|
Реферат: Магнитометры (Металлургия)
Московский государственный институт электроники и математики
(технический университет)
Курсовая работа
для представления на кафедру «Материаловедение»
на тему:
Магнитометры на СКВИДах.
Выполнил: Подчуфаров А.И.
Преподаватель: Петров В.С.
Зачтено: 04.06.96
ФИТ ЭП-41
Москва 1996 г.
Содержание:
1. Сверхпроводимость. Основные параметры сверхпроводников.....3
2. Эффект
Джозефсона................................................................
.........4
3.
Магнитометр...............................................................
.....................5
4. Сверхпроводящий материал - соединение Nb3Sn...........................8
5. Получение джозефсоновских
переходов.........................................9
6. Список
литературы................................................................
..........13
1. Сверхпроводимость. Основные параметры сверхпроводников.
Явление сверхпроводимости состоит в том, что при некоторой
температуре, близкой к абсолютному нулю, электросопротивление в некоторых
материалах исчезает. Эта температура называется критической температурой
перехода в сверхпроводящее состояние.
Сверхпроводимость обнаружена более чем у 20 металлов и большого
количества соединений и сплавов (Тк ( 23К), а также у керамик (Тк > 77,4К –
высокотемпературные сверхпроводники.)
Сверхпроводимость материалов с Тк ( 23К объясняется наличием в
веществе пар электронов, обладающих энергией Ферми, противоположными
спинами и импульсами (пары Купера), которые образуются благодаря
взаимодействию электронов с колебаниями ионов решетки – фононами. Все пары
находятся, с точки зрения квантовой механики, в одном состоянии (они не
подчиняются статистике Ферми т.к. имеют целочисленный спин) и согласованы
между собой по всем физическим параметрам, то есть образуют единый
сверхпроводящий конденсат.
Сверхпроводимость керамик, возможно, объясняется взаимодействием
электронов с каким-либо другими квазичастицами.
По взаимодействию с магнитным полем сверхпроводники делятся на две
основные группы: сверхпроводники I и II рода.
Сверхпроводники первого рода при помещении их в магнитное поле
«выталкивают» последнее так, что индукция внутри сверхпроводника равна нулю
(эффект Мейсснера). Напряжонность магнитного поля, при котором разрушается
сверхпроводимость и поле проникает внутрь проводника, называется
критическим магнитным полем Нк. У сверхпроводников второго рода существует
промежуток напряженности магнитного поля Нк2 > Н > Нк1, где индукция внутри
сверхпроводника меньше индукции проводника в нормальном состоянии. Нк1 –
нижнее критическое поле, Нк2 – верхнее критическое поле. Н < Нк1 – индукция
в сверхпроводнике второго рода равна нулю, Н > Нк2 – сверхпроводимость
нарушается. Через идеальные сверхпроводники второго рода можно пропускать
ток силой: [pic] (критический ток). Объясняется это тем, что поле,
создаваемое током, превысит Нк1, вихревые нити, зарождающиеся на
поверхности образца, под действием сил Лоренца, двигаются внутрь образца с
выделением тепла, что приводит к потере сверхпроводимости.
Tk, Нк1, Нк2, некоторых металлов и соединений:
|Вещество |Тк К |(0Нк1 Тл |(0Нк2 Тл |
|Pb |7.2 |0.55 | |
|Nb |9.2 |0.13 |0.27 |
|Te |7.8 | | |
|V |5.3 | | |
|Ta |4.4 | | |
|Sn |3.7 | | |
|V3Si |17.1 | |23.4 |
|Nb3Sn |18.2 | |24.5 |
|Nb3Al |18.9 | | |
|Nb3Ga |20.3 | |34.0 |
|Nb3Ge |23.0 | |37.0 |
|(Y0.6Ba0.4)2CuO|96 | |160(20 |
|4 | | | |
|Y1.2Ba0.3CuO4-8|102 | |18 при 77К |
2. Эффект Джозефсона.
Если два сверхпроводника соединить друг с другом «слабым» контактом,
например тончайшей полоской из диэлектрика, через него пойдет туннельный
сверхпроводящий ток, т.е. произойдет туннелирование сверхпроводящих
куперовских пар. Благодаря этому обе системы сверхпроводников связаны между
собой. Связь эта очень слаба, т.к. мала вероятность туннелирования пар даже
через очень тонкий слой изолятора.
Наличие связи приводит к тому, что в следствии процесса обмена парами
состояние обеих систем изменяется во времени. При этом интенсивность и
направление обмена определяется разностью фаз волновых функций между
системами. Если разность фаз (=(1 - (2, тогда из квантовой механики
следует [pic] . Энергии в точках по одну и другую сторону барьера Е1 и Е2
могут отличаться только если между этими точками существует разность
потенциалов Us. В этом случае [pic] (1).
Если сверхпроводники связаны между собой с одной стороны и разделены слабым
контактом с другой, то напряжение на контакте можно вызвать, меняя
магнитный поток внутри образовавшегося контура. При этом [pic]. Учитывая,
что квант потока [pic] и поток Ф через контур может быть лишь nФ0, где
n=0,(1,(2,(3,... Джозефсон предсказал, что [pic] (2)
Где:
Is – ток через контакт
Ic – максимальный постоянный джозефсоновский ток через
контакт
( -- разность фаз.
Из (1), (2) следует [pic].
Поскольку на фазовое соотношение между системами влеяет магнитное
поле, то сверхпроводящим током контура можно управлять магнитным полем. В
большинстве случаев используется не один джозефсоновский контакт, а контур
из нескольких контактов, включенных параллельно, так называемый
сверхпроводящий квантовый интерферометр Джозефсона (СКВИД). Величина
магнитного поля, необходимого для управления током, зависит от площади
контура и может бать очень мала. Поэтому СКВИДы применяют там, где нужна
большая чувствительность.
Известны несколько типов джозефсоновских контактов, но наиболее
распространены следующие:
изолятор
( 1нм
сверхпроводники
туннельный переход переход типа
«мостик»
Магнитометр.
Магнитометр - прибор на основе джозевсоновских переходов, применяющийся
для измерения магнитного поля и градиента магнитного поля. В магнитометрах
используются СКВИДы 2х типов: на постоянном токе и переменном. Рассмотрим
магнитометр на СКВДах постоянного тока.
I
A B
U
переходы
джозефсоновские
Если к такому кольцу приложить поле, то оно будет наводить в кольце
циркулирующий сверхпроводящий ток. Он будет вычитаться из постоянного тока
I в А и складываться в В. Тогда максимальный ток кольца зависит от
магнитного потока Ф и равен: [pic] Ic – ток кольца, Ф0 – квант потока, Ф –
захваченный поток. При этом [pic] R – сопротивление перехода, l –
индуктивность кольца. (U – достигает нескольких микровольт и может быть
измерена обычными электронными приборами.
I Imax
nФ0
(n+1/2)Ф0
U
n
Рисунок слева: ВАХ сверхпроводящего кольца с 2-мя джозевсоновскими
переходами.
Рисунок справа: Зависимость Imax от внешнего потока
n – число квантов потока пронизывающих контур.
Техническая реализация магнитометров на СКВИДе на постоянном токе с 2-мя
тунельными переходами.
Кварцевая
трубка
Полоска из
Pb
Платиновый электрод
Pb
Джозефсоновские
переходы
Платиновый электрод
Контур
СКВИДа
образован
цилиндрической
пленкой из Pb нанесенной на кварцевый цилиндр
длинной 18 мм с наружным диаметром 8мм, а
внутренним 6мм.
Описанная здесь конструкция
яв-
2 мм ляется датчиком включенным в электри-
ческую схему, обеспечивающую изме-
рение и индикацию отклика датчика
1.5мм на изменение внешнего магнитного
поля. Такая система
представляет со-
600нм 600нм бой
магнитометр.
20 нм
Сверхпроводящий материал – соединение Nb3Sn.
Соединение Nb3Sn имеет Тк=18.2К и Нк2=18.5 МА/m ((0Нк=23Тл) при 4.2К.
Благодаря таким параметрам можно получить джозефсоновские переходы
чувствительные как к малым полям 10-17Тл, так и к изменению больших
полей (1Тл. Соединение имеет такую решетку: атомы ниобия расположены в
местах, занятых на рисунке и образуют со своими ближайшими соседями
три цепочки, перпендикулярные друг – другу:
Nb
Sn
Атомы ниобия в этих цепочках связаны дополнительными ковалентными связями.
Цепочки ниобия в кристаллической структуре, для получения сверх проводящих
свойств не должны быть нарушены, что может произойти при избытке атомов
олова или при недостаточной степени порядка в кристаллической решетке.
Диаграмма фазового равновесия системы Nb-Sn приведена на рисунке:
toC
2500
(+ж 2000
2000
(
Ж
1500 Nb3Sn3
(+Nb3Sn 910-920
1000
Nb3Sn
840-860
500 805-820 NbSn7
232-234
Nb 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 Sn
Соединение Nb3Sn хрупко и изделие из него не могут бать получены обычным
металлургическим путем, т.е. выплавкой с последующей деформацией. Массивные
изделия из этого соединения: цилиндры, пластины и т.д. получают, как
правило, металлокерамическим методом, т.е. смешивая в соответствующих
пропорциях порошки ниобия и олова, прессуя изделия нужной формы и нагревая
их до температуры образования химического соединения Nb3Sn, обычно в
интервале 960-1200O.
Получение джозефсоновских переходов.
Джозефсоновские туннельные переходы представляют собой две тонкие
сверхпроводящие пленки разделенные барьерным слоем диэлектрика или
полупроводника. Рассмотрим некоторые из методов получения переходов с
диэлектрическим барьером. На тщательно очищенную подложку в вакууме
наносится первая пленка сверхпроводящего соединения толщиной в несколько
тысяч ангстрем.
Нанесение первой пленки осуществляется путем катодного распыления.
4
1
6
2 3 5
Катод
Распыляющий газ
К вакуумному насосу
Держатель с подложкой
Постоянное напряжение 4 кВ
ВЧ – генератор 3-300 МГц
Газовый разряд при низком давлении можно возбудить высокочастотным
электрическим полем. Тогда в газовом промежутке, содержащим аргон,
возникает тлеющий разряд. Образовавшиеся при этом положительные ионы,
разгоняются электрическим полем, ударяются о катод распыляя сплав.
Вылетающие с катода атомы осаждаются на подложке. В такой системе были
достигнуты скорости осаждения до 1А/сек. При смещении на катоде – мишени
500В.
Для высокочастотного катодного распыления Nb3Sn необходим вакуум перед
распылением 10-4Па, температура подложки 900OС, чистота напускаемого аргона
99,999%, его давление менее 1Па.
Для качества туннельного перехода большое значение имеет структура пленки.
В напыленных пленках обычно сильно искажена кристаллическая решетка, и в
них, как правило со временем происходят структурные изменения: течение
дислокаций, деформация границ зерен, что может значительно ухудшить
свойства туннельного перехода (например возникнуть закоротки).
Одним из способов устранения этих нежелательных явлений состоит во внесении
в пленку примесей стабилизирующих их структуру. Так пленки образующие
туннельный переход получались последовательным напылением In (49нм), Au
(9нм), Nb3Sn (350нм) для нижнего электрода и Nb3Sn (300нм), Au(5нм),
Nb3Sn(200нм) для верхнего электрода. После этого пленки выдерживались при
температуре 75ОС в течении 2ч., что приводило к стабилизации свойств
перехода.
Следующим важным этапом получения туннельного перехода является образование
барьерного слоя, как правило, это слой окисла на поверхности первой пленки.
Свойства туннельного перехода и его срок службы определяется прежде всего
качеством барьерного слоя. Этот слой должен быть плотным, тонким ((2нм),
ровным, не иметь пор и не меняться со временем при температурном
циклировании.
Наиболее удачный метод приготовления туннельных барьеров состоит в
окислении пленки в слабом ВЧ разряде в атмосфере кислорода. Подложка с
пленочным электродом крепится к катоду разрядной камеры. Сначала
поверхность пленки очищают от естественного окисления путем ВЧ катодного
распыления в атмосфере аргона при давлении 0.5 Па в течении 1-5 мин. Сразу
после этого аргон в камере заменяется кислородом или аргонокислородной
смесью и зажигается разряд на частоте 13.56 МГц. За определенное время на
пленке, находящейся в разряде, образовался слой окисла необходимой толщины.
Для получения туннельных барьеров толщиной 2-5нм необходимо поддерживать
разряд мощностью 0.003-0,1 Вт/мм2 в течении 10-20 мин.
Применяют туннельные переходы с барьером из полупроводника. В качестве
материала барьера используется различные п/п: CdS, CdSe, Ge, InSb, CuAs и
др.
Основной метод нанесения п/п барьера – распыление. Однако в напыленном слое
п/п имеется много отверстий и пустот, наличие которых способствует
появлению закороток в переходе. Для устранения этого недостатка после
напыления барьера переход подвергается окислению. В результате закоротки
действительно не возникают, но свойства барьера при это ухудшаются:
уменьшается максимальная плотность тока, величина емкости увеличивается.
Наилучшие туннельные переходы с полупроводниковым барьером, получаются,
когда барьер представляет собой монокристалл. Такие переходы реализованы не
созданием барьера на сверхпроводящей пленке, а наоборот, нанесением пленки
на обе стороны тонкой монокристаллической п/п мембраны из Si. Известно, что
скорость травления монокристаллического Si перпендикулярно плоскости (100)
в 16 раз больше чем в направлении плоскости (111). В результате этого в
пластине Si, поверхность которого параллельна (100), при травлении
небольшого, незащищенного фоторезистом участка, образуются ямки. Боковые
стенки ямки образуют плоскости (111) под углом 54.7О к поверхности. Таким
образом, размер дна ямки (1, т.е. размер мембраны определяется соотношением
[pic], где (2 – размер открытого незащищенного участка поверхности, t –
глубина ямки.
Чтобы получить мембрану нужной толщины, необходимо каким-либо образом
автоматически остановить травление. Это достигается с помощью легирования
бором обратной стороны кремниевой подложки на глубину равную необходимой
толщине мембраны. Скорость травления быстро падает, когда достигается слой
Si с концентрацией бора, равной n=4(1019 см-3, и полностью останавливается
при n=7(1019 см-3 . Таким образом были получены мембраны толщиной 40-100
нм. Далее с двух сторон наносятся сверхпроводящие пленки, образующие
переход.
В случае последовательного напыления: сверхпроводящая пленка – барьер –
сверхпроводящая пленка – последнюю пленку можно нанести методом катодного
распыления.
Готовые переходы защищают от влияния атмосферы слоем фоторезиста. Для
получения воспроизводимых туннельных систем необходимо, чтобы между
операциями пленка не подвергалась воздействию атмосферы т.к. адсорбция
газов на поверхности пленок может вызвать неконтролируемое изменение
характеристик перехода.
Список литературы:
Г.Н. Кадыкова «Сверхпроводящие материалы» М. МИЭМ 1990
А.Ф. Волков, Н.В. Заварицкий «Электронные устройства на основе слабосвязных
сверхпроводников» М. Советское радио 1982
Р. Берри, П. Холл, М. Гаррис «Тонкопленочная технология» М. Энергия 1979
Т. Ван-Дузер Ч.У. Тернер «Физические основы сверхпроводниковых устройств и
цепей» М. Радио и связь 1984
Реферат на тему: Мариупольский металлургический комбинат "Азовсталь"
Министерство образования Украины
Приазовский Государственный Технический Университет
Кафедра автоматизации технологических процессов
и производств
ОТЧЕТ
по технологической практике
на Мариупольском металлургическом
комбинате «Азовсталь»
Руководитель практики
от университета:
Студент гр. МА-95
Добровольская Л.А.
Потемкин В.В.
Попов В.С.
Консультант от
металлургического комбината: Кретов В.И.
Мариуполь 1998 г.
Содержание.
Введение
1. Аглофабрика
2. Доменный цех
3. Мартеновский цех
4. Конвертерный цех
5. Толстолистовой цех
Заключение
Приложение 1
Приложение 2
Приложение 3
Приложение 4
Приложение 5
Приложение 6
Приложение 7
Список литературы
2
3
6
9
13
18
22
23
24
25
26
27
28
29
31
Введение.
Целью технологической практики является изучение конструкций
агрегатов и технологических процессов предприятий черной металлургии, их
взаимосвязи в условиях законченного металлургического цикла, устройства и
эксплуатации оборудования аглодоменных, сталеплавильных и прокатных цехов;
приобретение навыков по ведению технологических процессов; изучение
вопросов контроля и автоматизации технологических процессов; углубление и
расширение знаний по теоретическим дисциплинам.
Практика позволяет студентам после изучения ряда теоретических курсов
изучить структуру и организацию предприятия черной металлургии; вопросы
технологических процессов производства чугуна, стали и проката; приобрести
навыки выбора оптимального варианта получения металлургической продукции;
изучить устройства и уровни технической эксплуатации аппаратуры
автоматизации металлургических процессов; изучить свойства и область
применения материалов, используемых при производстве черных металлов и
металлопродукции; изучить вопросы автоматизации и механизации.
В результате прохождения практики приобретаются знания по технологии
агломерационного, доменного, сталеплавильного и прокатного производства;
изучается конструкция и технические характеристики средств контроля и
автоматического управления технологическими процессами.
Аглофабрика
Окускование пылеватых руд и тонких концентратов перед доменной
плавкой позволяет существенно улучшить технико-экономические показатели
работы доменных печей, увеличить их производительность. Процесс агломерации
можно условно разбить на следующие периоды :
. подготовка шихты;
. дробления и дозирование;
. смешивание и окомкование;
. спекание;
. дробление агломерата.
Краткая техническая характеристика оборудования аглофабрики приведена
в таблице 1.1.
Таблица 1.1. Техническая характеристика оборудования аглофабрики.
|Наименование и характеристики оборудования |Значение |
|Рудный двор: | |
|--- Количество рудных кранов, шт. |1 |
|Отделение приемных бункеров: | |
|--- количество бункеров, шт. |24 |
|Коксодробильное отделение: | |
|--- количество бункеров, шт. |1 |
|--- количество дробилок, шт. |2 |
|Отделение дробления извести: | |
|--- количество бункеров, шт. |2 |
|--- количество дробилок, шт. |2 |
|Отделение спекания: | |
|--- количество агломашин, шт. |2 |
|------ полезная площадь спекания, м2 |62,5 |
|------ длина агломашины, м |25 |
|--- количество шихтовых бункеров, шт. |2 |
Подготовка шихты. Сырье, поступающее на рудный двор для усреднения,
разгружают консольному пути равномерно по фронту выгрузки формируемого
штабеля. Штабель формируют путем послойного складирования сырья. В качестве
сырья используются: аглоруды, концентраты, шламы, колошниковая пыль,
окалина, марганцевая руда, отходы графитового производства, известь,
известняк и топливо для агломерации. Сырье, забранное из-под консольного
пути рассыпают грейферным краном по ширине рудного двора равномерным слоем,
пока не образуется гребень высотой до 1 метра. Гребни последующих слоев
укладывают между гребнями нижних слоев до окончания формирования штабеля,
высота которого около 15 метров.
Дробление и дозирование. Рудная смесь, известняк, известь и топливо
поступают на приемные бункера. Основное назначение дозирования и дробления
- обеспечить получение агломерата заданного качества с фиксированным
химическим составом. Шихта составляется из следующих компонент:
рудная смесь и известь;
марганцевая руда;
известняк;
топливо;
горячий возврат.
Крупность топлива не должна превышать 25 мм. Наибольшие отклонения массы
выдаваемых материалов от заданного не должны превышать для рудной смеси 3%
, для извести 2%. Коксовую мелочь и топливо дробят до фракции 0-3 мм не
менее 95%; известняк - 0-3 мм не менее 97%.
В схему дробления топлива включен питатель-классификатор;
предварительное разделение топлива по крупности перед его дроблением
реализует возможность управления его гранулометрическим составом и
сокращает содержание частиц 0,5 мм на 8-10%.
Дозирование извести производят автоматически по заданному весовому
соотношению руда-известь. Весовое количество известняка определяют по
заданной основности агломерата, весовым качествам и составу рудной смеси.
Расход топлива устанавливают исходя из условия получения прочного
агломерата при высокой производительности агломашины. Выдача материалов из
бункеров дозировочного отделения производится после получения данных о
химсоставе. Дозирование производится автоматически и непрерывно.
Дозирование рудной смеси осуществляется с двух бункеров. Точность
дозирования контролируют не менее трех раз в смену.
Смешивание и окомкование. Назначение смешивания , увлажнения и
окомкования шихты - получение однородной массы всех шихтовых материалов
высокой газопроницаемости в процессе спекания. Смешивание и окомкование
шихты осуществляют в две стадии : в первичном и вторичном смесителе .
Оптимальное содержание влаги в шихте составляет от 8 до 9%. При уменьшении
крупности шихты содержание влаги в ней необходимо увеличить , а при
увеличении крупности соответственно уменьшить. Увлажнение шихты производят
во втором смесительном барабане . При увеличении массового расхода шихты на
агломашины пропорционально увеличивают объемный расход воды. Содержание
влаги в шихте определяют по внешним признакам. Сжатая в руках шихта должна
сохранять свою форму.
Спекание. Высота слоя шихты на агломашине устанавливается в зависимости
от газопроницаемости в пределах 300-350 мм . Агломашины оборудованы
двухсекционными комбинированными газовыми горелками с горизонтально
расположенными горелками. Зажигание шихты осуществляется природным газом;
режим зажигания шихты регулируют путем поддержания на заданном уровне
температуры горна и соотношения газ-воздух. Температура горна
поддерживается в пределах: первая секция - зона зажигания 1200-1350 (С;
вторая секция - зона тепловой обработки 1350-400 (С (начало и конец секции
соответственно). Объемные расходы газа и воздуха поддерживают в пределах
700 - 800 [pic]ч и 4200 - 4800 [pic]ч соответственно. Давление природного
газа поддерживается не ниже 4905 Па. Скорость движения ленты регулируют в
зависимости от вертикальной скорости спекания. Температура отходящих газов
в 12 и 13 вакуум камерах должна быть 200-250 (С. Нормальное разрежение в
вакуум камерах составляет 9800-11700 Па. При нормальном ходе процесса
спекания агломерат равномерно спечен и при выдаче с ленты раскален не более
чем на 1/3 высоты снизу.
Дробление агломерата. Дробление и отсев мелочи от агломерата
осуществляется с помощью одно-валковой дробилки и двухъярусного
стационарного грохота . Расстояние между звездочками дробилки составляет
300 мм. Ширина щелей верхнего грохота 50 мм, нижнего -12 мм.
Метрологическое обеспечение. На аглофабрике осуществляют контроль
следующих параметров :
. химического состава материалов и их крупности;
. состава и массы составляющих шихты и топлива на 1 м длины
транспортера;
. химического состава агломерата;
. скорости движения аглоленты;
. объемных расходов природного газа и воздуха на зажигании;
. температуры зажигания слоя шихты на вакуум-камерах ,
коллекторах агломашины , перед эксгаустерами , шихты перед барабанами-
окомкователями;
. разряжение в вакуум-камерах , коллекторах агломашин , перед
эксгаустерами;
. толщины слоя агломерата на лентах.
Показания контрольно-измерительных приборов и данные о качестве сырых
материалов и агломерата записывают в журнал работы смены.
Метрологическое обеспечение агломерационного процесса приведено в
приложении 6.
Системы автоматизации. Для обеспечения максимальной производительности
агломашин и заданного качества агломерата на аглофабрике внедрены следующие
автоматические системы :
. дозирования извести при выдаче из бункера в поток рудной смеси;
. дозирования составляющих аглошихты и топлива;
. поддержания постоянного соотношения “газ-воздух” на горнах;
. поддержания заданной температуры зажигания аглошихты;
. отсечка и включение воды в барабане-окомкователе при остановках и
пусках агломашины;
. включение вибратора в шихтовых бункерах;
. заполнение бункеров дробленым известняком.
Доменный цех.
Доменный цех комбината “Азовсталь” выпускает три вида передельного
чугуна:
. 30% фосфористого (содержание фосфора до 1.5%) для мартеновского цеха;
. 69.5% низкоуглеродистого (содержание марганца до 0.17%) для конвертерного
цеха;
. 0.5% синтетического литейного чугуна для литейного цеха.
Доменный цех комбината “Азовсталь” включает в себя 6 печей суммарным
объемом 9217 м3 и проектной мощностью 5693.7 тысяч тонн в год.
Характеристики каждой печи приведены в таблице 2.1.
Таблица 2.1. Характеристики доменных печей.
|№ печи |Объем печи, м3 |Проектная мощность, тыс. |
|1 |1233 |775 |
|2 |1233 |775 |
|3 |1719 |960 |
|4 |1800 |1160 |
|5 |1513 |950 |
|6 |1719 |1073.7 |
Основным топливом доменного процесса является кокс. Используется кокс
мариупольского коксохимического завода. В качестве заменителей кокса
наиболее широко используется природный и коксовый газы, а также жидкое и
пылевидное топливо. Комбинат “Азовсталь” работает на криворожском и
камышбурунском железорудном сырье. Среднее содержание железа в криворожской
руде 55%, кроме того, она практически не содержит вредных примесей. В
доменном производстве в качестве флюсов применяются известняк и
доломитизированный известняк, представляющий собой изоморфную смесь
кальцита и доломита.
Подготовка шихты. Сырьевые материалы доставляются на рудный двор
доменного цеха железнодорожным или водным транспортом. Между рудным двором
и доменными печами расположена бункерная эстакада. Бункерная эстакада
расположена параллельно линии печей и представляет собой сооружение,
состоящее из ряда отдельных бункеров и обслуживающего их оборудования. Она
предназначена для механизации набора и подачи материалов в печь, а также
для создания необходимого запаса шихтовых материалов непосредственно у
доменной печи. С помощью вагон-весов осуществляется набор материалов из
бункеров по заданной программе, их взвешивание, транспортировка к скиповой
яме и выгрузка в скипы. Материалы на колошник доменной печи доставляются
скиповым подъемником. Скиповый подъемник состоит из наклонного моста, двух
скипов и скиповой лебедки.
Движение газов и шихты в доменной печи. Загруженные на колошник
шихтовые материалы начинают постепенно опускаться вниз и проходят путь от
колошника до горна за 5-8 часов, а газы, движущиеся им навстречу, за 2-10
с. При опускании вниз загруженные на колошник холодные материалы непрерывно
омываются движущимися вверх горячими восстановительными газами,
образующимися в горне при сжигании топлива в кислороде дутья. За время
движения материалов сверху вниз успевают произойти все физико-химические
превращения необходимые для получение чугуна и шлака.
Причины опускания шихтовых материалов:
1) горение кокса перед фурмами и образование свободного пространства;
2) уменьшение объема материалов в следствии уминки;
3) переход в жидкое состояние;
4) выпуск из печи чугуна и шлака.
Скорость движения материалов по сечению печи не одинакова. Наибольшая
скорость наблюдается над очагами горения кокса и в направлении к центру
печи она снижается. Движение газов происходит вследствие давления,
возникающего в горне в результате подачи дутья. На характер движения и
распределение газов в доменной печи оказывает влияние качество шихтовых
материалов и распределение их при загрузке на колошнике печи. Следовательно
шихта должна быть соответствующим образом распределена на колошнике печи,
чтобы обеспечить оптимальную газопроницаемость. У стен и в центре печи
необходимо располагать кусковой материал (крупные куски кокса и
агломерата), а в промежуточной зоне сосредотачивать более мелкие фракции
железорудной части шихты.
Химические реакции в доменной печи. В доменной печи происходят
реакции окисления и восстановления. Основным восстановительным процессом в
печи является восстановление оксидов железа, которое при температуре более
843 К идет в три ступени, а при температуре менее 843 К в две.
Восстановление оксидов железа монооксидом углерода и водородом с
образованием углекислого газа и воды принято называть косвенным, а
восстановление углеродом с образованием СО - прямым восстановлением. С
восстановлением оксидов железа восстанавливаются и другие оксиды. Оксиды,
прочность которых ниже прочности соответствующих оксидов железа (MnO2,
Mn2O3,CuO,NiO) восстанавливаются при сравнительно низких температурах.
Оксиды, прочность которых выше прочности оксидов железа (A1203, MnO, SiO2,
TiO2) восстанавливаются при высоких температурах. Оксиды элементов,
химическое сродство к кислороду у которых больше, чем у углерода, в
доменной печи не восстанавливаются и полностью переходят в шлак. Это оксиды
алюминия, магния, кальция. Также в доменной печи идет испарение влаги
шихты, и восстановление из нее водорода, происходит разложение карбонатов,
выделяется углекислый газ и доменный газ.
Образование чугуна. Образование чугуна в доменной печи начинается при
низких температурах в результате растворения углерода в восстановленном
железе. Марганец и хром увеличивают содержание углерода в чугуне, а кремний
и фосфор уменьшают.
Образование шлака. Кроме чугуна - в доменной печи образуется жидкий
шлак. Основными компонентами шлака являются оксиды кальция, кремния,
алюминия, магния и т.д. Различают три вида шлака: первичный, промежуточный
и конечный. Первичный образуется при расплавлении наиболее легкоплавких
химических соединений. Его состав и горизонт начала образования
непостоянны. По мере опускания первичный шлак нагревается, его состав
изменяется, а количество увеличивается. При повышении температуры в шлаке
растворяются оксиды кремния, алюминия и кальция. На горизонте фурм в шлак
переходит зола кокса. Этот шлак называется промежуточным. Ниже уровня фурм,
в горне, где происходит окончательное разделение чугуна и шлака, образуется
шлак с окончательным составом - конечный, который и выпускается из печи.
Выпуск чугуна и шлака. По окончании доменного процесса происходит
выпуск чугуна и шлака. В нижней части горна расположена чугунная летка. Для
выпуска чугуна рассверливают отверстие диаметром 40-60 мм в огнеупорной
массе и по ленточному каналу чугун попадает в желоб для чугуна. После
выпуска чугуна отверстие вновь забивают огнеупорной массой. В стене горна
расположена шлаковая летка, через которую выпускают шлак. Выпуск чугуна и
шлака должен производиться строго по графику. Выпуск верхнего шлака
начинают через 40-50 минут после выпуска чугуна и с небольшими перерывами
продолжают до последующего выпуска с тем, чтобы обеспечить максимальную
выдачу шлака через шлаковые летки. В доменных печах 1,2,5,6 выпуск верхнего
шлака осуществляется через две шлаковые летки по очереди.
Отвод колошникового газа из печи и его дальнейшее использование.
Колошниковый газ, выходящий из доменной печи, используется в качестве
топлива. При сжигании одной тонны кокса в печи образуется около 5000 м3
газа. Колошниковый газ используется для отопления доменных
воздухонагревателей, коксовых, мартеновских и нагревательных печей и
котельных установок. Для устранения отрицательного воздействия пыли газ
перед использованием очищают в специальных пылеулавливающих агрегатах.
Метрологическое обеспечение процесса выплавки чугуна. На доменных
печах автоматически регулируется температура и влажность дутья, давление
колошникового газа и газа, поступающего на отопление воздухонагревателей.
Также контролируется следующие параметры:
. давление холодного и горячего дутья;
. давление газа в средней части шахты и на колошнике;
. давление природного газа;
. давление воды, поступающей в охладительную арматуру;
. давление пара;
. расход природного газа, подаваемого на каждую фурму;
. расход воды на охлаждение печи;
. расход газа;
. расход пара, подаваемого на увлажнение дутья;
. температура колошникового газа в газоотводах и по радиусу колошника;
. температура огнеупорной кладки печи;
. температура поступающей и отходящей воды и воздуха;
. состав колошникового газов и влажность дутья;
. уровень шихтовых в печи;
. число подач, загруженных в печь;
. число скипов в подаче;
. угол поворота ВРШ;
. масса агломерата, кокса и добавок к каждой подаче.
Метрологическое обеспечение доменного процесса приведено в приложении 7.
[pic]
Мартеновский цех.
Мартеновский цех комбината “Азовсталь” имеет в своем составе
одиннадцать качающихся мартеновских печей, емкостью 400 т. (печи 1-6,8-
10,12) и 600 т. (печь 11), работающих скрап-рудным процессом. Все печи
отапливаются природным газом и низкосернистым мазутом с содержанием влаги
не более 1.5%. Топливо подается в печь газо-мазутными горелками с
распылением мазута природным газом. Вентиляторный воздух подогревается в
двухоборотных регенераторах и поступает в печь через двухканальные головки.
Основные размеры мартеновских печей комбината “Азовсталь” с подвижным
рабочим пространством приведены в таблице 3.1.
Таблица 3.1. Основные размеры мартеновских печей.
|Наименование элементов печи |Печь |Печь |
| |1-6, 8-10, 12 |11 |
|Емкость печи, т. |400 |600 |
|Площадь пода, м2. |99,4 |125 |
|Длина пода, м. |18,4 |20,8 |
|Ширина пода, м. |5,4 |6,0 |
|Глубина ванны, мм. |1000 |1200 |
|Толщина пода, мм. |985 |985 |
Шихтовка плавок производится из расчета получения в металле по
расплавлении массовой доли углерода - на 0.25-0.65% выше среднезаданного в
годовой стали, серы - не более 0.055%(для низколегированной стали - не
более 0.050%). Основность шлака по расплавлении должна быть не менее 1.0.
Количество руды и известняка определяется мастером производства исходя из
химического состава выплавляемой стали и шихтовых материалов, норм расхода
чугуна и металлолома, количества оставшегося в печи металла и шлака. Для
повышения содержания углерода в расплаве производится завалка в печь
углеродосодержащих материалов(кокса, электродного боя и др.). Масса
металлической части шихты устанавливается в пределах от 430 до 460 т., что
соответствует выплавке стали в объеме емкости двух сталеразливочных ковшей.
Выпуск плавки в три ковша производится только на мартеновской печи №11, при
этом шихтовка плавки производится на садку массой не менее 650т. из расчета
наполнения металлом трех ковшей.
Все поступающие на шихтовый двор мартеновского цеха материалы и
ферросплавы принимаются работниками мартеновского цеха. Все ферросплавы,
поступившие на шихтовый двор, дробятся до установленной крупности и
складируются на шихтовом дворе в специальные бункера и закрома. При
производстве стали используются следующие шихтовые материалы:
. лом металлургический всех классов и категорий;
. жидкий чугун;
. твердый чугун;
. железная руда 21 и 22 классов;
. окалина;
. известняк с содержанием CaO+MgO не менее 53.5%;
. известь фракции до 100мм;
. отработанный синтетический шлак конвертерного производства;
. боксит с содержанием Al2O3 не менее 28%;
. плавиковый шпат с содержанием серы не более 0.1%;
. кокс.
Вся шихта, рассчитанная на плавку, подается к печам составами: в
первом - известняк и руда, в остальных - легковесный и тяжеловесный лом.
Рудные и ломовые составы укомплектовываются мульдами объемом 1.75м3. В
рудных составах насчитывается 8-9 вагонеток, в ломовых - 10 вагонеток с
четырьмя мульдами на каждой вагонетке. Погрузка рудного состава
производится из соотношения: 12 мульд загружаются известняком, а остальные
загружаются рудой. Ломовые составы до и после погрузки провешиваются, масса
лома в стандартном ломовом составе составляет 130-160т. при погрузке
тяжеловесного лома и 60-80т. легковесного. Для транспортировки
шлакообразующих присадок, ферросплавов и легирующих используются
полировочные составы из 6 вагонеток с четырьмя мульдами. Первая мульда
полировочного состава загружается коксом, 11 мульд - известью, 6 -
окалиной, 3 - рудой, 2 - бокситом, 1- синтетическим шлаком конвертерного
производства. Для раскисления и легирования стали используются следующие
ферросплавы и легирующие материалы: ферромарганец, ферросилиций,
селикомарганец, ферробор, феррохром, ферросиликохром, селикокальций,
лигатура с РЗМ, феррованадий, феррованадий азотированный, феррониобий,
ферротитан, алюминий, медь или лом меди, никель и силикованадий. Отгрузка
ферросплавов в разливочный пролет производится в бункерах, имеющих
специальную маркировку.
Завалка. Завалка сыпучих материалов производится по следующей схеме:
на подину равномерно заваливается руда, а на руду - известняк. При
использовании в завалке неметаллических углеродосодержащих материалов их
заваливают в печь на подину или после завалки руды. Каждый слой сыпучих
материалов прогревается в течение 5-7 минут, на сыпучие материалы
производится завалка легковесного, а затем тяжеловесного лома в средние
окна. Твердый чугун заваливается в последнюю очередь. Продолжительность
завалки около 2-х часов. После окончания завалки немедленно подсыпают
пороги, для чего бункер с доломитом подается к моменту окончания завалки.
Шихта перед заливкой чугуна должна прогреваться в течении 30-90 минут, но
прогрев не должен привести к “закозлению” или оплавлению шихты, т.е. к ее
перегреву. Заливка чугуна производится через два желоба. Продолжительность
заливки чугуна не превышает 30 минут.
Расплавление. В момент полного расплавления металла отбирается проба
металла и шлака и замеряется температура металла. В пробе металла
определяется содержание углерода, марганца, серы и фосфора; в пробе шлака -
оксида железа и основность. Содержание углерода по расплавлении должно быть
на 0,25-0,65% выше заданного для данной марки стали при содержании серы не
более 0,055%. Если содержание углерода выше, то в печь доливают чугун.
Полировка. К началу полировки металл должен быть полностью
расплавлен, а шлак - сформирован. Температура металла должна быть не менее
1530(С и не более 1580(С. После оплавления в печь присаживают окислители,
известь, известняк.
Обязательной является наводка шлака которая начинается после скачки
предыдущего. Содержание фосфора к началу периода чистого кипения должно
быть не более 0,03%, а основность шлака от 2 до 4.
Чистое кипение начинается когда ванна энергично закипает после
наводки шлака ровным пузырем на 1/2 площади ее поверхности. На протяжении
всего периода кипения отбираются пробы металла через каждые 10 минут.
Продолжительность периода зависит от типа выплавляемой стали: кипящая,
полуспокойная и спокойная от 30 до 60 минут; низколегированная от 45 до 90
минут. Концом периода чистого кипения считается момент присадки в печь
раскислителей или извести для загущения шлака, или момент отбора последней
пробы металла. По окончании периода необходимо обеспечить следующие
значения технологических параметров: основность шлака - от 2 до 4;
содержание FeO в шлаке не менее 8%; содержание серы должно соответствовать
данной марке стали.
Раскисление и выпуск стали. Раскисление стали производится в печи,
ковше или комбинированно. Общая продолжительность периода раскисления и
выпуска стали должна быть не менее 1 часа, а при легировании стали хромом в
печи не менее 1 часа 15 минут. При выпуске стали в третий ковш
продолжительность увеличивается примерно на 10 минут. Температура металла
перед раскислением должна быть в пределах 1570-1640(С. Выпуск плавки
прекращается при появлении шлака в струе металла. По технологии
производства вся выплавляемая сталь разделена на пять групп: кипящая,
полуспокойная, спокойная, низкоуглеродистая низколегированная и
среднеуглеродистая низколегированная. Раскисление различных типов стали
отличается друг от друга и ведется под управлением ответственных мастеров
цеха.
Тепловой режим ведется по показаниям приборов, характеру факела
пламени и состоянию свода рабочего пространства, горелок, регенеративных
насадок. Для поддержания заданного теплового режима мартеновские печи
оборудованы приборами теплового контроля и автоматического регулирования,
которые смонтированы на тепловом щите в пультах управления печами (перечень
метрологических средств ведения теплового режима приведен в приложении 2).
Тепловой режим по периодам плавки должен вестись в соответствии с таблицей
3.2.
Таблица 3.2. Тепловой режим по периодам плавки.
|Периоды плавки |Продолжительность |Тепловая нагрузка, |
| |периода, мин. |*106кДж/ч. |
|Заправка |30 |85,8 - 134,0 |
|Завалка |130 |154,0 - 197,0 |
|Прогрев |60 |142,0 - 190,0 |
|Заливка чугуна |30 |129,0 - 178,0 |
|Периоды плавки |Продолжительность |Тепловая нагрузка, |
| |периода, мин. |*106кДж/ч. |
|Плавление |230 |137,3 - 178,4 |
|Полировка |210 |142,0 - 180,0 |
|Чистое кипение |60 |145,0 - 159,1 |
|Раскисление и выпуск |30 |129,8 - 138,2 |
Продолжительность всей плавки равна примерно 13 часов. Для печи №11
продолжительность всей плавки равна примерно 15 часов 40 минут т.к.
некоторые периоды плавки на этой печи более продолжительны чем на остальных
печах.
Система контроля параметров теплового режима обеспечивает контроль
следующих параметров:
. Объемных расходов природного газа, мазута, воздуха, кислорода,
коксового газа на запально-зажигательном устройстве;
. Температуры дымовых газов в борове и верха насадок горячих камер
регенераторов;
. Давления в рабочем пространстве печи;
. Разрежения в борове печи;
. Давления природного газа.
Автоматическое регулирование объемных расходов природного газа,
мазута и кислорода производится регулятором типа РП2-П3 на печах №1-4,6,10-
12, микроконтроллером Р-100 на печи №5 и Р-110 на печах №8,9. Измерение
температуры металла производится термопарой погружения. Для этого
применяется термопара градуировки ПП и компенсатор самопишущий
потенциометрический КСП-4. Замер температуры металла производится через
третье или пятое завалочные окна печи. Сменный блок термопары погружается
на глубину 400-500 мм и фиксируется в этом положении в течении 4-5 секунд.
Момент окончания замера определяется по световому или звуковому сигналу
прибора. Замер температуры металла производится в следующие периоды:
. по расплавлении;
. в начале чистого кипения;
. в период раскисления;
. после выпуска первого ковша;
. в каждом ковше.
Замеры производятся не ранее, чем за 10 минут до начала каждого периода и
сразу после налива ковша.
Конвертерный цех
Состав конвертерного цеха:
два 350-тонных конвертера;
три МНЛЗ криволинейного типа.
Сталь выплавляется в 350-тонных конвертерах с продувкой чистым
кислородом сверху при интенсивности подачи кислорода 600-800м3/мин или 1000-
1300м3/мин.
Кислородно-конвертерный процесс с верхней продувкой заключается в
продувке жидкого чугуна кислородом, подводимым к металлу сверху через сопла
водо-охлаждаемой фурмы. При этом выгорают примеси чугуна - углерод,
кремний, марганец, сера, фосфор и т.д. Кислород подается в конвертер под
давлением 1 - 1.5 МПа по водо-охлаждаемой фурме. Вода под давлением 0.6-1
МПа подается в пространство между внутренней и средней трубами фурмы и
удаляется из пространства между внешней и средней трубой, обеспечивая
охлаждение фурмы.
Завалка и заливка. В конвертер загружают стальной лом и часть извести
(в течении 2 минут). Затем заливают чугун. При этом происходит плавление
лома находящегося в конвертере. Масса металлошихты должна обеспечивать
массу жидкой стали не более 350 тонн. Массовый расход чугуна и металлолома
для плавки определяют по рекомендациям АСУТП. Массовый расход чугуна и лома
должны обеспечить после окончания продувки заданные значения содержания
углерода в металле, FeO В шлаке и температуры. При отклонении этих
параметров от заданных значений, в том числе по температуре металла более
чем на 20 град., производят перешихтовку плавки.
Продувка. Продувку плавок производят по режимам с частичным или с
полным дожиганием окиси углерода. Положение кислородной фурмы относительно
уровня металла в ванне, при расходе кислорода 1100-1300 м3/мин
устанавливают исходя из нормативов, определяемых содержанием углерода в
ванне, а также заданным количеством углерода в стали. Для продувки
используют кислород чистотой не ниже 99.5% с содержанием азота не более
0.15%. Давление кислорода в цеховой магистрали перед фурмой должно быть не
менее:
2.2 МПа - при расходе кислорода 1100 - 1300 м3/мин;
2.3 МПа - при расходе кислорода 600 - 800 м3/мин.
После окончания продувки производят замер температуры и отбор проб
металла и шлака с обязательным спуском шлака. В пробах шлака определяют
содержание CaO, MgO, SiO, Al2O3, PbO3, Cr2O3,S, FeO и основность. В пробах
металла определяют содержание С, Mn, S, F, Cu, Ni, Cr, N. Температура
металла перед выпуском плавки должна быть в следующих пределах: 1580 (С -
1600 (С - при разливке стали в слябы толщиной 250 мм; 1575 (С - 1595 (С -
при разливке стали в слябы толщиной 300 мм. Выпуск плавки производят после
получения анализа металла на содержание C, S, P и температуры заданного
значения. Продолжительность выпуска плавки должна составлять не менее 6
мин.
Повалка. Установление заданной концентрации С в стали достигается с
помощью промежуточной плавки. При этом фурму поднимают, выключают дутье,
переводят конвертер в горизонтальное положение, отбирают пробы металла и
шлака и замеряют температуру ванны с помощью термопары погружения. Ожидая
результаты анализа, немного поворачивают конвертер .
Додувка. Когда после продувки содержание S и F в стали, или его
температура не соответствуют заданным значениям параметров, производят
додувки плавок. Додувки металла на серу и фосфор рекомендуется осуществлять
по следующему режиму:
положение фурмы выше базового положения на 300-1500 мм;
интенсивность продувки в пределах от 1000 до 1300 м/мин;
расход извести из расчета от 3 до 5 т. на каждую минуту додувки;
Додувки металла на температуру производят по следующему режиму:
. положение фурмы обычное, либо повышенное на 300-1500 мм,
. продолжительность додувки определяют по технологическому расчету;
. при содержании С в металле равном не менее 0.085 производят присадку О2
и термоантрацита из расчета 300 кг на одну минуту додувки.
Выпуск. При выпуске стали конвертер наклоняют. Сталь сливают через
выпускное отверстие в сталеразливочный ковш, шлак - в чашу.
Доводка. Сталь в ковше подвергается внепечной обработке вакуумом,
аргоном, азотом и т.д. Раскисление и легирование металла производят в
сталеразливочном ковше. Расход раскислителей и легирующих добавок
определяют из расчета получения среднезаданного содержания элементов в
готовой стали. Длительность всего цикла составляет 30-45 мин.
Внепечная обработка металла. Проведение технологических операций вне
плавильного агрегата называют вторичной металлургией или внепечной
обработкой. Вся сталь, выплавляемая в конвертерном цехе подвергается
обработке в ковшах. В конвертерном цехе производят следующие виды внепечной
обработки стали:
обработка аргоном;
обработка жидким синтетическим шлаком;
обработка твердыми шлакообразующими смесями;
доводка металла по химическому составу и температуре;
микролегирование и рафинирование порошкообразными реагентами;
порционное вакуумирование с вводом раскислителей и легирующих.
Процесс продувки металла аргоном характеризуется уменьшением содержания
газов в металле, интенсивным перемешиванием расплава, улучшением условий
протекания процессов перевода в шлак неметаллических включений, усреднением
состава металла, улучшением условий для окисления углерода, снижением
температуры металла. Для обеспечения максимального контакта вдуваемых
твердых реагентов с металлом производится продувка металла порошкообразными
материалами. Обработка металла вакуумом влияет на протекание тех реакций и
процессов, в которых принимает участие газовая фаза. Основной целью
обработки вакуумом является снижение содержания газов в стали. При
внепечной обработке металла контролируют следующие параметры:
1) температуру синтетического шлака,
2) массу и состав шихтовых материалов для синтетического шлака,
3) температуру стали в ковше,
4) объемный расход аргона при продувке,
5) давление аргона,
6) время продувки,
7) массу корректирующих присадок,
8) массу вдуваемого порошка,
9) объемный расход и давление кислорода.
МНЛЗ. В состав конвертерного цеха комбината ‘’ Азовсталь ‘’ входят 3
машины непрерывного литья заготовок. Технические данные машин приведены в
таблице 4.1.
Таблица 4.1. Технические характеристики МНЛЗ.
|Параметр |Характеристика |
|Количество ручьев каждой МНЛЗ | 2 |
|Емкость разливочного ковша по жидкому | 350 |
|металлу, т. | |
|Емкость промежуточного ковша, т. : | |
|обычного при уровне металла 700 мм |23 |
|увеличенного при уровне металла 1100 мм |38 |
|Размеры отливаемых слябов, мм | |
|толщина |200-315 |
|ширина |1250-1900 |
|Скорость разливки(вытягивания слитка), | |
|обеспечиваемая механизмами, м/мин |0.2-0.3 |
|Радиус базовой стенки кристаллизатора, мм |10000 |
|Металлургическая длина машины, мм в том числе | |
|радиального участка криволинейного участка |37000 12840 6520 |
|Расстояние между осями ручьев, мм |6000 |
|Длина медной стенки кристаллизатора, мм |1200 |
|Высота подъема разливочного ковша на стенде, |800 |
|мм | |
|Высота подъема промежуточного ковша на стенде,|600 |
|мм | |
|Время поворота траверзы сталеразливочного |30 |
|стенда на 180 °,с | |
|Скорость перемещения тележек для промежуточных|30 |
|ковшей, м/мин | |
|Закон возвратно-поступательного движения |синусоидальный |
|кристаллизатора | |
|Частота качания кристаллизатора в минуту |10-120 |
|Ход движения кристаллизатора, мм |12 |
Разливка стали. Разливку стали начинают по команде мастера или
старшего разливщика. Наполнив промежуточный ковш сталью на высоту от 250 до
300 мм от боевой части ковша, производят плавное открытие стопоров на 1/3-
1/4 сечения струи металла и начинают заполнять металлом кристаллизатор.
Допускается поочередное заполнение кристаллизаторов. Затем по пуску МНЛЗ
включают подачу воды и воздуха в систему вторичного охлаждения.
Заполнив кристаллизаторы на высоту от 100 до 150 мм от верхней кромки
плит кристаллизатора, стопора промежуточного ковша открывают на максимально
возможную подачу металла. Затем в кристаллизатор засыпают шлакообразующую
смесь. Время наполнения кристаллизатора должно быть 70-90 с для сечения
259х1500 мм; 80-100 с для сечения 250х1850 мм и 100-120 с для сечения
300х1550-1850 мм. Кристаллизатор считают наполненным, если уровень металла
находится на расстоянии 60±10 мм от верхнего среза медных плит
кристаллизатора. Для обеспечения нормальной разливки необходимо стабильное
поддержание металла на вышеуказанном уровне. При наполнении металлом
кристаллизатора до заданного уровня по команде старшего разливщика включают
привод вытягивания сляба. Одновременно с пуском машины включают механизм
качания кристаллизатора. Регламентированный разгон МНЛЗ производят в
автоматическом режиме. Скорость разливки, равную 0.6 м/мин для углеродистой
стали и 0.7 м/мин для низколегированного металла, поддерживают до первого
измерения температуры в промежуточном ковше. Замер температуры производят в
средней части промежуточного ковша. В зависимости от температуры металла в
промежуточном ковше и содержания S и F в разливаемом металле
устанавливается рабочая скорость разливки: для углеродистой стали 0.6-0.8
м/мин, для низколегированной стали 0.7-0.9 м/мин. Изменение рабочей
скорости в процессе разливки должно быть не более двух раз за плавку.
Частота качаний кристаллизатора в зависимости от скорости разливки
производится в автоматическом режиме.
Температуру металла в промежуточном ковше замеряют термопарой
погружения в процессе разливки дважды. Первое измерение производят после
отливки 30-35 т. металла, второе - в середине плавки.
Для защиты зеркала металла в кристаллизаторе применяют
шлакообразующую смесь. Для определения химического состава стали во время
разливки отбирают пробы металла из-под сталеразливочного ковша. Пробы
металла отбирают стальной ложкой при сокращении плотной струи. Из ложки
металл непрерывной ровной струей заливают в стальные пробницы. Пробу
извлекают из пробницы после потемнения ее головной части, охлаждают и
маркируют номером плавки, порядковым номером пробы. После маркировки
контроллер ОТК отправляет пробу в экспресс-лабораторию конвертерного цеха.
После выхода затравки из последней пары роликов горизонтального участка
производится ее отделение. Отделившаяся затравка поднимается вверх, где она
находится до следующего цикла разливки. В процессе разливки на участке
газовой резки сляб разрезают на мерные длины согласно заказ. Окончательную
порезку производят в транспортно-отделочном отделении.
Метрологическое обеспечение участка МНЛЗ. Список оборудования,
применяемого для контроля технологического процесса и качества продукции,
приведен в приложении 5.
Метрологическое обеспечение конвертерного процесса. Основными
контролируемыми параметрами в ходе конвертерной плавки являются:
концентрация углерода в ванне; температура чугуна в чугуновозном ковше;
стали в конвертере, футеровки сталеразливочного ковша. В ходе
технологического процесса происходит:
. контроль текущего значения расхода кислорода в пределах 0-1600 нм3/мин
в рабочем режиме, и 0-400 нм3/мин при сушке конвертера после
перефутеровки;
. контроль суммарного расхода кислорода на плавку;
. контроль давления кислорода на входе в цех и перед фурмой;
. сигнализация, запрет и аварийное прекращение продувки плавки при
отклонении давления кислорода от заданных параметров;
. организация перехода на малый или большой расход кислорода с
использованием ключа-бирки, установленного на щите КИПиА и имеющего два
фиксированных положения “1600”-большой расход и “400”-малый расход;
. организация двух режимов управления подачей кислорода:
16. автоматический режим, при котором подача кислорода на фурму
происходит автоматически по достижению фурмой горловины конвертера;
| |
