СОДЕРЖАНИЕ
Введение
ТЕОРЕТИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
1.1 Описание производственной схемы
1.1.1 Железная руда
1.1.2 Флюсы и отходы производства
1.1.3 Топливо
1.1.4 Подготовка железных руд к доменной плавке
1.2 Доменное производство
1.3 Сталеплавильное производство
1.4 Внепечная обработка стали
1.5 Непрерывная разливка стали
1.6 Прокатное производство
1.7 Термомеханическая обработка
1.8Калибровка. Технический контроль. Складирование и фасовка
ВВЕДЕНИЕ
Металлургия (в переводе с греч.) означает «добываю руду, обрабатываю металлы»; «выкапываю, добываю из земли»; «рудник, металл». Таким образом, металлургия – это область науки и техники и отрасль промышленности, включающая процессы обработки добытых из недр руд, получение металлов и сплавов, придание им определенных свойств.
Сегодня металлы стали основой современной цивилизации в результате многовековых усилий людей во многих странах.
За последние 20 лет ежегодное мировое потребление металлов и мировой металлофонд удвоились. Поэтому можно смело утверждать, что металлы в XXI веке останутся основными конструкционными материалами, так как по своим свойствам, экономичности производства и потребления не имеют себе равных в большинстве сфер применения.
Что касается металлургического комплекса России, то – это базовая отрасль, которая вносит существенный вклад в экономику России. Он обеспечивает одну из наибольших долей налоговых поступлений в бюджеты всех уровней (составляет 9%), рабочими местами огромное количество людей и определяет развитие всех остальных отраслей, напрямую или косвенно от неё зависящих (грузовые ж/д перевозки, потребление электроэнергии и проч.).
На сегодняшний день, доля металлургии страны составляет около 5%, промышленном производстве – 17,3%, экспорте – 14,2%. Металлургическая промышленность является одной из отраслей специализации России в современном международном разделении труда. На сегодняшний день Россия занимает 4 место в мире по производству стали (уступая Китаю, Японии и США), а по экспорту металлопродукции – третье место в мире (экспорт стального проката составил в 2006 году около 28,3 млн.т.; из Китая – 52,1 млн.т.; Японии – 35,6 млн.т.).
Однако, несмотря на адаптацию металлургического комплекса к рыночным условиям, технико-технологический уровень и конкурентоспособность ряда видов металлопродукции нельзя считать удовлетворительными. Анализ возможных направлений решения имеющихся проблем обуславливает необходимость разработки единой государственной стратегии развития металлургического комплекса. Так, стратегия развития металлургического комплекса РФ до 2015 года уже подготовлена Минпромэнерго России по исполнению поручения правительства РФ от 19.01.2005 г. № АЖ-П9-188 «О проектах стратегий развития отдельных отраслей промышленности».
В целом российский металлургический комплекс – это успешный в инвестиционном отношении сегмент экономики. Однако, несмотря на то, что отечественные предприятия способны реализовывать крупные проекты, в т.ч. и за рубежом, главная задача государства – содействовать этим инвестиционным процессам, происходящим в отрасли, создавать дополнительные возможности для её участников, а также брать на себя решение задач, которые бизнес решить самостоятельно не может (например, инфраструктурных в рамках государственно-частного партнерства с использованием средств инвестиционного фонда), и которые дают значительный мультипликативный эффект.
Целью данного курсового проекта является, разработка проекта производства и поставка товара покупателю.
Задачи проекта: проектирование процесса производства арматурной стали марки 35ГС объёмом 17 тыс. т в год в рамках металлургического предприятия полного цикла, определение состава и влияния легирующих элементов на относительное удлинение стали, а так же разработка коммерческого предложения по поставке данной арматуры покупателю в условиях Австралии (г.Мельбурн).
ТЕОРЕТИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
1.1 Описание производственной схемы
В состав металлургического комбината интегрированного типа входят основные цехи (доменный, сталеплавильный, сортопрокатный), рудник, известковый карьер, обогатительная и агломерационная фабрики, коксохимический цех.
Взаимное расположение основных и вспомогательных цехов должно обеспечивать наиболее эффективную организацию производства в соответствии с принятой технологией путем создания надлежащих производственных связей между цехами, а в цехах между агрегатами. Схема расположения цехов предусматривает движение потока металла только в одном направлении, через прокатные цехи проходит почти вся сталь, выплавляемая в сталеплавильных цехах. Технологический процесс получения готового проката является завершающей стадией металлургического производства.
Параметр оптимизации технологического процесса – относительное удлинение. Относительное удлинение образца при разрыве служит показателем пластических свойств материала.
Для армирования железобетонных конструкций применяют углеродистую или низколегированную сталь в виде гладких и периодического профиля стержней. Сталь марки 35ГС относят к классу АIII и применяют для ненапряженных конструкций.
Рисунок 1 – Технологическая схема металлургического производства
1.1.1 Железная руда
Руда – полезное ископаемое, добываемое из недр земли. Это горная порода или минеральное вещество, добываемая из недр земли, из которой при данном уровне развития техники экономически целесообразно извлекать металлы и их соединения.
Из большого числа встречающихся в земной коре железосодержащих минералов промышленное значение имеют минералы, в которых железо в основном представлено магнитным оксидом Fe3
O4
(72,4% Fe) – магнетитовая руда, безводным оксидом Fe2
O3
(70% Fe), водными оксидами m
Fe2
O3
* n
H2
O с различным количеством воды (52,3 – 62,9% Fe) – бурый железняк, карбонатом железа FeCO3
(48,3% Fe) – шпатовый железняк.
Кроме указанных соединений железа в рудах присутствуют различные примеси (тоже в виде соединений), которые в зависимости от вида плавки могут быть полезными и вредными.
К вредным примесям относят серу, цинк и мышьяк, фосфор. Сера вызывает красноломкость стали, удаляется из руд окислительным обжигом и агломерацией. Цинк имеет свойство возгоняться и поэтому, проникая в швы кладки, приводит к ее росту и разрыву металлического кожуха доменной печи. Мышьяк, фосфор придают стали хладноемкость и ухудшают ее свариваемость, мышьяк удаляется из руды при агломерации, фосфор - в сталеплавильных печах. К полезным примесям относят никель, хром, медь, ванадий и титан. Пустая порода руд в основном состоит из SiO2
, Al2
O3
, CaO и MgO.
1.1.2 Флюсы и отходы производства
Флюсы вводят в доменную печь для перевода пустой породы железосодержащей шихты и золы кокса в шлак требуемого химического состава, обладающего определенными физическими свойствами (легкоплавкость, текучесть).
Температура плавления оксидов, входящих в состав пустой породы агломерата или руд, а также золу кокса, значительно выше температуры шлака в доменной печи (1450-1600 0
С). Необходимо, чтобы шлаки, получаемые в доменной печи, содержали определенное количество основных оксидов (СaO и MgO) для обеспечения требуемой десульфирующей способности. Для этого применяют основной флюс – известняк, состоящий из карбоната кальция CaCO3
или доломитизированный известняк, содержащий еще и MgCO3
.
При доменной плавке используют так же некоторые отходы производства: колошниковую пыль доменного цеха (40-56%Fe, 3-15%С), сварочный шлак и окалину нагревательных печей, пиритные огарки и шлаки мартеновского производства.
1.1.3 Топливо
Как основное топливо доменной плавки рассмотрим кокс. Это кусковой пористый материал из спекшейся углеродистой (83 – 88%С) массы, получающейся при прокаливании каменного угля без доступа воздуха. Благодаря своей прочности, термостойкости и способности не спекаться кокс сохраняет форму кусков на всем пути движения шихты от колошника до горна, обеспечивая газопроницаемость.
Как топливо кокс, сгорая, обеспечивает доменную печь теплом, необходимым для нагрева и расплавления шихты и протекания процессов восстановления железа из оксидов. Кроме того, углерод кокса является восстановителем и служит для науглероживания железа (продукт сгорания кокса – газ СО - также восстановитель).
Получение кокса происходит традиционным способом - сухой перегонкой (нагревом до 1100о
С без доступа воздуха) коксующихся каменных углей в коксовых печах.
Коксовые печи отапливают доменным и коксовым газами. Для коксования применяют коксовые, паровично-жирные, газовые, паровично-спекающиеся угли, которые предварительно дробят и обогащают для снижения зольности. Далее составляют шихту, которую подвергают окончательному дроблению и помолу, и направляют в распределительную башню.
Температура кладки шихты в отопительных простенках (вертикальных) колеблется в пределах 1350—1420°С. Коксовый пирог нагревают примерно до 1100° С. Коксование загруженной в камеру порции шихты длится 14,5 – 16ч. Предварительно уголь дробят и обогащают для снижения зольности. После процесса получения кокса, последний доставляют в доменный цех.
Выделяющиеся из коксовой печи летучие («грязный коксовый газ», 300 – 320 м3
т/шихты) направляют в химические цехи, где из них извлекают смолы, аммиак и бензол, из которых получают до 500 других продуктов (лаки, краски, растворители, лекарства, пек и др.).
Кокс, как доменное топливо, должен обладать комплексом свойств: высокой прочностью, термостойкостью, малым содержанием золы (снижает производительность печи), высокой пористостью, определенным размером кусков(25 – 60 мм). А также, кокс должен содержать: 83-88% углерода; 8-13% золы; 0,7-1,5% летучих; 0,5-5% влаги; 0,4-1,8% серы; 0,02-0,05% фосфора.
1.1.4 Подготовка железных руд к доменной плавке
Чем тщательнее подготавливают руду к доменной плавке, тем выше производительность доменной печи, ниже расход топлива и выше качество выплавляемого чугуна.
В конечном итоге стремятся снабжать доменную печь шихтой, состоящей только из двух компонентов: офлюсованного железорудного сырья и кокса определенной кусковатости и не содержащих мелких фракций (ниже 5 – 8 мм для железосодержащей шихты и ниже 20-30 мм для кокса). Важным резервом повышения производительности доменных печей и снижения расхода топлива является увеличение содержания железа в шихте. Его увеличение на 1% позволяет снизить расход кокса и увеличить производительность печи на 2-2,5%.Также увеличение железа в шихте ведет к снижению выхода шлака при доменной плавке, что увеличивает технико-экономические показатели плавки.
Для обеспечения хорошей газопроницаемости плавильных материалов желательно, чтобы шихта была однородной по кусковатости (10-20 или 20-40 мм). Диаметр самого крупного куска не должен превышать диаметр самого мелкого куска более чем в 2 раза.
В данном курсовом проекте рассмотрены следующие методы подготовки руды: дробление; обогащение; усреднение; окускование.
Дробление.
Крупность добываемых руд в естественном виде различна, поэтому для дальнейшего использования руда должна быть подвергнута дроблению. Дробление – процесс уменьшения размера кусков твердого материала его разрушением под действием внешних сил, с целью придания кускам материала определенной крупности.
Для доменной плавки верхний предел крупности кусков руды составляет 40-100 мм, для агломерации 6-10 мм, а для обогащения менее 0,1 мм. Чем тоньше измельчена руда, тем полнее рудные зерна могут быть отделены от пустой породы в процессе обогащения. Поэтому дробление часто дополняют измельчением.
Различают следующие стадии дробления: крупное – получение кусков размером 1200 мм – 100 мм; среднее дробление – от 100-350 до 40-60 мм и мелкое дробление – от 40-60 до 6-25 мм; измельчение – от 6-25 до 1 мм; тонкое измельчение – менее 1 мм. Крупное, среднее и мелкое дробление осуществляет в дробилках, а измельчение – в мельницах.
Обогащение.
Т.к. руды, добываемые из недр земли, часто не удовлетворяют требованиям металлургического производства по содержанию основного металла и вредных примесей, то они нуждаются в обогащении. Обогащение – процесс обработки полезных ископаемых, с целью повышения полезного компонента путем отделения рудного минерала от пустой породы или отделения одного ценного минерала от другого. В результате получают готовый продукт – концентрат, и остаточный продукт – хвосты, бедней чем исходная руда.
В зависимости от физических и физико-химических свойств минералов, входящих в состав руды, применяют следующие способы обогащения:
1. Промывка
2. Гравитация
В соответствии с проектом, как основной вид обогащения применяется метод магнитной сепарации.
3. Магнитная сепарация –
наиболее распространенный способ обогащения, с целью отделения магнитного минерала (Рисунок 1). Магнитное обогащение железных руд осуществляют методами сухой и мокрой магнитной сепарации, а также комбинированными методами. Для обогащения магнитных железных руд крупностью более 3-6 мм применяют только сухую магнитную сепарацию. Для руд крупностью менее 0,1 мм – только мокрую сепарацию. Магнитное обогащение осуществляется магнитным сепаратором.
Концентрат
Рисунок 2 – Схема магнитного сепаратора для обогащения крупных руд
Для обогащения слабомагнитных руд ограниченное применение находят валковые сепараторы с сильным магнитным полем.
Дообогащение производится флотацией.
4.Флотация –
способ обогащения, основанный на различии физико-химических свойств поверхностей различных минералов. Гидрофобные тела – минералы (в тонкоизмельченном состоянии в водной среде) не смачиваются водой, прилипают к пузырькам воздуха и поднимаются, т.е. всплывают и флотируют, образуя минерализованную пену. Для повышения эффективности флотации используют флотационные реагенты трех видов: коллекторы – органические вещества, избирательно адсорбирующиеся на поверхности минерала и усиливающие их гидрофобные свойства. Регуляторы – многочисленные реагенты, которые активизируют или подавляют флотацию минералов. Вспениватели – создают обильную минерализованную пену. При прямой флотации пена представляет собой концентрат, при обратной – хвосты. Гидрофильные тела смачиваются водой, не прилипают к воздушному пузырьку и остаются в пульпе. Для флотации используются флотационные машины.
Усреднение.
Неоднородность химического и гранулометрического состава шихты крайне отрицательно влияет на показатели работы доменных печей. Необходимо постоянство железа, так как снижение его содержания приводит к разогреву печи, а повышение – к похолоданию. Поэтому приходится вести плавку с некоторым избытком топлива. Нужно чтобы в шихте отклонения по содержанию железа от среднего его содержания не превышали ±0,3 – 0,5%. А увеличение содержания мелочи в шихте (<3 мм) на 10% приводит к увеличению расхода кокса на 4 – 7%. Усреднение гранулометрического состава шихты решается путем дробления агломерата и отсева мелочи от окускованной шихты, а задача усреднения железорудных материалов по химическому составу – на механизированных складах для усреднения.
Окускование.
Окускование – процесс превращения мелких железорудных материалов (руд, концентратов, колошниковой пыли) в кусковые необходимых размеров. Применяют два способа окускования: агломерация; окомкование.
Агломерация
– процесс окускования спеканием в результате сжигания топлива в слое спекаемого материала, с целью получения агломерата. Его проводят на агломерационных фабриках. При агломерации удаляются некоторые вредные примеси (сера, частично мышьяк), разлагаются карбонаты и получается кусковой, пористый, офлюсованный материал. Составляющие агломерационной шихты – железосодержащие материалы (рудный концентрат, руда, колошниковая пыль); возврат (отсеянная мелочь ранее произведенного агломерата); топливо (коксовая мелочь); влага, вводимая для окомкования шихты; известняк для получения офлюсованного агломерата.
Рисунок 3 – Схема агломерационного процесса
а – начало процесса; б – промежуточный момент; в – конечный момент; А – агломерат; Ш – шихта.
Составляющие шихты из бункеров выдают с помощью весовых и объемных дозаторов сначала в смесительный, а затем в окомковательный барабан. После окомкования, шихту транспортируют к спекательной машине. На колосниковую решетку 1 конвейерной ленты загружают «постель» высотой 30 – 35 мм, состоящую из возврата крупностью 10 – 25 мм. Затем загружают шихту (250 – 350 мм). Под колосниковой решеткой создают разрежение 7 – 10 кПа, в результате чего с поверхности в слой засасывается наружный воздух. Для начала процесса, нагревают верхний слой шихты до 1200-1300о
С, топливо воспламеняется. Горение поддерживается в результате просасывания атмосферного воздуха. Зона горения постепенно продвигается сверху вниз со скоростью 20 – 30 мм/мин. В зоне горения образуется жидкая фаза, которая пропитывает твердые частицы и взаимодействует с ними. Когда пропитанная масса затвердевает, образуется твердый пористый продукт – агломерат. Поры возникают в результате испарения влаги и просасывания воздуха. Годный агломерат конвейером транспортируют в доменный цех, а мелочь в бункер возврата. Выход годного агломерата из шихты не превышает 70 – 80%.
Окомкование
– процесс окускования тонкоизмельченных железорудных концентратов (менее 0,07 мм). Процесс производства окатышей состоит из двух стадий:
- получение сырых (мокрых) окатышей;
- упрочнение окатышей (подсушка при 300 – 600 и обжиг при 1200 – 1350о
С).
Исходную шихту: возврат, концентрат и известняк загружают в бункеры, откуда она при помощи дозаторов поступает в смесительный барабан, а затем в гранулятор (окомкователь). Получаем шарики диаметром 10 – 20 мм, которые затем попадают на обжиговую машину. После чего, охлаждаются в зоне охлаждения подаваемым воздухом и разгружаются на грохот.Фракцию > 5 мм отправляют для доменной плавки, остальное является возвратом.
1.2 Доменное производство
Доменный процесс реализуется в печах шахтного типа и предназначен для получения чугуна из железорудного сырья. Шихтой доменной плавки является железная руда, топливом служит кокс, который получают методом нагрева коксующегося угля без доступа воздуха.
Доменный процесс реализуется в печах шахтного типа и предназначен для получения чугуна из железорудного сырья. Шихтой доменной плавки является железная руда с содержанием железа свыше 60%, агломерат, железорудные окатыши. Топливом служит кокс. Для реализации процесса горения кокса в доменной печи используют дутье.
Загрузка шихты и распределение материалов на колошнике
Шихту загружают в печь отдельными порциями — колошами. Рудную часть колоши можно загружать отдельно или одновременно с коксом. Величину колоши и способ ее загрузки выбирают так, чтобы распределение газов в печи было наилучшим.
В настоящее время основным железорудным материалом является агломерат, слой которого менее газопроницаем, чем слой кокса. Поэтому целесообразно, чтобы слой агломерата у стен был толще, чем в центре печи, а слой кокса — наоборот. Загрузка шихты с конуса и способность кокса располагаться в печи с меньшим углом откоса, чем угол откоса агломерата или руды, обеспечивают это требование.
Рисунок 4 - распределение материалов на колошнике при загрузке их конусным аппаратом.
Рисунок 5 - Общий вид доменной печи
1 – летка для выпуска чугуна;
2 – фурменное устройство для подачи комбинированного дутья;
3 – цилиндрическая часть колошника с защитными плитами;
4 – большой конус колошника;
5 – малый конус колошника;
6 – устройство для вращения приёмной воронки;
7 – приёмная воронка;
8 – скип;
9 – наклонный мост;
10 – межконусное пространство;
11 – летка для выпуска шлака;
12 – площадка.
Всё доменное производство в рамках металлургического комбината сосредоточено в доменном цехе, поперечный разрез которого представлен на рисунке.
Рисунок 6 - Поперечный разрез доменного цеха
1 – доменная печь;
2 – скиповый подъёмник;
3 – галерея коксового трансферкара;
4 – перегрузочный вагон;
5 – бункерная эстакада;
6 – рудный перегружатель;
7 – штабель железорудной шихты;
8 – вагоноопрокидыватель;
9 – приёмная траншея;
10 – вагон – весы;
11 – скиповая яма;
12 – скип.
В настоящее время осуществляют подачу шихты на колошник не скипами, а транспортером с применением засыпных аппаратов новых типов с большими возможностями регулирования газового потока перераспределением шихты по радиусу колошника.
Чтобы судить о газопроницаемости шихты в доменной печи и о том, насколько хорошо протекают теплообменные и химические процессы между шихтой и газами, желательно иметь данные о температуре и составе газа по сечению.
Нагрев шихты, удаление влаги и разложение углекислых соединений
Шихта, загружаемая в доменную печь, содержит гигроскопическую влагу, а иногда гидратную влагу и карбонаты. Гигроскопическая влага легко испаряется на колошнике, и для ее удаления не требуется дополнительного тепла, так как температура колошниковых газов выше температуры испарения влаги.
Если в шихте находятся карбонаты СаСО3
, MgCO3
, FeC03
и MnCO3,
то они будут разлагаться по эндотермической реакции
МеСОа = МеО + СО2
.
Разложение СаСО3
в доменной печи интенсивно протекает при температуре около 990 °С, разложение же крупных кусков заканчивается при еще более высокой температуре. Это приводит к затрате тепла в таких зонах печи, в которых должен интенсивно протекать процесс восстановления железа. Кроме того, обычно, процесс разложения известняка распространяется в зоны с высокой температурой, поэтому в эндотермической реакции С02
+ С = 2СО неизбежно расходуется углерод, приход тепла в нижние зоны печи уменьшается и израсходованный по этой реакции углерод не достигает фурм.
В последнее время стали применять офлюсованный агломерат, что исключает подачу карбонатов в доменную печь. Офлюсованный агломерат лучше восстанавливается по сравнению с обычным агломератом, и при его применении заметно улучшаются условия шлакообразования. В конечном итоге, применение офлюсованного агломерата приводит к заметному снижению расхода кокса.
Восстановление окислов железа
В соответствии с основными закономерностями процесса восстановления окислов железа, выявленными акад. А. А. Байковым, высший окисел железа Fe2
O3
превращается в железо последовательно через промежуточные окислы.
Восстановителями окислов железа в доменной печи служат углерод, окись углерода и водород. Восстановление углеродом принято называть прямым восстановлением, а газами — косвенным.
Прямое восстановление понимают шире, чем, непосредственное взаимодействие углерода кокса с окислами. Фактически процесс связан с газовой фазой и состоит из двух стадий: косвенного восстановления и реакции взаимодействия СО2
с углеродом:
МеО + СО = Me + СО2
; СО2
+ С = 2СО.
Таким образом, главное, что отличает прямое восстановление от косвенного, это расходование углерода, а это означает, что с развитием реакций прямого восстановления сокращается количество углерода, достигающего фурм.
Восстановление окислов железа окисью углерода протекает по следующим реакциям:
при температуре > 570 °С
1) 3Fe3
O3
+ СО = 2Fe3
O4
4- С02
+ 53 740;
2) Fe3
O4
+ СО -= ЗРеО + СОа
— 36 680;
3) FeO + СО = Fe + СОа
+ 16 060;
при температуре < 570 °С
4)3Fe8
O3
+ СО = 2Fe3
O, + СО3
+ 53 740;
5) ¼Fe3
04
-Ь СО = 3
/4
Fe + СО2
+ 2870.
Нельзя не учитывать то, что реакции прямого восстановления протекают с затратой тепла. Кроме того, увеличение степени прямого восстановления приводит к снижению количества кокса, достигающего фурм, следовательно, к уменьшению прихода тепла в горне. Это и есть основной фактор, ограничивающий развитие прямого восстановления. Для устранения этого недостатка необходимо нагревать дутье до очень высокой температуры.
Для ускорения реакций косвенного восстановления железа из кусковой руды необходимо создать условия для развития внешней и внутренней диффузии молекул газа, химической адсорбции восстановителя на поверхности пор реакционной зоны; десорбции молекул СО2
или Н2
О с твердой поверхности и перехода их в газ. Скорость восстановления возрастает с повышением до определенных пределов температуры, скорости газового потока, давления и концентрации СО и Н.2
, а также с уменьшением размера кусков и повышением их пористости. В доменной печи скорость газового потока достаточно велика, внешнее диффузионное сопротивление очень мало, а состав газа вполне благоприятен для быстрого протекания реакций восстановления окислов железа.
В доменной печи железо восстанавливается почти полностью. Степень восстановления железа составляет 0,99—0,998, а это означает, что 99—99,8 % железа переходит в чугун и лишь 0,2—1,0 % переходит в шлак.
Образование шлака и его физические свойства
Помимо чугуна, в доменной печи образуется шлак, в который переходят невосстановившиеся окислы элементов, т. е. CaO, MgO, А12
О3
, SiO2
и небольшое количество Мn
О и FeO. Сначала образуется первичный шлак, в котором содержится повышенное количество FeO и Мn
О. По мере опускания и нагрева первичного шлака изменяются его состав и количество.
От свойств первичного и конечного шлаков зависит ровность схода шихты и содержание серы в чугуне. Конечный шлак на 85— 95 % состоит из SiO2
, А12
О3
и СаО и, кроме того, содержит 2—10 % MgO, 0,2—0,6 % FeO, 0,3—2 % Мn
О и 1,5—2,5 % S в основном в виде CaS.
1.3 Сталеплавильное производство
Сталь – важнейший материал промышленности; ковкий сплав железа с углеродом и другими примесями.
В настоящее время, с учётом развития металлургических технологий, наиболее прогрессивным и производительным способом выплавки стали является процесс кислородно-конвертерной плавки.
Шихтовые материалы кислородно-конверторного процесса
Основными шихтовыми материалами являются:
-
Жидкий чугун
должен иметь ограниченный химический состав, с содержанием Si - 0,6 – 0,9%; Mn - 0,7 – 1,1%, P - 0,2 – 0,3%, S – не более 0,035% и т.д. Температура жидкого чугуна составляет 1300 – 1450о
С.
-
Стальной лом
- охладитель конверторной плавки, увеличение его расхода экономит чугун, снижая себестоимость стали. В нем недопустимо высокое содержание фосфора, серы, а также примесей цветных металлов, ржавчины, меди и никеля (меньше 0,2%). Толщина кусков лома не должна превышать 0, 25 – 0,35 м, длина – 0,8 м.
-
Шлакообразующие
–
известь и плавиковый шпат (разжижитель шлака), иногда боксит, железная руда, прокатная окалина, агломерат, окатыши. Известь должна быть свежеобожженной и содержать > 92% СаО, менее 2% SiО2
и менее 0,05 – 0,08% S; размер кусков 10 – 50 мм. Плавиковый шпат должен содержать 75 – 92% CaF2
.
-
Ферросплавы для раскисления и легирования
(никель, молибден, кобальт, медь). В качестве окислителей применяют кислород, сжатый воздух, железную руду, окалину, агломерат.
Особенности кислородно-конверторного процесса
Кислородно-конверторный процесс
– процесс выплавки стали из чугуна и добавляемого лома в конверторе с основной футеровкой с определенным видом продувки. В данном курсовом проекте применяется кислородный конвертор для верхней продувки (рисунок 3) и вместимостью 300 т по массе жидкой стали (Таблица 1).
Рисунок 7 – Кислородный конвертор для верхней продувки
По сравнению с мартеновским и электросталеплавильным процессами кислородно-конверторный имеет следующие преимущества:
· высокая производительность одного работающего сталеплавильного агрегата (у мартеновских и электродуговых печей – 140 т/ч, а у конвертеров – 400-500 т/ч);
· низкие капитальные затраты (затраты на сооружение цеха из-за простоты устройства конвертера и более высокой производительности);
· меньше расходы по переделу (расходы топлива, зарплата и др.);
· процесс удобен для автоматизации управления ходом плавки;
· сочетание работы конвертера с непрерывной разливкой;
· снижение выбросов загрязняющих веществ в окружающую среду.
Рисунок 8 – Типовое устройство конвертера
1— опорный подшипник; 2 — цапфа; 3 — защитный кожух; 4 — опорное кольцо; 5 — корпус ведомого колеса; 6 — навесной электродвигатель с редуктором; 7 — ведомое зубчатое колесо; 8 — демпфер навесного электродвигателя; 9 — демпфер корпуса ведомого колеса; 10 — опорная станина; 11 – опорное кольцо.
Также немаловажное значение имеет размер конвертора, т.к. размер обеспечивает продувку без выбросов металла через горловину. Так, размер конвертора, используемый на предприятии, согласно заданию представлен в Таблице 1.
Таблица 1
Размер конвертора для вместимости 300 т
Вместимость, т
|
Удельный объем, м3
/т
|
Высота, Н, м
|
Диаметр, D, м
|
Отношение H/D
|
Глубина ванны, м
|
Диаметр горловины, м
|
300
|
0,87
|
9,26
|
6,55
|
1,41
|
1,9
|
3,43
|
Далее, жидкий чугун подают к сталеплавильным агрегатам с использованием миксерных ковшей (100 – 600 т) – чугун из доменной печи выпускают в миксерный ковш, который затем транспортируют в переливное отделение конверторного цеха.
По мере надобности порцию чугуна из миксерного ковша сливают через горловину в заливочный ковш, который транспортируют к конвертеру. Преимущества применения миксерных ковшей: примерно на 50о
С повышается температура заливаемого в конвертер чугуна, что позволяет увеличить расход лома; уменьшается число переливов чугуна и его потерь при этом; не требуется сооружения миксерных отделений и стационарных миксеров. Недостатком является отсутствие усреднения состава и температуры чугуна разных выпусков из доменной печи. Описанный выше процесс приведен на рисунке 5.
Рисунок 9 – Технологические операции конверторной плавки:
а – загрузка лома, б – заливка чугуна, в – начало продувки, г – замер температуры, д – слив металла, е – слив шлака:
1 - газоотвод; 2 – загрузочная машина; 3 – совок; 4 - мостовой кран; 5 – заливочный ковш; 6 – бункер; 7 – течка; 8 – термопара; 9 – бункер для ферросплавов; 10 – сталеразливочный ковш; 11 – шлаковая чаша (ковш).
Особенность кислородно-конверторной плавки заключается в следующем. В горловину вводят водоохлаждаемую кислородную фурму, установленную на высоте 1,0 – 4,8 м над уровнем расплава, и начинают вдувать кислород. Сначала окисляются кремний, марганец, фосфор, которые переходят в шлак. Шлак сливают. Затем вводят известь для ошлакования серы. Одновременно выгорает углерод. Процесс идет с бурным выделением тепла, и поэтому топливо не требуется.
Окончив продувку, из конвертера выводят фурму, а конвертер поворачивают в горизонтальное положение. Через горловину отбирают пробу металла, посылают ее на анализ, замеряют температуру термопарой погружения. Если результаты оказались неудовлетворительны, то проводят корректировку. Например, при избыточном содержании углерода и недостаточной температуре, проводят кратковременную додувку для его окисления; при излишне высокой температуре в конвертер вводят охладители (легковесный лом, руду, известняк) и т.п. Общая продолжительность плавки в 100 – 350-т конвертерах составляет 40 – 50 мин. В конце плавки сталь раскисляют.
При выплавке стали в кислородном конверторе возникают трудности при проведении процессов раскисления и легирования. Это связано с тем, что, во-первых, возможно чрезмерное охлаждение жидкой стали и неравномерное распределение вводимых элементов в объеме жидкого металла; во-вторых, снижается производительность конвертера. Поэтому раскисление и легирование стали ведут в ковше во время выпуска плавки. В качестве раскислителей используют ферромарганец, ферросилиций и жидкий алюминий. Легируют сталь в ковше. Ферросплавы вводят в ковш во время выпуска стали из конвертера.
1.4 Внепечная обработка стали
В настоящее время средства вторичной металлургии используются при производстве всех сталей без исключения.
Основная цель вторичной металлургии – это осуществление ряда технологических операций быстрее и эффективнее по сравнению с решением аналогичных задач в обычных сталеплавильных агрегатах.
Внепечная обработка стали повышает свойства стали, улучшаются показатели пластичности, уменьшается анизотропия физико-механических характеристик слитка и проката, т.к. при такой обработке в стали снижается содержание нежелательных примесей, газов, неметаллических включений.
Существуют различные способы получения стали высокого качества, которые основаны на использовании одного или одновременно нескольких технологических приемов: 1) обработки металла вакуумом; 2) продувки металла инертными газами; 3) вдувание порошкообразных материалов; 4) перемешивания металла со специально приготовленными шлаками.
В проектируемом технологическом цикле получения стали марки 35ГС рассматривается продувка металла инертным газом, в частности аргоном. При продувке этим способом происходит интенсивное перемешивание металла, усреднение его состава; в тех случаях, когда на поверхности металла наведен хороший шлак, перемешивание улучшает условия протекания процесса ассимиляции таким шлаком неметаллических включений. Масса пузырей инертного газа улучшает условия протекания процессов газовыделения, так как пузыри являются готовыми полостями с развитой поверхностью раздела, что очень важно для образования новой фазы. Продувка инертным газом сопровождается снижением температуры металла (газ нагревается и интенсивно уносит тепло), поэтому продувку инертным газом часто используют для регулирования температуры металла в ковше.
Таким образом, обеспечивают получение сплавов с очень низким содержанием углерода и без потерь хрома.
1.5 Непрерывная разливка стали
Разливка стали – важная операция, в большой степени определяющая качество готового изделия.
Непрерывная разливка заключается в том, что жидкую сталь непрерывно заливают в водоохлаждаемую изложницу без дна – кристаллизатор (внутренняя часть, соприкасающаяся с жидким металлом, выполнена из меди), из нижней части которого вытягивают затвердевший по периферии слиток с жидкой сердцевиной. Далее слиток движется через зону вторичного охлаждения, где полностью затвердевает, после чего его разрезают на куски определенной длины. Разливку ведут до израсходования металла в сталеразливочном ковше.
Непрерывная разливка стали по сравнению с разливкой в изложницы имеет огромные преимущества:
- уменьшаются расходы по переделу
- повышается выход годного металла на 10-15% от массы разливаемой стали;
- сокращается цикл производства;
- повышается качество металла из-за более быстрого затвердевания малых по толщине слитков;
- создаются условия для механизации и автоматизации процесса разливки.
Комплекс оборудования и механизмов для непрерывной разливки называют установкой непрерывной разливки стали (УНРС) или машиной непрерывного литья заготовок (МНЛЗ).
Рисунок 10 – Типовое устройство криволинейной слябовой машины непрерывного литья заготовок:
1 – сталеразливочный ковш; 2 – промежуточный ковш; 3 – кристаллизатор; 4 – опорная рама кристаллизатора; 5 – механизм качания кристаллизатора; 6,7,9 – секции роликовой проводки; 8 – опорные балки; 10 – механизм прижатия и вытягивания роликов; 11 – газорезка; 12 – рольганг.
Здесь слиток движется по кривой неизменного радиуса, и происходит разгибание слитка с жидкой сердцевиной и с последующим переводом в горизонтальное положение. Машина этого типа предназначена для отливки слитков прямоугольного сечения. Принцип работы МНЛЗ данного типа. Жидкая сталь из сталеразливочного ковша поступает в промежуточный, и затем в радиальный кристаллизатор. Далее, через зону вторичного охлаждения – по роликовой проводке, где происходит формирование слитка. На горизонтальном участке работы машины производят резку слитка на куски одного размера.
МНЛЗ криволинейного типа имеют ряд преимуществ:
1. небольшая высота (по сравнению с вертикальными)
2. возможность повышения скорости разливки за счет установки газорезки на большом расстоянии от кристаллизатора
3. увеличение глубины лунки жидкого металла в слитке
4. возможность резки слитка на куски большой длины
Затем заготовки загружаются в методические печи где, нагреваются до температуры необходимой для следующей стадии – прокатки.
1.6 Прокатное производство
Прокаткой называется вид обработки давлением, при котором процесс деформации металла осуществляется сдавливанием его между вращающимися валками. Сдавливаемый металл вытягивается в продольном направлении, при этом сжимается в вертикальном и уширяется в поперечном направлениях.
Прокатка производится на специальных машинах - прокатных станах. Основными частями прокатного стана являются привод, передаточный механизм и рабочие клети с прокатными валками. Кроме того, в прокатных цехах установлены нагревательные печи и колодцы, печи для обжига и нормализации, устройства для очистки поверхности.
На стане достигается высокая производительность, полная автоматизация процесса прокатки с большими скоростями при полном исключении ручного труда.
Арматурную сталь изготовляют в соответствии с, требованиями настоящего стандарта по технологическому регламенту, утвержденному в установленном порядке.
Поэтому в проектируемой технологической схеме предусмотрена горячая прокатка. Гнутые профили, используемые в строительстве зданий (в т.ч. и арматура), прокатываются в роликогибочных станах периодического действия.
Арматурную сталь изготовляют из углеродистой и низколегированной стали марки
Таблица 2
Арматурная сталь класса А-III
Класс арматурной стали |
Диаметр профиля, мм |
Марка стали |
A-III (A400) |
6—40
6—22
|
35ГС
,
25Г2С
32Г2Рпс
|
В прокатном цеху склад сортовой стали, как и склад заготовок, является общим для всех станов и расположен в трех пролетах, перпендикулярных линиям прокатки.
Арматурную сталь принимают партиями, состоящими из профилей одного диаметра, одного класса, одной плавки-ковша и оформленными одним документом о качестве. На складе сталь подвергают наружному осмотру, сортировке, зачистке поверхностных дефектов, контрольным испытаниям, клеймению и маркировке, укладке в штабеля и другим операциям.
Каждая партия сопровождается документом о качестве по ГОСТ 7566-81 с дополнительными данными:
· номер профиля;
· класс;
· минимальное среднее значение
и среднеквадратические отклонения Sо
в партии величин sт
(s0,2
) и sв
;
· результаты испытаний на изгиб в холодном состоянии.
Масса партии должна быть до 70 т.
Т.к. арматура идет в основном на ответственные конструкции, и малейший брак может привести к трагическим последствиям, поэтому требования к ее изготовлению предъявляются следующие. Горячекатаная арматура производится обычно мерной длины 6,8- 11,2 м. Встречаются заказы с длиной стержней до 25 м. Свариваемая горячекатаная арматура по ГОСТ 5781 поставляется также немерной - от 3 до 9 м, которая затем сваривается потребителями на стыкосварочных станках.
1.7 Термомеханическая обработка
Термомеханическая обработка
– совмещает механическую деформацию металла в горячем состоянии и термическую обработку. Особенность этого процесса заключается в следующем. Заготовки сразу после окончания прокатки закаливают, используя остаточное тепло после горячего деформирования.
Она весьма эффективна и экономически целесообразна: экономится топливо для нагрева под закалку и уменьшается потребность в нагревательных печах, сокращается время изготовления деталей и существенно повышаются механические свойства стали. Наиболее распространенными методами термообработки являются:
- закалка металла в масле;
- закалка металла на воздухе;
Согласно технологической схеме производства арматуры из стали марки 35ГС, применяется закалка металла на воздухе.
1.8 Калибровка, технический контроль, складирование и фасовка
Калибровка арматурной стали осуществляется в соответствие с ГОСТ 5781-82. Данная технологическая стадия подразумевает формирование на арматурных прутках периодического профиля, своего рода, боковых выступов.
После калибровки металлических арматурных прутков получаем в принципе готовую арматуру, подлежащую лишь раскройке и приёму отделом технического контроля.
Рисунок 11– Профиль с
тали класса A-III (A400)
Стоит отметить, что представленные на рисунке 11 выступы на арматурных прутках предназначены для укрепления сцепления арматуры с несущими конструкциями (например, с бетоном).
Арматурная сталь класса A-III (А400) диаметром до 10 мм включительно, изготовляют в мотках или стержнях, больших диаметров - в стержнях.
Стержни изготовляют длиной от 6 до 12 м:мерной длины;мерной длины с немерными отрезками - длиной не менее 2 м не более 15% от массы партии; немерной длины.
В партии стержней немерной длины допускается наличие стержней длиной от 3 до 6 м не более 7% от массы партии. Марка стали указывается потребителем в заказе. При отсутствии указания марку стали устанавливает предприятие-изготовитель. Предельные отклонения длины мерных стержней должны соответствовать приведенным в таблице 3.
Таблица 3
Предельные отклонения длины мерных стержней
Длина стержней, м |
Предельные отклонения по длине при точности порезки, мм |
обычной |
повышенной |
До 6 (включительно)
Свыше 6
|
+50 +70 |
+25 +35 |
В процессе калибровки арматурных прутков одновременно осуществляется их раскрой на длину 11,7 м. Полученные калиброванные арматурные прутки имеют диаметр от 6 до 40 мм. С учётом постоянно растущей конкуренции на товарных ранках, в том числе и металлургическом, на передний план выступает такой параметр продукции как её качество и соответствие её параметров установленным нормам. Проверкой этих пунктов в рамках металлургического комбината занимается отдел технического контроля. Арматура в этом плане не исключение и так же требует со стороны отдела технического контроля проверки её различных свойств установленным нормам.
В данном курсовом проекте рассматривается производство арматуры класса А-III(А400), характеристики которой определены в ГОСТ 5781-82, а именно:
- диаметр – 6,00- 40,00 мм;
- предел текучести – 392,00 МПа или 40,00 кгс/мм2
;
- временное сопротивление разрыву – 590,00 Мпа или 60,00 кгс/мм2
;
- относительное удлинение – 14,00%;
- испытание на изгиб в холодном состоянии – 90,000
, С = 3D, где:
С – толщина оправки, D – диаметр стержня.
Если арматура периодического профиля из стали марки 35ГС одобрена отделом технического контроля, то она поступает на склад готовой продукции предприятия. На складе сталь подвергают наружному осмотру, сортировке, зачистке поверхностных дефектов, контрольным испытаниям, клеймению и маркировке, укладке в штабеля и другим операциям. По мере поступления на неё заказов со стороны потребителей, либо с учётом выполнения установленных договорами сроков поставки данной продукции осуществляют её фасовку и последующую отгрузку потребителям.
Упаковка
(по ГОСТ 7500-81 с дополнениями). Стержни арматурной стали упаковывают в связки массой от 1,5 до 15 т, перевязанные проволокой или катанкой. По требованию потребителя стержни упаковывают в связки массой до 3 и 5 т; по требованию потребителя масса связки может быть меньше 1,5 т.
На ярлыке, прикрепленном к каждой связке стержней, наносят принятое обозначение A-III (класс арматурной стали) или А400 (условное обозначение класса по пределу текучести).
На связки наносится краска полосами шириной не менее 20 мм на боковую поверхность по окружности (не менее 1/2 длины окружности) на расстоянии не более 500 мм от торца.
|