Глава III Производство стали
1. СУЩНОСТЬ ПРОЦЕССА
Сталь является основным видом металла, применяемым для создания современной техники. Это объясняется тем, что сталь обладает высокими прочностью и износостойкостью, хорошо сохраняет приданную форму в изделиях, сравнительно легко поддается различным видам обработки. Кроме того, основной компонент стали -железо - является широко распространенным элементом в земной коре.
Сущностью любого металлургического передела чугуна в сталь является снижение содержания углерода и примесей путем их избирательного окисления и перевода в шлак и газы в процессе плавки.
Основными материалами для производства стали являются передельный чугун и стальной лом (скрап). Содержание углерода и примесей в стали значительно ниже, чем в чугуне (табл. 2.1).
В процессе плавки стали происходит взаимодействие между металлической, шлаковой и газовой фазами и футеровкой плавильного агрегата, различными по агрегатному состоянию и химическому составу. В результате этого взаимодействия осуществляется переход химических элементов из одной фазы в другую. Обменные процессы сопровождаются химическими превращениями, главным образом на границе металлической фазы со шлаком. Металлическая фаза состоит из расплава химических элементов, шлаковая - из расплава оксидов и их соединений. Поэтому переход элемента из одной фазы в другую возможен только при протекании химиче-
ской реакции образования или восстановления оксида. Так как примеси по своим физико-химическим свойствам различны, то для их удаления в плавильном агрегате создают определенные условия, используя основные законы физической химии.
В соответствии с законом действующих масс скорость химических реакций пропорциональна концентрации реагирующих веществ. Поскольку в наибольшем количестве в чугуне содержится железо, то оно окисляется в первую очередь при взаимодействии чугуна с кислородом в сталеплавильной печи:
Fe + 1/202 = FeO + Q кДж. (1)
Одновременно с железом окисляются Si, P, С, Мп и др.
Образующийся оксид железа при высоких температурах отдает свой кислород более активным элементам - примесям в чугуне, окисляя их:
2FeO + Si = Si02 + 2Fe + Q, кДж; (2)
5FeO + 2P = P205 + 5Fe + Q2 кДж; (3)
FeO + Mn = MnO + Fe + Q3 кДж; (4)
FeO + С = CO + Fe - Q4 кДж. (5)
Чем больше оксида железа содержится в жидком металле, тем активнее окисляются примеси. Для ускорения окисления примесей в сталеплавильную ванну добавляют железную руду, окалину, содержащие много оксидов железа. Таким образом, основное количество примесей окисляется за счет кислорода оксида железа.
Таблица 2.1. Состав передельного чугуна и низкоуглеродистой стали, %
Материал | С | Si | Мп | Р | S |
Передельный чугун | 4...4,4 | 0,56... 1,26 | До 1,75 | 0,10... 0,3 | 0,03... 0,07 |
Сталь низкоуглеродистая | 0,12... 0,25 | 0,12... 0,3 | 0,3... 0,9 | 0,05 | 0,050 |
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
33
Скорость окисления примесей зависит не только от их концентрации, но и от температуры металла и подчиняется принципу Ле Шателье, в соответствии с которым химические реакции, выделяющие теплоту, протекают интенсивнее при более низких температурах или при некотором понижении температуры, а реакции, поглощающие теплоту, протекают активнее при высоких температурах или при некотором повышении температуры. 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 (в середине и конце плавки).
После расплавления шихты в сталеплавильной печи образуются две несме-шивающиеся среды: жидкий металл и шлак. Шлак представляет собой сплав оксидов с незначительным содержанием сульфидов. Образование шлака связано с окислением элементов металлической фазы во время плавки и образованием различных оксидов с меньшей плотностью, чем металл, собирающихся на его поверхности. В соответствии с законом распределения (закон Нернста), если какое-либо вещество растворяется в двух соприкасающихся, но несмешивающихся жидкостях, то распределение вещества между этими жидкостями происходит до установления определенного соотношения (константы распределения), постоянного для данной температуры. Поэтому большинство компонентов (Mn, Si, P, S) и их соединения, растворимые в жидком металле и шлаке, будут распределяться между металлом и шлаком в определенном соотношении, характерном для данной температуры.
Нерастворимые соединения в зависимости от плотности будут переходить либо в шлак, либо в металл. Изменяя состав шлака, можно менять соотношение между количеством примесей в металле и шлаке так, что нежелательные примеси будут удаляться из металла в шлак. Убирая шлак
2 - 9503
с поверхности металла и наводя новый путем подачи флюса требуемого состава, можно удалять вредные примеси (серу, фосфор) из металла. Поэтому регулирование состава шлака с помощью флюсов является одним из основных путей управления металлургическими процессами.
Используя изложенные законы, процессы выплавки стали осуществляют в несколько этапов.
Первый этап - расплавление шихты и нагрев ванны жидкого металла. На этом этапе температура металла невысока; интенсивно происходят окисление железа, образование оксида железа и окисление примесей Si, P, Мп по реакциям (1) - (4). Наиболее важная задача этого процесса -удаление фосфора (одной из вредных примесей в стали). Для этого необходимо проведение плавки в основной печи, в которой можно использовать основной шлак, содержащий СаО. Такой шлак должен обладать высокой основностью, т.е. способностью поглощать из металла и удерживать фосфор и серу. Основность (В) обычно определяют отношением концентрации основных и кислых оксидов:
В = (% СаО)/(% Si02) или
В = (% СаО)/(% Si02 + Р205).
Основность шлака регулируется в соответствии с температурой, и в конце мартеновской плавки она составляет 2,7 ... 3 и 3 ... 4 в кислородно-конвертерном процессе. Выделяющийся по реакции (3) фосфорный ангидрид образует с оксидом железа нестойкое соединение (FeO)3 • Р205. Оксид кальция СаО - более сильное основание, чем оксид железа, поэтому при невысоких температурах связывает ангидрид Р205, переводя его в шлак:
2[Р] + 5(FeO) + 4(CaO) <-> <->(4CaOP205)+5[Fe]. (6)*
* Принято компонент, находящийся в растворе металла, обозначать в прямых скобках [Р], а находящийся в растворе шлака - в круглых скобках (СаО).
34
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Реакция образования фосфорного ангидрида протекает с выделением теплоты, поэтому в соответствии с принципом Ле Шателье для удаления фосфора из металла необходимы невысокие температуры ванны металла и шлака. Из реакций (3) и (6) следует также, что для удаления фосфора из металла необходимо достаточное со-. держание в шлаке FeO, т.е. шлак должен обладать высокой окислительной способностью - передавать кислород металлу, находящемуся с ним в контакте. Окислительная способность шлака определяется активностью содержащихся в нем оксидов железа (главным образом FeO). Так, шлаки с высоким содержанием оксидов железа передают кислород металлу, а с низким — способны извлекать его. Для повышения содержания FeO в шлаке в сталеплавильную ванну в этот период плавки добавляют окалину, железную руду, наводя железистый шлак. По мере удаления фосфора из металла в шлак содержание фосфора в шлаке возрастает. В соответствии с законом распределения удаление фосфора из металла замедляется. Поэтому для более полного удаления фосфора из металла с его зеркала убирают шлак, содержащий фосфор, и наводят новый со свежими добавками СаО.
Второй этап - "кипение" металлической ванны - начинается по мере ее прогрева до более высоких, чем на первом этапе, температур. При повышении температуры металла в соответствии с принципом Ле Шателье более интенсивно протекает реакция (5) окисления углерода, происходящая с поглощением теплоты. Поскольку в металле содержится больше углерода, чем других примесей (см. табл. 2.1), то в соответствии с законом действующих масс для окисления углерода в металл вводят незначительное количество руды, окалины или вдувают кислород.
Образующийся в металле оксид железа реагирует с углеродом по реакции (5), а пузырьки оксида углерода СО выделяются из жидкого металла, вызывая "кипение"
ванны. При "кипении" уменьшается содержание углерода в металле до требуемого, выравнивается температура по объему ванны, частично удаляются неметаллические включения, прилипающие к всплывающим пузырькам СО, а также газы, проникающие в пузырьки СО. Все это способствует повышению качества металла. Поэтому этап "кипения" ванны является основным в процессе выплавки стали.
В этот же период создаются условия для удаления серы из металла. Сера в стали находится в виде сульфида [FeS], который растворяется также в основном шлаке (FeS). Чем выше температура, тем большее количество FeS растворяется в шлаке, т.е. больше серы переходит из металла в шлак. Сульфид железа, растворенный в шлаке, взаимодействует с оксидом кальция, также растворенным в шлаке:
(FeS) + (СаО) = (CaS) + (FeO). (7)
Эта же реакция протекает на границе металл - шлак между сульфидом железа в стали [FeS] и (СаО) в шлаке:
[FeS] + (СаО) = (CaS) + (FeO). (8)
Образующееся соединение (CaS) растворимо в шлаке, но не растворяется в железе, поэтому сера удаляется в шлак.
Как следует из реакций (7) и (8), чем больше в шлаке (СаО) и меньше (FeO), тем полнее удаляется из стали сера. Поэтому при плавке в основных печах можно снизить содержание углерода и серы в стали, выплавлять сталь из шихты любого химического состава.
В сталеплавильных печах с кислой футеровкой нет условий для уменьшения количества фосфора и серы в стали, так как использовать основной шлак с высоким содержанием (СаО) нельзя из-за разрушения футеровки, а содержание (FeO) в шлаке недостаточно. Поэтому в кислых печах можно выплавлять сталь только из шихтовых материалов с малым количеством серы и фосфора.
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
35
Третий этап (завершающий) - раскисление стали - заключается в восстановлении оксида железа, растворенного в жидком металле. При плавке повышение содержания кислорода в металле необходимо для окисления примесей, но в готовой стали кислород - вредная примесь, так как понижает механические свойства стали, особенно при высоких температурах. Сталь раскисляют двумя способами: осаждающим и диффузионным.
Осаждающее раскисление осуществляют введением в жидкую сталь растворимых раскислителей (ферромарганца, ферросилиция, алюминия), содержащих элементы Mn, Si, A1 и др., которые в данных условиях обладают большим сродством к кислороду, чем железо. В результате раскисления восстанавливается железо и образуются оксиды MnO, Si02, A1203 и другие, которые имеют меньшую плотность, чем сталь, и удаляются в шлак. Однако часть их может остаться в стали, что понижает ее свойства.
Диффузионное раскисление осуществляют раскислением шлака. Ферромарганец, ферросилиций и другие раскислители в мелкоразмельченном виде загружают на поверхность шлака. Раскислители, восстанавливая оксид железа, уменьшают его содержание в шлаке. В соответствии с законом распределения оксид железа, растворенный в стали, начнет переходить в шлак. Образующиеся при таком способе раскисления оксиды остаются в шлаке, а восстановленное железо переходит в сталь, что уменьшает содержание в ней неметаллических включений и повышает ее качество.
При выплавке в кислой печи процесс плавки протекает при кислом шлаке (55 ... 58 % Si02). Количество FeO и МпО в шлаке уменьшается в результате восстановления этих оксидов. Активность FeO в кислых шлаках значительно ниже, чем в основных, и окислительное действие их слабее, т.е. создаются благоприятные условия
для раскисления стали, а именно: кремнезем, обладающий сильными кислотными свойствами, связывает FeO в соединение типа FeO ■ Si02. После длительной выдержки под кислым шлаком содержание оксида железа в стали резко уменьшается, и окончательно сталь раскисляют небольшой добавкой ферромарганца.
В зависимости от степени раскисленное™ выплавляют спокойные, кипящие и полуспокойные стали.
Спокойная сталь получается при полном раскислении в печи и ковше.
Кипящая сталь раскислена в печи неполностью. Ее раскисление продолжается в изложнице при затвердевании слитка благодаря взаимодействию FeO и углерода, содержащихся в металле. Образующийся при реакции FeO + С = Fe + СО оксид углерода выделяется из стали, способствуя удалению из стали азота и водорода. Газы выделяются в виде пузырьков, вызывая ее "кипение". Кипящая сталь не содержит неметаллических включений -продуктов раскисления, поэтому обладает хорошей пластичностью.
Полуспокойная сталь имеет промежуточную раскисленность между спокойной и кипящей. Частично она раскисляется в печи и в ковше, а частично в изложнице благодаря взаимодействию оксида железа и углерода, содержащихся в стали.
Легирование стали осуществляют введением ферросплавов или чистых металлов в необходимом количестве в расплав. Легирующие элементы (Ni, Co, Мо, Си), сродство к кислороду у которых меньше, чем у железа, при плавке и разливке практически не окисляются, и поэтому их вводят в печь в любое время плавки (обычно вместе с остальной шихтой). Легирующие элементы, у которых сродство к кислороду больше, чем у железа (Si, Mn, Al, Cr, V, Ti и др.), вводят в металл после раскисления или одновременно с ним в конце плавки, а иногда непосредственно в ковш.
2*
36
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Металлическая шихта (чугун, лом)
I
Расплавление твердой части шихты
"~1
Г"
Удаление из металла примесей
Раскисление и легирование
Обработка синтетическими шлаками
Обработка вакуумом и инертными газами
L.
Разливка стали
X
ЭШП (Удаление серь/, раскисление, улучшение строении слитка)
I
ВДП, ЭЛП, ПДП (Удаление газов; улучшение строения слитков)
I
Продукция сталелитейного производства
Рис. 2.2. Схема технологических процессов производства стали
2. СХЕМА СОВРЕМЕННЫХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ ПРОИЗВОДСТВА СТАЛИ
Сталь производят в различных по принципу действия металлургических агрегатах: мартеновсих печах, кислородных конвертерах, в электрических дуговых и индукционных печах и др.
Основные элементы технологии получения стали и возможные варианты современных технологических производств приведены на рис. 2.2. Основной вариант технологического процесса показан толстыми стрелками, тонкими стрелками показаны варианты технологии производства высококачественных сталей и сталей специального назначения, требующие дополнительной обработки вне плавильного агрегата, или переплава в специальных условиях. Пунктирными линиями показаны редко применяемые варианты получения стали.
3. ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ В МАРТЕНОВСКИХ ПЕЧАХ
Устройство и работа мартеновской печи. Мартеновская печь (рис. 2.3) - пламенная отражательная регенеративная печь. Она имеет рабочее плавильное пространство, ограниченное снизу подиной 12, сверху сводом 11, а с боков передней 5 и задней 10 стенками. Подина имеет форму ванны с откосами по направлению к стенкам печи. Футеровка печи может быть основной и кислой. Если в процессе плавки стали в шлаке преобладают основные оксиды, процесс называют основным мартеновским процессом, а если кислые -кислым. Основную мартеновскую печь футеруют магнезитовым кирпичом, на который набивают магнезитовый порошок. Кислую мартеновскую печь футеруют динасовым кирпичом, а подину набивают из кварцевого песка. Свод мартеновской печи делают из динасового кирпича или магнезитохромитового кирпича.
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
37
—<| Воздух
А-А
Рис. 2.3. Схема мартеновской печи
В передней стенке печи имеются загрузочные окна 4 для подачи шихты и флюса, а в задней - отверстие 9 для выпуска готовой стали.
В нашей стране работают мартеновские печи вместимостью от 200 до 900 т жидкой стали. Важнейшим параметром мартеновской печи является площадь пода, которую условно подсчитывают на уровне порогов загрузочных окон. Например, для печи вместимостью 900 т площадь пода составляет 160 м2. Головки печи 2 служат для смешивания топлива (мазута или газа) с воздухом и подачи этой смеси в плавильное пространство.
Для подогрева воздуха и газа при работе на низкокалорийном газе печь имеет два регенератора /. Регенератор - это камера, в которой размещена насадка - огнеупорный кирпич, выложенный в клетку. Отходящие из печи газы имеют температуру 1500 ... 1600 °С. Попадая в регенераторы, газы нагревают насадку до температуры 1250 ... 1280 °С. Через один из регенераторов, например правый, подают воздух, который, проходя через насадку, нагревается до температуры 1100 ... 1200 °С и поступает в головку печи, где смешивается с топливом: на выходе из головки образуется факел 7, направленный на шихту 6. Отходящие газы проходят через противоположную головку (левую), очистные устройства (шлаковики), служащие для отделения от газа частиц шлака и пыли, и направляются во второй (левый) регенератор, нагревая его насадку. Охлажденные газы покидают печь через дымовую трубу 8. После охлаждения насадки
38
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
правого регенератора переключают клапаны, и поток газов в печи изменяет направление.
Факел имеет температуру 1750 ... 1800 °С и нагревает рабочее пространство печи и шихту. Факел способствует окислению примесей шихты при плавке.
В зависимости от состава шихты, используемой при плавке, различают разновидности мартеновского процесса: 1) скрап-процесс, при котором шихта состоит из стального лома (скрапа) и 25 ... 45 % чушкового передельного чугуна; процесс применяют на заводах, где нет доменных печей, но расположенных в промышленных центрах, где много металлолома; 2) скрап-рудный процесс, при котором шихта состоит из жидкого чугуна (55 ... 75 %), скрапа и железной руды; процесс применяют на металлургических заводах, имеющих доменные печи. Наибольшее количество стали производят скрап-рудным процессом в мартеновских печах с основной футеровкой, что позволяет переделывать в сталь различные шихтовые материалы.
Плавка стали скрап-рудным процессом в основной мартеновской печи. В печь с помощью завалочной машины загружают железную руду и известняк и после их подогрева подают скрап. По окончании прогрева скрапа в печь заливают жидкий чугун, который взаимодействует с железной рудой и скрапом. В период плавления за счет оксидов руды и скрапа интенсивно окисляются примеси чугуна: кремний, фосфор по реакции (6), марганец и частично углерод. Оксиды Si02, P205, МпО, а также СаО и извести образуют шлак с высоким содержанием FeO и МпО (железистый шлак).
После расплавления шихты, окисления значительной части примесей и разогрева металла проводят период "кипения" ванны: в печь загружают железную руду и продувают ванну подаваемым по трубам 3 (см. рис. 2.3) кислородом. Окисление углерода в достаточно прогретой ванне вы-
зывает вспенивание шлака, который выпускается самотеком через шлаковое отверстие или порог завалочного окна. Этот шлак содержит значительное количество фосфора в виде 3FeO • Р205 и кремнезем (Si02).
Для удаления из металла серы наводят новый шлак, подавая на зеркало металла известь с добавлением боксита или плавикового шпата для уменьшения вязкости шлака. Содержание СаО в шлаке возрастает, a FeO уменьшается. Это создает условия для интенсивного протекания реакций (7) и (8) и удаления из металла серы.
В период "кипения" углерод интенсивно окисляется. Поэтому для "кипения" ванны шихта должна содержать избыток углерода (на 0,5 ... 0,6 %) сверх заданного в выплавляемой стали. В процессе "кипения" металл доводится до заданного химического состава, его температура выравнивается по объему ванны, из него удаляются газы и неметаллические включения. Процесс "кипения" считают оконченным, если содержание углерода в металле соответствует заданному, а содержание фосфора минимально.
После этого металл раскисляют в два этапа: 1) в период "кипения" прекращают загрузку руды в печь, вследствие чего раскисление идет путем окисления углерода металла, одновременно подают в ванну раскислители - ферромарганец, ферросилиций, алюминий; 2) окончательно раскисляют алюминием и ферросилицием в ковше при выпуске стали из печи. После отбора контрольных проб сталь выпускают в сталеразливочный ковш через отверстие в задней стенке печи.
В основных мартеновских печах выплавляют стали углеродистые конструкционные, низко- и среднелегированные (марганцовистые, хромистые), кроме высоколегированных сталей и сплавов, которые получают в плавильных электропечах.
Кислый мартеновский процесс. Этим способом выплавляют качественные ста-
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
39
ли. Поскольку в печах с кислой футеровкой нельзя навести основной шлак для удаления фосфора и серы, применяют шихту с низким содержанием этих составляющих. Стали, выплавляемые в кислых мартеновских печах, содержат меньше водорода, кислорода, азота, неметаллических включений, чем выплавленные в основной печи. Поэтому кислая сталь имеет более высокие механические свойства, особенно ударную вязкость и пластичность, и ее используют для особо ответственных деталей: коленчатых валов крупных двигателей, роторов мощных турбин, шарикоподшипников.
Основные технико-экономические показатели производства стали в мартеновских печах следующие: производительность печи, определяемая съемом стали с 1 м2 площади пода в сутки (т/м2 в сутки), и расход топлива на 1 т выплавляемой стали (кг/т). Средний съем стали с 1 м2 площади пода в сутки составляет 10 т/м2, а расход условного топлива - до 80 кг/т.
4. ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
В КИСЛОРОДНЫХ КОНВЕРТЕРАХ
Кислородно-конвертерный процесс -это выплавка стали из жидкого чугуна в конвертере с основной футеровкой и продувкой кислородом через водоохлаждаемую фурму.
Кислородный конвертер (рис. 2.4) -это сосуд фушевидной формы 2, корпус которого сварен из листовой стали толщиной от 50 до 100 мм. Внутренняя футеровка корпуса, как правило, двухслойная, толщиной 700 ... 1000 мм. Она изготовляется из основных огнеупорных материалов, преимущественно из магнезита и доломита. Стойкость рабочего слоя составляет 400 ... 600 плавок. Конвертер имеет опорный пояс 3 с цапфами, расположенными в подшипниках опор. Для поворота конвертера предусмотрен механизм привода 4, при помощи которого конвертер может поворачиваться в обе стороны на любой угол.
Рис. 2.4. Устройство кислородного конвертера
Сверху через горловину в рабочее пространство конвертера входит водоохлаж-даемая кислородная фурма /. Расстояние от ванны до сопел фурмы может изменяться по ходу плавки, обеспечивая рациональный режим продувки.
Вместимость конвертера от 70 до 350 т расплавленного чугуна.
Шихтовыми материалами кислородно-конвертерного процесса являются жидкий передельный чугун, (см. табл. 2.1), стальной лом (не более 30 %), известь для наведения шлака, железная руда, а также боксит (А1203), плавиковый шпат (CaF2), которые применяют для разжижения шлака.
Перед плавкой конвертер наклоняют, через горловину с помощью завалочных машин загружают скрап (рис. 2.5, а), заливают чугун при температуре 1250 ... 1400 °С (рис. 2.5, б). После этого конвертер поворачивают в вертикальное рабочее положение (рис. 2.5, в), внутрь его вводят водоохлаждаемую фурму и через нее подают кислород под давлением 0,9 ... 1,4 МПа. Расход кислорода составляет 2 ... 5 м3/мин на 1 т металла. Чистота технического кислорода должна быть 99,5 ... 99,7 %, что обеспечивает в готовой стали низкое содержание азота (0,002 ... 0,004 %). Одновременно с началом продувки в конвертер загружают известь, боксит, железную руду. Струи кислорода проникают в
40
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
металл, вызывают его циркуляцию в конвертере и перемешивание со шлаком. Благодаря интенсивному окислению примесей чугуна при взаимодействии с кислородом в зоне под фурмой развивается температура до 2400 °С.
В зоне контакта кислородной струи с чугуном в первую очередь окисляется железо, так как его концентрация во много раз выше, чем примесей. Образующийся оксид железа растворяется в шлаке и металле, обогащая металл кислородом. Кислород, растворенный в металле, окисляет кремний, марганец, углерод в металле, и содержание их понижается. При этом происходит разогрев ванны металла теплотой, выделяющейся при окислении примесей, поддержание его в жидком состоянии.
В кислородном конвертере благодаря присутствию шлаков с большим содержанием СаО и FeO, перемешиванию металла
и шлака создаются условия для удаления из металла фосфора по реакции (6) в начале продувки ванны кислородом, когда ее температура еще невысока. В чугунах, перерабатываемых в конвертерах, не должно быть более 0,15 % Р. При повышенном (до 0,3 %) содержании фосфора для его удаления необходимо сливать шлак и наводить новый, что снижает производительность конвертера.
Удаление серы из металла в шлак протекает в течение всей плавки по реакциям (7) и (8). Однако высокое содержание в шлаке FeO (до 7 ... 20 %) затрудняет удаление серы из металла. Поэтому для передела в сталь в кислородных конвертерах применяют чугун с содержанием до 0,07 % S.
Подачу кислорода заканчивают, когда содержание углерода в металле соответствует заданному. После этого конвертер поворачивают и выпускают сталь в ковш (рис. 2.5, г).
Рис. 2.5. Последовательность технологических операций при выплавке стали в кислородных конвертерах
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
41
Рис. 2.6. Схема дуговой плавильной печи
При выпуске стали из конвертера ее раскисляют в ковше осаждающим методом ферромарганцем, ферросилицием и алюминием; затем из конвертера сливают шлак (рис. 2.5, <3).
В кислородных конвертерах выплавляют конструкционные стали с различным содержанием углерода, кипящие и спокойные.
В кислородных конвертерах трудно выплавлять стали, содержащие легкоокис-ляющиеся легирующие элементы, поэтому в них выплавляют низколегируемые (до 2 ... 3 % легирующих элементов) стали. Легирующие элементы вводят в ковш, расплавив их в электропечи, или твердые ферросплавы вводят в ковш перед выпуском в него стали. Плавка в конвертерах вместимостью 130 ... 300 т заканчивается через 25 ... 30 мин. Кислородно-конвертерный процесс - более производительный, чем плавка стали в мартеновских печах.
5. ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ В ЭЛЕКТРОПЕЧАХ
Плавильные электропечи имеют преимущества по сравнению с другими плавильными агрегатами, так как в них можно получать высокую температуру металла, создавать окислительную, восстановительную, нейтральную атмосферу и вакуум, что позволяет выплавлять сталь любого состава, раскислять металл с образованием минимального количества неметаллических включений - продуктов раскисления. Поэтому электропечи используют для выплавки конструкционных, высоколегированных, инструментальных, специальных сплавов и сталей.
Для плавки стали используются дуговые и индукционные электропечи. Дуговая плавильная печь (рис. 2.6) работает на трехфазном переменном токе и имеет три цилиндрических электрода 9 из гра-фитизированной массы. Электрический ток от трансформатора мощностью от 25 до
42
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
45 кВ • А кабелями 7 подводится к электродержателям 8, а через них - к электродам 9 и ванне металла. Между электродом и металлической шихтой 3 возникает электрическая дуга, электроэнергия превращается в теплоту, которая передается металлу и шлаку излучением. Рабочее напряжение 160 ... 600 В, сила тока 1 ... 10 кА. Во время работы печи длина дуги регулируется автоматически, путем перемещения электродов. Стальной кожух 4 печи футерован огнеупорным кирпичом 1 - основным (магнезитовым, магнезитохромито-вым) или кислым (динасовым). Подину 12 печи набивают огнеупорной массой. Плавильное пространство ограничено стенками 5, подиной 12 и сводом б из огнеупорного кирпича. Свод печи выполняется съемным. Ход плавки контролируется через рабочее окно 10. Выпуск готовой стали осуществляется через выпускное отверстие по желобу 2 в ковш. Печь имеет привод 11 для наклона в сторону рабочего окна или желоба.
Печь загружают шихтой с помощью загрузочной бадьи или сетки. Свод печи в это время поднимают, а печь отводят в сторону. После загрузки печь вновь накрывается сводом. Вместимость этих печей 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: на шихте из легированных отходов (методом переплава) и на углеродистой шихте (с окислением примесей).
Плавку на шихте из легированных отходов ведут без окисления примесей (методом переплава). Шихта для такой плавки должна иметь меньше, чем в выплавляемой стали, марганца и кремния и низкое содержание фосфора. По сути это переплав. Однако в процессе плавки примеси (алюминий, титан, кремний, марганец, хром) окисляются. Кроме этого, шихта может содержать оксиды. 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 мелкораздробленные ферросилиций, алюминий, молотый кокс. Так выплавляют легированные стали из отходов машиностроительных заводов.
Плавку на углеродистой шихте с полным окислением примесей проводят в том случае, если используемые шихтовые материалы содержат фосфор и значительно отличаются по составу других элементов от заданной марки стали. Она проводится в следующей последовательности. В печь загружают шихту: стальной лом (90 %), чушковый передельный чугун (до 10 %), электродный бой или кокс для науглероживания металлов и известь (2 ... 3 %). Известь способствует ровному горению электрической дуги, предохраняет материалы от поглощения газов и быстрее образует шлак. Затем электроды опускают и включают ток; шихта под действием теплоты, выделяемой электрической дугой, которая горит между электродами и шихтовыми материалами, плавится, и жидкий металл накапливается на подине печи. Плавление ведут на высоких ступенях напряжения для более быстрого создания в печи жидкой фазы.
Для получения в первом периоде плавки окислительного шлака в печь засыпают известь и железную руду (около 1 % от массы шихты). Через 10 ... 15 мин после загрузки руды скачивают 60 ... 70 % шлака; с ним удаляется значительная часть фосфора, преимущественно в виде фосфата железа. Затем в печь вновь засыпают известь (1 ... 1,5 % от массы металла), полностью расплавляют и нагревают расплав, при этом периодически порциями засыпают железную руду и известь. По мере повышения температуры усиливаются окисление углерода и кипение ванны, что способствует удалению растворенных в металле газов и неметаллических включений. Для ускорения окисления углерода
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
43
и других примесей ванну металла продувают кислородом.
Для более полного удаления фосфора из металла во время кипения ванны сливают шлак. В это время при высокой температуре и высокой основности шлака фосфор переводится в фосфат извести. Вместо слитого шлака наплавляется новый.
По достижении содержания фосфора 0,01 ... 0,015 % и заданного содержания углерода шлак вновь удаляют. После этого в печь загружают известь, мелкий кокс и плавиковый шпат для образования восстановительного шлака и приступают к раскислению металла. Кислород, растворенный в металле, начинает переходить в шлак, и образующиеся оксиды железа и марганца восстанавливаются углеродом кокса. После побеления шлака в него вводят более сильные восстановители - молотый ферросилиций или алюминий. Осуществляется активное раскисление шлака, что приводит к диффузионному раскислению металла. Раскисление под белым шлаком длится 30 ... 60 мин.
В этот период создаются условия для удаления из металла серы, что объясняется высоким (до 55 ... 60 %) содержанием
СаО в шлаке, низким (менее 0,5 %) содержанием FeO и высокой температурой металла.
Для определения химического состава металла берут пробы и при необходимости в печь вводят ферросплавы для получения заданного химического состава металла, после чего выполняют конечное раскисление стали алюминием и силико-кальцием и выпускают металл из печи в ковш.
При выплавке легированных сталей в дуговых печах в сталь вводят легирующие элементы в виде ферросплавов. Порядок ввода определяется сродством легирующих элементов к кислороду. В дуговых печах выплавляют высококачественные углеродистые стали - конструкционные, инструментальные, жаропрочные и жаростойкие.
Индукционная тигельная плавильная печь (рис. 2.7) состоит из водоохлаж-даемого индуктора 3, внутри которого находится тигель 4 с металлической шихтой. Через индуктор от генератора промышленной частоты (50 Гц) или от генератора высокой частоты (500 ... 2500 Гц) проходит однофазный переменный ток.
ШШ///Ш
Рис. 2.7. Схема индукционной тигельной плавильной печи
44
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Ток создает переменный магнитный поток, пронизывающий куски металла в тигле. Переменный магнитный поток наводит в них мощные вихревые токи (Фуко), нагревающие металл 1 до расплавления и необходимых температур перегрева. Тигель изготовляют из кислых (кварцит) или основных (магнезитовый порошок) огнеупоров. Вместимость тигля 60 кг ... 25 т. Для уменьшения потерь теплоты печь имеет съемный свод 2.
Индукционные печи имеют преимущества перед дуговыми: в них отсутствует электрическая дуга, что позволяет выплавлять сталь с низким содержанием углерода, газов и малым угаром элементов; при плавке в металле возникают электродинамические силы, которые перемешивают металл в печи и способствуют выравниванию химического состава, всплы-ванию неметаллических включений; небольшие размеры печей позволяют помещать их в камеры, где можно создавать любую атмосферу или вакуум. Однако эти печи имеют малую стойкость футеровки, и температура шлака в них недостаточна для протекания металлургических процессов между металлом и шлаком. Эти преимущества и недостатки печей обусловливают возможности плавки в них; в индукционных печах выплавляют сталь и сплавы из легированных отходов методом переплава или из чистого шихтового железа и скрапа с добавкой ферросплавов методом сплавления.
При загрузке тщательно подбирают химический состав шихты в соответствии с заданным, а необходимое количество ферросплавов для получения заданного химического состава металла 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, защиты его от насыщения газами. При плавке в кислой печи после расплавления и удаления плавильного шлака наводят шлак из боя стекла (Si02). Металл раскисляют
ферросилицием, ферромарганцем и алюминием перед выпуском его из печи.
В индукционных печах с основной футеровкой выплавляют высококачественные легированные стали с высоким содержанием марганца, никеля, титана, алюминия, а в печах с кислой футеровкой - конструкционные, легированные другими элементами стали. В этих печах можно получать стали с низким содержанием углерода и безуглеродистые сплавы, так как в печах нет науглероживающей среды и науглероживание не происходит.
При вакуумной индукционной плавке индуктор с тиглем, дозатор шихты и изложницы помещают в вакуумные камеры. Плавка, введение легирующих добавок, раскислителей, разливка металла в изложницы производятся без нарушения вакуума в камере. Таким способом получают сплавы высокого качества с малым содержанием газов, неметаллических включений, сплавы, легированные любыми элементами.
6. ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ ИЗ МЕТАЛЛИЗОВАННЫХ ОКАТЫШЕЙ
Производство стали из металлизован-ных окатышей, содержащих 90 ... 95 % железа, осуществляется в дуговых электрических печах вместимостью 150 т. Этот способ выплавки стали состоит из трех основных стадий: приготовления окисленных окатышей из железорудного концентрата, металлизации окатышей в специальных установках прямого восстановления железа, выплавки стали из ме-таллизованных окатышей.
Получение окисленных окатышей. Железную руду на горно-обогатительных комбинатах обогащают. Затем этот концентрат гидротранспортом поступает на металлургический комбинат, в цех оком-кования, где из него на дисковых вакуум-фильтрах удаляется влага. К полученному концентрату добавляют глинистое вещество (бентонит), которое во вращающихся барабанах-окомкователях склеивает час-
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
45
тицы концетрата в небольшие (диаметром 1 ... 2 см) шарики - сырые окатыши, которые на специальных конвейерных машинах обжигают для придания им требуемой прочности.
Металлизация окисленных окатышей осуществляется на специальных ме-таллизационных установках (рис. 2.8), представляющих собой 64-метровую цилиндрическую башню-печь 3 с внутренним диаметром 5 м, в которой происходит восстановление железа.
Окатыши конвейером 7 подаются в приемное устройство 2 и равномерно загружаются в шахтную башню-печь 3, работающую по принципу противотока. Для восстановления железа из окатышей в печь по трубопроводу 4 подают предвари-
тельно очищенную от серы смесь природного и колошникового газа, подвергнутую конверсии в установке 5. В конверсионной установке газ разлагается на оксид углерода (СО) и водород (Н2). В восстановительной зоне шахты окисленные окатыши при температуре 500 ... 1100 °С восстанавливаются до губчатого железа. В результате содержание железа в окатышах достигает 90 ... 95 %. Металлизованные окатыши имеют постоянный химический состав. Охлаждение металлизованных окатышей осуществляется в зоне охлаждения в нижней части шахты продувкой холодным воздухом, подаваемым по трубопроводу б. Охлажденные окатыши 7 выдаются на конвейер 8 и поступают на выплавку стали.
Рис. 2.8. Схема производства стали из металлизованных окатышей
46
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Выплавка стали производится в дуговых электропечах 9 (см. рис. 2.8). В качестве основных шихтовых материалов используются металлизованные окатыши, стальной лом, загружаемый корзиной 10, и различные ферросплавы. Плавка стали ведется методом переплава. После расплавления шихтовых материалов сталь при необходимости науглероживают и доводят до нужного химического состава, после чего проводят диффузионное раскисление и сталь выпускают из печи. Выпущенную сталь в ковше либо подвергают вакуумированию, либо продувают аргоном совместно с рафинирующим порошком. Длительность плавки составляет 2,5 ... 3 ч. Разливка стали осуществляется на машине непрерывного литья заготовок.
Этим способом выплавляют высококачественные легированные стали с малым содержанием фосфора и серы.
7. РАЗЛИВКА СТАЛИ
Выплавленную сталь выпускают из плавильной печи в разливочный ковш, из которого ее разливают в изложницы или кристаллизаторы машины для непрерывного литья заготовок (МНЛЗ). В изложницах или кристаллизаторах сталь затвердевает, и получаются слитки, которые подвергают прокатке, ковке.
Изложницы - чугунные формы для изготовления слитков. Изложницы выполняют с квадратным, прямоугольным, круглым и многогранным поперечными сечениями. Слитки квадратного сечения переделывают на сортовой прокат (двутавровые балки, швеллеры, уголки и т.д.). Слитки прямоугольного сечения переделывают на лист. Из слитков круглого сечения изготовляют трубы, колеса. Многогранные слитки используют для поковок.
Для прокатки отливают слитки массой 200 кг ... 25 т; для поковок - массой 300 т и более. Обычно углеродистые спокойные и кипящие стали разливают в слитки массой до 25 т, легированные и высококачественные стали - в слитки массой 500 кг ... 7 т, а
некоторые сорта высоколегированных сталей - в слитки массой несколько килограммов.
Сталь разливают в изложницы сверху, снизу (сифоном) и на МНЛЗ.
В изложницы сверху (рис. 2.9, а) сталь разливают непосредственно из ковша 1.
При сифонной разливке (рис. 2.9, б) сталью заполняют несколько изложниц (4 ... 60). Изложницы устанавливают на поддоне 6, в центре которого располагается центровой литник 3, футерованный огнеупорными трубками 4, соединенный каналами 7 с изложницами. Жидкая сталь 2 из ковша 1 поступает в центровой литник и снизу плавно, без разбрызгивания заполняет изложницу 5. Поверхность слитка получается чистой, можно разливать большую массу металла одновременно в несколько слитков. Для обычных углеродистых сталей используют разливку сверху, а для легированных и высококачественных - разливку сифоном.
Непрерывная разливка стали состоит в том, что жидкую сталь из ковша / через промежуточное разливочное устройство 2 непрерывно подают в водоохлаждаемый кристаллизатор 3, из нижней части которого вытягивается затвердевающий слиток 4 (рис. 2.10). Перед заливкой металла в кристаллизатор вводят затравку, образующую его дно. Жидкий металл, попадая в кристаллизатор и на затравку, охлаждается, затвердевает, образуя корку, и соединяется с затравкой. Затравка тянущими валками 5 вытягивается из кристаллизатора вместе с затвердевающим слитком, сердцевина которого еще жидкая. Скорость вытягивания слитка из кристаллизатора составляет от 0,3 до 10 м/мин, она зависит от его поперечного сечения, температуры разливаемого металла, условий вторичного охлаждения и теплофизиче-ских свойств разливаемой стали. Например, скорость вытягивания слитков с сечениями 150 х 500 и 300 х 2000 мм около 1 м/мин.
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
47
Рис. 2.9. Разливка стали в изложницы
Рис. 2.10. Схема разливки стали на МНЛЗ
48
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
На выходе из кристаллизатора слиток охлаждается водой из форсунки в зоне б вторичного охлаждения. Затем затвердевший слиток попадает в зону 7 резки, где его разрезают газовым резаком 8 на слитки заданной длины. Таким способом отливают слитки с прямоугольным поперечным сечением (150 х 500 ... 300 х 2000 мм), с квадратным сечением (150 х 150 ... 400 х 400 мм), круглые в виде толстостенных труб. Вследствие направленного затвердевания и непрерывного питания при усадке слитки непрерывной разливки имеют плотное строение и мелкозернистую структуру, в них отсутствуют усадочные раковины. Выход годных заготовок может достигать 96 ... 98 % массы разливаемой стали.
Машины непрерывного литья могут иметь несколько кристаллизаторов, что позволяет одновременно получать несколько слитков, которые могут быть прокатаны на сортовых станах, минуя блюминги и слябинги.
8. КРИСТАЛЛИЗАЦИЯ И СТРОЕНИЕ СТАЛЬНЫХ СЛИТКОВ
Залитая в изложницы сталь отдает теплоту ее стенкам, поэтому затвердевание стали начинается у стенок изложницы. Толщина закристаллизовавшейся корки непрерывно увеличивается, при этом между жидкой сердцевиной слитка и твердой коркой металла располагается зона, в которой одновременно имеются растущие кристаллы и жидкий металл между ними.
Кристаллизация слитка заканчивается вблизи его продольной оси.
Сталь затвердевает в виде кристаллов древовидной формы - дендритов. Размеры и формы дендритов зависят от условий кристаллизации. На строение стального слитка большое влияние оказывает степень раскисленности стали.
Спокойная сталь (рис. 2.11, а, г) затвердевает без выделения газов, в верхней части слитка образуется усадочная раковина 1, а в средней - усадочная осевая рыхлость.
Для устранения усадочных дефектов слитки спокойной стали отливают с прибылью, которая образуется надставкой (см. рис. 2.9, б) со стенками, футерованными огнеупорной массой малой теплопроводности. Поэтому сталь в прибыли долгое время остается жидкой и питает слиток, а усадочная раковина располагается в прибыли. Слиток спокойной стали (рис. 2.11, а) имеет следующее строение: тонкую наружную корку А из мелких равноосных кристаллов; зону Б крупных столбчатых кристаллов (дендритов); зону В крупных неориентированных кристаллов; конус осаждения Г, мелкокристаллическую зону у донной части слитка. Стальные слитки неоднородны по химическому составу. Химическая неоднородность, или ликвация, возникает вследствие уменьшения растворимости примесей в железе при его переходе из жидкого состояния в твердое. Ликвация бывает двух видов - дендритная и зональная.
а) 6) в)
Рис. 2.11. Схема строения стальных слитков
г) д) е)
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
49
Дендритная ликвация - неоднородность стали в пределах одного кристалла (дендрита) - центральной оси и ветвей. Например, при кристаллизации стали содержание серы на границах дендрита по сравнению с содержанием в центре увеличивается в 2 раза, фосфора - в 1,2 раза, а углерода уменьшается почти наполовину.
Зональная ликвация - неоднородность состава стали в различных частях слитка. В верхней части слитка из-за конвекции жидкого металла содержание серы, фосфора и углерода увеличивается в несколько раз (рис. 2.11, г), а в нижней части -уменьшается. Зональная ликвация приводит к отбраковке металла вследствие отклонения его свойств от заданных. Поэтому прибыльную и подприбыльную части слитка, а также донную его часть при прокатке обрезают.
В слитках кипящей стали (рис. 2.11, б, д) не образуются усадочные раковины: усадка стали рассредоточена по полостям газовых пузырей, возникающих при кипении стали в изложнице. При прокатке слитка газовые пузыри завариваются. Кипение стали влияет на зональную ликвацию в слитках, которая развита в них больше, чем в слитках спокойной стали. Углерод, сера и фосфор потоком металла выносятся в верхнюю часть слитка, отчего свойства стали в этой части слитка ухудшаются. Поэтому при прокатке отрезают только верхнюю часть слитка, так как в донной ликвация мала. Для уменьшения ликвации кипение после заполнения изложницы прекращают, накрывая слиток металлической крышкой ("механическое закупоривание"), либо раскисляют металл алюминием или ферросилицием в верхней части слитка ("химическое закупоривание").
Слиток кипящей стали имеет следующее строение (рис. 2.11, б, д): плотную наружную корку А без пузырей; зону мелких кристаллитов; зону сотовых пузырей Я, вытянутых к оси слитка и располагающихся между кристаллитами Б; зону В неориентированных кристаллитов; про-
межуточную плотную зону С; зону вторичных круглых пузырей К и среднюю зону Д с отдельными пузырями.
Полуспокойная сталь сохраняет преимущества спокойной и кипящей сталей и не имеет их недостатков.
Полуспокойная сталь (рис. 2.11, в, е) частично раскисляется в печи и ковше, а частично в изложнице. Слиток полуспокойной стали имеет в нижней части структуру спокойной стали, а в верхней - кипящей. Ликвация в верхней части слитка полуспокойной стали меньше, чем кипящей, и близка к ликвации спокойной стали, но слитки полуспокойной стали не имеют усадочных раковин.
9. СПОСОБЫ ПОВЫШЕНИЯ КАЧЕСТВА СТАЛИ
Развитие машиностроения и приборостроения предъявляет возрастающие требования к качеству металла: его прочности, пластичности, газосодержанию. Улучшить эти показатели можно уменьшением в металле вредных примесей, газов, неметаллических включений. Для повышения качества металла используют обработку металлов синтетическим шлаком, вакуумную дегазацию металла, электрошлаковый переплав (ЭШП), вакуумно-дуговой переплав (ВДП), переплав металла в электронно-лучевых и плазменных печах и другие способы.
Обработка металла синтетическим шлаком (рис. 2.12) заключается в следующем. Синтетический шлак, состоящий из 55 % СаО, 40 % А1203, небольшого количества Si02, MgO и минимума FeO, выплавляют в электропечи и заливают в ковш (рис. 2.12, а). В этот же ковш затем заливают сталь (рис. 2.12, б). При перемешивании стали и шлака поверхность их взаимодействия резко возрастает, и реакции между ними протекают гораздо быстрее, чем в плавильной печи. Благодаря этому, а также низкому содержанию оксида железа в шлаке сталь, обработанная таким способом, содержит меньше серы, кислорода и
50
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
Рис. 2.12. Схема обработки стали синтетическим шлаком
неметаллических включений, улучшаются ее пластичность и прочность. Такие стали применяют для изготовления ответственных деталей машин.
Вакуумирование стали проводят для понижения концентрации кислорода, водорода, азота и неметаллических включений. Для вакуумирования используются различные способы, например вакуумирование в ковше, циркуляционное и поточное вакуумирование, струйное и порционное вакуумирование и др.
При вакуумной обработке стали происходит раскисление углеродом, так как при снижении давления в камере концентрации углерода и кислорода становятся избыточными и появляется термодинамическая возможность протекания реакции окисления углерода. Вакуумирование стали сопровождается кипением металла. Для примера рассмотрим вакуумирование стали в ковше, циркуляционное и поточное вакуумирование.
Вакуумирование стали в ковше (рис. 2.13, а) осуществляется в камере /, в которую устанавливается ковш 2 со сталью, после чего камеру герметично закрывают крышкой 3 и соединяют с работающим вакуум-насосом. На крышке камеры предусмотрен бункер 4 для ферросплавов. При достижении разрежения с остаточным давлением 0,267 ... 0,667 кПа металл закипает, что свидетельствует о начале дегазации. Длительность обработки зависит от температуры стали в ковше и ее массы и
составляет 10 ... 20 мин. По окончании обработки камеру соединяют с атмосферой, открывают камеру и ковш со сталью увозят на разливку.
Циркуляционное вакуумирование осуществляется на установке (рис. 2.13, б), которая состоит из вакуумной камеры 1 со всасывающей 2 и сливной 3 трубами, опускаемыми в ковш 5 со сталью. В установке предусмотрен бункер 4 для ферросплавов. После создания разрежения с остаточным давлением 0,267 ... 0,667 кПа в камере образуется слой металла высотой 200 ... 400 мм. В нижней части одной из труб имеется кольцевой коллектор б с соплами для ввода транспортирующего газа -аргона. Аргон, попадая в расплавленную сталь, образует взвесь мелких пузырьков, поднимающихся по трубе и увлекающих за собой металл. Попадая в камеру, металл вакуумируется и стекает по второй трубе в ковш. При скорости движения металла через камеру 15 ... 20 т/мин длительность вакуумирования составляет 20 ... 30 мин. Расход аргона 10 ... 28 л/т. Вследствие непрерывного смешивания обработанного металла с необработанным требуется трех-, четырехкратное прохождение стали через камеру.
Поточное вакуумирование стали осуществляется при непрерывной разливке. На рис. 2.13, в приведена схема вакуумной обработки стали с промежуточной вакуум-камерой. Разливочный ковш 1 со сталью герметически устанавливают на вакуумную камеру 2, патрубок 3 погружен в металл промежуточного ковша 4. Сталь из промежуточного ковша поступает в кристаллизатор 5, из которого вытягивается слиток б. Этим способом при непрерывной разливке вакуумируют как спокойную, так и низкоуглеродистую кипящую сталь, получая плотные слитки.
Электрошлаковый переплав (ЭШП) применяют для выплавки высококачественных сталей для шарикоподшипников, жаропрочных сталей для дисков и лопаток турбин, валов компрессоров, авиационных
ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
51
а) б) в)
Рис. 2.13. Ковшовое (а), циркуляционное (б) и поточное (в) вакуумирование стали
ления электрода, под воздействием кристаллизатора постепенно формируется в слиток б. Последовательная и направленная кристаллизация способствует получению плотного однородного слитка.
конструкций. Переплаву подвергают выплавленный в дуговой печи и прокатанный на круглые прутки металл. Источником теплоты при ЭШП является шлаковая ванна, нагреваемая при прохождении через нее электрического тока. Электрический ток подводится к переплавляемому электроду /, погруженному в шлаковую ванну 2, и к поддону 9, установленному в водоохлаждаемом металлическом кристаллизаторе 7, в котором находится затравка 8 (рис. 2.14). Выделяющаяся теплота нагревает шлаковую ванну 2 до температуры свыше 1700 °С и вызывает оплавление конца электрода. Капли жидкого металла 3 проходят через шлак, образуют под шлаковым слоем металлическую ванну 4.
а)
Рис. 2.14. Схемы электрошлакового переплава
расходуемым электродом:
а - кристаллизатор; б- схема включения установки
Перенос капель металла через основной шлак способствует их активному взаимодействию, удалению из металла серы, неметаллических включений и растворенных газов. Металлическая ванна непрерывно пополняется путем расплав-
52
ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
В результате ЭШП содержание кислорода в металле снижается в 1,5 ... 2 раза, концентрация серы снижается в 2 ... 3 раза, уменьшается содержание неметаллических включений, они становятся мельче и равномерно распределяются в объеме слитка. Слиток отличается плотностью, однородностью, хорошим качеством поверхности благодаря наличию шлаковой корочки 5, высокими механическими и эксплуатационными свойствами стали и сплавов. Слитки выплавляют круглого, квадратного, прямоугольного сечений массой до 110 т.
Вакуумно-дуговой переплав (ВДП) применяют в целях удаления из металла газов и неметаллических включений. Процесс осуществляется в вакуумно-дуговых печах с расходуемым электродом (рис. 2.15). В зависимости от требований, предъявляемых к получаемому металлу, расходуемый электрод изготовляют механической обработкой слитка, выплавленного в электропечах или установках ЭШП. Расходуемый электрод 3 закрепляют на водо-охлаждаемом штоке 2 и помещают в корпус / печи и далее в медную водоохлаж-даемую изложницу б. Из корпуса печи откачивают воздух до остаточного давления 0,00133 кПа.
При подаче напряжения между расходуемым электродом - катодом 3 и затравкой - анодом 8 возникает дуга. Выделяющаяся теплота расплавляет конец электрода; капли 4 жидкого металла, проходя зону дугового разряда, дегазируются, заполняют изложницу и затвердевают, образуя слиток 7. Дуга горит между расходуемым электродом и жидким металлом 5 в верхней части слитка на протяжении всей плавки. Сильное охлаждение слитка и разогрев дугой ванны металла создают условия для направленного затвердевания слитка, вследствие чего неметаллические включения сосредоточиваются в верхней части слитка, а усадочная раковина в слитке мала. Слитки ВДП содержат мало газов, неметаллических включений, отличаются высокой равномерностью химиче-
ского состава, повышенными механическими свойствами. Из слитков изготовляют ответственные детали турбин, двигателей, авиационных конструкций. Масса слитков достигает 50 т.
Плавку в электронно-лучевых печах (ЭЛП) применяют для получения чистых и ультрачистых тугоплавких металлов (молибдена, ниобия, циркония и др.), для выплавки специальных сплавов и сталей. Источником теплоты в этих печах является энергия, выделяющаяся при торможении свободных электронов, пучок которых направлен на металл. Получение электронов, их разгон, концентрация в луч, направление луча в зону плавления осуществляются электронной пушкой. Металл плавится и затвердевает в водоохлаждае-мых кристаллизаторах при остаточном давлении 1,33 Па. Вакуум внутри печи, большой перегрев и высокие скорости охлаждения слитка способствуют удалению газов и примесей, получению металла
^К вакуум-насосу
Рис. 2.15. Схема вакуумно-дугового переплава
ПРОИЗВОДСТВО ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
53
особо высокого качества. Однако при переплаве шихты, содержащей легкоис-паряющиеся элементы, изменяется химический состав металла.
Плавку стали в плазменно-дуговых печах (ЦДЛ) применяют для получения высококачественных сталей и сплавов. Источник теплоты - низкотемпературная плазма (30 000 °С), получаемая в плазменных
горелках. В этих печах можно создавать нейтральную среду заданного состава (аргон, гелий). Плазменно-дуговые печи позволяют быстро расплавить шихту, в нейтральной газовой среде происходит дегазация выплавляемого металла, легкоиспа-ряющиеся элементы, входящие в его состав, не испаряются.
Yandex.RTB R-A-252273-3- Глава I Современное металлургическое производство
- Глава II Производство чугуна
- Глава III Производство стали
- Глава IV Производство цветных металлов
- Глава I Общая характеристика и физико-механические основы обработки металлов давлением
- Глава II Изготовление машиностроительных профилей
- Глава III Изготовление поковок
- Глава IV Прогрессивные технологии
- Глава V
- Глава VI Технико-экономические показатели и
- Глава I Общая характеристика литейного производства
- Глава II Физические основы производства отливок
- Глава III Изготовлени формах
- Глава IV Изготовление отливок специальными способами литья
- 4.1. Технологические возможности способов изготовления отливок
- Глава V Изготовление отливок из различных сплавов
- 4.2. Химический состав никелевых жаропрочных сплавов и их длительная прочность
- Глава VI Технологичность конструкций литых деталей
- Глава I Физические основы получения сварного соединения
- Глава II
- Глава III
- Глава IV Лучевые способы сварки
- Глава V
- Глава VI
- Глава VII Нанесение износостойких и жаропрочных покрытий
- Глава VIII Технологические особенности сварки различных металлов и сплавов
- Глава IX
- Глава X Контроль сварных и паяных соединений
- Глава XI Технологичность
- Глава I Физико-механические основы обработки конструкционных материалов резанием
- 6.1. Обрабатываемость конструкционных материалов резанием
- Глава II Инструментальные материалы
- Глава III Металлорежущие станки
- 6.2. Классификация металлорежущих станков
- Глава IV
- Глава V
- Глава VI Обработка заготовок на станках сверлильно-расточной группы
- Глава VII Обработка заготовок на станках строгально-протяжной группы
- Глава VIII Обработка заготовок на станках фрезерной группы
- Глава IX Обработка заготовок
- Глава X Обработка заготовок
- Глава XI Методы отделочной обработки поверхностей
- Глава XII Методы обработки заготовок без снятия стружки
- Глава I Физико-технологические основы
- Глава II Изготовление изделий
- Глава III Изготовление деталей
- 8.1. Классификация композиционных порошковых материалов
- Глава IV Изготовление деталей
- Глава IV Изготовлени технических
- Глава VI Технологические особенности проектирования и изготовления деталей из композиционных материалов
- Раздел 1. Свойства металлов и сплавов, применяемых в
- Раздел 2. Производство черных
- Глава I. Современное металлургиче ское производство 25
- Глава III. Производство стали 32
- Глава III. Изготовление отливок в
- Глава IV. Изготовление отливок спе циальными способами литья 179
- Глава V. Изготовление отливок нз
- Глава VI. Технологичность конст рукций литых деталей 214
- Глава III. Металлорежущие станки ... 326
- Глава IV. Автоматизация производ ства в цехах с металлорежущим обо рудованием 335
- Глава V. Обработка заготовок иа станках токарной группы 345
- Глава VI. Обработка заготовок иа стайках сверлильно-расточной группы 361
- Глава VII. Обработка заготовок на станках строгально-протяжной группы 377
- Глава VIII. Обработка заготовок на станках фрезерной группы 386
- Глава IX. Обработка заготовок на зубообрабатывающнх станках 399
- Глава XI. Методы отделочной обра ботки поверхностей 421
- Глава XII. Методы обработки загото вок без снятия стружки 434
- Раздел 7. Электрофизические и электрохимические мето ды обработки 442