GeoSELECT.ru



Геология / Реферат: Проектирование горно-разведочной выработки (Геология)

Космонавтика
Уфология
Авиация
Административное право
Арбитражный процесс
Архитектура
Астрология
Астрономия
Аудит
Банковское дело
Безопасность жизнедеятельности
Биология
Биржевое дело
Ботаника
Бухгалтерский учет
Валютные отношения
Ветеринария
Военная кафедра
География
Геодезия
Геология
Геополитика
Государство и право
Гражданское право и процесс
Делопроизводство
Деньги и кредит
Естествознание
Журналистика
Зоология
Инвестиции
Иностранные языки
Информатика
Искусство и культура
Исторические личности
История
Кибернетика
Коммуникации и связь
Компьютеры
Косметология
Криминалистика
Криминология
Криптология
Кулинария
Культурология
Литература
Литература : зарубежная
Литература : русская
Логика
Логистика
Маркетинг
Масс-медиа и реклама
Математика
Международное публичное право
Международное частное право
Международные отношения
Менеджмент
Металлургия
Мифология
Москвоведение
Музыка
Муниципальное право
Налоги
Начертательная геометрия
Оккультизм
Педагогика
Полиграфия
Политология
Право
Предпринимательство
Программирование
Психология
Радиоэлектроника
Религия
Риторика
Сельское хозяйство
Социология
Спорт
Статистика
Страхование
Строительство
Схемотехника
Таможенная система
Теория государства и права
Теория организации
Теплотехника
Технология
Товароведение
Транспорт
Трудовое право
Туризм
Уголовное право и процесс
Управление
Физика
Физкультура
Философия
Финансы
Фотография
Химия
Хозяйственное право
Цифровые устройства
Экологическое право
   

Реферат: Проектирование горно-разведочной выработки (Геология)



1. ОПРЕДЕЛЕНИЕ РАЗМЕРОВ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ
ГОРНО-РАЗВЕДОЧНЫХ ВЫРАБОТОК.
В данной работе следовало выбрать сечение с минимально возможным его
размером, так как выработка (штрек) не должна будет использована в
дальнейшем. Так же следовало пройти ее в максимально короткие сроки. Отсюда
величина сечения зависела только лишь от используемого проходческого
оборудования, его габаритных размеров.
Срок службы данной выработки ограничен, поэтому целесообразно было
использовать трапециевидную форму ( в сечении) и дерево в качестве
крепежного материала.
Площадь поперечного сечения определяется по известным формулам:
S = HBср

Bср = B1 + B2
2
где S – площадь поперечного сечения, м2;
H – высота выработки, зависит от вертикального размера
породопогрузочной машины с поднятым ковшом (H=2450мм);
В1 и В2 – ширина выработки соответственно по кровле и по
подошве;
Вср и Вусл - средняя и условная ширина выработки, м – зависти
от ширины электропоезда, используемого для откатки породы и от величины
зазоров от стенок выработки, необходимых по условиям соблюдения техники
безопасности.
х1 х2 х3 и х4 - вспомогательные размеры выработки, необходимые
для расчетов:
х1 = 1000 х ctg 85 = 90
x2 = 650 x ctg 85 = 58,5
x3 = 1450 x ctg 85 = 130,5
x4 = 1800x ctg 85=162

B1 = 1950 – (90+58,5) = 1,8 (м)
B2 = 1950 + (130,5+162) = 2,2 (м)

1,8
+2,2
Вср = -------------
------ = 2,022 (м)

2

Находим площадь сечения в свету:
Sвс = 2,4 х 2,0 = 4,9 (м)

Для определения размеров поперечного сечения в проходке необходимо
сначала рассчитать поперечные размеры крепи, которые в свою очередь зависят
от величины горного давления.
При выборе размеров поперечного сечения были учтены следующие правила
безопасности:
1. В выработках, по которым производится механизированная перевозка
людей, откатка и доставка грузов расстояния между наиболее
выступающей частью подвижного состава и стеной (крепью) должно быть
с одной стороны не менее 0,7 м (для свободного прохода людей, с
другой стороны не менее 0,25 м. Свободный проход на всем протяжении
выработки устраивается с одной стороны.
2. Высота от почвы выработки до головы рельсов для временного пути –
0,2 м.
3. Минимальная высота свободного пространства под пешеходной дорожкой –
1,800 м. Боковые стенки выработки наклонены под углом 850.
Для уборки породы выбрана породопогрузочная машина ППН-1С.
Техническая производительность – 1 м3/мин, фронт погрузки – 2,2 м,
высота в рабочем положении – 2,250 м.
Для откатки породы:
аккумуляторный электровоз АК2У-600.
ширина – 0,9 м
высота – 1,210 м
и вагонетки типа ВО – 0,8
2.ОПРЕДЕЛЕНИЕ ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ НА КРЕПЬ ВЫРАБОТКИ.

Величина горного давления рассчитывается по формуле M.М.Протодьяконова
: Давление на 1м2 кровли горизонтальной выработки в Па :

? x B1
Р=0.33 x f
(2)



Если породы VII категории, то ?=27000 Н/M3 , f=3,4 , тогда

27000 x 1.8
Р=0.33 x 3.4 =4717 (Па)


РАСЧЕТ КРЕПЛЕНИЯ ВЫРАБОТОК.



Наиболее нагруженная часть в горизонтальной выработке определяется по
следующей формуле; при крепления в разбежку:

аР х В1 2
d = 1,08 3( [pic]Кизг (3)

где: а - расстояние между крепленными рамами, м, а=1,5м
В1-ширина выработки по кровле, В1=1,8м
Кизг -допускаемое напряжение на изгиб для сосны, Кизг =
7,5х106(Па).


1,5х4717х1,82
d=1,08 3( 7,5х106 = 0,19(м)


По конструктивным соображениям толщина стоек принимается равной толщине
переклада. Толщину затяжки в метрах при установке крепежных рам вразбежку
можно рассчитывать по следующей формуле; для затяжки из досок:
в
hд = 1,4 х 102 х а х ( f x Кизг ( 4 )
в - половина В1
0,.9
hд = 1,4 х 102 х 1,5 (
3,4х7,5х106 = 0,031 (м)

Теперь можно рассчитывать площадь сечения выработки в проходке:

В1 1 + В2 1
Sвч = Н1 х 2
( 5 )


Н1 = 2,5 + 0,19 + 0,031 = 2,8 ( м )
В1 1 = 1,8 + 2 х(0,19 + 0,031) = 2,3( м )
В2 1 = 2,2 + 2 х(0,19 + 0,031) = 2,7 ( м )

2,3 + 2,7
Sвч = 2,8 х 2 =7,00( м2 )

ПАСПОРТ КРЕПЛЕНИЯ.
1. Характеристика выработки:

а) Форма трапецевидная.
б) Площадь поперечного сечения Sвс =4,9м2, Sвч=7,00м2.
в) Глубина выработки-150м.
г) Колесно-рельсовый способ откатки электровозом АК2У-600.
д) Тип и емкость откаточного сосуда-ВО-0,8.

2. Характеристика пород:

а) Категория пород по ЕНВ-7
б) Характер и устойчивость: трещиноватые,средней крепости f=3,4,
коэффициент разрыхления-1,35, удельный вес в массиве 2600кг/м3, не
устойчивые.

3. Характеристика крепи:

а) Конструкция-крепежные рамы вразбежку а=1,5м.
б) Материал крепи-сосна, Кизг=7,5*106(Па).
в) Угол наклона стоек-850.
г) Глубина лунок, см-20, со стороны водосточной канавки-30.
д) Затяжка кровли и боков-доски hа=0,031(м).
Соединение элементов крепи-”встык”,металлическими скобами.



4. РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ И СОСТАВЛЕНИЕ ПАСПОРТА БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ.
4.1. Выбор бурового оборудования и инструмента
Буровое оборудование выбирают в зависимости от типа проходимой выработки и
свойств горных пород. При проходке горизонтальных выработок целесообразны
ручные быстроударные перфораторы на пневмоподдержках. Число перфораторов в
забое зависит от принятой организации работ и размеров поперечного сечения
выработки. На каждую буровую машину должен приходиться участок не менее 80-
100см, следовательно, в данном случае используются 2 перфоратора марки
ПП36В и 2-е пневмоподдержки П-8. Для бурения шпуров следует применять
крестовые (для трещиноватых), армированные твердыми сплавами съемные
буровые коронки. Марка сплава -ВК-11.
Диаметр буровой коронки-36мм (диаметр патрона применяемого ВВ-32мм).
Комплект буровых штанг БШ-25 из стали 55С2,.шестигранного сечения.
Забурник имеет наибольший диаметр (( 46) буровой колонки, конечный
-40мм.
4.2. Выбор способа взрывания, взрывчатых веществ и средств взрывания.
Для повышения эффективности отбойки пород взрывом лучше применить
короткозамедленное взрывание (КЗВ). Способ взрывания - электрический,
как наиболее доступный и не требующий

Тип применяемого ВВ - аммонит N 6ЖВ длина=250мм, m=200г, ( 32
Зависит от крепости и обводняемости пород , по которым идет выработка.
4.3. Расчет параметров буровзрывных работ.
Глубина отбойных шпуров в М выбирается исходя из принятой организации
работ, ориентировочно.
Тц1 - Кn х Тпз
lотб = Nm x Nб /n1 + ( x Sвч x Nуб/n2 x ( x Nкр/n3 (7)

проходческий цикл должен укладываться в целое число смен (включая
перерывы).
Формула ( 7 ) соответствует последовательному выполнению основных
проходческих процессов в течении рабочей смены при условии проведения
взрывных работ, проветривания забоя и геологического обслуживания в
перерыве между рабочими сменами.
Число шпуров для расчетов по формуле (7) определяется по формуле
М.М.Протодъяконова:


Nш = 2,7 х ( f x Sвч( 8 )

Nш = 2,7 х ( 3,4 х 7,00 = 13 ( шт )
( = 0,9, Nб = 0,051( справочник ), Nуб = 1,3 ( расчетная ), Nкр = 3,29
[ЕНВ], тогда
6 - 3 х 0,5
lотб = 13 х 0,051 + 0,9 х 7,00 х 1,3 + 0,9 х 3,29 =
2,00 (м )
2 2
2

Глубина врубовых шпуров должна превышать глубину отбойных на 20 (, т.
е . lвр ( 2.2 ( м )
При наклонных врубах эта величина проверяется по формуле:

Вл - 0,2
lвр (( 4
х tq (

если ( = 750 , Вл = 1,950 м
Применяется клиновой вруб, углами наклона в горизонтальной плоскости
750.
4.4. Расчет заряда и числа шпуров.
Величина заряда на забой (на один цикл ).
Qц = q x Sвч х lотб х ( ( 9 )
где q = удельный расход ВВ , кг/м3, определяется по формуле:
f
q = Q х ( Sвч ( 10
)

Q- поправочный коэффициент ,учитывающий работоспособность применяемого
ВВ
520
Q = 360 = 1,4

3,4
q = 1,4 х ( 7,00 = 0,97

Qц = 0,97 x 7,00 х 2,00 х 0,9 = 12,2 ( кг )

Средняя величина заряда одного шпура:
Qц 12,2
Qср = Nш = 13 = 0,94 ( кг )
Окончательно принимаемая величина заряда ВВ в забое выработки , после
уточнения величины заряда в каждом шпуре должна удовлетворять условию:
Q1ц = Nвр х Qвр + Nотб х Qотб ( Qц
Q1ц = 5 х 0,6 + 8 х 0,52 = 12,02 ( кг ) ( 12,00 ( кг )
lзаряда 0,25 х 2
К заполнения шпура = lотб = 2,00 = 0,6
4.5. Определение границ опасной зоны.

При взрывании шпуровых зарядов в подземных условиях укрытия
располагаются за поворотом выработки или в других (естественных)
углублениях, например в разлиновке на расстоянии не менее 75м.



5. ПРОВЕТРИВАНИЕ ВЫРАБОТОК И ВЫБОР
ВЕНТИЛЛЯЦИОННОГО ОБОРУДОВАНИЯ.
5.1. Общие положения.
Подземные горизонтальные выработки протяженностью более 10 м должны
проветриваться с помощью вентиляторов.
Допуск людей в подземные выработки разрешается после установления в
воздухе предельно допустимой концентрации вредных веществ ( ПДК ) :
пыль- (1 – 10) мг/м3
NO2 – 0,00026%
СO – 0,0016%
нормальный состав воздуха: O2 >= 20% CO2= 0,35 м/с

Qзаб = 0,35 х Sвч х 60, м3/мин ( 13 )
Q3 заб = 0,35 х 7,00 х 60 = 147 ( м3/мин )
Принимаем значения Qзаб = 136,5 м3/мин.
Ввиду наличия утечек в вентиляционном трубопроводе производительность
вентилятора должна быть выше значений, определяемых формулой ( 13 ).
С учетом воздуха.
Qзаб
Qв = ?т ( 14
)
?т – коэффициент доставки воздуха,
для текстовинитовых труб протяженностью 700м ?т =0,93 , тогда
147
Qв = 0,93 = 158,1 ( м3/мин )

Такова должна быть минимальная производительность всасывающего
вентилятора. Производительность нагнетающего вентилятора должна быть меньше
– 0,7 Qвс, для того чтобы исключить распространение загрязненного воздуха
по всей выработке.
5.4. Определение потерь напора (депрессии) в вентиляционном
трубопроводе.
При всасывании воздуха создается пониженное давление, разность которого
с атмосферным является депрессией.
Потери напора в Паскалях при транспортировании воздуха по трубам:
Ит = Rт x Qв2 x ?т (15)

Rт = R100 x 100 (16)
где: Qв – расчетная пр-ть вентилятора м3/с
Qв - Qв/ 60; R100 – сопротивление 100-метрового участка
трубопровода Н х С2/м3 при диаметре труб d = 300 м R100 =
108
150
Rт =108x 100 = 162
Ит = 162х 2,892 х 0,93 = 1258 (Па)
По полученным значениям выбираем необходимый вентилятор – ВМ-3
Нагнетательный вентилятор должен, как уже говорилось иметь меньшую
производительност.
Но скорее всего целесообразно использование такого же вентилятора,
включая его же на полную мощность. Необходимо проверить соответствия
мощности выбранного вентилятора мощности расчетного:

Nв >= Nв1

1,1 х QВ х Нт
Nв = 1000 х ?в
, (кВт) (17)

где ? = КПД вентиляционного агрегата

1,1 x 1,7 x 1258
Nв = 1000 x 0,62 = 3.92( кВт)

Nв = 3.92 кВт > Nв 1

Всасывающий вентилятор должен устанавливаться на расстоянии, не менее 10 м
от устья выработки, во избежании попадания туда загрязненного воздуха.
Воздух должен выходить в направлении основного движения воздуха вне устья
выработки. Нагнетательный вентилятор ставится в 50-60 м от забоя.

6.Водоотлив при проходке
выработки
При проходке горизонтальных выработок вода самотеком поступает в
водоотливные канавки. Для улавливания воды, поступающей из горизонтальных и
других подземных выработок , создаются водосборники, емкость которых должна
соответствовать четырехчасовому притоку воды.Из водосборников вода
стационарными насосами откачивается на поверхность.При отсутствии
специального оборудования воду можно удалять в подъемных сосудах, однако
этот способ,как правило,значительно снижает темпы проходческих работ.
7.Уборка породы
При проведении горизонтальных выработок породу убирают при помощи
породопогрузочных машин.
В горизонтальных выработках с площадью сечения более 5 м 2 основное
применение находят малогабаритные погрузочные машины ковшового кипа (ППН-
1,ППН-2). При выборе той или иной погрузочной машины учитывают ее
габвритные размеры в рабочем положении(высоту подъема ковща).
8. ТРАНСПОРТ И ПОДЪЕМ ПОРОДЫ.
При проходке горизонтальной выработки отбитая порода транспортируется с
помощью электровозной откатки в вагонетках. При проходке выработки такой
протяженностью наиболее целесообразна электровозная откатка по рельсовому
пути. Для того чтобы не увеличивать поперечного сечения выработки нужно
использовать аккумуляторный электровоз АК2У-600 и сделать проходку
однопутевой.
Для проходческих работ удобны малогабаритные вагонетки с опрокидным
кузовом ВО-0,8.



9. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ И СОСТАВЛЕНИЕ ЦИКЛОГРАМЫ ПРОХОДКИ ВЫРАБОТКИ.
Полный комплекс рабочих процессов: уборка породы, бурение шпуров,
крепление выработки, взрывание и заряжание, геологическое обслуживание и
др, обеспечивающих продвигание выработки на одну заходку ( в нашем случае
1,3 - 1,4м в среднем ), образуют проходческий цикл.
Из-за небольшого размера сечение целесообразно выполнения проходческих
процессов последовательно (здесь большое влияние оказывает т. ж.
геологическое обслуживание выработки, отнимающее львиную долю времени).
Для необходимости достижения максимальных темпов проходки работы должны
вестись круглосуточно. Проходческий цикл должен укладываться в целое число
смен, в данном случае - 3 смены, с перерывом по 3 часа между сменами. Для
проведения выработки организуется комплексная проходческая бригада из 6-и
человек (с учетом возможности их размещения в забое выработки и условий
обслуживания соответствующих горных машин, их характеристик). Для
ликвидации простоев при совмещении профессий состав звена рекомендуется
сохранять постоянным в течении рабочей смены. Определяем затраты времени на
отдельные процессы проходческого цикла, выполняемые последовательно. Для
большинства рабочих процессов
АNвр
Т = Тпзз + n (18)

где: Тиз - время подготовительно-заключительных операций - 0,5 ч.; А -
объем работы; Nвр - норма времени, с учетом поправочных коэффициентов; n -
число рабочих или число звеньев.
Нормы времени определяются из справочника ЕНВ на геолого-разведочные
работы в единицах, соотносящихся с единицами объеме работ.
1. Определение времени необходимого на уборку породы:
Абур
х Nвр
Tбур = Тnз + n (19)

Абур = Nвр х lвр + Nотб х lотб Nвр = 0,051
(ЕНВ)
Абур = 5 х 2,2 + 8 х 2.0 = 24

24 х 0,051
Тбур = 0,5 + 2 = 1,1 (ч)

2. Определение времени , необходимого на уборку породы:
Sвч х lзах
х Nвр
Туб = Тnз + n
(20)

Nвр = 1,3 (ЕНВ) , lзах =2,0 (м)

7,0 х 2,0 х 1,3
Туб = 0,5 + 2 = 2,5 (ч)

3. Определение времени, необходимого на крепление выработки:
lзах /a х
Nвр
Ткр = Тnз + n (21)

Nвр = 3,29 (ЕНВ)

1,2 х 3,29
Ткр = 0,5 + 2 = 2,5 (ч)

В сумме они дают 6 часов - полный рабочий день и 3 часа на
проветривание и заряжание и взрывание, а т. ж. на геологическое
обслуживание . Цикл - 9 часов, в сутки - 3 цикла.
Работу следует начинать с уборки породы.

10. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОСНОВНЫХ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ
ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПРОХОДКИ.

Они включают трудовые затраты, расходы основных материалов и энергии.
Трудовые затраты определяются на основании расчетов, выполненных для
составления циклограммы. При этом учитываются только затраты рабочей силы.
Трудовые затраты управленцев и обслуживающего персонала не учитываются.
Трудовые затраты в человеко-сменах на один цикл:
Тn
Cц = Тсм , где Т – время (22)

1. Бурильщики: цикла, Тсм – время смены.
1,1 х 2
Сц = 6 = 0,36 ( чел. - смены )

2. Крепильщики:
2,5x2
Сц = 6 = 0,83 ( чел. – смены )


1? Уборщики породы:
2,5 х 2
Сц = 6 = 0,83 ( чел. – смены )

Расход материалов в кг на цикл:
1? Буровой стали:
Абур х GБС1
1000
24 x 5
Сбс= 1000 = 0,12



2. Коронок:

Cк = Абур C’ -стойкость
буровой коронки с
С’
учетом возможных заточек


Cк = 24 = 0,24
С ‘ = 100 м
100

3. Лесоматериалов:
vокл x lокл
vкц = а

Vокл = 0,785 x d2 x ( ln + 2
lст)=0,785 x 0,04(2,3+2 x 2,8)=
= 0,2

Vгц = hг ( ln + 2lст ) x lзах = 0,034
x (2,3 + 2 x 2,8 ) x 1,8 =
= 0,4

4. Затрраты труда: Эц = Nдв x Тмн
Вентилятор Эц = 2.2 x 9 = 19.8
Электровоз Эц = 4,4 x 9 = 39.6
Погрузчик Эц = 22,0 x 9 = 198
Перфоратор Эц = 1,4 x 9 = 12.6

5. Сжатого воздуха:

Qсж = 60 x Q’сж x Тмн
Qсж-расход сжатого воздуха
пневматическим
двигателем, м3/мин.
Qсж = 60 x 5 x 9 = 850


Затраты на 1 м выработки:
C’ц = Сц / lзах = Сц / lотб x п
п=0,9
C’уб = 0,83 / 2 x 0,9 = 0,46
C’кр = 0,83 / 2 x 0,9 = 0,46
C’бур = 0,36 / 2 x 0,9 = 0,2
C’взр = 0,167 / 2 x 0,9 = 0,09
V’кц = 0,24 / 2 x 0,9 = 0,13
V’гц = 0,4 /2 x 0,9 = 0,72
Э’ц = 37,6 /2 x 0,9 = 20,8

C’бц = 0,12 /2 x 0,9 =0,07
C’кор = 0,24 /2 x 0,9 = 0,13


Затраты на 1 м3:
C’’ц = Сц / Sвч x lзах = С’ц / Sвч
С’’уб = 0,46 / 7 = 0,07
C’’кр = 0,46 / 7 = 0,07
C’’бур = 0,21 / 7 = 0,03
C’’взр = 0,09 / 7 = 0,01
V’’кц = 0,13 / 7 = 0,02
V’’гц = 0,72 / 7 = 0,1
Э’’ц = 20,8 / 7 = 2,9
C’’бц = 0,06 / 7 = 0,008
C’’кор = 0,13 / 7 = 0,02


Затраты на весь объем:
C = C’ц x Lв
Lв - протяженность выработки,м.
Cуб = 0,46 x 150 = 75
Cкр = 0,46 x 150 =75
Cбур = 0,21 x 150 = 30
Cвзр = 0,09 x 150 = 13.5
Vкц = 0,13 x 150 = 19.5
Vгц = 0,72 x 150 = 108
Эц = 20,8 x 150= 3120
Cбц = 0,06 x 150 = 9.0
Cкор = 0,13 x 150 = 19.5



ра,




Реферат на тему: Производство стали

НМетАУ

Национальная Металлургическая Академия Украины

Кафедра технологического
проектирования



Курсовая работа

По дисциплине "Введение в специальность"
На тему: "Производство стали"



Выполнил:

Студент группы ПМ - 99
Брез А. П.
Проверил:
Проф. Друян
В. М.



Содержание
.
| |стр |
|Введение |3 |
|Производство стали |3 |
|Шлаки сталеплавильных процессов |3 |
|Основные реакции сталеплавильных процессов |4 |
|Окисление углерода |4 |
|Окисление и восстановление Mn |5 |
|Окисление и восстановление Si |5 |
|Окисление и восстановление P |5 |
|Десульфация стали |5 |
|Газы в стали |6 |
|Раскисление стали |6 |
|Производство стали в конвертерах |7 |
|Кислородно-конвертерное процесс с верхней продувкой |8 |
|Кислородно-конвертерное процесс с донной продувкой |10 |
|Конвертерный процесс с комбинированной продувкой |10 |
|Производство стали в мартеновских печах |11 |
|Производство стали в электропечах |12 |
|Выплавка стали в кислых электродуговых печах |13 |
|Способы интенсификации выплавки стали в большегрузных печах|13 |
| |14 |
|Плавка стали с рафинированием в ковше печным шлаком |14 |
|Плавка стали в индукционной печи |15 |
|Разливка стали |15 |
|Разливка стали в слитки |15 |
|Пути повышения качества стали |16 |
|Обработка жидкого металла вне сталеплавильного агрегата |18 |
|Производство стали в вакуумных печах |18 |
|Производство стали в индукционных печах |19 |
|Производство стали в вакуумных дуговых печах |20 |
|Плазменно-дуговая плавка |21 |
|Заключение |22 |
|9. Список рекомендуемой литературы | |



Введение:

Металлы относятся к числу наиболее распространенных материалов, которые
человек использует для обеспечения своих жизненных потребностей. В наши дни
трудно найти такую область производства, научно-технической деятельности
человека или просто его быта, где металлы не играли бы главенствующей роли
как конструкционного материала.
Металлы разделяют на несколько групп: черные, цветные и благородные. К
группе черных металлов относятся железо и его сплавы, марганец и хром. К
цветным относятся почти все остальные металлы периодической системы Д. И.
Менделеева.
Железо и его сплавы являются основой современной технологии и техники.
В ряду конструкционных металлов железо стоит на первом месте и не уступит
его еще долгое время, несмотря на то, что цветные металлы, полимерные и
керамические материалы находят все большее применение. Железо и его сплавы
составляют более 90 % всех металлов, применяемых в современном
производстве.
Самым важнейшим из сплавов железа является его сплав с углеродом.
Углерод придает прочность сплавам железа. Эти сплавы образуют большую
группу чугунов и сталей.

Сталями называют сплавы железа с углеродом, содержание которого не
превышает 2,14 %. Сталь – важнейший конструкционный материал для
машиностроения, транспорта и т. д.


Сталеплавильное производство – это получение стали из чугуна и
стального лома в сталеплавильных агрегатах металлургических заводов.
Сталеплавильное производство является вторым звеном в общем
производственном цикле черной металлургии. В современной металлургии
основными способами выплавки стали являются кислородно-конвертерный,
мартеновский и электросталеплавильный процессы. Соотношение между этими
видами сталеплавильного производства меняется.

Сталеплавильный процесс является окислительным процессом, так как сталь
получается в результате окисления и удаления большей части примеси чугуна –
углерода, кремния, марганца и фосфора. Отличительной особенностью
сталеплавильных процессов является наличие окислительной атмосферы.
Окисление примесей чугуна и других шихтовых материалов осуществляется
кислородом, содержащимся в газах, оксидах железа и марганца. После
окисления примесей, из металлического сплава удаляют растворенный в нем
кислород, вводят легирующие элементы и получают сталь заданного
химического состава.
[pic]

Производство стали

Шлаки сталеплавильных процессов.
Роль шлаков в процессе производства стали исключительно велика. Шлаковый
режим, определяемый количеством и составами шлака, оказывает большое
влияние на качество готовой стали, стойкость футеровки и производительность
сталеплавильного агрегата. Шлак образуется в результате окисления
составляющих части шихты, из оксидов футеровки печи, флюсов и руды. По
свойствам шлакообразующие компоненты можно разделить на кислотные (SiO2;
P2O5; TiO2; V2O5 и др.), основные (CaO; MgO; FeO; MnO и др.) и амфотерные
(Al2O3; Fe2O3; Cr2O3; V2O3 и др.) оксиды. Важнейшими компонентами шлака,
оказывающими основное влияние на его свойства, являются оксиды SiO2 и CaO.

Шлак выполняет несколько важных функций в процессе выплавки стали:

1. Связывает все оксиды (кроме СО), образующиеся в процессе окисления
примесей чугуна. Удаление таких примесей, как кремний, фосфор и сера,
происходит только после их окисления и обязательного перехода в виде
оксидов из металла в шлак. В связи с этим шлак должен быть надлежащим
образом подготовлен для усвоения и удержания оксидов примесей;
2. Во многих сталеплавильных процессах служит передатчиком кислорода из
печной атмосферы к жидкому металлу;
3. В мартеновских и дуговых сталеплавильных печах через шлак происходит
передача тепла металлу;
4. Защищает металл от насыщения газами, содержащимися в атмосфере печи.

Изменяя состав шлака, можно отчищать металл от таких вредных примесей,
как фосфор и сера, а также регулировать по ходу плавки содержание в металле
марганца, хрома и некоторых других элементов.
Для того, чтобы шлак мог успешно выполнять свои функции, он должен в
различные периоды сталеплавильного процесса иметь определенный химический
состав и необходимую текучесть (величина обратная вязкости). Эти условия
достигаются использованием в качестве шихтовых материалов плавки расчетных
количеств шлакообразующих — известняка, извести, плавикового шпата, боксита
и др.
[pic]

Основные реакции сталеплавильных процессов.

Сталь получают из чугуна и лома методом окислительного рафинирования (т.
е. очищения). Кислород для окисления содержащихся в них примесей (углерода,
марганца, кремния, фосфора и др.) поступает либо из атмосферы, либо из
железной руды или других окислителей, либо при продувки ванны газообразным
углеродом.

Окисление углерода. Особенность окисления углерода заключается в том, что
продуктом этой реакции является газообразный СО, который, выделяясь из
металлической ванны в виде пузырей, создает впечатление кипящей жидкости.
Реакцию окисления углерода, растворенного в металле можно написать в
следующем виде:
[C] + [O] = {CO}; K = [pic]
где [C]; [O] - концентрации растворенных в металле углерода и кислорода.
Как следует из уравнения для константы, при заданном значении рсо
произведение концентрации углерода и растворенного кислорода есть величина
постоянная. Следовательно, от концентрации углерода зависит концентрация
кислорода в металле. Чем выше содержание углерода в металле, тем ниже
содержание кислорода в нем и наоборот.

Окисление и восстановление марганца. Марганец как элемент, обладающий
высоким сродством к кислороду, легко окисляется как при кислом, так и при
основном процессах. Реакции окисления и восстановления марганца можно
представить следующим образом:
[Mn] + [O] [pic](MnO); [Mn] + (FeO) [pic](MnO) + [Fe]

Как показывают расчетные и экспериментальные данные, с повышением
температуры и основности шлака концентрация марганца в металле
увеличивается. Это указывает на то, что реакция окисления марганца
достигает равновесия, и окислительный процесс сменяется восстановительным.
Поскольку почти все стали содержат марганец, то его восстановление в
процессах плавки - явление желательное.

Окисление и восстановление кремния. Кремний обладает еще большим
сродством к кислороду, чем марганец, и практически полностью окисляется уже
в период плавления. Окисление кремния происходит по реакциям:

[Si] + 2[O] = (SiO2); [Si] + 2(FeO) = (SiO2) + 2 [Fe]

При плавке под основным шлаком SiO2 связывается в прочный силикат кальция
(CaO)2•SiO2, что обеспечивает почти полное окисление кремния, содержащегося
в шихте. При кислом процессе поведения кремния иное: при горячем ходе
кислого процесса имеет место интенсивное восстановление кремния.

Окисление и восстановление фосфора. Фосфор в стали является вредной
примесью, отрицательно влияющей на ее механические свойства. Поэтому
содержание фосфора в стали в зависимости от ее назначения ограничивается
пределом 0,015 - 0,016 %. Окисление фосфора можно представить следующим
образом:

2[P] + 5(FeO) = (P2O5) + 5[Fe];
(P2O5) + 3(FeO) = (FeO)3• P2O5;
(FeO)3•P2O5 + 4(CaO) = (CaO)4•P2O5 + 3(FeO);
2P + 5(FeO) + 4(CaO) = (CaO)4•P2O5 + 5Fe.

Уравнение константы можно записать в следующем виде:

K = [pic]

Откуда коэффициент распределения фосфора между металлом и шлаком:

L = (P2O5)/P2 = K[pic](FeO)5 [pic](CaO)4

Десульфация стали. Сера, также как и фосфор, является вредной примесью в
стали. Удаление серы можно представить в виде реакции

Feж + [S] +(CaO) = (CaS) + (FeO).

Уравнение для константы имеет вид:

К = [pic]



Коэффициент распределения серы

L = (S)/[S] = K(CaO)/(FeO).

Из уравнения следует, что повышение основности и снижение окисленности
шлака способствует десульфации. Положительную роль оказывает также
повышение температуры металла и активное перемешивание ванны. Повышению
степени удалении серы способствуют элементы, образующие сульфиды, более
прочные, чем сульфид железа. К таким элементам относятся редкоземельные
металлы.

Газы в стали. Газы (кислород, водород и азот) содержаться в любой стали.
Газы даже при содержании их в сотых и тысячных долях процента оказывают
отрицательное влияние на свойства металла.
Растворимость кислорода в стали характеризуется реакцией: [pic].
В готовом металле содержание кислорода должно быть минимальным.
Растворимость водорода и азота в металле починяется закону Стивенса:

[pic]; [pic], где pH и pN - парциальные давления газов; KH и KN -
растворимость водорода и азота при парциальном давлении соответствующего
газа равном, 0,1 МПа.
Уменьшение растворимости при переходе из жидкого в твердое состояние при
кристаллизации стали вызывает выделение газов из металла, что является
причиной образования ряда дефектов, например, флокенов[1], пористости в
слитках готовой стали и т. п. В присутствии некоторых элементов в металле
могут образовываться их соединения с азотом - нитриды. Наличие нитридов в
кристаллической структуре многих сталей отрицательно влияет на свойства
металла.
Азот и водород успешно удаляются из жидкой стали в результате реакции
окисления углерода. Образующийся по этой реакции СО, собирается в пузырьки,
которые вырываются на поверхность металла, пробивают находящийся под
металлов слой жидкого шлака и выходят в атмосферу. В результате этого
создается впечатление кипения жидкой ванны.
Всплывающие пузырьки СО захватывают по пути вверх некоторое количество
других газов - H2 и N2 (рис 1).
Чем энергичнее протекает кипение металла, тем меньше содержание газов и
тем лучше качество металла. Для удаления H2 и N2 применяют также вакуумную
обработку, продувку ванны нейтральным газом (аргоном) и др.

Рис. 1 Схема удаления газов из

жидкого металла в процессе кипения
Раскисление стали. Для снижения содержания кислорода в стали проводят ее
раскисление. Это, как правило, последняя и ответственная операция в
процессе выплавки стали. Раскисление - это процесс удаления кислорода,
растворенного в стали, путем связывания его в оксиды различных металлов,
имеющих большее сродство к кислороду, чем железо.
Наиболее распространенными раскислителями являются марганец и кремний,
используемые в виде ферросплавов, и алюминий.
Реакции раскисления можно представить следующим образом:

[O] + [Mn] = (MnO)
2[O] + [Si] = (SiO2)
3[O] + 2[Al] = (Al2O3)

В зависимости от условий ввода раскислителей в металл различают два
метода раскисления: глубинное (или осаждающее) и диффузионное раскисление.
При глубинном раскислении раскислители вводят в глубину металла. В этом
случае требуется определенное время для того, чтобы продукты раскисления -
оксиды кремния, марганца, алюминия всплыли в шлак. При диффузном раскилении
раскислители в тонко измельченном виде попадают в шлак, покрывающий металл.
Сначала в этом случае происходит раскисление шлака, а снижение содержания
кислорода в металле происходит за счет его перехода из металла в шлак, т.
е. [O] ==> (O). При диффузионном раскислении не происходит загрязнение
металла неметаллическими включениями - продуктами раскисления.
Для более глубокого раскисления применяют обработку жидкого металла в
вакууме или синтетическими шлаками.
В зависимости от степени раскисления различают спокойную, кипящую и
полуспокойную сталь.
Спокойная сталь - это сталь, полностью раскисленная, т. е. благодаря
вводу большого количества раскислителей весь кислород в стали находится в
связанном с элементом-раскислителем состоянии. При разливки такой стали
газы не выделяются, и она застывает спокойно.
Кипящая сталь - это сталь, частично раскисленная марганцем. При разливке
в слитки она бурлит (кипит) благодаря выделению пузырьков оксида углерода,
образующихся по реакции: [C] + [O] = {CO}.
Полуспокойная сталь - это сталь, по степени раскисленности занимающая
промежуточное место между кипящей и спокойной.
Полуспокойную сталь ракисляют частично в печи (марганцем) и затем в ковше
(кремнем, алюминием).
[pic]

Производство стали в конвертерах.

Кислородно-конвертерный процесс представляет собой один из видов передела
жидкого чугуна в сталь без затраты топлива путем продувки чугуна в
конвертере технически чистым кислородом, подаваемым через фурму, которая
вводится в металл сверху.
Впервые кислородно-конвертерный процесс в промышленном масштабе был
осуществлен в Австрии в 1952 - 1953 гг. на заводах в городах Линце и
Донавице (за рубежом этот процесс получил название ЛД по первым буквам
городов, в нашей стране - кислородно-конвертерного).
В настоящее время работают конвертеры емкостью от 20 до 450 т,
продолжительность плавки в которых составляет 30 - 50 мин.
Процесс занимает главенствующую роль среди существующих способов
массового производства стали. Такой успех кислородно-конвертерного способа
заключается в возможности переработки чугуна практически любого состава,
использованием металлолома от 10 до 30 %, возможность выплавки широкого
сортамента сталей, включая легированные, высокой производительностью,
малыми затратами на строительство, большой гибкостью и качеством продукции.



Кислородно-конвертерный процесс с верхней продувкой.
Конвертер имеет грушевидную форму с концентрической горловиной. Это
обеспечивает лучшие условия для ввода в полость конвертера кислородной
фурмы, отвода газов, заливки чугуна и завалки лома и шлакообразующих
материалов. Кожух конвертера выполняют сварным из стальных листов толщиной
от 20 до 100 мм. В центральной части конвертера крепят цапфы, соединяющиеся
с устройством для наклона. Механизм поворота конвертера состоит из системы
передач, связывающих цапфы с приводом. Конвертер может поворачиваться
вокруг горизонтально оси на 360о со скоростью от 0,01 до 2 об/мин. Для
больше грузных конвертеров емкостью от 200 т применяют двухсторонний
привод, например, четыре двигателя по два на каждую цапфу
[pic]

Рисунок 2 Конвертер емкостью 300 т с двухсторонним приводом механизма
поворота

В шлемной части конвертера имеется летка для выпуска стали. Выпуск стали
через летку исключает возможность попадания шлака в металл. Летка
закрывается огнеупорной глиной, замешанной на воде.
[pic]

Рисунок 3 Технологическая схема производства стали в кислородном конвертере


Ход процесса. Процесс производства стали в кислородном конвертере состоит
из следующих основных периодов (рис 3); загрузки металлолома, заливки
чугуна, продувки кислородом, загрузки шлакообразующих, слива стали и шлака.

Загрузка конвертера начинается с завалки стального лома. Лом загружают в
наклоненный конвертер через горловину при помощи завалочных машин лоткового
типа. Затем с помощью заливочных кранов заливают жидкий чугун, конвертер
устанавливают в вертикальное положение, вводят фурму и включают подачу
кислорода с чистотой не менее 99,5 % О2. Одновременно с началом продувки
загружают первую порцию шлакообразующих и железной руды (40 - 60 % от
общего количества). Остальную часть сыпучих материалов подают в конвертер в
процессе продувки одной или несколькими порциями, чаще всего 5 - 7 минут
после начала продувки.
На процесс рафинирования значительное влияние оказывают положение фурмы
(расстояние от конца фурмы до поверхности ванны) и давление подаваемого
кислорода. Обычно высота фурмы поддерживается в пределах 1,0 - 3,0 м,
давление кислорода 0,9 - 1,4 МПа. Правильно организованный режим продувки
обеспечивает хорошую циркуляцию металла и его перемешивание со шлаком.
Последнее в свою очередь способствует повышению скорости окисления
содержащихся в чугуне C, Si, Mn, P.
Важным в технологии кислородно-конвертерного процесса является
шлакообразование. Шлакообразование в значительной мере определяет ход
удаления фосфора, серы и других примесей, влияет на качество выплавляемой
стали, выход годного и качество футеровки. Основная цель этой стадии плавки
заключается в быстром формировании шлака с необходимыми свойствами
(основностью, жидкоподвижностью и т. д.). Сложность выполнения этой задачи
связана с высокой скоростью процесса (длительность продувки 14 - 24
минуты). Формирование шлака необходимой основности и заданными свойствами
зависит от скорости растворения извести в шлаке. На скорость растворения
извести в шлаке влияют такие факторы, как состав шлака, его окисленность,
условия смачивания шлаком поверхности извести, перемешивание ванны,
температурный режим, состав чугуна и т. д. Раннему формированию основного
шлака способствует наличие первичной реакционной зоны (поверхность
соприкосновения струи кислорода с металлом) с температурой до 2500о. В этой
зоне известь подвергается одновременному воздействию высокой температуры и
шлака с повышенным содержанием оксидов железа. Количество вводимой на
плавку извести определяется расчетом и зависит от состава чугуна и
содержания SiO2 руде, боксите, извести и др. Общий расход извести
составляет 5 - 8 % от массы плавки, расход боксита 0,5 - 2,0 %, плавикового
штампа 0,15 - 1,0 %. Основность конечного шлака должна быть не менее 2,5.
Окисление всех примесей чугуна начинается с самого начала продувки. При
этом наиболее интенсивно в начале продувки окисляется кремний и марганец.
Это объясняется высоким сродством этих элементов к кислороду при
сравнительно низких температурах (1450 - 1500о С и менее).
Окисление углерода в кислородно-конвертерном процессе имеет важное
значение, т. к. влияет на температурный режим плавки, процесс
шлакообразования и рафинирования металла от фосфора, серы, газов и
неметаллических включений.
Характерной особенностью кислородно-конвертерного производства является
неравномерность окисления углерода как по объему ванны, так и в течении
продувки.
С первых минут продувки одновременно с окислением углерода начинается
процесс дефосфорации - удаление фосфора. Наиболее интенсивное удаление
фосфора идет в первой половине продувки при сравнительно низкой температуры
металла, высоком содержании в шлаке (FeO); основность шлака и его
количество быстро увеличивается. Кислородно-конвертерный процесс позволяет
получить < 0,02 % Р в готовой стали.
Условия для удаления серы при кислородно-конвертерном процессе нельзя
считать таким же благоприятным, как для удаления фосфора. Причина
заключается в том, что шлак содержит значительное количество (FeO) и
высокая основность шлака (> 2,5) достигается лишь во второй половине
продувки. Степень десульфурации при кислородно-конвертерном процессе
находится в пределах 30 - 50 % и содержание серы в готовой стали составляет
0,02 - 0,04 %.
По достижении заданного содержания углерода дутые отключают, фурму
поднимают, конвертер наклоняют и металл через летку (для уменьшения
перемешивания металла и шлака) выливают в ковш.
Полученный металл содержит повышенное содержание кислорода, поэтому
заключительной операцией плавки является раскисление металла, которое
проводят в сталеразливном ковше. Для этой цели одновременно со сливом стали
по специальному поворотному желобу в ковш попадают раскислители и
легирующие добавки.
Шлак из конвертера сливают через горловину в шлаковый ковш, установленный
на шлаковозе под конвертером.
Течение кислородно-конвертерного процесса обусловливается температурным
режимом и регулируется изменением количества дутья и введением в конвертер
охладителей - металлолома, железной руды, известняка. Температура металла
при выпуске из конвертера около 1600о С.
Во время продувки чугуна в конвертере образуется значительное количество
отходящих газов. Для использование тепла отходящих газов и отчистки их от
пыли за каждым конвертером оборудованы котел-утилизатор и установка для
очистки газов.
Управление конвертерным процессом осуществляется с помощью современных
мощных компьютеров, в которые вводится информации об исходных материалах
(состав и количество чугуна, лома, извести), а также о показателях процесса
(количество и состав кислорода, отходящих газов, температура и т. п.).

Кислородно-конвертерный процесс с донной продувкой.
В середине 60-х годов опытами по вдуванию струи кислорода, окруженной
слоем углеводородов, была показана возможность через днище без разрушения
огнеупоров. В настоящее время в мире работают несколько десятков
конвертеров с донной продувкой садкой до 250 т. Каждая десятая тонна
конвертерной стали, выплавленной в мире, приходится на этот процесс.
Основное отличие конвертеров с донной продувкой от конвертеров с верхним
дутьем заключается в том, что они имеют меньший удельный объем, т. е. объем
приходящийся на тонну продуваемого чугуна. В днище устанавливают от 7 до 21
фурм в зависимости от емкости конвертера. Размещение фурм в днище может
быть различным. Обычно их располагают в одной половине днища так, чтобы при
наклоне конвертера они были выше уровня жидкого металла. Перед установкой
конвертера в вертикальное положение через фурмы пускается дутье.
В условиях донной продувки улучшаются условия перемешивания ванны,
увеличивается поверхность металл-зарождения и выделения пузырьков СО. Таким
образом, скорость обезуглероживания при донной продувке выше по сравнению
с верхней. Получение металла с содержанием углерода менее 0,05 % не
представляет затруднений.
Условия удаления серы при донной продувке более благоприятны, чем при
верхней. Это также связанно с меньшей окисленностью шлака и увеличением
поверхности контакта газ - металл. Последнее обстоятельство способствует
удалению части серы в газовую фазу в виде SO2.
Преимущества процесса с донной продувкой состоят в повышении выхода
годного металла на 1 - 2 %, сокращении длительности продувки, ускорении
плавления лома, меньшей высоте здания цеха и т. д. Это представляет
определенный интерес, прежде всего, для возможной замены мартеновских печей
без коренной реконструкции зданий мартеновских цехов.


Конвертерный процесс с комбинированной продувкой.
Тщательный анализ преимуществ и недостатков способов выплавки стали в
конвертерах с верхней и нижней продувкой привел к созданию процесса, в
котором металл продувается сверху кислородом и снизу - кислородом в
защитной рубашке или аргоном (азотом). Использование конвертера с
комбинированной продувкой по сравнению с продувкой только сверху позволяет
повысить выход металла, увеличить долю лома, снизить расход ферросплавов,
уменьшить расход кислорода, повысить качество стали за счет снижения
содержания газов при продувке инертным газом в конце операции.
[pic]

Производство стали в мартеновских печах

Сущность мартеновского процесса состоит в переработке чугуна и
металлического лома на паду отражательной печи. В мартеновском процессе в
отличие от конвертерного не достаточно тепла химических реакций и
физического тепла шихтовых материалов. Для плавление твердых шихтовых
материалов, для покрытия значительных тепловых потерь и нагрева стали до
необходимых температур в печь подводиться дополнительное тепло, получаемое
путем сжигания в рабочем пространстве топлива в струе воздуха, нагретого до
высоких температур.
Для обеспечение максимального использования подаваемого в печь топлива
необходимо, чтобы процесс горения топлива заканчивался полностью в рабочем
пространстве. В связи с этим в печь воздух подается в количестве,
превышающем теоретически необходимое. Это создает в атмосфере печи избыток
кислорода. Здесь также присутствует кислород, образующийся в результате
разложения при высоких температурах углекислого газа и воды.
Таким образом, газовая атмосфера печи имеет окислительный характер, т. е.
в ней содержится избыточное количество кислорода. Благодаря этому металл в
мартеновской печи в течение всей плавки подвергается прямому или косвенному
воздействию окислительной атмосферы.
Для интенсификации горения топлива в рабочем пространстве часть воздуха
идущего на горение, может заменяться кислородом. Газообразный кислород
может также подаваться непосредственно в ванну (аналогично продувке металла
в конвертере).
В результате этого во время плавки происходит окисление железа и других
элементов, содержащихся в шихте. Образующиеся при этом оксиды металлов FeO,
Fe2O3, MnO, CaO, P2O5, SiO2 и др. Вместе с частицами постепенно разрушаемой
футеровки, примесями, вносимыми шихтой, образуют шлак. Шлак легче металла,
поэтому он покрывает металл во все периоды плавки.
Шихтовые материалы основного мартеновского процесса состоят, как и при
других сталеплавильных процессах, из металлической части (чугун,
металлический лом, раскислители, легирующие) и неметаллической части
(железная руда, мартеновский агломерат, известняк, известь, боксит).
Чугун может применятся в жидком виде или в чушках. Соотношение количества
чугуна и стального лома в шихте может быть различным в зависимости от
процесса, выплавляемых марок стали и экономических условий. [pic]

Рисунок 4

По характеру шихтовых материалов основной мартеновский процесс делиться
на несколько разновидностей, наибольшее распространение из которых получили
скрап-рудный и скрап-процессы.
При скрап-рудном процессе основную массу металлической шихты (от 55 до 75
%) составляет жидкий чугун. Этот процесс широко применяется на заводах с
полным металлургическим циклом.
При скрап-процессе основную массу металлической массы шихты (от 55 до 75
%) составляет металлический лом. Чугун (25 - 45 %), как правило,
применяется в твердом виде. Таким процессом работают заводы, на которых нет
доменного производства.
[pic]

Рисунок 5 Схема двухванной сталеплавильной печи:

1 – топливно-кислородные фурмы;
2 – фурмы для вдувания твердых материалов; 3 – свод печи; 4 –
вертикальные каналы;
5 – шлаковики; 6 – подины печей
[pic]

Производство стали в электропечах

Электросталеплавильное производство - это получение качественных и
высококачественных сталей в электрических печах, обладающих существенными
преимуществами по сравнению с другими сталеплавильными агрегатами.
Выплавка стали в электропечах основана на использовании электроэнергии
для нагрева металла. Тепло в электропечах выделяется в результате
преобразовании электроэнергии в тепловую при горении электрической дуги
либо в специальных нагревательных элементах, либо за счет возбуждения
вихревых токов.
В отличие от конвертерного и мартеновского процессов выделение тепла в
электропечах не связанно с потреблением окислителя. Поэтому электроплавку
можно вести в любой среде - окислительной, восстановительной, нейтральной и
в широком диапазоне давлений - в условиях вакуума, атмосферного или
избыточного давления. Электросталь, предназначенную для дальнейшего
передела, выплавляют, главным образом в дуговых печах с основной футеровкой
и в индукционных печах.
[pic]

Рисунок 6 Схема рабочего пространства дуговой электропечи:

1 – куполообразный свод; 2 – стенки; 3 – желоб;
4 – сталевыпускное отверстие; 5 – электрическая дуга; 6 –
сферический под; 7 – рабочее окно; 8 – заслонка; 9 – электроды


Дуговые печи бывают различной емкости (до 250 т) и с трансформаторами
мощностью до 125 тысяч киловатт.
Источником тепла в дуговой печи является электрическая дуга, возникающая
между электродами и жидким металлом или шихтой при приложении к электродам
электрического тока необходимой силы. Дуга представляет собой поток
электронов, ионизированных газов и паров металла и шлака. Температура
электрической дуги превышает 3000о С. Дуга, как известно, может возникать
при постоянном и постоянном токе. Дуговые печи работают на переменном токе.
При горении дуги между электродом и металлической шихтой в первый период
плавки, когда катодом является электрод, дуга горит, т. к. пространство
между электродом и шихтой ионизируется за счет испускания электронов с
нагретого конца электрода. При перемене полярности, когда катодом
становится шихта - металл, дуга гаснет, т. к. в начале плавки металл еще не
нагрет и его температура недостаточна для эмиссии электронов. При
последующей перемене полярности дуга вновь возникает, поэтому в начальный
период плавки дуга горит прерывисто, неспокойно.
1 – электрод
2 – головка электродержателя
3 – свод
4 – подвеска свода
5 – сводное кольцо
6 – цилиндричекий кожух
7 – рабочая площадка
8 – механизм наклона печи
9 – желоб для слива сталей
[pic]

Рисунок 7 Дуговая сталеплавиль-ная печь.

После расплавлении шихты, когда ванна покрывает ровным слоем шлака, дуга
стабилизируется и горит ровно.

Выплавка стали в кислых электродуговых печах
Электродуговые печи с кислой футеровкой обычно используются при выплавке
стали для фасонного литья. Емкость их составляет от 0,5 до 6,0-10 т. Кислая
футеровка более термостойкая и позволяет эксплуатировать печь с учетом
условий прерывной работы многих литейных цехов машиностроительных заводов.
Основным недостатком печей с кислой футеровкой является то, что во время
плавки из металла не удаляются сера и фосфор. Отсюда, очень высокие
требования к качеству применяемой шихты по содержанию этих примесей.
Плавление в кислой печи длится примерно так же, как в основной печи (50-
70 мин). В окислительный период удалятся меньшее количество углерода (0,1 -
0,2 %) и из-за повышенного содержания FeO в шлаке металл кипит без присадок
железной руды. Содержание SiO2 в шлаке к концу окислительного периода
повышается до 55 - 65 %. Когда металл нагрет, начинается восстановление
кремния по реакции:
(SiO2) + 2[C] = [Si] + 2COгаз

К концу окислительного процесса содержание Si в металле увеличивается до
0,2 - 0,4 %. Раскисление стали перед выпуском может проводиться как в печи,
так и в конце.



Способы интенсификации выплавки стали в большегрузных печах.
Одношлаковый процесс. Технология выплавки стали под одним шлаком без
восстановительного периода применяется для выплавки мартеновского
сортамента сталей. После окончания проведения окислите1льного периода
присаживают силикомарганец и феррохром в необходимом количестве для
получения требуемого химического состава данной марки стали, улучшают шлак
добавкой извести, флюсов. Затем сталь выпускают в ковш, где проводят
окончательное раскисление и легирование.
[pic]

Рисунок 8 Технологическая схема производства стали в дуговой
сталеплавильной печи

Плавка с рафинированием в ковше печным шлаком.
Применяется на печах емкостью 100 - 200 т. После окончания окислительного
периода и раскисления металла наводят новый шлак с высоким содержанием СаО.
В течение 40 - 60 мин шлак раскисляют молотым коксом и ферросилицием. Перед
выпуском в шлак дают CaF2. Высокое (10 - 20 %) содержание CaF2 обеспечивает
высокую рафинирующую способность шлака. При выпуске из печи вначале
выпускают в ковш жидкий шлак и затем мощной струей металл. Перемешивание
металла со шлаком обеспечивает высокую степень рафинирования от примесей
(от серы) и неметаллических включений. Одной из форм рафинирования стали в
ковше можно считать технологию синтетических шлаков на основе СаО - Al2O3.
В этом случае требуются дополнительные затраты для плавления шлака.

Плавка стали в индукционной печи.
В индукционных печах для выплавки металла используется тепло, которое
выделяется в металле за счет возбуждения в нем электрического тока
переменным магнитным полем. Источником магнитного поля в индукционной печи
служит индуктор. Проводящая электрический ток шихта, помещенная в тигель
печи, подвергается воздействию переменного магнитного поля, возникающего от
индуктора, нагревается в следствие теплового воздействия вихревых токов.

По сравнению с дуговыми электропечами индукционные печи имеют ряд
преимуществ: отсутствие электродов и электрических дуг позволяет получать
стали и сплавы с низким содержанием углерода и газов; плавка
характеризуется низким угаром легирующих элементов, высоким техническим КПД
и возможностью точного регулирования температуры металла.
[pic]

Рисунок 9 Схема индукционной печи

1 – каркас; 2 – подовая плита; 3 – водоохлаждаемый индуктор; 4 –
изоляционный слой; 5 – тигель; 6 – абсоцементная плита; 7 – сливной носок;
8 – воротник; 9 – гибкий токоподвод; 10 – опорные брусья

Индукционная печь состоит из огнеупорного тигля, помещенного в индуктор.
Индуктор представляет собой соленоид, выполненный из медной водоохлаждаемой
трубки. Ток к индуктору подается гибкими кабелями. Воду для охлаждения
подводят резиновыми шлангами. Вся печь заключена в металлический кожух.
Сверху тигель закрывается сводом. Для слива металла печь может наклоняться
в сторону сливного носка.
Тигель печи изготавливается набивкой или выкладывается кирпичом. Для
набивки используют молотые огнеупорные материалы - основные (магнезит) или
к

Новинки рефератов ::

Реферат: Устройство парков и внутренняя служба в них (Технология)


Реферат: Жизнь и творчество Андрея Рублева (Искусство и культура)


Реферат: Ортега-и-Гассет Хосе (Философия)


Реферат: З. Фрейд. Тотем и табу (Психология)


Реферат: Коммерческий кредит (Деньги и кредит)


Реферат: Италия (География)


Реферат: Файловая система MS-DOS (Информатика)


Реферат: Деловая женщина: особенности имиджа, мышления и поведения (Психология)


Реферат: Управление маркетингом в отраслях (Маркетинг)


Реферат: Договора аренды (Гражданское право и процесс)


Реферат: Дедукция (Математика)


Реферат: Мягкая игрушка "КОЛОБОК" (Технология)


Реферат: Деяния Святых Апостолов (Религия)


Реферат: Бах и Гендель (Музыка)


Реферат: Раннее развитие детей (Педагогика)


Реферат: Развитие социологии в России (Социология)


Реферат: Государственная молодежная политика как важнейшее направление деятельности государства (Социология)


Реферат: Автоматизация расчета начислений заработной платы в строительном управлении N 151 (Программирование)


Реферат: Исследования поверхности Луны (Астрономия)


Реферат: Кровоточащие и плачущие изображения с точки зрения современного естествознания (Культурология)



Copyright © GeoRUS, Геологические сайты альтруист