Огляд існуючих способів виробництва сталі

Автор работы: Пользователь скрыл имя, 20 Декабря 2013 в 22:02, курсовая работа

Краткое описание

В Україні зростає як виплавка електросталі, так і її споживання. Проте сьогодні частка виплавки електросталі в 4-5 разів нижча, ніж в провідних країнах світу і не перевищує 4,5 %, при цьому металургійний комплекс України є найбільш енергоємним і споживає до 27% всієї електроенергії. Витрати ж електроенергії в собівартості електросталі складають до 15% і спостерігається тенденція їх зростання за рахунок подорожчання електроенергії. Все це пов'язано з тим, що питоме споживання електроенергії на 1 тонну електросталі в Україні має достатньо високий рівень (610 - 850 кВт·г/т), порівняно із західними аналогами (390 - 470 кВт·г/т). Тому першочерговим завданням електрометалургії є зниження питомого споживання електроенергії в 1,5-2 рази, доводячи його до 360 кВт·г/т, що в плані стратегічного розвитку вирішить проблему підвищення конкурентоспроможності металопродукції та її якості.

Содержание

Вступ….. …………………………………………………………………………...5
1. Призначення сталі, галузь застосування та вимоги, що пред'являються……..7
2. Вплив легуючих елементів на властивості сталі …….…………………..…. ..10
3. Огляд існуючих способів виробництва сталі ….……………………………...13
3.1 Виплавка в мартенівських печах…………………………………………..14
3.2 Виплавка в електродугових печах………………………………………...16
3.3 Спеціальні способи виплавки……………………………………………...17
4. Апаратурно технологічна схема виробництва сталі ………………………....21
5. Розрахунок шихти ...……………………………………………………………26
6. Технологія виплавки сталі…………………………………………………..….40
Висновки……..…………………………………………………………….……….45
Перелік використаної літератури………………………………………

Прикрепленные файлы: 1 файл

ПОЛНОСТЬЮ.docx

— 891.88 Кб (Скачать документ)

 

Апаратурно-технологічна схема  плавки приведена на рисунку 4.1

Рисунок 4.1 Апаратурно-технологічна схема виплавки сталі в електродуговій печі. 1 – дугова піч; 2 – бортовий автомобіль; 3 – контейнер для електродів; 4 – мостовий кран загального призначення 20x5; 5 – передаточний візок; 6 – електрод; 7 – пічна корзина грейферного типу; 8 – візок з зважувальним пристроєм; 9 – завалочний кран; 10 – центр обіжна заправочна машина; 11 – двокамерна нагрівальна піч; 12 – мульдо завалочна машина; 13 – пристрій для монтажу шиберних затворів; 14 – стенд для сушки розливних ковшів; 15 – розливний ківш; 16 – МНЛЗ; 17 – мостовий розливний кран.

Дугова сталеплавильна піч 1 (ДСП) складається з робочого простору (власне печі) з електродами і  струмопідведення і механізмів, що забезпечують нахил печі, утримання  та переміщення електродів і відведення зводу для завантаження шихти. Як правило, ДСП має індивідуальне електропостачання через пічний трансформатор, підключений до високовольтної лінії. Потужність трансформатора на великих печах досягає 180 МВт, первинна напруга 6-35 кВ, на високопотужних печах до 110 кВ, вторинне 50-300В, а в сучасних печах до 1200 В. Вторинна напруга регулюється за допомогою перемикача ступенів напруги (ПСН), який може бути як перемиканим при відключеній печі (ПБЗ), так і під напругою (РПН).

Плавку сталі ведуть в  робочому просторі, обмеженому зверху куполоподібним склепінням, знизу сферичним  подом і з боків стінками. Вогнетривка кладка пода і стін зовні поміщена в металевий кожух. Звід може бути набрано з вогнетривких цеглин, які спираються на опорне кільце, а може бути з водоохолоджуваних панелей, як і стінки.

З капрового цеху бортовим автомобілем доставляють електроди в сталеплавильний цех і вивантажують в контейнер для електродів. Виробляють заправку печі: відцентровою заправною машиною 10, викидають через. насадку за допомогою стисненого повітря заправні матеріали (магнезит), або, розкидає матеріали по колу з швидко обертового диска, який опускається у відкриту піч зверху.

Далі пічну кошик грейферного типу 7 з шихтою ставлять на віз з пристроєм для зважування 8, виробляють шихтовку. Краном завалених 9 піднімають пічну кошик і виробляють завалку шихти в піч. Завалка проводиться зверху. Для цього піднімають електроди і піч повертається. Для найбільш повного використання робочого простору печі в центральну її частину ближче до електродів завантажують великі шматки (40%), ближче до укосів середній брухт (45%), на подину і на верх завантаження дрібний лом (15%). Дрібні шматки повинні заповнювати проміжки між великими шматками.

Після закінчення завалювання за допомогою гідравлічного приводу опускається звід. Мостовим краном загального призначення 4 піднімають контейнер з електрода 3, який ставлять на передавальний візок 5. Краном завалених 9 піднімають передавальний візок і через три симетрично розташованих у зводі отвори в робочий простір вводять електроди, які за допомогою спеціальних механізмів можуть переміщатися вгору і вниз. Механізм переміщення електродів виконаний тросовий, з електромеханічним приводом. Після закінчення завалювання в піч опускають електроди, і включають високовольтний вимикач, починають період плавлення. Піч зазвичай харчується трифазним струмом. Дуга запалюється спочатку між кінцем електрода і поверхнею шихти, причому для підвищення її стійкості в перші хвилини під електроди зазвичай підкладають шматки коксу або електродного бою. Після згоряння останніх починає подплавляет метал я краплями стікати на подину. У шихті утворюються колодязі, в які поглиблюються опускаються електроди до тих пір, поки вони не досягнуть подини, на якій, щоб уникнути перегріву її до цього моменту повинна бути утворена калюжа розплавленого металу.

Після періоду розплавлення в печі утворюється шар металу і шлаку. Шлак скачують через шлакову льотку (робоче вікно). За допомогою нагрівальної печі підвищують продуктивність ДСП, знижують загазованість робочої площадки і можливість виплесків сталі (при використанні замасляній і зледенілій шихти). Із двохкамерної нагрівальної печі 11 мульдо машиною завалення 12, через робоче вікно сідаю шлакоформуючі, вводять легуючі матеріали та раскислители. Перед випуском і під час випуску в стальковш додаються легуючі і раскислители, а при відсікання пічного шлаку ще й шлакоформуючі матеріали.

Тим часом готують розливний  ківш 15: за допомогою пристрою для  монтажу шиберних затворів 13 в днищі  ковша встановлюють шиберний затвор і ставлять його на стенд для сушіння  розливних ковшів 14. Підготовлений ківш мостовим розливних краном 17 подають до печі.

Випуск готової сталі  і шлаку в стальковш здійснюється через сталевипускноеотвір і  жолоб шляхом нахилу робочого простору (або, якщо піч обладнана замість  жолоби донним випуском, то через нього). Сталерозливний ківш з металом подають на розливання на МНЛЗ 16.

1 - ківш, 2 – проміжний ковш, 3 - кристалізатор, 4 – злиток, що затвердіває, 5 - тягнучі валки, 6 - зона вторинного охолодження, 7 - зона різання, 8 - газова різак

Рисунок 4.2 Схема радіальної МБЛЗ

Розливання сталі, здійснюється на МБЛЗ радіального типу. МБЛЗ складається  з сталерозливних 1 і проміжного 2 ковшів, водоохолоджуваних кристалізатора 3, системи вторинного охолодження, пристроїв для витягування, устаткування для різання і переміщення злитка.

Після випуску металу з сталеплавильного агрегату, ківш піднімається ливарним краном на поворотний стенд МБЛЗ. Поворотний стенд являє собою обертову конструкцію з двома позиціями для установлення ковшів. Після спустошення ковша в позиції розливання, стенд повертається на 180° і вже повний ківш знаходиться в позиції розливання. Після відкриття шибера ковша 1, рідкий метал починає надходити в проміжний ківш 2. Пром-ківш є свого роду буфером між сталь-ковшем і кристалізатора 3. Після відкриття стопора 4 (стопорний механізм дозволяє плавно регулювати потік металу в кристалізатор, підтримуючи в ньому постійний рівень) пром-ковша метал надходить у кристалізатор. Кристалізатор являє собою водоохолоджувальну конструкцію, яка за допомогою серво-клапана здійснює вертикальні коливання, для запобігання застигання металу на стінках кристалізатора. В залежності від конструкції МБЛЗ розміри кристалізатора можуть варіюватися. У кристалізаторі відбувається застигання стінок сляба. Далі, під впливом тягнучих роликів 5 сляб потрапляє в зону вторинного охолодження (криволінійна ділянка струмка), де на метал через форсунки розбризкується вода. Після виходу металу на прямолінійний ділянку струмка, відбувається відрізання слябів (газове різання або ножиці). Потім заготовки по рольганги передаються в термозачістное відділення.

У порівнянні з методом розливання сталі у виливниці при безперервному розливанні можна скоротити не тільки час за рахунок виключення деяких операцій, але і капіталовкладення (наприклад, на спорудження обтискних станів). Безперервне розливання забезпечує значну економію металу внаслідок зменшення обріз і енергії, яка витрачалася на підігрів злитку в нагрівальних колодязях [5].

Раціонально вікорістовуваті для розливки сталі ШХ20СГ - радіальні МБЛЗ, оскількі порівняно з вертикальними вони дешевші, доступніші для ремонту та мають більшу продуктівність. На такій машині можна отримати заготівки квадратного, круглого та прямокутного перерізу. Щоб забезпечити високу продуктівність, краще використовувати машини, що мають 2-4 рівчаки.

 

 

 

 

 

 

5 РОЗРАХУНОК ШИХТИ

 

Розрахунок шихти на виплавку сталі ШХ20СГ у відкритій дуговій електропечі з основною футерівкою проводиться з метою визначення кількості шлаку та його компонентів для окислювального і відновного періодів плавки, необхідної кількості легуючих добавок і розкислювачів та отримання металу заданого хімічного складу[4].

Хімічний склад сталі  ШХ20СГ за ГОСТом та прийнятий для розрахунку приведені в таблиці 5.1.

 

Таблиця 5.1. Хімічний склад сталі ШХ20СГ

Хімічний

склад

Вміст елементів, %

C

Si

Mn

Cr

Ni

Cu

S

P

не більше

За ГОСТом

0,90- 1,0

0,55- 0,85

1,40- 1,7

1,40- 1,7

0,3

0,25

0,02

0,027

Прийняти до розрахунку

0,95

0,65

1,55

1055

0,15

0,13

0,01

0,014


 

В якості  шихтових матеріалів використовують сталевий лом та чавун, хімічний склад яких  (таблиця 5.2) може бути взятий з літератури [3, 5, 11], технічних звітах або інструкцій електросталеплавильних цехів.

Розрахунок проводиться  на 100 кг завалення. Шихта складається  з розрахунку отримання в кінці  періоду окислення вуглецю на 0,03-0,05% нижче за нижню межу заданої  марки сталі (0,03% – для високо- і середньовуглецевих сталей; 0,05% –  для низьковуглецевих). Приймаємо  в розрахунку 0,03%.

Кількість випалюваного вуглецю  за окислювальний період не менше 0,2-0,3% для високовуглецевих й 0,2-0,5% для  середньо- і низьковуглецевих сталей.

 

Таблица 5.2 Хімічний склад стального лома та чавуну

 

Шихтовий матеріал

Вміст елементів, %

С

Mn

Si

S

P

Сталевий  лом

0,35

0,20

0,25

0,035

0,035

Чавун

4,10

0,70

0,75

0,03

0,25


 

Визначення необхідної кількості вуглецю в шихті

 

,

де 0,05% вуглецю, що взаємодіє  з окалиною шихти.

Приймаємо склад шихти:  сталевий лом – 81%, чавун – 19%

Визначення вмісту елементів  в заваленні:

,

де 0,35 і 4,1 – вміст вуглецю  в сталевому ломі та чавуні, %

Оскільки в заваленні  вміст вуглецю більше 1,063%, то додаткового  навуглецювання відбуватися не буде (якщо було би менше, то треба внести додатково графіт із розрахунку усвоєння 60% та склад вуглецю в графіті 86,5%).

Аналогічно підраховується вміст інших елементів завалення:

Плавка проводиться за класичною технологією та умовно розбивається на два періоди: окислювальний  та відновний.

 

5.1 Окислювальний період плавки  

      

Зміна хімічного складу металу за окислювальний період приведена в          таблиці 5.3.

 

Таблиця 5.3. Зміна хімічного складу металу за окислювальний період

Окислювальний період

Вміст елементів, %

С

Mn

Si

P

S

Завалення

1,06

0,3

0,35

0,076

0,034

Видалено

0,2

0,225

0,35

0,061

0,0085

Метал кінця окислювального періоду

0,86

0,075

Сліди

0,0152

0,026


 

Mn – вміст знижується  на 60–80%, прийнято 75%.

S – вміст знижується  на 20–30%, прийнято 25%.

P – вміст знижується на 75%.

Необхідно визначити кількість  шлаку  , руди , вапна .

У шлаках окислювального періоду  міститься, %:

При такому хімічному складі шлаку коефіцієнт розподілу фосфору  може бути прийнятий:

.

       Кількість   , яка переходить в шлак при окисленні фосфору в металі:

.

Допустимий вміст Р2О5 в шлаку:

.

Кількість шлаку, необхідного  для дефосфорації металу до заданих  значень:

.

Це значення потрапляє  в допустимі межі 4,0–8,0 кг.

При розрахунку кількості  кисню, необхідного для окислення  домішок, приймаємо, що 75% вуглецю окислюється  до CO і 25% до CO2. Результати розрахунку приведені в таблиці 12.7.

 

Таблиця 5.3. Розрахунок кількості кисню, необхідного для окислення домішок

Еле-

мент

Окисл., %

За реакцією

Необхідна кількість кисню, кг

Кількість продуктів реакції, кг

Приміт-

ка

С

0,2

СО-0,15

СО2-0,05

Перехід до газо-подібної фази

Si

0,35

 

Mn

0,225

 

P

0,061

 
 

 

 

 

Кількість закису заліза, необхідного  для окислення домішок:

Информация о работе Огляд існуючих способів виробництва сталі