07.04.2020 р Основний мартенівський процес. Особливості універсального процесу. Сортамент виплавляємих сталей

Лекція за 07.04.2020 р

            МОДУЛЬ 4.3.1.                        « Основний мартенівський процес.

                                                                          Особливості універсального процесу»

           Мета :                                        дати поняття студентам про основний

                                                               мартенівський процес

                                                            

        Тип уроку :                                            комбінований.

        Методи пояснення :                             розповідь, бесіда.

        Методи опитування :                           фронтальна бесіда.

      Наочні приладдя :                                 плакати і таблиці по темі.

ХІД ЗАНЯТТЯ

     1.Організаційна частина.

            1.2.Перевірка готовності аудиторії до уроку.

            1.3.Повідомлення модуля , мети і ходу уроку.

     2.Проведення фронтальної бесіди із студентами по попередньому модулю.                                   

2.1. Розповісти про виготовлення кислої подини печі .

2.2. Переваги рухомих  печей та їх недоліки .

 

3.Пояснення нового матеріалу

        Заправка печі  проводиться після кожної плавки для відновлення зношених дільниць наварки подини ,  передньої і задньої стінок робочого простору , відкосів ванни . По сучасній технології окремі стадії заправки проводять в різні моменти . Так , похилену задню стінку печі вище рівня шлаку заправляють за 1 – 1,5 год до випуска , коли висока тампература вогнетривів забезпечує

добру приварюванність  до них заправочного доломіту . Сталевипускний отвір зароблюють після завалки першого шару руди , під час її прогріву.

     Початок заправки подини співпадає з випуском сталі . В цей час магнезитовим порошком заправляють  відкоси ванни . По закінченню випуску на 1 – 2 хв зупиняють подачу палива для огляду стану подини. Потім при необхідності стисненим повітрям видувають  залишки металу  і шлаку , що затримуються в заглибленнях подини , після чого ці заглиблення вирівнюють сумішшю магнезитового порошку зі шлаком . Якщо не відмічено заростання подини , проводиться загальне оновлення  робочого шару . В передових мартенівських цехах простої печей на заправці складають  10 – 15 хв.

     Приблизна витрата заправочних матеріалів : магнезитового порошку 10 – 12 , обпаленного  доломіта 10 – 30 кг / т сталі , загальна витрата матеріалів на заправку великої печі досягає 15 – 20 т.

     Завалка шихти . Шихта подається до печей рельсовими візками , стальний брухт розміщується в литих коробах – мульдах , об’єм яких коливається в межах 1,5 – 2,2 м³ в залежності від садки печі , розмірів робочих вікон і потужності завалочних машин . У великих мартенівських цехах завалку проводять напольними завалочними машинами вантажопід’ємністю на хоботі  10 – 15 т.

Тривалість завалки в піч однієї мульди складає 40 – 50 с , тому тривалість завалки твердої  шихти визначається в основному числом завантажених мульд і залежить від насипної маси матеріалів. Використання тільки легковагового брухту навіть при одночасній роботі двох завалочних машин збільшується тривалість  завалки ( на великих печах – до 3 – 4 год ) , прицьому знижується продукційність печі і підвищується витрата палива.

     Для  зменшення довжини потягів і числа мульд , що знаходяться в обороті  сипучі матеріали  як правило ,подають до печей в бункерах. Завалка сипучих  ведеться однією мульдою , що наповнюється із бункера .

 Раціональний порядок завалки шихти оснований на таких трьох принципах : забезпечення макимального засвоєння шихтою тепла факела ,збереження високої стійкості наварки подини і забезпечення швидкого шлакоутворення . При організації завалки потрібно мати на увазі ,що теплопровідність сипучих матеріалів приблизно на порядок нижче теплопровідності стального брухту . Тому при завалці шихти сипучі завжди завантажують в нижні шари ,а на них завантажують високотеплопровідний брухт .  На подину завалюють шар залізної руди . Руда не надає агресивної дії на подину тому , що в першій половині періода плавлення , коли розплавляється руда , температура поверхні подини іще порівняно не висока і хімічна взаємодія між цими твердими матеріалами не отримує розвитку .

  

Завалку починають з легковагового брухту і закінчують важковаговим стальним брухтом . Брухт намагаються рівномірно завантажити по ванні печі і завалюють відразу не більше трьох – чотирьох мульд в кожне вікно . Важковаговий брухт завантажують переважно в три середніх вікна ближче до задньої стінки  печі , тобто в зону найбільш сильного нагріву. Висоту шару завалки збільшують від крайніх вікон до середини печі , що сприяє кращому формуванню факела полум’я.

     Прогрів стального брухту . Періодом прогріву вважають час від завалки останньої мульди  брухту до початку заливки чавуну . До цього моменту середня температура заваленого в піч брухту  повинна бути в межах 1300 - 1400 ° С . При більш низькій температурі  можливі «закозління» зливаємого чавуну в нижніх шарах металобрухту. Разом з цим дуже високий нагрів металевого брухту викликає його оплавлення. Розплавлений метал стікає вниз і зварює брухт в конгломерати.

     Погіршення контакту такого брухту з рідким чавуном збільшує тривалість періода плавлення . Крім того , заливка чавуну на перегріту тверду завалку викликає бурхливі окислювальні реакції .

В практиці мартенівського  для прискорення шлакоутворення на шар залізної руди  завалюють шар вапняку.При вмісті чавуну в шихті 65 – 70 % витрата сипучих складає 18 – 20 % від маси металевої завалки , шар цих матеріалів в печі складає 700 – 800 мм. Враховуючи низьку теплопровідність сипучих , для їх нормального прогріву приходиться застосовувати спеціальні прийоми . Так  завалюють сипучі із швидкістю не більше 2 т/ хв по можливості рівними невеликими шарами . Після завалки кожен шар прогрівають на протязі 4 – 7 хв, потім завантажують наступний шар . Під час прогріву шару його перемішують з допомогою завалочної машини,розрівнюють і переміщують матеріал до задньої стінки печі , в зону підвищених температур. Загальна тривалість завалки сипучих на великих мартенівських печах складає 45 – 60 хв. Завалка стального брухту. В цехах , що працюють з високим вмістом рідкого чавуну і   тому , з невеликою кількістю брухту , швидкість його завалки намагаються збільшити до меж , що визначаються засобами постачання до печі і потужності завалоних машин. Ця швидкість складає 4 -5 т / хв. Висока теплопровідність металобрухту забезпечує його прогрів при любій можливості швидкості введення в мартенівську піч. 

    Тривалість періода прогріву залежить від швидкості завалки , термічної потужності печі , характера брухту і температури заливаємого чавуну . В термічно потужних печах , особливо тих , що працюють з подачею кисню в факел , необхідна тривалість прогріву різко знижується , чавун може бути залитий в піч відразу після закінчення завалки металевого брухту . В цих умовах тривалість прогріву мінімальна і визначається організаційними факторами і часом , необхідним для підсипки несправжніх порогів робочих вікон і встановлення жолобів для зливу чавуну .

   Несправжніми порогами називають плотини висотою 0,5 – 1 м , що насипаються доломітом ( як правило необпаленим ) в пройомах робочих вікон печі . Призначення несправжніх порогів – утримувати в печі шар вспіненого шлаку ( а при перевантаженнях печі – і чавуну ) в першій половині періода плавлення , при бурних реакціях окислення вуглецю . На спорудження кожного порогу витрачається  0,8 – 1,5 м³ доломіта , який повинен бути добре ущильнений і розклинений в пройомі вікна , тому влаштування несправжніх порогів являється працемісткою операцією . Для її прискорення використовують підвісні бункери з лотками , що входять в пройоми робочих вікон ,  нині почали використовувати спеціальні машини, що підсипають одночасно два – три пороги .

 Момент закінчення прогріву визначають по зовнішньому вигляду брухту в печі. Чавун потрібно заливати в піч відразу після початку осідання брухту і оплавлення його поверхонь . Якщо по яким небудь причинам заливати чавун на цей момент неможна , по необхідно різко скоротити подачу палива , не припускаючи перегріву брухту вище оптимальної температури.

     Заливка чавуну . Рідкий чавун подається в пічний прольот із міксерного відділення в ковшах місткістю 80 – 125 т по спеціальним шляхам електровозом.

     Перед заливкою чавуну в період прогріву брухту на арматуру крайніх вікон печі навішують водоохолоджуємі зливні жолоба . Для заливки чавуну використовуються мостові крани вантажопід’ємністю 125 – 180 т .

  Швидка заливка чавуну також являється фактором сниження загальної тривалості плавки . Тривалість заливки визначається місткістю чавуновозних ковшів і організацією постачання чавуну від міксера . Найкращим варіантом являється заливка чавуну одним ковшом , в цьому випадку тривалість заливки не перевищує 10 хв . Але внаслідок обмеженої місткості заливочних ковшів чавун в великі мартенівські печі заливають двома – чотирма ковшами , що подовжує цей період .

  Для прискорення операції заливки чавуну використовують два зливних жолоба. При зливі двох ковшів через один жолоб краще користуватисі двома кранами : скорочується час , необхідний для зміни ковшів . Тривалість зливу чавуну залежить від стану приймальної частини жолоба і зливного носка чавуновозного ковша . Швидкість нормального зливу складає 15 – 20 т / хв .

 При швидкому заливанні чавун відразу вступає у взаємодію з шихтовими матеріалами , що знаходяться в печі , інтенсивніше проходять реакції окислення домішок і шлакоутворення , покращується теплообмін в робочому просторі . Дослідження показали , що за час заливки чавуну в печі встигає розчинитися 30 – 50 % завантаженого брухту . Велике число тут відноситься до легковагового брухту  і високої швидкості заливки , тобто до підвищеної потужності  струменю чавуну , що падає у ванну .

 Плавлення . Формально – це період від кінця заливки чавуну до повного розплавлення брухту на подині печі . Фактично ж процеси плавлення починаються значно раніше , іще в період прогріву стального брухту і заливки чавуну .

Плавлення являє собою складний комплекс фізичних і фізико- хімічних процесів , головні з яких такі : 1) розчинення в чавуні і плавлення брухту ; 2) окислення елементів – домішок металошихти і формування первинного шлаку ; 3) розкладення вапняку і участь продуктів його розпаду в металургійних процесах ; 4) інтенсивне кипіння внаслідок виділення СО при зневуглецюванні ванни і СО2 – при розкладенні вапняку.

     В початковий період плавлення переважають процеси розчинення брухту в рідкому чавуні . При відносно низьких температурах , що відповідяють кінцю заливки чавуна ( 1200 – 1300° С ), переходити в рідкий стан може тільки попередньо навуглецьований легкоплавкий метал . По мірі окислення вуглецю і підвищення температури метала інтенсивність навуглецювання і розчинення брухту зменшується , і після досягнення точки плавлення заліза брухт плавиться без навуглецювання .

     В період плавлення витрачається багато тепла і ендотермічні процеси : розплавлення і нагрів брухту , відновлення заліза із руди , розкладення вапняку та ін . Тому температура ванни після заливки чавуну не підвищується досить довго , недивлячись на високу витрату палива і добре теплозасвоєння металу . Тепло , що подається в цей період витрачається на підтримання вказаних ендотермічних процесів .  Зміна вмісту вуглецю в металі в період плавлення пов’язана з двома одночасно протікаючими процесами ; його окисленням і розбавленням рідкого чавуну стальним брухтом , що плавиться . В пробах металу , взятих із вани після закінчення заливки чавуну , міститься 2,7 – 3 % С , тобто в півтора рази менше ніж було у чавуні . За час заливки чавуну в ньому розчиняється до 50 % стального брухту , що розбавляє рідку металеву фазу .

     Найбільша швидкість зневуглецювання ( 1% С /год ) відповідає періоду взаємодії рідкого металу із шарами залізної руди приблизно через 1 год після заливки чавуну . Деяке прискорення процеса окислення вуглецю в кінці плавлення пов’язане , очевидно , з підвищенням температури вани і покращенням умов її живлення киснем  із атмосфери печі .

 Шлакоутворення в період плавлення .  Невелика кількість шлаку утворюється вже в період прогріву твердої шихти . Однак енергійне шлакоутворення починається тільки після заливки чавуну . Вже в перші 30 хв плавлення окислюється майже увесь кремній , більша частина марганцю і значна кількість фосфору . Продукти окислення цих елементів разом з матеріалами пустої породи і оксидами заліза руди утворюють первинний шлак . Його склад залежить від характера шихти , складу і способа завалки сипучих і коливається в таких межах , % : 20 – 30 SіО2 ; 20 – 25 СаО ; 20 – 30 ( FeO + Fe2O3 ) ; 1 – 3 Р2О5 ; 7 – 9 МgО . Вміст МпО залежить від кількості цього елемента в чавуні і стальному брухті , первинні шлаки містять від 8 до 20 % МпО .

     Основність первинного шлаку невисока ( 0,7 – 1, 0 ) , так як вапняк на початку плавлення майже не розкладається і СаО повільно переходить в шлаковий розплав . Збагачення шлаку СаО проходить пізніше по мірі розпаду вапняку .

     При вмісті в металевій завалці більше 60 % чавуну первинний шлак характеризується високою концентрацією SіО2 і фосфора , в цьому випадку спуск частини шлаку бов’язковий . Вилучення шлаку починається через 15 – 20 хв після заливки чавуну – спускають 6 – 8 % шлаку від маси плавки . Ця операція полегшується тим , що первинні шлаки легко вспінюються і виходятьіз печі самотьоком . Шлак вилучається через пороги завалочних вікон , через шлакові льотки в задній стінці печі і надходить встановлені внизу шлакові чаші . Персонал печі повинен вживати заходи  до осадження шлакової піни .

      Піністість шлаку  зумовлена тим , що дрібні бульбашки СО утримуються в об’ємі низькоосновного в’язкого відносно холодного шлаку і сприяють його вспучуванню . Піністі шлаки погіршують теплопередачу від факела до ванни , тому ліквідації шлакової піни приділяється велика увага . До технологічних прийомів , що зумовлює зменшення пінистості шлаку , відносяться швидке підвищення температури метала і збільшення основності шлаку з переходом через інтервал основності 1, 5 – 1,7 , коли шлаки особливо схильні до вспінювання , а також вилучення із печі значної частини пінистого первинного шлаку .

      Спуск шлаку являється , операцією , пов’язаної із значними втратами заліза і марганцю , що збільшує витрату ванпа , тобто економічно вигідною . Але це окупається підвищення продукційності печі завдяки покращенню умов нагріву вани . Крім того, із шлаками витікає значна кількість кремнезема і фосфора , що покращує умови доводки плавки .

      В другій половині періода плавлення прогрівається і починає розкладатися вапняк , розвивається так званий вапняковий кіп , тобто барботаж вани бульбашками  СО2 . Утворене вапно вспливає і основність шлаку починає швидко збільшуватися . Потрібну в’язкість шлаку в цей час підтримують присадками бокситу або плавікового шпату .

Невелика кількість шлаку утворюється вже в період прогріву твердої шихти . Однак енергійне шлакоутворення починається тільки після заливки чавуну . Вже в перші 30 хв плавлення окислюється майже увесь кремній , більша частина марганцю і значна кількість фосфору . Продукти окислення цих елементів разом з матеріалами пустої породи і оксидами заліза руди утворюють первинний шлак . Його склад залежить від характера шихти , складу і способа завалки сипучих і коливається в таких межах , % : 20 – 30 SіО2 ; 20 – 25 СаО ; 20 – 30 ( FeO + Fe2O3 ) ; 1 – 3 Р2О5 ; 7 – 9 МgО . Вміст МпО залежить від кількості цього елемента в чавуні і стальному брухті , первинні шлаки містять від 8 до 20 % МпО .

     Основність первинного шлаку невисока ( 0,7 – 1, 0 ) , так як вапняк на початку плавлення майже не розкладається і СаО повільно переходить в шлаковий розплав . Збагачення шлаку СаО проходить пізніше по мірі розпаду вапняку .

     При вмісті в металевій завалці більше 60 % чавуну первинний шлак характеризується високою концентрацією SіО2 і фосфора , в цьому випадку спуск частини шлаку бов’язковий . Вилучення шлаку починається через 15 – 20 хв після заливки чавуну – спускають 6 – 8 % шлаку від маси плавки . Ця операція полегшується тим , що первинні шлаки легко вспінюються і виходятьіз печі самотьоком . Шлак вилучається через пороги завалочних вікон , через шлакові льотки в задній стінці печі і надходить встановлені внизу шлакові чаші . Персонал печі повинен вживати заходи  до осадження шлакової піни .

      Піністість шлаку  зумовлена тим , що дрібні бульбашки СО утримуються в об’ємі низькоосновного в’язкого відносно холодного шлаку і сприяють його вспучуванню . Піністі шлаки погіршують теплопередачу від факела до ванни , тому ліквідації шлакової піни приділяється велика увага . До технологічних прийомів , що зумовлює зменшення пінистості шлаку , відносяться швидке підвищення температури метала і збільшення основності шлаку з переходом через інтервал основності 1, 5 – 1,7 , коли шлаки особливо схильні до вспінювання , а також вилучення із печі значної частини пінистого первинного шлаку .

      Спуск шлаку являється , операцією , пов’язаної із значними втратами заліза і марганцю , що збільшує витрату ванпа , тобто економічно вигідною . Але це окупається підвищення продукційності печі завдяки покращенню умов нагріву вани . Крім того, із шлаками витікає значна кількість кремнезема і фосфора , що покращує умови доводки плавки .

      В другій половині періода плавлення прогрівається і починає розкладатися вапняк , розвивається так званий вапняковий кіп , тобто барботаж вани бульбашками  СО2 . Утворене вапно вспливає і основність шлаку починає швидко збільшуватися . Потрібну в’язкість шлаку в цей час підтримують присадками бокситу або плавікового шпату .

 Умови дефосфорації . Низька температура вани на початку плавлення і основний залізистий шлак сприяють протіканню процеса дефосфорації . Вже через 5 – 10 хв після зливу чавуну окисляється і переходить у шлак значна кількість фосфора шихти . Дефосфорація проходить по таким  реакціям :

     2 [ Р ] + 8 ( FeO) = 3 FeO * P2O5 + 5Fe з ;

2 [ Р ] + 5 ( FeO ) + 3 ( СаО ) = 3 СаО *Р2О5 + 5 Fe з .                                         В шлакових розплавах такого складу  іони РО³4 пов’язані з іонами заліза і кальцію в комплекси 2 РО4³ - 3Fe² і 2 РО4³ - 3Са² .

     Низькоосновні залізисті шлаки являються слабими дефосфораторами і можуть виконувати цю функцію тільки при низьких температурах . Тому по мірі підвищення температури  ванни необхідно збільшувати основність шлаку СаО / SіО2 .                     

       Для первинних шлаків , що утворюються по звичайно прийнятій системі  завалки сипучих ( руда у верхньому шарі ) , з основністю 0,7 – 1,0 і , що містять 20 – 30 % FeO коефіціент розподілення фосфору складає 70 – 160. При схемах завалки , в яких верхнім шаром являється вапняк , первинні шлаки мають підвищену основність і нижчий вміст окислів заліза.  Більше сприятливий для дефосфорації склад шлаку можна отримати також присадкою у верхній шар сипучих офлюсованого агломерату .

      Як правило , з частиною первинного шлаку , що вилучається із пічної ванни виводиться  50 – 70 % фосфора шихти . Підвищення основності шлаку за рахунок рахунок вапняку , що розпадається на подині зумовлює подальше окислення фосфору і перехід його в шлак . Накопичення фосфору в шлаку , що залишився в печі , продовжується на протязі усього періода плавлення .

Вилучення сірки . Невисока основність шлаку періода плавлення і підвищені концентрації оксидів заліза в ньому несприятливі  для процесів десульфурації . На початку періода плавлення коефіцієнт розподілу сірки ( % S ) / [ S ] складає усього 1,5 – 2 . Розрахунки і практика показують , що при вилученні із печі  50 % первин- ного шлаку з ним виходить біля 10 % сірки шихти . В другій половині періода плавлення з підвищенням основності шлаку коефіцієнт розподілу сірки збільшується до 2,5 – 4 , сірка продовжує переходити в шлак . В цілому за період плавлення із матеріалів завалки вилучається 30 – 40 % сірки.

     Признаком кінця плавлення вважають зупинку фонтанування вани . Як відомо , поверхня твердих матеріалів завалки служить місцем інтенсивного утворення бульбашок СО  , тому останні кучки брухту на подині позначені фонтанами газо – металевої взвісі . По мірі розплавлення цих залишків фонтани газу зникають  і вана починає рівно кипіти  по усій поверхні .

     Але регламентований кінець плавлення не співпадає з фізичним , так як для початку доводки плавки потрібний перегрів метала  над точкою ліквідуса на 40 – 60 °С . В залежності від вмісту вуглецю температура вани на кінець  плавлення повинна бути в межах 1530 – 1560 ° С . Тому формально кінець плавлення починається через 20 – 40 хв після розплавлення останніх шматків стального брухту і переходу шихти в рідкий стан .

   Відразу після розплавлення брухту беруть попередню пробу метала на вуглець і сірку з тим , щоб оцінити стан ванни по цим важливим для плавки елементам . У випадку їх підвищеного вмісту необхідно вживати заходів для корегування вани  по вуглецю і вилучення сірки в період доводки .Вміст вуглецю по розплавленні повинно перевищувати середній вміст для данної марки сталі на 0,3 – 0,5 % , більше значення відноситься до невеликих печей і відповідальним маркам сталі . Цей надлишок вуглецю ∆ [ С ] Р необхідний для того , щоб забезпечити нормальне проведення періода доводки і , перш за все , нагрів вани до температури випувска . Вуглець в мартенівській вані окисляється безперервно і необернено з певною швидкістю . Тому отриманий в кінці плавлення надлишок ∆[ С ] р по суті визначає час , на протязі якого можливий нагрів метала та інші операції доводки .       

      У випадку значного ∆ [ С ] Р збільшується тривалість доводки , знижене значення  ∆ [ С ] Р пов’язане з труднощами проведення доводки : іноді виплавка ствлі заданої марки  стає неможливою і переходять на іншу , з меншим вмістом вуглецю . Для виправлення « м’яко» розплавленої вани практикується доливка чавуну  , але це пов’язано з небезпекою перевантаження плавки .

     Для навуглецювання металу переважне використання порошкоподібного графіта , його вдувають у вану компресорним повітрям через стальні трубки. На невеликих печах за 2 – 5 хв вдається підвищити вміст вуглецю на 0,3 – 0,5 % . Засвоєння графіту близьке до 100 % , тому можна досить точно корегувати склад вани по вуглецю . На великих печах цей прийом пов’язаний з певними організаційними труднощами , так як необхідно вдувати в метал до 2 – 3 т графіта. При використанні кисню для продувки ванни величина ∆ [ С ] р може бути підвищена , так як окислення вуглецю по ходу кисневої продувки добре нагріває вану . В кінці періода плавлення відбирають пробу на повний аналіз ( вуглець , марганець , фосфор , сірку , нікель , мідь ) . Знання точного складу вани необхідне для вірного вибору режиму доводки . Тому аналізи виконуються швидко , з використанням спектральних методів , наприклад на квантометрах .

      Склад шлаку кінця плавлення коливається в таких межах % : 40 – 45 СаО; 18 – 25 SіО2  ; 8 – 10 FeO ; 8 – 12 МgO ; 1 – 3 Р2О5 ; 0,05 – 0,12 S . Основність шлаку досягає 2,2 – 2,7 . Такий шлак забезпечує до моменту розплавлення досить низький вміст в металі шкідливих домішок : 0,02 – 0,04 % Р і 0,03 – 0, 05 % S

Доводка плавки .Період доводки включає три послідовних стадії : 1) поліровку ( рудне кипіння ) , 2) чисте кипіння , 3) розкислення та легування . На заключній стадії метал доводиться по температурі і хімічному складу . Задача сталевара в період доводки  - щоб співпадали по часу вилучення надлишкових домішок , перш за все вуглецю , і нагрів ванни до темпертури випуска – на 60 – 100 ° С по відношенню до початку доводки . Ця синхронізацію повинна бути проведена по оптимальному режиму  за можливий більш короткий час , щоб забезпечити високу продукційність печі .

      Поліровка . Задача цієї стадії доводки – форсування окислювальних процесів невеликими присадками руди або її замінників . Тому передбачений надлишок вуглецю ( над марочним вмістом ) враховує можливість присадки на вану невеликих ( до 1 – 1,5 % ) кількостей залізної руди . Як вже відмічалося , руда , введена в рідку ванну , розчиняється на межі розділу метал – шлак . Вивільнений при цьому СО бурхливо перемішує міжфазну межу і прискорює протікання реакцій дефосфорації і десульфурації . Руду потрібно присаджувати тільки в добре нагріту ванну при перегріві металу  на 50 – 70 ⁰С над точкою ліквідуса . Цей відносний перегрів повинен зберігатися на протязі поліровки : бо температура ліквідуса розплава підвищується по мірі зниження вмісту вуглецю .

      Тепловий ефект реакції від присадки руди наступний : 1) при окисленні вуглецю твердими окислювачами ванна охолоджується ; 2) перемішування верхніх горизонтів ванни , особливо шлакового шару , поркащує теплопередачу від факела до ванни . Швидкість нагріву мартенівської ванни залежить від кількості і темпа присадок руди . Наприкад , для 185 т печі при температурі 1550 – 1600⁰С швидкість нагріву метала складає : без присадок руди 50⁰С / год , при добавках руди 2,4 т / год – відповідно 30 і 10 ⁰ С / год . Для 900 т печей оптимальниою вважають швидкість присадки 12 – 14 т / год .

      Ідеальний режим поліровки може бути досягнутий при безперервній присадці руди на ванну . На практиці руду подають мульдами тобто значними порціями .В цьому випадку важливо по можливості середній темп присадок ,  намагаючи до рівномірності введення руди .

З підвищенням температури ванни збільшується і швидкість окислення вуглецю , що пояснюється більш повним використанням оксидів заліза руди при деякому зниженні вмісту заліза . В період поліровки значення v c залежить головним чином від відсадження печі і коливається в межах 0,5 – 0,7 % С /год для малих печей і 0,25 – 0,3 % С / год – для великих ( 600 – 900 т ) . На швидкість окислення вуглецю впливає також термічна потужність печі , матеріал зведення та інші фактори .

      Концентрацію вуглецю і температуру ванни по ходу поліровки періодично контролюють . На сучасних завод практикують безперервний контроль температури ванни і найбільш швидкі способи оцінки вмісту вуглецю . Усе більше розповсюдження знаходять спектральні термоелектричні та інші способи аналіза метала на вуглець .       Шлаковий режим .  Склад шлаку по розплавленні визначався характером шихтових матеріалів , кількістю шлаку , вилученого за час плавлення , і кількістю присаджених шлакоутворюючих . Основність шлаку на початку доводки складає зазвичай 1,7 – 2,0 . По ходу доводки великими присадками вапна підвищують основність шлаку , доводячи її до кінця плавки до 2,7 – 3,5 . Більша величина відноситься до виплавки легованих сталей при підвищених вимогах до чистоти металу по фосфору і сірці . Оптимальна рідкорухомість шлаку  в період доводки забезпечується періодичними присадками бокситу і шамотного бою .

     У випадку підвищених концентрацій в металі фосфору та сірки після розплавлення іноді прибігають до часткового скачування шлаку з наступним оновленням його присадками вапна , руди і бокситу . Цей – вимушений, економічно не вигідний захід , так як пов’язаний з додатковою витратою сипучих матеріалів , палива , зниженням продукційності печі . Частково оновлюють шлак також при виплавці високоякісних сталей з особливо низьким вмістом шкідливих домішок .

      Чисте ( безрудне ) кипіння .  Початком чистого кипіння вважають час закінчення присадок у ванну руди  і вапна . В подальшому ванна кипить за раху – нок кисню , що надходить із шлаку і атмосфери печі . Основна задача чистого кипіння  - нагрів металу до температури випуску , тобто певний перегрів його над точкою ліквідуса , необхідний для забезпечення нормального випуску і розливу сталі . Ступінь нагріву для вуглецевої сталі  складає 60 – 100 ⁰С в залежності від маси плавки і технології розливу . При виплавці легованих стале ступінь нагріву металу в кінці чистого кипіння ( перед розкисленням і легуванням ) збільшують до 80 – 150 ⁰С в залежності від кількості присаджуємих феросплавів .

     В залежності від питомої поверхні вани , окислювального потенціалу атмосфери печі , товщини шару шлаку і його фізичних характеристик швидкість окислення вуглецю по ходу чистого кипіння коливається в межах 0,1 – 0,5 % С /год . Великі значення vc відносяться до малих печей , високому окислювальному потенціалу , рідкорухомому шлаку . Замітне зниження vс спостерігається при концентраціях вуглецю у вані 0,25 – 0,30 % і менше .

Ступінь окисленності металу . По ходу чистого кипіння фактичний вміст кисню [О ]_Ф близьке до рівноваги з вуглецем і значно нижче величин , рівноважних з ( FeO ) шлаку . Для великих мартенівських печей і діапазона концентрацій 0,2 – 0,6 % С вміст кисню можна оцінити по емпірічний формулі :     [ % О ] = 0,0035 / [ % С ] + 0,006 .

  При низьких кінцевих вмістах вуглецю необхідно враховувати , що ступінь окисленності металу  в більшому ступені  залежить від ( FeO ) шлака . Для 650 –т печі і діапазона концентрацій  0,08 – 0,15 % С отримане наступне рівняння :                 [ % О ] = 0,0026 / [ % С ] + 0,269 а _{( FeO)} L_o – 0,009

     Де а_(FeO)  -  активність FeO в шлаку ; L_O – рівноважний коефіцієнт розподілення кисню між металом і шлаком .

     Знизити ступінь окисленності металу , змінюючи тривалість  чистого кипіння , неможна . Бльш низькі значення [ О ]_ф спостерігається при гарячому ході плавки і високих швидкостях окислення вуглецю . Але ці сприятливі фактори неможна переоцінювати .

      В сучасних термічних потужних печах тривалість чистого кипіння складає усього 30 – 40 хв , так як нагрів в них іде достатньо швидко . Швидкість окислення вуглецю в основному пропорційна температурі вани ,тому в технологічних інструкціях встановлюють мінімально припустиму швидкість зневуглецювання в період чистого кипіння

     На ряду з нагрівом під час чистого кипіння метал може очищуватися від розчинених газів : водень і кисень переходять в порожнини бульбашок , що пронизують об’єм метала і створюють розвинену поверхню метал – газ . Можливість дегазації вани в період чистого кипіння пов’язана з протіканням двох протилежних і доночасно проходячих процесів : в системі метал – бульбушка СО  завжди існують нерівності

[ Н ] > К_Н √ р_н2 і [ N ] > К_N √ Р_{N 2}

( р _н2 і р_N2 – парціальні тиски газів в поржнині бульбашки СО ) і процес іде в напрямку дегазації , тобто переходу розчинених газів в бульбашки СО . Система метал – атмосфера  печі неврівноважена в іншому напрямку :

[ Н ] < К_Н √ р_н2  і [ N ] < К_N √ р_N

( р_Н2 і р_N2  - парціальні тиски газів в атмосфері печі ) і проце іде в сторону насичення  вани газами .

      Під час чистого кипіння обидва процеси йдуть одночасно і результуючий процес залежить від співвідношення їх швидкостей . Оцінюючи поведінку водню , необхідно пам’ятати , що основні мартенівські шлаки воднепровідні і , тому , не перешкоджають насиченню вани . Дослід показує , що кінцевий вміст водню пов’язане із швидкістю зневуглецювання : при інтенсивному кипінні вана добре дегазується .

      Сталеплавильні шлаки слабо проводять азот і поглинання його мозливе тільки при відкритті металу , наприклад при виносі його крапель в атмосферу печі . Тому під час доводки переважає процес деазотації вани . По закінченню періода чистого кипіння мартенівську вану розкислюють і легують.

 Розкислення .

По мірі окислення вуглецю по ходу доводки плавки концентрація розчиненого кисню зростає . В період чистого кипіння досягається і підтримується певна залежність між концентраціями вуглецю і кисню у вані ; цей зв’язок наближено визначається емпірічним рівнянням [ % С ] * [ % О ] = 0,0036 + 0,0033 [ % С ] , із якого виходить , що при низьких концентраціях кисню ( 0,05 – 0,10 % ) вміст кисню в металі може досягати 0,04 – 0,06% , при середніх ( 0,4 – 0,6 % С ) – знижується до 0,01 % . Але в усіх випадках метал залишається сильно окисленим , тому мартенівська  плавка завжди закінчується операцією розкислення .

      Розкислення кплячої сталі.  Кип’ячу сталь розкислюють , як правило , тільки марганцем , іноді в метал додатково вводять невееликі кількості алюмінію , ттану та інших елементів – для отримання нестаріючої сталі . Кип’яча сталь містить від 0,25 до 0,60 % Мп , оптимальний його вміст залежить від концентрації  вуглецю і умов розливу сталі .

     Кип’ячу мартенівську сталь розкислюють феромарганцем , вводячи його в піч або в сталерозливний ковш . При розкисленні в печі феросплави дають у ванну за 5 – 10 хв до випуску плавки . Розкислення в печі пов’язане із значним угаром  марганцю ( 40 – 70 % ) , великі значення відносяться до низьковуглецевої сталі . Угар марганцю збільшується пропорційно інтервалу між моментом розкислення і випуском плавки , тому розкислений метал потрібно випускати без зволікань . До переваг способа розкислення в печі відносяться простота виконання , рівномірністьвмісту марганцю в металі після випуску , до недоліків – підвищена витрата феросплавів .

     При розкиленні в ковші феромарганець подрібнюють на шматки розміром 50 – 100 мм  і присаджують в ковш під час випуску плавки , закінчуючи присадку при наповненні ковша на ⅔ його висоти . Такий прийом дає можливість отримати задовільну рівномірність розподілення розкислювача в об’ємі металу . Температура випускаємого металу при розкисленні в ковші повинна бути на 10 – 15 ⁰С вище , ніж при розкисленні в печі .

     При розкисленні в ковші угар марганцю скорочується до 25 – 30 % , тому на багтьох заводах рядові марки кип’ячої сталі розкислюють цим способом . Однак на великих печах , випуск із яких проводиться в два або три ковша , можна при цьому отримати значну нерівномірність по марганцю . Для використання переваг обох способів розкислення вводять феромарганець у піч в самому початку випуску плавки . Угар марганцю складає при такому варіанті 35 – 40 % ( сталі  Ст 2 і Ст 3 ) , розподіл його по ковшам достатньо рівномірно .

     Розкислення спокійної сталі . Тепер значну частину спокійної вуглецевої і всю леговану сталь виплавляють з попереднім розкисленням металу в печі . Попереднє розкислення дає можливість стабілізувати ванну по вмісту вуглецю перед випуском . Крім того , вводячи розкислювачі  у відносно дрібну мартенівську ванну , можна розраховувати на більш повне вилучення із металу продуктів розкислення до випуску плавки . До недоліків попереднього розкислення вілносяться підвищений угар феросплавів .

     Для попереднього розкислення використовують низькопроцентний феросіліцій або сілікомарганець . З цими феросплавами у ванну вводять 0,1 – 0, 2 % Sі в залежності від марки виплавляємої сталі . Майже увесь присаджений кремній окислюється киснем металу і шлаку , при цьому ванна розкислюється і перестає кипіти .

     По звичайно прийнятій технології у вану даєть спочатку феромарганець із розкрахунку отримання концентрації марганцю на нижній межі марки , а через 8 – 10 хв вводять нагрітий до 600 – 700 ⁰С феросіліцій . Для нагріву феросплава ( в основному для доброї його просушки ) використовують спеціальні печі , при їх відсутності мульду з доменним феросіліцієм вносять в робочий простір печі на хоботі завалочної машини і витримують там декілька хвилин .

     Останнім часом для попереднього розкислення частіше використовують сілікомарганець . Кількість сілікомарганцю також визначається по кремнію , який необхідно внести в метал . Перевагою сілікомарганцю перед низькопроцентним феросіліцієм можна вважати менший вміст вуглецю , а також більш сприятливий характер продуктів розкислення – вони швидше виділяються із металу і вспливають у шлак .

      Повторне кипіння ванни після попереднього розкислення не припускається , так як основною задачею цієї операції являється отримання сталі із заланим вмістом вуглецю. При вузьких межах вмісту вуглецю досить важко отримати сталь необхідної марки без попереднього розкислення вани . Після попереднього розкислення плавку готують до випуску .

     Кінцеве розкислення проводять в ковші на випуску плавки . Для такого розкислення використовують багатий феросіліцій ( 45 – 75 % Sі ) в шматках не більше 40 – 50 мм і металевий алюміній в чушках . Кремній , алюміній та інші елементи можна вводити в метал у вигляді комплексних розкислювачів . Феросплави дають у ковш під час його заповнення , присадка розкислювачів повинна бути закінчена до появи на жолобі пічного шлаку . Не рекомендується і попередня , до початку випуску , загрузка розкислювачів у ковш . В цьому випадку можливе « закозління» матеріалів першою порцією випускаємої сталі , що приведе до пізнього їх розчинення і до нерівномірного розподілення розкислювачів в об’ємі металу .

     Витрата феросіліцію визначається заданим вмістом кремнію в готовій сталі , угар кремнію складає для попереднього розкислення металу 10 – 15 % . Витрата алюмінію визначається вмістом вуглецю в сталі  і вимогами до розміру первинного аустенітного зерна в литому металу . Тому в різних умовах в сталь віл 200 до 800 г / т алюмінію . Якщо необхідно підвищити вміст вуглецю в готовій сталі . то на струмінь металу під час випуску дають навуглецюючі добавки : подрібнені кокс , електродний бій , розфасовані в бумажні пакети .

   3.2.   Легування .

Технологія легування повинна визначатися властивостями легуючих елементів , враховувати їх поведінку в стальній ванні . Важливо , враховувати схильність розчиненого легуючого компонента до окислення легуючого компонента до окислення. Легуючі елементи по їх окислювальності в стальній вані можна розбити на три групи . Цьому повинна відповідати технологія легування мартенівської сталі .

     В першу групу входять елементи ,  що не окислюються в стальній ванні ( нікель , молібден , мідь ) . Легування цими компонентами не має великих труднощів , так як їх угар при введенні в метал  близький до нуля .

     Нікель ( листовий або гранульований ) дають у завалку тільки із розрахунку отримання нижньої межі для данної марки з урахуванням  нікеля , вмісту в легованих нікелем відходах шихти . Корегування складу ванни по нікелю проводять в період доводки , краще всього  - під час рудного кипіння ( поліровки ) , коли ванна відносно прермішується .

     З метою економії металевого нікеля частину його іноді замінюють окатишами із оксиду нікеля NіО . Цей неміцний оксид повністю відновлюється в мартенівській ванні , і нікель переходить в метал . Такі окатиші можна давати в завалку і для корегування складу металу в період поліровки .

     Цікава практика легування мартенівської сталі слабко окисленими елементами – хромом і марганцем. Ці елементи в якості легуючих компонентів входять у велику кількість сталей. Однак угар хрому і марганцю залежить від параметрів мартенівської ванни,цей вплив необхідно враховувати для отримання заданих концентрацій їх в готовій сталі.

     Хром.Для легування використовують ферохром різних марок і силікохром . Вуглецеві сорта ферохрому дешевше , ніж сплави з низьким вмістом вуглецю : тому при виплавці середньо- і високовуглецевих сталей з невисоким вмістом хрому використовують ферохром марок ФХ100 – ФХ800 , що містять 1 – 8 % С . Феросплави вводять в попередьо розкислену ванну , метал витримують в печі після легування на протязі 20-30 хв, щоб встигли розчинитися тугоплавкі карбіди хрома. Тривалість витримки залежить від кількості введеного ферохрому . Угар хрому в цьому варіанти  легуванння порівняно невеликий ( 10 – 15%).

     Для вилучення вологи і зменшення охолоджуючого ефекту ферохром перед введенням в метал нагрівають до 700 – 800⁰С . Але присадки феросплаву знижують тепмературу ванну. По данним промислових досліджень , при введенні ферохрому в кількості 30кг/т температура ванни 185 – т печі знижувалася на 40 – 45⁰С.Нагрівати метал, розкислений і легований хромом, важко так, як засвоєння тепла спокійною ванною різко уповільнюється.Тому в мартенівських печах виплавляють сталь з вмістом хрому не вище 2,5 – 3 % , а метал перед легуваннням перегрівають.

     При виплавці низьковуглецевих хромистих сталей іноді частину хрому замінюють силікохромом. В залежності від марки силікохром містить 20 – 50% Sі і 30 – 45 % Сr, вміст вуглецю в кремнехромистих феросплавах не перевишує 1%. Крім того , маючи більш низьку температуру плавлення, силікохром швидше розчиняється в металі. Використання силікохрому скорочує витрати феросиліцію і зменшує тривалість періода розкислення і легування на 5 – 10 хв.

     При виплавці середньовуглецевих хромистих сталей в гарячо працюючих печах отримав розповсюдження спосіб введення ферохрому в нерозкислену ,киплячу ванну.В цьому випадку метал легують вуглецевим ферохромом, вводячи феросплав при вмісті вуглецю у ванні, що превищує марочний на 0,10 – 0,15%. Відразу після завантаження ферохрому кипіння ванни зупиняється, але після розподілухрому між металом і шлаком поновлюється з попередньою інтенсивністю. По мірі нагріву ваннибільша частина окисленого на початку хрому відновлюється і повертаєтьсяіз шлаку в метал.

     Преваги варінту в тому, що не потрібна витримка після легування , легше нагрівати ванну, краще вилучаються в шлак неметалеві включення ферохрому, недолік – підвищений і нерівномірний угар хрому ( 15 – 30%), важче потрапляти в заданий марочний склад по хрому.

     Марганець, поведінка якого при легуванні аналогічно поведінці хрому , присаджують у ванну у вигляді феромарганцю , розігрітого до 700 – 800⁰С, в кінці періоду чистого кипіння. Присадка цього феросплаву для отримання в металі 1 – 2% Мп на деякий час призупиняє кипіння ванни, потім кипіння поновлюється.Внаслідок окислення і випаровування марганцю із металевого розплаву угар його складає 20 – 30%.З метою економії марганцю при невеликих його кількостях в сталі практикують легування в ковші.

     Легко окислювальні легуючі елементи – кремній, ванадій, алюміній, титан,бор – вводять в ковш на випуску плавки. Перед їх присадкою в метал повинен бути добре розкисленим в печі. Починати присадки цих компонентів необхідно після наповнення ковша на ¹/₃ і  закінчувати при наповненні його на ²/₃ , щоб інший метал добре перемішав метал у ковші. Піздня присадка таких елементів, які легко окислюються приводить до їх підвищеного угару при взаємодії з оксидами заліза пічного шлаку. Угар кремнію і ванадію складає 20 – 30%, титану – до 50 %, алюмінію – 50 -70%.

     Введення в ковш великих кількостей легуючих компонентів пов’язане із зниженням температури, яке не завжди можна компенсувати перегрівом металу перед випуском. В цьому випадку звичайні феросплави можна успішно замінювати екзотермічними брикетами різного типу. До складу таких брикетів входять: молотий феросплав з необхідним легуючим елементом ,окислювач ( натрієва селітра, бертолітова сіль) і відновлювач (алюміній, кремній ,вуглець, силікокальцій). Приблизні склади брикетів для легування хромом, % : 45Сr, 5 Sі, 6 С, 15 NaNO₃; для легування марганцем ,%: 50Мп, 10 Sі, 3 С, 12 NaNO₃.

     При легуванні сталі екзотермічними брикетами протікають реакції між окислювачем і відновником з великим тепловиділенням: 100 – 110 кДж/кг брикета.Зона розпаду кожного брикету сильно розігрівається , що сприяє доброму розчиненню і засвоєнню легуючого компонента.

     Екзотермічні брикети завантажують в ковш перед випуском плавки. Хром і марганець засвоюються із брикетів на 90 – 95%, вміст вуглецю в сталі збільшується при цьому на 0,05 – 0,08%. В деякі види брикетів додатково вводять флюси ( СаF₂,Na₂O) для формування із продуктів екзотермічних реакцій і оксидів елементів – розкислювачів легкоплавких шлаків. Такі офлюсовані брикети підвищують чистоту сталі від неметалевих включень і забезпечують додаткову десульфурацію сталі .

     До недоліків цього матеріалу можна віднести додаткову витрату дорогих екзотермічних компонентів і працеємкість виготовлення брикетів: додаткові витрати на обладнання і робочу силу. Економічна доцільність використання екзотермічних брикетів повинна визначатися з урахуванням як додаткових витрат на їх приготування, так і економії за рахунок зниження витрати феросплавів і підвищення якості сталі.

Письмово відповісти на такі питання:

            4.1. Як проводять період заправки мартенівської печі при основному скрап-рудному процесі

            4.2.Які ви знаєте принципи шихтовки мартенівських плавок?

            4.3. Який порядок завалки шихтових матеріалів в піч та період плавлення.

            4.4.Як проводять період завалки шихти?

            4.5.Для чого і коли проводять прогрів стального брухту при скрап – рудному

                  процесі?                  

            4.6.Як проводять заливку чавуну?

            4.7. Як виконують  проведення періода плавлення мартенівської плавки?

            4.8.Як проходить шлакоутворення в період плавлення?

            4.9.Як проходить процес дефосфорації в мартенівській ванні?

            4.10.Вилученя сірки із металу?

            4.11.Доводка плавки. Що вона включає в себе?

            4.12.Як проходить чисте кипіння в мартенівській плавці?

            4.13.Як проводять розкислення киплячої сталі?

     4.14.Як проводять розкислення спокійної сталі ?

     4.15.Як проводять легування сталі ?

     4.16.Охарактеризувати нікель, як легуючий елемент.

            4.17.Охарактеризувати хром, як легуючий елемент.

            4.18.Охарактеризувати марганець, як легуючий елемент.