Санкт-Петербургский государственный политехнический университет.

Факультет технологии и исследования материалов.

Отчет по общеметаллургической практике.

Выполнил студент группы 4065/2

Жаворонков С. В.

Санкт-Петербург

2002

Оглавление.

Введение…………………………………………………………….3

Доменное производство………………………………………….6

Доменный процесс………………………………………………...7

Агломерационное производство………………………………..8

Коксохимическое производство………………………………..11

Сталеплавильное производство……………………………….12

Кислородно-конвертерное производство…………………….13

Мартеновское производство……………………………………14

Электросталеплавильное производство……………………..15

Электрошлаковый переплав………………………………..21

Обработка металлов давлением…………………………...21

Порошковая металлургия…………………………………...23

Термообработка………………………………………………26

Заключение……………………………………………………28

Литература…………………………………………………….29

Введение.

Роль и значение чёрной металлургии определяются в первую очередь тем, что она служит фундаментом для развития машиностроения.

Чёрная металлургия охватывает весь процесс от добычи и подготовки сырья, топлива, вспомогательных материалов до выпуска проката с изделиями дальнейшего передела. В ее состав входят: добыча, обогащение и агломерация железных, марганцевых и хромитовых руд; производство чугуна, доменных ферросплавов, стали и проката; производство электроферросплавов; вторичный передел чёрных сплавов; коксования угля; производство огнеупоров; добыча вспомогательных материалов (флюсовых известняков, магнезита и др.); выпуск металлургических изделий производственного назначения. В этом комплексе стержнем служит собственно металлургический передел (чугун-сталь-прокат).
Остальные производства – смежные, сопутствующие.

Россия по выплавке чёрных металлов в конце 80-х годов занимала второе место после Японии. Затем произошел спад производства в связи с общей кризисной ситуацией.

В 1994 г. Россия дала 36,1 млн. т чугуна, 48,8 млн. т стали, 35,8 млн. т готового проката, 3,6 млн. т стальных труб. Добыча железной руды составила 73,3 млн. т, а производство кокса – 25,4 млн. т.

Для чёрной металлургии, включающей несколько переделов, особенно актуально совершенствование технологической структуры производства. Россия, где черная металлургия исторически играла приоритетную роль, заметно отстала за последнее время от США и Японии в перестройке технологической структуре. Это тем более важно учитывать, потому что металлургическое производство именно в силу специфики технологии обладает значительной инерционностью.

В Японии, например, из общего объема выплавки стали свыше 2/3 приходиться на кислородно-конвертерную и около 1/3 – электросталь, а мартеновский способ давно уже прекратил свое существование. Между тем у нас он до сих пор господствует, давая более 1/2 стали, а электросталь составляет только 15% ее суммарного производства.

Исключительно важно освоение в промышленных масштабах технологии производства получения железа из руд методом прямого восстановления. На территории Курской магнитной аномалии (КМА) в настоящее время уже действует
Оскольский электрометаллургический комбинат, проектная мощность которого 5 млн. т металлизованных окатышей и 2,7 млн. т проката в год.

По уровню концентрации производства черных металлов Россия опередила многие промышленные развитые страны, в том числе США. Свыше 3/4 чугуна и
2/3 стали, примерно 3/5 проката выпускается у нас предприятиями с ежегодной производительностью более 3 млн. т каждое.

На восьми самых крупных предприятиях – Магнитогорском,
Нижнетагильском, Челябинском и Орско-Халиловском (Урал), Череповецком
(Север), Новолипецком (Центрально-Черноземный район), Западно-Сибирском и
Кузнецком (Западная Сибирь) комбинатах – производиться 9/10 всего чугуна, свыше 4/5 стали (в том числе вся конвертерная и более 4/5 разливаемой на
МНЛЗ) и свыше 4/5 – проката. Эти предприятия перерабатывают более 9/10 железной руды и 2/5 вторичного сырья.

Характерно также сильно развитое производственное комбинирование.
Особенно большую выгоду дает комбинирование металлургического передела с коксованием угля. В России свыше 95% всего кокса выпускается металлургическими заводами. Современные крупные предприятия черной металлургии по характеру внутренних технологических связей представляют собой металлурго-энергохимические комбинаты.

Комбинаты – основной тип предприятий черной металлургии большинства индустриально развитых стран. В России предприятия с полным циклам дают примерно 9/10 чугуна, стали и проката. Кроме того, есть заводы, выпускающие чугун и сталь или сталь и прокат (включая трубные и метизные заводы), а также раздельно чугун, сталь и прокат. Все предприятия без выплавки чугуна относятся к так называемой передельной металлургии. Особое положение по технико-экономическим параметрам занимают предприятия с электрометаллургическими производством стали и ферросплавов. Наконец выделяется (производство стали и проката на машиностроительных заводах).

Черная металлургия с полным технологическим циклом служит важным районообразующим фактором. Кроме многочисленных производств, возникающих на основе утилизации разного рода отходов при выплавке чугуна и коксовании угля, она притягивает к себе сопутствующие отрасли.

Наиболее типичные спутники черной металлургии: а) тепловая электроэнергетика, прежде всего установки, которые входят в состав металлургических комбинатов и могут работать на побочном топливе (излишки доменного газа, коксик, коксовая мелочь); б) металлоемкое машиностроение
(металлургическое и горное оборудование, тяжелые станки, металлоконструкции, локомотива и др.).

Металлургия полного цикла, передельная металлургия и по условиям размещения отличаются друг от друга. В размещении металлургии полного цикла особенно большую роль играет сырье и топливо, на которые приходиться 85-90% всех затрат по выплавке чугуна, из них примерно
50% - на кокс и 35-40% - на железную руду. Практически на 1 т чугуну расходуются 1,2-1,5 т угля (с учетом потерь в процессе обогащения и коксования), не менее 1,5 т железной руды (в зависимости от содержания), свыше 0,5 флюсовых известняков и до 30 м3 оборотной воды. При современных масштабах металлургического производства все это свидетельствует о важности взаимного транспортно-географического положения сырьевых и топливных баз, источников водоснабжения и вспомогательных материалов. Особенно велика роль сочетаний железных руд и коксующих углей.

Разведанные запасы железных руд по категориям А+В+С (на 1 января
1991 г.) составляет в России 55,6 млрд. т. Из этого количества почти 4/5 приходиться на европейскую часть и Урал, остальное – на восточные районы.

Основные ресурсы железных руд сосредоточенны в пределах КМА (21,6 млрд. т), где находятся такие месторождения мирового значения, как
Лебединское, Стойленское, Михайловское и Яковлевское. Великие железорудные ресурсы Урала (почти 7,5 млрд. т), в пределах которого особенно выделяется
Качканарская группа месторождений(3,5 млрд. т).

На третьем месте – Восточная Сибирь (5,3 млрд. т) с Коршуновским и
Рудногорским месторождениями в Ангаро-Илимском бассейне и Абаканской группой месторождений. Затем идут Дальний Восток (4,5 млрд. т), Северный район (2,8 млрд. т), где известны Ено-Ковдорское, Костамукшское и другие месторождения, и Западная Сибирь (1,8 млрд. т).

Наиболее значительные ресурсы марганцевых руд представлены Западной
Сибири (Усинское месторождение), а хромитовых руд – на Урале (месторождение
Сараны).

По производству товарной железной руды (главным образом в виде агломерата, концентрата И окатышей) резко выделяется Центрально-Черноземный район (свыше 2/5 общего объема). Остальное количество приходиться на Урал
(1/5), Северный район (1/5), Восточную и Западную Сибирь.

Вместе с вовлечением в оборот бедных руд, особенно железистых кварцитов, расширился фронт открытой добычи металлургического сырья. В настоящее время таким способом разрабатывают более 4/5 всех железных руд.

Черная металлургия с полным технологическим циклом тяготеет в зависимости от экономической целесообразности к источникам сырья (Урал, центральные районы европейской части) и топливным базам (Кузбасс) или, наконец, к пунктам, находящимся между ними (Череповец).

Передельная металлургия ориентируется в основном на источники вторичного сырья (отходы металлургического производства, отходы от потребляемого проката, амортизационный лом) и на места потребления готовой продукции, поскольку наибольшее количество металлического лома накапливается в районах развитого машиностроения. Еще теснее взаимодействует с машиностроением .

Особыми чертами размещения отличается производство ферросплавов и электросталей. Ферросплавы – сплавы железа с легирующими сплавами
(марганцем, хромом, вольфрамом, кремнием и др.), без которых вообще немыслимо развитее качественной металлургии, - получают в доменных печах и электрометаллургическим путем. В первом случае производство ферросплавов осуществляется на металлургических предприятиях полного цикла, а также с двумя (чугун-сталь) или одним (чугун) переделом, во втором – их производство представлено специализированными заводами.

Электрометаллургия ферросплавов из-за высоких расходов электроэнергии
(до 9 тыс. кВт ч на 1 т продукции) оптимальные условия находит в тех районах, где дешевая энергия сочетается с ресурсами легирующих металлов
(например, Челябинск). Производство электросталей развито в районах, располагающих необходимыми источниками энергии и металлического лома.

При всех изменениях, происшедших в размещении производства в связи с освоением новых источников сырья и топлива в разных районов страны, Урал продолжает сохранять позиции крупнейшей металлургической базы России.
Второе и третье места делят Центр и Сибирь с Дальнем Востоком. На четвертом месте находится Северный район.

Доменное производство.

В технике, быту, сельском хозяйстве черные металлы и их сплавы нашли широкое применение. Особое значение имеют сплавы железа с небольшим количеством углерода и других элементов. В зависимости от содержания углерода черные металлы делятся на железо (техническое) до 0,15% [C], сталь до 1,7% [C], чугун до 7% [C]. Доля черных металлов составляет около 95% от общего объема производства металлов. Это обусловлено двумя факторами. Во- первых, в земной коре содержится большое количество руд (оксидов железа), а стоимость получения чугуна и стали относительно не велика. Во-вторых, черные металлы удовлетворяют большинству требований, предъявляемых к конструкционным материалам. Разнообразие свойств сталей связано с введением в них различных легирующих элементов, а также с термообработкой.

Железо в природе, как было сказано выше, встречается только в виде руд
– соединений железа с другими химическими элементами, чаще всего с кислородом. Извлечение железа из руды требует решение двух задач: извлечение железа из его оксидов, и отделение восстановленного железа от пустой породы. Основным агрегатом для извлечения железа из руды является доменная печь. По принципу работы она является шахтной печью, те она вытянута вдоль вертикальной оси. Горизонтальное сечение печи представляет собой окружность, в вертикальном сечении печь состоит из пяти зон. Верхняя ее часть, служащая для загрузки шихты, называется колошником. Основной частью печи является шахта, имеющая форму усеченного конуса. Самая широкая часть (в форме обратного усеченного конуса) переходит в горн. В верхней части горна имеется большое количество расположенных равномерно по окружности фурменных отверстий, через которые в печь попадает воздух. В нижней части горна имеется несколько отверстий для выпуска чугуна.

Материал для футеровки печи обладает высокими теплоизоляционными свойствами для обеспечения минимальных потерь тепла через стенки. Также, он достаточно прочен, чтобы противостоять механическим воздействиям печи.
Такими свойствами обладает огнеупорный материал – шамот.

Доменный процесс.

При загрузке сырья на колошник, материалы попадают в область низких температур – 200-300(С. По мере опускания материалов температура растет и достигает максимальной (1900-2100(С) на уровне фурм и в горне снижается до
1450(С.

На уровне фурмы раскаленный кокс сгорает в струе горячего воздуха с выделением большого количества тепла.

С+О=2СО2+Q

Образующийся СО2 реагирует с твердым углеродом кокса и восстанавливается до СО. Реакция идет с поглощением тепла.

СО2+С=2СО-Q

Встречая руду, СО восстанавливает оксиды железа, превращаясь в СО2.

Восстановление железа оксидом углерода называют косвенным восстановлением. Прямым восстановлением называют восстановление твердым углеродом кокса:

FeO+C=Fe+CO-Q

После завершения процесса восстановления при t=1300-1400(C железо находится в твердом состоянии и имеет вид простой губчатой массы.

Образование шлака понижается в области распара при t=1200(C, когда пустая порода сплавляется с известью. Образующийся шлак стекает в горн, скапливается под слоем чугуна и периодически выпускается через шлаковую ленту.

Чугун из печи выпускают 4-6 раз в сутки через чугунные летки. Чугун стекает в чугуновозные ковши емкостью до 100 тонн, в которых по железнодорожным путям направляется на разливочную машину, либо, в случае передела в сталь, его сливают в специальные копилки-миксеры, выдержка в которых обеспечивает выравнивание состава чугуна.

Разливочная машина – это замкнутый конвейер из чугунных форм, в которые сливается чугун. Залитый чугун охлаждается, затвердевает, после чего горны опрокидываются, и чугунные чушки массой до 55 кг отправляются на другие заводы.

Основными показателями работы доменной печи является коэффициент использования полезного объема и расход кокса на 1 тонну выплавленного чугуна. Чем меньше КИПО, тем лучше работает доменная печь, тем более форсировано ведется плавка. Значение КИПО лежит в интервале от 0,4 до 0,7 и зависит от содержания железа в руде, подготовки шихтовых материалов и сорта выплавляемого чугуна. Исходные материалы для доменного производства: руда, флюс, топливо и воздух.

Агломерационное производство.

Изобретение агломерационного процесса связывают с именами Геберлейна и
Гунтингтона, взявших в 1887 г. Патент на «экзотермический процесс окускования пылеватых руд в смеси с коксиком, осуществляемый путем прососа воздуха через слой сверху вниз». Не менее важной датой в истории агломерации является и 1911 г. - дата пуска первой ленточной агломерационной машины Дуайт-Ллойда в Бердаборо (США). В дальнейшем процесс агломерации железных руд получил значительное распространение, и к 1963 г. мировое производство агломерата достигло 190 млн. т в год [1]. В дальнейшем наблюдается тенденция к увеличению этой цифры.

Царская Россия располагала небольшими агломерационными установками, построенными в 1906 г. на Таганрогском заводе и в 1914 г. на Днепровском заводе. В 1925 г. в Советском Союзе был пущен первый агломерационный цех, построенный по системе AIB, а в 1930 г. - первая ленточная машина на заводе им. Войкова в Керчи. В 1961 г. на агломерационных фабриках Советского Союза было произведено 74,2 млн. т агломерата, в том числе 73 млн. т офлюсованного агломерата. Доля агломерата в рудной части шихты доменных печей Советского Союза приближалась к 80%, и эта цифра не являлась предельной.

Цель агломерации состоит в окусковании пылеватых руд, колошниковой пыли и отчасти концентратов обогащения руд. При загрузке этих видов сырья в доменную печь без предварительного окускования значительная часть пылеватых материалов выносится из печи газами. Оставшаяся часть создает в печи весьма плотный столб шихты с минимальной газопроницаемостью. Интенсивность доменной плавки резко снижается, ход печи делается неустойчивым.

В ходе агломерации из шихты могут быть удалены многие вредные примеси, в том числе и сера. Эта сторона процесса может в отдельных случаях считаться наиболее важной, так как переработка сернистой руды в доменной печи связана с ухудшением технико-экономических показателей плавки.
Оказывается выгодным дробить кусковатую сернистую руду и вновь подвергать ее окускованию путем агломерации, удаляя при этом из руды большую часть серы.

Несмотря на появление многочисленных разновидностей, и видоизменений процесса спекания руд, основная схема агломерационного процесса практически не изменилась за 75 лет, прошедших со времени его изобретения. Началу процесса предшествует дозировка пылеватых компонентов, входящих в состав рудной части шихты, а также коксика, извести или известняка. Соотношения между составляющими в шихте могут быть определены расчетным путем. Отметим, что эффективность агломерационного процесса значительно снижается при спекании чрезмерно мелких концентратов, если они не подвергнуты предварительному окомкованию.

Современное доменное производство предъявляет к железорудным материалам очень высокие требования. Шихтовые материалы должны иметь: высокое содержание железа, или минимальное содержание пустой породы; низкую концентрацию примесей; оптимальный размер куском (до 20 мм); достаточно высокую прочность; постоянный химический состав больших масс шихтовых материалов.

Железная руда – горная порода, содержащая железо в таком количестве, при котором ее технически и экономически выгодно перерабатывать. Руда состоит из смеси железосодержащих материалов с пустой породой, в состав которой входят различные соединения: кремнезем (SiO2), глинозем (Al2O3, CaO и MgO). Важную роль играет восстановимость руды, которая определяется скоростью восстановления из нее железа и зависит от природы FeO, плотности и пористости руды. Чем плотнее и пористее руда, тем хуже ее восстановимость.

Основными операциями подготовки руд к плавке являются дробление, сортировка, обогащение, обжиг и спекание.

Целью обогащения руд является удаление пустой породы и повышения содержания железа. Обогащение получает все большее распространение. Для обогащения железных руд применяют промывку и магнитную сепарацию, которая состоит в помещении в магнитное поле достаточно измельченной руды; магнит притягивает частицы руды, содержащие оксид железа и обладающие магнитными свойствами от пустой немагнитной породы.

Получаемые после обогащения руд тонко измельченные концентраты не могут быть направлены непосредственно в доменную печь, т.к. они не обеспечивают высокой газопроницаемости шихты. Превращение мелких частиц рудных концентратов в более крупные куски составляет основную цель процессов окускования.

Агломерационная шихта включает следующие компоненты:

Рудная часть (концентрат или руда 5-6 мм).

Топливо (мелкий кокс до 3 мм, иногда с добавкой каменного угля) содержание 36%.

Флюс 5-10% (известняк 0-3 мм, для того, чтобы в течение короткого периода агломерации он успел разложиться). За счет CaO улучшается работа доменных печей и уменьшается удельный расход кокса.

Добавки (колошниковая пыль, окалина и др.) Содержание менее 5%.

Возврат (мелкий агломерат от предыдущего спекания крупностью 0-6 мм).
Содержание в шихте 20-30%.

Вода 5-8% для улучшения процесса грануляции мелких частиц шихты.

Эти материалы смешиваются и подаются в агломерационную машину. Она состоит из большого числа паллетспекательных тележек с отверстием в днище, двигающихся по направляющим рельсам. В загруженной паллете после зажигания газовыми горелками начинается горение топлива, причем фронт горения распространяется сверху вниз. Воздух просасывается сквозь слой шихты благодаря действию специальных вакуумных устройств – экспаустеров.
Температура в слое шихты 1300-1600(С. В результате восстановления образуется:

В зоне горения Fe2SiO4 плавится (t=1209(C) и смачивает зерна шихты, благодаря чему при охлаждении образуется твердая пористая масса – агломерат
(имеет хорошую восстановимость и высокую прочность).

Коксохимическое производство.

Топливо выполняет три основные функции:

Тепловую (источник тепла, необходимый для разогрева рудных материалов до высокой температуры, что обеспечивает интенсивное протекание химических реакций и плавление чугуна и шлака).

Физическую (обеспечивает высокую газопроницаемость столба шихты) => топливо должно быть твердым и кусковым материалом. С целью получения максимальног количества тепла при горении топливо должно иметь высокое содержание нелетучего углерода и минимальное количество золы. Так как восстановительный характер доменной плавки не позволяет гореть Н2 => необходимо высокое соотношение С:Н. Топливо должно содержать минимальное возможное количество примесей (в частности S).

Химическую (основной химический реагент-восстановитель Fe).

Этим условиям удовлетворяют в большей степени только два вида искусственно приготовленного топлива: древесный уголь и кокс.

Кокс, получающийся сухой перегонкой, при 1000-1200°С без доступа воздуха, некоторых сортов каменных углей, называют коксующимся. При удалении летучих веществ в специальных коксовых печах происходит спекание, длительность которого составляет 15-20 ч. Перед коксованием уголь проходит подготовку, заключающуюся в измельчении в щековых дробилках до крупности зерна 2-3 мм, обогащении и смешивании. Спекшаяся пористая масса кокса при выделении газов растрескивается и распадается на куски. Выделяющийся газ собирается и направляется в химическое отделение, где из него извлекают такие ценные химические продукты как бензол, аммиак и др. После этого коксовый газ используют в качестве топлива.

Химический состав металлургического кокса в зависимости от месторождения угля составляет, %: [С]=80-90 зола 8-12; [S]=0,5-2 влага до 5; [Р] = 0,04 летучих 0,7-1,2.

Сталеплавильное производство.

В 1855г. Бессемер предложил продувать жидкий чугун в конвертере с кислой футеровкой, воздухом через днище.

В 1864г. братья Мартены осуществили плавку из чугуна и железного лома в отражательной регенеративной печи, в которой тепло отходящих продуктов сгорания использовалось для подогрева топлива и воздуха.

В 1879г. Томас разработал вариант конвертерного процесса, также для получения жидкой стали.

Мартеновский и конвертерный способы производства стали существуют и сегодня и составляют основу современной черной металлургии. Наряду с ними используются процессы электрометаллургии и спецэлектрометаллургии (ЭШП,
ЭЛП, вакуумно-дуговой переплав и др.)

Кислородно-конвертерное производство.

В основе конвектерных процессов лежит обработка жидкого чугуна газообразным окислителем без подвода извне дополнительного тепла. Процесс выплавки осуществляется только за счет химической теплоты экзотермических реакций окисления примесей. Продувка чугуна производится сверху или через днище в специальных агрегатах-конвертерах. Конвертерную плавку характеризует высокая производительность за счет большой рациональной поверхности Ме-окислителя и высокой скорости окисления примесей. Применение технически чистого кислорода (не менее 99,5%) для продувки чугуна позволило за счет снижения содержания азота улучшить качество кислородно-конвертерной стали.

Схема КК представлена на рис. 1. Корпус КК 1 изготавливают из стальных сваренных в стыках листов. Корпус имеет среднюю цилиндрическую часть, глухое дно и симметричную сужающуюся горловину 2. У основания горловины расположено сталевыпускное отверстие 3. Такое расположение летки способствует лучшему отделению стали от шлака и уменьшает опасность восстановления [Р] при сливе Me. Конвертер может поворачиваться в вертикальной плоскости благодаря Рис.1 Схема КК. поясу 4 с цапфами, расположенными в подшипниковых опорах. 02 обычно подается сверху через водоохлаждающую фурму 5. Подача сверху обусловлена образованием высокотемпературной реакционной зоны в месте вдувания 02 в Me.
Фурма способна перемещаться вверх-вниз. Исходным материалом конвертерной плавки является жидкий чугун, лом-метал. часть шихты и шлакообразующие окислители. Перед загрузкой конвертер наклоняют, загружают Me лом, затем заливают чугун; конвертер приводят в вертикальное положение, опускают кислородную фурму и начинают продувку 02. Одновременно с началом продувки по мере ее проведения по специальному желобу загружают известь, железную руду и флюсы. Проникая в Me, 02 взаимодействует с Fe.

2Fe + 02 = 2FeO + Q

Образующийся FeO частично переходит в шлак, частично растворяется в Me и окисляет примеси, содержащиеся в чугуне. Одновременно с окислением примеси образуется шлак, скорость образования которого зависит от скорости растворения примеси. После окончания продувки и получения заданного содержания [С] конвертер поворачивают в горизонтальное положение, берут пробу и выпускают металл в ковш. Во избежание заполнения фурм жидким Me и выхода из строя перед установкой конвертера в вертикальное положение через фурмы пускают дутье, используя для этого какой-нибудь инертный газ.

Мартеновское производство.

Мартеновская печь является пламенной регенеративной печью. В рабочем пространстве печи сжигается газообразное или жидкое топливо. Верхнее строение мартеновской печи состоит из плавильного пространства, головок и вертикальных каналов. Плавильное пространство ограничено передней стенкой с завалочными окнами, задней стенкой с выпускным отверстием, снизу - подиной и откосами, сверху - сводом, с торцов - головками.

Через завалочные окна загружают шихту и дополнительные материалы, по ходу плавки удаляют и наводят шлак, берут пробы Me и шла-ка.

Рабочее пространство печи футеровано огнеупорным кирпичом. В зависимости от вида футеровки различают:

1. Основные МП (подину и откосы выкладывают основным магнезитовым кирпичом, а сверху наваривают слой магнезитового порошка).

2. Кислые (подину и откосы футеруют кислым динасовым кирпичом на основе кремнезема, а верхний слой наваривают из кварцевого песка).

В торцах рабочего пространства печи расположены головки для подвода топлива и воздуха, и отвода продуктов горения. Нижнее строение МП расположено под рабочей площадкой. Оно состоит шлаковиков, в которых происходит отделение от дымовых газов частиц шлака и пыли из рабочего пространства, регенеративных камер и боровов с перекидными клапанами.

В рабочем пространстве печи топливо смешивается с воздухом и сгорает с образованием факела пламени с t = 1800-1900 (С. Газообразные продукты горения поступают в вертикальные каналы, шлаковики и регенераторы, температура дымовых газов, поступающих в регенераторы, составляет 1500-15
50(С. МП, работающий на жидком топливе (мазуте) имеют по одному регенератору для подогрева воздуха (в обычных - по две паре). В качестве газообразного топлива обычно используют смесь доменного и коксового газов.

Обычно применяют стационарный МП, но для выплавки стали из фосфористых чугунов и облегчения смачивания шлака применяют качающиеся печи.

Стальной лом (скрап) 60-70% стальной лом 20-40% Чушковый передельный чугун 30-40% жидкий чугун 60-80% Известь 8-12% от массы Me

Процессы плавки одинаковы для обоих процессов и состоят из нескольких последовательных стадий: заправки печи, закалки шихтовых материалов, их плавления, периода кипения или доводки, раскисления и выпуска Me.

Производство стали в электропечах.

В электропечи можно получать легированную сталь с низким содержанием серы и фосфора, неметаллических включений, при этом потери легирующих элементов значительно меньше.

В процессе электроплавки можно точно регулировать температуру металла и его состав, выплавлять сплавы почти любого состава.

Электрические печи обладают существенными преимуществами по сравнению с другими сталеплавильными агрегатами, поэтому высоколегированные инструментальные сплавы, нержавеющие шарикоподшипниковые, жаростойкие и жаропрочные, а также многие конструкционные стали выплавляют только в этих печах.

Мощные электропечи успешно применяют для получения низколегированных и высокоуглеродистых сталей мартеновского сортамента. Кроме того, в электропечах получают различные ферросплавы, представляющие собой сплавы железа с элементами, которые необходимо выводить в сталь для легирования и раскисления.

Первая дуговая электропечь в России была установлена в 1910 г. на
Обуховском заводе. За годы пятилеток были построены сотни различных печей.
Вместимость наиболее крупной печи в СССР 200 т. Печь состоит из железного кожуха цилиндрической формы со сферическим днищем. Внутри кожух имеет огнеупорную футеровку. Плавильное пространство печи закрывается съемным сводом.

Печь имеет рабочее окно и выпускное отверстие со сливным желобом.
Питание печи осуществляется трехфазным переменным током. Нагрев и плавление металла осуществляются электрическими мощными дугами, горящими между концами трех электродов и металлом, находящимся в печи. Печь опирается на два опорных сектора, перекатывающихся по станине. Наклон печи в сторону выпуска и рабочего окна осуществляется при помощи реечного механизма. Перед загрузкой печи свод, подвешенный на цепях, поднимают к порталу, затем портал со сводом и электродами отворачивается в сторону сливного желоба и печь загружают бадьей. Кожух печи должен выдерживать нагрузку от массы огнеупоров и металла. Его делают сварным из листового железа толщиной 16–50 мм в зависимости от размеров печи. Форма кожуха определяет профиль рабочего пространства дуговой электропечи. Наиболее распространенным в настоящее время является кожух конической формы. Нижняя часть кожуха имеет форму цилиндра, верхняя часть—конусообразная с расширением кверху. Такая форма кожуха облегчает заправку печи огнеупорным материалом, наклонные стены увеличивают стойкость кладки, так как она дальше расположена от электрических дуг. Используют также кожухи цилиндрической формы с водоохлаждаемыми панелями. Для сохранения правильной цилиндрической формы кожух усиливается ребрами и кольцами жесткости. Днище кожуха обычно выполняется сферическим, что обеспечивает наибольшую прочность кожуха и минимальную массу кладки. Днище выполняют из немагнитной стали для установки под печью электромагнитного перемешивающего устройства.

Сверху печь закрыта сводом. Свод набирают из огнеупорного кирпича в металлическом водоохлаждаемом сводовом кольце, которое выдерживает распирающие усилия арочного сферического свода В нижней части кольца имеется выступ – нож, который входит в песчаный затвор кожуха печи. В кирпичной кладке свода оставляют три отверстия для электродов. Диаметр отверстий больше диаметра электрода, поэтому во время плавки в зазор устремляются горячие газы, которые разрушают электрод и выносят тепло из печи. Для предотвращения этого на своде устанавливают холодильники или экономайзеры, служащие для уплотнения электродных отверстий и для охлаждения кладки свода. Газодинамические экономайзеры обеспечивают уплотнение с помощью воздушной завесы вокруг электрода. В своде имеется также отверстие для отсоса запыленных газов и отверстие для кислородной фурмы.

Для загрузки шихты в печи небольшой емкости и подгрузки легирующих и флюсов в крупные, печи скачивания шлака, осмотра, заправки и ремонта печи имеется загрузочное окно, обрамленное литой рамой. К раме крепятся направляющие, по которым скользит заслонка. Заслонку футеруют огнеупорным кирпичом. Для подъема заслонки используют пневматический, гидравлический или электромеханический привод.

С противоположной стороны кожух имеет окно для выпуска стали из печи.
К окну приварен сливной желоб. Отверстие для выпуска стали может быть круглым диаметром 120—150 мм или квадратным 150 на 250 мм. Сливной желоб имеет корытообразное сечение и приварен к кожуху под углом 10—12° к горизонтали. Изнутри желоб футеруют шамотным кирпичом, длина его составляет
1—2 м.

Электрододержатели служат для подвода тока к электродам и для зажима электродов. Головки электрододержателей делают из бронзы или стали и охлаждают водой, так как они сильно нагреваются как теплом из печи, так и контактными токами. Электрододержатель должен плотно зажимать электрод и иметь небольшое контактное сопротивление. Наиболее распространенным в настоящее время является пружинно-пневматический электрододержатель. Зажим электрода осуществляется при помощи неподвижного кольца и зажимной плиты, которая прижимается к электроду пружиной. Отжатие плиты от электрода и сжатие пружины происходят при помощи сжатого воздуха. Электрододержатель крепится на металлическом рукаве – консоли, который скрепляется с Г- образной подвижной стойкой в одну жесткую конструкцию. Стойка может перемещаться вверх или вниз внутри неподвижной коробчатой стойки. Три неподвижные стойки жестко связаны в одну общую конструкцию, которая покоится на платформе опорной люльки печи. Перемещение подвижных телескопических стоек происходит или с помощью системы тросов и противовесов, приводимых в движение электродвигателями, или с помощью гидравлических устройств. Механизмы перемещения электродов должны обеспечить быстрый подъем электродов в случае обвала шихты в процессе плавления, а также плавное опускание электродов во избежание их погружения в металл или ударов о не расплавившиеся куски шихты. Скорость подъема электродов составляет 2,5—6,0 м/мин, скорость опускания 1,0— 2,0 м/мин.

Механизм наклона печи должен плавно наклонять печь в сторону выпускного отверстия на угол 40—45° для выпуска стали и на угол 10—15 градусов в сторону рабочего окна для спуска шлака. Станина печи, или люлька, на которой установлен корпус, опирается на два – четыре опорных сектора, которые перекатываются по горизонтальным направляющим. В секторах имеются отверстия, а в направляющих – зубцы, при помощи которых предотвращается проскальзывание секторов при наклоне печи. Наклон печи осуществляется при помощи рейки и зубчатого механизма или гидравлическим приводом. Два цилиндра укреплены на неподвижных опорах фундамента, а штоки шарнирно связаны с опорными секторами люльки печи.

Система загрузки печи бывает двух видов: через завалочное окно мульдозавалочной машиной и через верх при помощи бадьи. Загрузку через окно применяют только на небольших печах.

При загрузке печи сверху в один-два приема в течение 5 мин меньше охлаждается футеровка, сокращается время плавки; уменьшается расход электроэнергии; эффективнее используется объем печи. Для загрузки печи свод приподнимают на 150—200 мм над кожухом печи и поворачивают в сторону вместе с электродами, полностью открывая рабочее пространство печи для введения бадьи с шихтой. Свод печи подвешен к раме. Она соединена с неподвижными стойками электрододержателей в одну жесткую конструкцию, покоящуюся на поворотной консоли, которая укреплена на опорном подшипнике. Крупные печи имеют поворотную башню, в которой сосредоточены все механизмы отворота свода. Башня вращается вокруг шарнира на катках по дугообразному рельсу.
Бадья представляет собой стальной цилиндр, диаметр которого меньше диаметра рабочего пространства печи. Снизу цилиндра имеются подвижные гибкие сектора, концы которых стягиваются через кольца тросом. Взвешивание и загрузка шихты производятся на шихтовом дворе электросталеплавильного цеха.
Бадья на тележке подается в цех, поднимается краном и опускается в печь.
При помощи вспомогательного подъема крана трос выдергивают из проушин секторов и при подъеме бадьи сектора раскрываются и шихта вываливается в печь в том порядке, в каком она была уложена в бадье.

При использовании в качестве шихты металлизованных окатышей загрузка может производиться непрерывно по трубопроводу, который проходит в отверстие в своде печи.

Во время плавления электроды прорезают в шихте три колодца, на дне которых накапливается жидкий металл. Для ускорения расплавления печи оборудуются поворотным устройством, которое поворачивает корпус в одну и другую сторону на угол в 80°. При этом электроды прорезают в шихте уже девять колодцев. Для поворота корпуса п