2

         (FeO) SiO 2

        По мере накопления шлака его частично сливают и заливают в конвертер новую порцию исходного штейна, поддерживая определенный уровень штейна в конвертере.

        Во втором периоде закись меди взаимодействует с сульфидом меди, образуя металлическую медь

        2Cu 2  Cu 2  6Cu  SO 2

        Таким образом, в результате продувки получают черновую медь, содержащую 98,4 – 99,4% Cu. Полученную черновую медь разливают в плоские изложницы на ленточной разливочной машине.

        Рафинирование меди. Для получения меди необходимой чистоты черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию. При этом, помимо удаления примесей можно извлекать также благородные металлы.

        При огневом рафинировании черновую медь загружают в пламенную печь и расплавляют в окислительной атмосфере. В этих условиях из меди удаляются в шлак те примеси, которые обладают большим сродством к кислороду, чем медь.

        Для ускорения процесса рафинирования в ванну с расплавленной медью подают сжатый воздух. Большинство примесей в виде оксидов переходят в шлак (Fe2O3, Al2O3, SiO2), а некоторые примеси при рафинировании удаляются с газами. Благородные металлы при огневом рафинировании полностью остаются в меди. Кроме благородных металлов в меди в небольших количествах присутствуют примеси сурьмы, селена, теллура, мышьяка. После огневого рафинирования получают медь чистотой 99 – 99,5%.

        Для удаления этих примесей, а также для извлечения золота и серебра медь подвергают электролитическому рафинированию.

        Электролиз ведут в специальных ваннах, футерованных внутри свинцом или другим защитным материалом. Аноды изготовляют из меди огневого рафинирования, а катоды – из тонких листов чистой меди. Электролитом служит раствор сернокислой меди. При пропускании постоянного тока анод растворяется и медь переходит в раствор. На катодах разряжаются ионы меди, осаждаясь на них прочным слоем чистой меди.

        Находящиеся в меди примеси благородных металлов выпадают на дно ванны в виде остатка (шлама).

        После электролитического рафинирования получают медь чистотой 99,95 – 99,99%.


         

    2. Производство алюминия


       

      Алюминий получают электролизом глинозема (Al2O3) в расплавленном криолите (Na3AlF6) с добавлением фтористых алюминия (AlF3) и натрия (NaF). Алюминиевыми рудами при производстве алюминия являются бокситы, нефелины, алуниты, каолины. Наибольшее значение имеют бокситы. Алюминий в них содержится в виде корунда (Al2O3), гидроокисей (Al(OH)3, AlOOH), каолинита (Al2 O3  2SiO 2  2H 2 O) .

      Производство алюминия включает:

      • получение безводного, свободного от примесей оксида алюминия

        (глинозема);

      • получение криолита из плавикового шпата;

      • электролиз глинозема в расплавленном криолите;

      • рафинирование алюминия.

      Получение глинозема. Глинозем получают из бокситов путем их обработ-ки щелочью

      Al2 O3  nH 2  2NaOH  2NaAlO2  nH 2 O

      Полученный алюминат натрия NaAlO2 подвергают гидролизу

      NaAlO  2H 2  NaOH  Al(OH) 3

      В результате в осадок выпадают кристаллы гидрооксида алюминия Al(OH)3, который отфильтровывают, промывают и прокаливают до получения чистого глинозема (Al2O3).

      Получение криолита. Для получения криолита сначала из плавикового

      шпата получают фтористый водород, а затем плавиковую кислоту. В раствор плавиковой кислоты вводят Al(OH)