
книги из ГПНТБ / Каблуковский А.Ф. Перспективы развития электрометаллургии
.pdf
печи. Для удержания блоков при транспортировке внизу съем ного кожуха приваривают специальные упоры из листового или уголкового железа.
При очередном горячем ремонте снимают верхнюю часть кожуха с обгоревшей футеровкой и после ремонта откосов уста навливают заранее зафутерованный запасной кожух.
Длительность горячего ремонта дуговой печи емкостью 15— 40 т при изготовлении футеровки стен в разъемном запасном каркасе не превышает 3,5 часа.
Рис. 20. Отделение верхней части кожуха с футеровкой стен от нижней
Применение быстроразъемного кожуха позволяет наряду с
горячими ремонтами резко сократить затрату времени и на ка питальные ремонты. Снятие старого и установка нового кожуха печи с футеровкой не всегда возможна из-за малой грузоподъ емности мостовых кранов и недостаточной прочности подкра новых балок. Имея запасной разъемный кожух можно забла говременно выложить футеровку нижней и верхней части печи и в момент капитального ремонта заменить старый кожух но
вым.
При стандартных размерах дуговых печей достаточно одного запасного разъемного кожуха для проведения капитальных ре монтов всех агрегатов. В этом случае длительность капитально го ремонта можно сократить с 5—9 до 1,5—2 суток.
39
Для сокращения простоев дуговых печей на горячих ремон тах представляет интерес также применение двойного или теле скопического кожуха.
Кожух печи выполняют из двух частей — внешней (стацио нарной) и внутренней (переносной). Внешний кожух состоит из
цилиндрической и сферической частей. Внутренний кожух име
ет форму цилиндра. После изготовления в нем футеровки стен его устанавливают внутрь стационарного кожуха на откосы пе
чи. Для крепления футеровки к внутреннему кожуху привари вают опорные пластины и ребра жесткости из уголков. Образу ющийся воздушный зазор между кожухами печи выполняет роль тепловой изоляции. Применение двойного кожуха устра няет операции разъема и соединения кожуха печи в момент ре монта и тем самым дополнительно уменьшает простои агрегата. При горячем ремонте внутренний кожух с изношенной футеров кой стен извлекают мостовым краном из печи и вместо него по сле ремонта кирпичной кладки откосов устанавливают заранее зафутерованный кожух. Дополнительные расходы по изготов лению внутренних кожухов печей большой емкости окупаются сокращением длительности простоев и повышением производи тельности.
Футеровка стен блоками или армированным кирпичом позво ляет облегчить конструкцию внутреннего кожуха печи за счет вырезов и применения ребер жесткости.
При горячих и холодных ремонтах печей малой емкости сле дует применять запасные кожухи с заранее изготовленной фу теровкой подины и стен.
Применение быстроразъемных, двойных и запасных кожухов позволит при горячих (текущих) и холодных (капитальных) ремонтах действующих дуговых печей снизить до минимума про стои агрегатов и значительно увеличить производительность.
3. УСОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ВЫПЛАВКИ ЭЛЕКТРОСТАЛИ
При выплавке электростали в дуговых печах широко при меняют три варианта технологического процесса: выплавка на
свежей шихте с кипением ванны, сплавление мягкого железа с ферросплавами, переплав легированных отходов с частичным
применением мягкого железа и ферросплавов.
На практике особенности выплавки отдельных марок сталей
оговаривают в частных технологических инструкциях. В про цессе производства на основании экспериментальных и исследо вательских работ принятые технологические процессы выплавки и разливки электростали постоянно уточняют и совершенству ют. Основными направлениями усовершенствования технологии выплавки легированной и высоколегированной стали в дуговых печах являются:
40
а) интенсификация процесса путем применения кислорода;
б) осадочное (глубинное) раскисление ванны;
в) использование лигатур; г) обработка жидкого металла шлаками.
Применение кислорода
Несколько лет тому назад был разработан и внедрен в про изводство метод выплавки нержавеющей стали с кислородом, позволивший резко сократить продолжительность плавки, сни зить брак и удельный расход электроэнергии [15, 16].
Новый метод получил быстрое распространение при произ
водстве других легированных марок стали, так как позволил ис
пользовать в шихте до 80% отходов и |
заменить дорогостоящую |
|||||
специальную заготовку мягкого железа более |
дешевыми угле |
|||||
родистыми отходами. |
|
|
|
кислорода на |
||
Рост выплавки электростали с применением |
||||||
одном из заводов приведен в табл. 5. |
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
|
Таблица 5 |
|
Выплавка с кислородом, % к общей выплавке по годам |
|
||||
1953 |
1954 |
1955 |
1956 |
1957 |
1958 |
1959 |
I квартал |
||||||
3,1 |
8,1 |
16,3 |
41,6 |
41,7 |
40,7 |
44 |
На одном заводе опробован новый способ легирования кис лотоупорной стали 1Х18Н9Т титаном путем алюмотермического
восстановления его из ильменитового концентрата. Работы про водились Н. И. Шуткиным и М. С. Гончаренко.
Известно, что титан является легкоокисляющимся элемен том, поэтому ферротитан присаживают в ванну в самом конце плавки на оголенный металл. Присадка ферротитана и заведе ние нового шлака значительно понижают температуру металла перед выпуском плавки в ковш; компенсировать это нежелатель
ное снижение температуры ванны затруднительно, так как до
полнительная выдержка и подогрев стали увеличивают угар титана и ухудшают условия попадания в заданный анализ.
Вполне целесообразным и технологически удобным оказа лось прямое легирование стали 1Х18Н9Т ильменитовым концен тратом, являющимся распространенным сырьем для производ
ства ферротитана.
Применение этого материала не требует |
изменений сущест |
вующей технологии, только в самом конце |
плавки вместо фер |
ротитана присаживают алюмотермическую |
смесь ильменитово- |
< |
41 |
го концентрата с алюминиевым порошком и некоторыми други ми добавками. Состав смеси приведен в табл. 6.
Наименование используемых
материалов
Количество на одну тонну завалки, кг
|
|
Таблица 6 |
|
|
Химический состав |
Потерипри прокалива нии, % |
|
SiO2 |
СаО+ |
MnO Feof'tH TiO, |
|
+MgO |
|
Уральский обожженный иль |
|
1,53 |
|
|
|
41,6 |
— |
менитовый концентрат . . |
35 |
— |
0,44 |
34,35 |
|||
|
|
3,03 |
|
1,87 |
38,80 |
43,05 |
|
Порошкообразная железная |
|
|
— |
|
|
|
— |
руда «Синька» ................ |
4 |
2,2 |
— |
66,82 |
— |
||
Порошок извести................ |
3 |
1,02 |
93,0 |
— |
— |
—• |
1,8 |
|
|
Al |
Si |
Си |
Fe |
Zn |
|
Порошок вторичного алю |
17 |
|
1,67 |
2,8 |
1,04 |
0,25 |
— |
миния ................................ |
90,0 |
||||||
|
|
93,1 |
1,85 |
2,5 |
1,50 |
0,36 |
|
Тщательно перемешанную алюмотермическую смесь загру жают в печь мульдозавалочным краном при выключенном токе.
Реакция восстановления титана протекает спокойно, но быст ро, в течение 1 мин. на каждую мульду смеси.
После присадки всей заготовленной смеси в печь задают из весть (10 кг/т), плавиковый шпат (5 кг/т) и включают ток. Че рез 7—10 мин. после окончания дачи смеси плавку заканчивают.
По химическому составу, механическим свойствам и интеркри-
•сталлитной коррозии все плавки, выплавленные новым способом,
полностью соответствуют требованиям ГОСТ на кислотоупор ную сталь 1Х18Н9 трубной заготовки. Экономический эффект от применения ильменитового концентрата складывается из разни цы в стоимости ферротитана и заменяющих его материалов и из уменьшения длительности плавки и повышения производитель ности.
Расчет экономии от замены ферротитана алюмотермической смесью для плавки с весом годных слитков 18,5 т приведен в
табл. 7.
Применение алюмотермического процесса легирования ста
ли 1Х18НТ титаном позволяет только в результате замены фер ротитана более дешевыми материалами экономить на каждой
42
|
|
|
Таблица 7 |
Материалы для выплавки по старому |
Расход |
Цена |
Расход |
и новому способам |
на плавку |
за 1 т |
на плавку |
кг |
руб- |
руб. |
Старый способ выплавки:
Ь ферротитан 28% ............................................ |
700 |
5340 |
3738 |
Новый способ выплавки: |
700 |
700 |
490 |
ильменитовый концентрат .................... |
|||
алюминиевый порошок вторичный .... |
345 |
4020 |
1387 |
железная руда <Синька» ............................ |
75 |
100 |
8 |
Итого: экономия от замены ферротитана составит 1853
тонне годных слитков около 100 руб. Извлечение титана из иль менитового концентрата колеблется в пределах 40—45% и бла годаря этому сквозное извлечение титана из исходного сырья выше, чем при легировании стали ферротитаном. Длительность
плавок, выплавленных по новой технологии, уменьшилась в
среднем на 10—12 минут.
Технология легирования различных сталей титаном с по мощью ильменитового концентрата окончательно еще не отра ботана и может быть в дальнейшем значительно усовершенство вана.
Использование ильменитового концентрата при выплавке титансодержащих марок стали в дуговых печах с применением кислорода позволит снизить себестоимость металла, увеличить производительность действующих агрегатов и улучшить техни ко-экономические показатели электроплавкй. Применение кис лорода при выплавке электростали в дуговых печах имеет це лый ряд преимуществ, а именно: сокращение длительности плавки на 15—30%, уменьшение расхода электроэнергии на
25—35%, лучшее использование легированных отходов, сниже
ние себестоимости и т. д. Несмотря на это, некоторые заводы выплавляют большое количество легированных и высоколегиро
ванных сталей методом переплава отходов без окисления и ис пользования кислорода.
По сравнению с выплавкой на свежей шихте с кипом, плавка методом переплава без окисления действительно существенно увеличивает производительность печи, повышает стойкость ее футеровки, уменьшает удельный расход электроэнергии и со кращает расход легирующих и других материалов на тонну слитков. Однако более детальный разбор условий электроме таллургического передела отходов легированной стали с кисло
родом и без кислорода показывает преимущество применения кислорода.
43
При работе с кислородом надобность в специальном мягком железе для передела легированных отходов отпадает, так как опасаться науглероживания металла в процессе его плавления
не приходится. Во многих случаях |
перерасход основной |
ших |
ты для переплавных плавок без окисления не покрывается |
эко |
|
номией легирующих в результате |
их пониженного угара. |
Ка |
чество металла при переплаве отходов с применением кислоро
да по сравнению с качеством плавок без окисления значительно выше. Этому способствуют лучшая дегазация стали, благодаря более короткому процессу плавки и продувке ванны кислородом, более точное попадание в заданные пределы химического ана лиза; меньшие потери металла при разливке из-за выпуска не достаточно нагретого металла и т. д.
Например, при выплавке с применением кислорода быстро режущей стали Р18 (методом переплава) [17] продолжитель ность плавки сокращается на 25%, удельный расход электро энергии уменьшается на 24%.
Снижение угара вольфрама почти в 2 раза (вследствие со кращения продолжительности периода плавления') компенси рует дополнительные потери вследствие повышенного угара хро ма и ванадия и дает экономию на каждую тонну годных слитков, около 400 руб.
Интенсификация процесса плавления шихты и перемешива ние жидкой ванны в результате продувки кислородом устрани ли случаи непроплавления ферровольфрама и улучшили усло вия для попадания в узкие пределы химического анализа вы плавляемой стали. Возможность выплавки быстрорежущей ста
ли с содержанием вольфрама не более 18,4% явится новым стимулом для более широкого использования кислорода и дальнейшего снижения себестоимости металла.
Осадочное (глубинное) раскисление ванны
Современное химическое машиностроение настоятельно тре бует от металлургической промышленности сталей и сплавов,
обладающих определенными свойствами, в том числе химиче ской стойкостью. Из таких материалов изготовляют теплооб менные и другие химические аппараты, работающие в агрессив ных средах (в частности, в среде серной кислоты различной кон центрации при повышенных температурах).
Наибольшую коррозионную стойкость в растворах серной кислоты имеют высоколегированные, хромоникелемолибденоме-
дистые стали, содержащие от 8 до 23% Сг, от 18 до 28% Ni, 3% Мо, 3% Си и до 0,12% С.
1 Потери вольфрама в сталеплавильной печи вызываются главным обра зом возгонкой окислов вольфрама в период плавления шихты [18].
44
Освоение выплавки указанных сталей в дуговых электропе чах методом сплавления железа армко с никелем, безуглеродистым феррохромом, ферромолибденом и электролитической
медью сопровождалось низким выходом годного и повышенны ми убытками от брака. Основным видом брака являлись ковоч
ные трещины и рванины, возникающие на слитках при первых ударах молота с весом падающих частей 6—7 т.
Подслуживание слитков перед ковкой до температуры 950— 980° несколько уменьшало количество поверхностных рванин, но
увеличивало брак по внутренним дефектам и сколам.
Выплавка на свежей шихте с применением кислорода, руд ным кипом и диффузионным раскислением ванны в период ра-
финировки также не дала заметного повышения выхода годного.
Была предложена и внедрена новая технология выплавки
хромоникелемолибденомедистых сталей, основной характерной особенностью которой является применение глубинного способа раскисления жидкой стали силикокальцием и металлическим кальцием.
При выплавке сталей ЭИ530, ЭИ629, ЭИ943 шихту составля
ют из передельного |
чугуна, углеродистых или среднеуглероди |
|||||
стых отходов, никеля, |
электролитической |
меди и ферромолиб |
||||
дена. Через 30—35 |
мин. |
после включения |
печи |
для ускорения |
||
плавления садки в |
жидкий металл на подине |
вдувают 100— |
||||
150 м3 кислорода с давлением 8—10 ат. |
|
|
углерода |
|||
В пробе металла по расплавлении содержание |
||||||
должно быть не менее 0,35%. |
За 40—50 мин. |
интенсив |
||||
Ванну окисляют железной рудой. |
||||||
ного кипения металла содержание |
углерода в стали |
снижают |
||||
до 0,02%. Для предупреждения восстановления |
кремния окис |
лительный шлак перед рафинированием скачивают полностью. После образования нового жидкоподвижного известкового шлака в печь загружают в один-два приема нагретый до 700—800° безуглеродистый феррохром марок Хр00000 или ХрОООО.
В период плавления феррохрома и по ходу рафинировки шлак раскисляют порошком силикокальция (11 —15 ка/г садки). Степень раскисленности металла в рафинировку контролируют по ковкости проб на квадрат 10—15 мм с загибом на 180°. При ковке и загибе первой пробы (после расплавления феррохрома) на гранях квадрата возникают грубые трещины и рванины. После введения в металл на железных штангах 1 кг/т садки силико кальция и 2 кг/т металлического кальция количество и протя женность трещин на поверхности кованого квадрата значитель но уменьшается.
Дополнительной присадкой 1 кг/т садки металлического
кальция за 25 мин. до выпуска обеспечивают получение ковано го квадрата с загибом без рванин и трещин. За 10 мин. до вы пуска на 90% скачивают шлак и присаживают ферротитан. Пе ред выпуском плавки в ванну вводят еще 3 кг/т металлического
45
кальция. Температура металла в ковше (по термопаре погруже ния) после выпуска плавки должна быть в пределах 1530— 1570°.
Описанный способ раскисления металла обеспечивает ков кость проб, отобранных при разливке, на квадрат с загибом без
рванин и трещин.
Металл разливают в круглые слитки сифоном. Поверхност ные дефекты на слитках удаляют обдиркой.
Ободранные слитки весом 500 кг нагревают в методической печи до температуры 1150° и прокатывают без подстуживания на квадратную заготовку 140 мм. Точное соблюдение техноло гии осадочного раскисления жидкой ванны металлическим кальцием и силикокальцием обеспечивает достаточно высокую пластичность хромоникелемолибденомедистых сталей при тем пературах горячей деформации и повышает сквозной выход годного металла до 55—65%.
Особенностью восстановительного периода электроплавкй
конструкционной стали, по принятой на металлургических за водах технологии, является последовательность раскисления и легирования металла. Сначала проводят диффузионное раскис ление углеродом, затем диффузионно-осадочное молотым фер росилицием и, наконец, осадочное раскисление алюминием. Феррохром присаживают только в раскисленный металл, при мерно через час от начала восстановительного периода.
Плавление феррохрома, корректировка состава металла,
процесс десульфурации и окончательное раскисление ванны уве
личивают среднюю продолжительность рафинировки до 2,0— 2,5 час. Продолжительность восстановительного периода можно' сократить путем ускорения процессов легирования, раскисления и десульфурации металла.
На 20-т электропечах проведены плавки конструкционной
стали 45ХНМФА (0,42—0,50% С; 0,50—0,80% Мп; 0,17—0,37% S; 0,030% Р и S; и 0,8—1,10% Ст; 1,3—1,8% Ni; 0,2—0,3% Мо; 0,1—0,2% V) с сокращенной рафинировкой в результате приме
нения осадочного раскисления [19].
Дефосфорацию и обезуглероживание проводят с помощью кислорода. По достижении требуемого содержания углерода присаживают силикомарганец в количестве 2 кг на тонну и по
сле отбора проб и измерения температуры скачивают окисли тельный шлак. На оголенный металл в течение 4—5 мин. загру
жают феррохром, комплексный |
раскислитель |
М.-К-А (Мп; Si; |
АГ в отношении 4: 1 :0,5) или К-М-К (Si; Мп; |
Са в отношении. |
|
1:1: 0,5) и шлакообразующие |
(известь, плавиковый шпат, ша |
мотный бой и динас в отношении 5:1:1: 0,6) в количестве 3,5% от веса металла. Высокая температура металла перед скачива нием шлака (1600—1620°) способствует быстрому (в течение 10 мин.) расплавлению феррохрома и шлакообразующих. Через.
46
15 мин. после включения тока на рафинировку задают первую раскислительную смесь, состоящую из 40 кг молотого силикокальция, 60 кг извести и 18 кг кокса. Вторую смесь из извести и
силикокальция загружают через 15 мин. после первой и через
такой же промежуток — третью.
В промежутках металл хорошо размешивают и отбирают пробы. Под хорошо раскисленным шлаком металл выдержива ют около 40 мин. За это время корректируют состав стали. Пе ред выпуском плавки в металл присаживают 0,3—0,4 кг/т алю миния. В ковш перед сливом загружают 0,7 кг/т силикокальция.
Качество готового металла по плотности, загрязненности неметаллическими включениями, пораженности волосовинами и механическим характеристикам на продольных образцах неуступает качеству металла, выплавленного по обычной техноло
гии без осадочного раскисления комплексными раскислителями. При сокращении длительности восстановительного периода до 60—70 мин. достигнута та же полнота раскисления и десуль
фурации металла, что и на обычных плавках с двухчасовым пе риодом раскисления. Десульфурация заметно ускоряется, если металл в начале рафинировки содержит более 0,15% Si. При менение осадочного раскисления при выплавке сталей кон струкционных марок позволяет увеличить производитель ность электропечей на плавках с окислением на 20% и умень шить удельный расход электроэнергии на 17% при расходе кис
лорода около 10 м3/т.
Применение лигатур
В последнее время для изготовления нагревательных элемен тов электрических печей, работающих при температурах 1200— 1300°, широко применяют хромоалюминиевые сплавы типа ОХ25Ю5; ЭИ595; ЭИ626 и др. Эти сплавы, как правило, вы плавляют в индукционных печах с основной футеровкой, что обеспечивает сравнительно удовлетворительное качество метал ла, но не может удовлетворить возросших потребностей про мышленности. Поэтому была разработана и внедрена в произ водство технология выплавки сплава ОХ25Ю5 в дуговых элек
тропечах [20]. Первые плавки проводили на свежей шихте с руд ным кипом и легированием металла хромом и алюминием путем присадки низкоуглеродистого феррохрома (в начале рафини ровки) и первородного кускового алюминия (перед выпуском). Двойное скачивание шлака (перед введением феррохрома и пе ред присадкой алюминия) увеличивало продолжительность плавок.
Выплавка сплава в дуговых печах по указанной технологии не дала ожидаемых результатов и сопровождалась высоким бра ком по грубым трещинам и рванинам при ковке слитков на за готовку. Для сокращения потерь от брака, повышения выхода годного, увеличения производительности плавильных печей и-
47
снижения себестоимости разработали новую технологию плав ки, особенностью которой явилось применение для легирования металла хромом и алюминием специальной хромоалюминиевой лигатуры.
Сплав сопротивления ОХ25Ю5 имел следующий состав: не более 0,06% С; не более 0,60% Si; не более 0,70% Мп; 23,0— 27,0% Сг; не более 0,60% Ni; не более 0,030% S и 0,035% Р;
4,5—5,5% А1.
Применяемая для легирования хромоалюминиевая лигатура
содержит 0,03—0,04% С; 0,55—0,65% Si; 63,0—65,0% Сг; 17,0— 18,5% А1; не более 0,006% S и Р. Железную руду, известь и плавиковый шпат отбирают с минимальным содержанием крем
незема.
Шихту составляют из чистых по сере и фосфору углеродистых отходов и трубной обрези. После расплавления содержание уг лерода в металле должно быть не менее 0,40%, фосфора не бо лее 0,018% и марганца 0,15—0,25%; содержание марганца в окислительный период не регламентируют, кипение проводят железной рудой или кислородом под небольшим количеством шлака (2,0—2,5%) с минимальной присадкой извести. Кипение
ванны заканчивают при содержании углерода не более 0,02%. Общая продолжительность окислительного периода составляет
60—80 мин. Во избежание получения в готовом сплаве высокого содержания кремния окислительный шлак удаляют полностью. После скачивания окислительного шлака жидкую сталь раскис ляют кусковым первородным алюминием (3 ка/т садки). На голый металл забрасывают 10—15 кг/т извести и 4—5 кг/т пла викового шпата. Подогретую до температуры 700—850° хромо-
алюминиевую лигатуру загружают в один или два приема.
Расчетное содержание алюминия должно быть 5,5—5,7%.
Недостающее количество хрома вводят по расчету ферро хромом Хр 0000 или Хр 00000. После расплавления лигатуры
ванну перемешивают 5—8 раз ошлакованными металлическими
гребками.
Температура металла по расплавлении должна быть 1550— 1590°. После этого отбирают пробы на ковкость (квадрат 10—
15 мм с загибом на 180°) и на химический анализ. Соответствие
заданному химическому составу обеспечивают точным взвеши ванием составляющих шихты и добавок, так как результаты экс- пресс-анализа ведущий плавку получает после ее выпуска
в ковш.
При расчетах угар алюминия и хрома не учитывают, так как
сначала угорает железо шихты (до 11%). За 5 мин. до выпуска на штанге присаживают 2 кг/т металлического титана или его отходов. В восстановительный период используют алюминие
вый порошок (3—4 кг/т) и поддерживают жидкоподвижные светлые шлаки.
48