бесплатные рефераты

Влияние водорода на свойства стали

2.2 Технология плавки стали марки 17Г1С

Для уменьшения времени плавки необходимо ужесточить качество и сократить время загрузки лома за счет лучшей организации завалки. Проводить более тщательную сортировку лома и увеличивать насыпную плотность.

Периоды плавки:

- заправка - 10 мин.;

- завалка - 25 мин.;

- прогрев - 40 мин.;

- слив - 15 мин.;

- плавление - 35 мин.;

- доводка - 40 мин.;

- выпуск - 15 мин.;

Итого: У = 180 мин.

2.2.1 Заправка печи магнезитовым порошком

Заправку печи производят магнезитовым порошком или обожженным доломитом во время выпуска плавки /11/.

В целях безопасности при заправке печи объемный расход кислорода на продувку в соседней ванне снижают до 4000 - 4500 м3/ч.

Заправку печи выше шлакового пояса совмещают с периодом доводки предыдущей плавки. Загущение шлака заправочными материалами не допускается.

Заправку шлакового пояса печи производят во время выпуска, начиная с задней стенки напротив среднего завалочного окна с таким расчетом, чтобы не засыпать горловину сталевыпускного отверстия.

Восстановление рабочего слоя стен и откосов ниже шлакового пояса производят после полного удаления металла и шлака из печи, не допуская попадания значительного количества материалов на подину печи.

Завалку агломерата или руды (1-2 мульды) в среднее окно начинают после того, как сталевар предупредит подручных, находящихся у стальной летки и убедится в ее чистоте. Расстояние от агломерата (руды) до козырька летки должно быть приблизительно 100 мм.

2.2.2 Завалка и прогрев шихты

Начинать завалку при наличии на подине застоя глубиной более 150 мм запрещается.

Шихтовые материалы подают к печи к началу выпуска плавки. Завалку шихты производят в следующей последовательности: легковесный лом, известь или известняк, тяжеловесный лом. В последнюю очередь заваливают бой изложниц и твердый чугун. Завалку металлолома производят равномерно в каждое окно без образования бугров, особенно под кислородными фурмами.

После завалки шихты производят отталкивание лома от передней стенки и подсыпку порогов доломитом или дробленым известняком крупностью 10-50 мм. Не допускается попадание скрапин и мелкого металлолома на пороги.

В случае необходимости (при высокой подине) перед подсыпкой порогов делают гребешки из обожженного доломита или магнезитового порошка

Перед заливкой чугуна шихта должна быть хорошо прогрета. Признаком нормального прогрева является оседание легковесного лома и легкое оплавление кромок тяжеловесного лома. Прогрев не должен приводить к местному закозлению шихты. При задержках в периоды завалки и прогрева необходимо сократить тепловую нагрузку, не допуская оплавления шихты.

2.2.3 Заливка чугуна

После прогрева шихты устанавливают заливочный желоб и заливают чугун. Разрешается на 10 минут до заливки чугуна подавать на металлический лом кислород через кислородные фурмы до 4000 м3/ч для проплавления «колодцев». При этом фурмы должны находиться на минимальном расстоянии от поверхности лома. Запрещается опускать фурмы непосредственно на шихту, т.к. это может привести к прогару фурм.

Заливку чугуна производят в среднее окно. Во время заливки чугуна через кислородные фурмы подают кислород до 4000 м3/ч. При перегреве шихты или в случае перегрева при сливе чугуна более, чем на 20 минут, во избежании бурных реакций в печи и выбросов шлака на рабочую площадку, подача кислорода на кислородные фурмы должна быть уменьшена до уровня, обеспечивающего спокойное течение плавки без бурных реакций и выбросов шлака. Поданный чугун сливают медленно.

2.2.4 Плавление чугуна

Началом периода плавления считают момент окончания заливки чугуна. Продувку ванны кислородом осуществляют тремя фурмами. Головки фурм во время продувки располагают на границе раздела шлак-металл. Установку фурм по указателю положения фурм и визуально. В течение всего периода продувки сталевар систематически проверяет положение и состояние фурм для своевременного обнаружения течи воды. В случае невозможности опустить фурмы на границу шлак-металл из-за наличия твердой шихты, выступающей над поверхностью, объемный расход кислорода сокращают до 4000 - 5000 м3/ч.

Спуск шлака производят через порог среднего завалочного окна. Общий объем спущенного шлака должен быть 0,5 - 1 объема чаши. Через 40 минут после заливки чугуна отбирают первую пробу металла и шлака на химический анализ и вводят термоэлектрический преобразователь непрерывного измерения температуры жидкой стали. Допускается измерение температуры жидкой стали термопреобразователями разового кратковременного погружения. Перед отбором проб и измерением температуры металла термопреобразователями разового погружения интенсивность продувки ванны кислородом должна быть снижена до 4000 м3/ч.

При наличии бурных реакций в печи отбор проб металла и шлака и измерение температуры металла термопреобразователями разового погружения запрещается. При бурном вскипании ванны поднять продувочные фурмы, отключить кислород, отключить газокислородные горелки, если они были в работе.

После отбора первой пробы металла в случае необходимости к печи должны быть поданы агломерат и известняк в количестве 4-5 тонн каждого.

Момент расплавления условно записывают в паспорт плавки при достижении температуры металла не ниже 1500єС. При этой температуре массовая доля углерода в металле должна составлять не менее 0,8%. Если это условие не выполняется, то разрешается передув ванны и нагрев металла до заданной температуры с последующим науглероживанием металла в ковше до заданного содержания углерода в готовом металле.

Основность шлака по расплавлении ванны должна быть не ниже 1,8. При необеспечении по расплавлении требуемой основности шлака производят присадку извести (известняка).

2.2.5 Доводка чугуна

Оптимальным ходом процесса доводки плавки считается такой, когда продувка ванны кислородом ведется без перерывов всеми фурмами и без присадок материалов в печь, при этом температура металла на выпуске должна обеспечивать нормальную его разливку.

В случае необходимости регулирование скорости окисления углерода и скорости нагрева металла осуществляют изменением интенсивности продувки и положения кислородных фурм.

При перегреве металла в печь присаживают агломерат или известняк, рекомендуется вводить их в соотношении 1:1. При этом учитывают, что при присадке 1 тонны агломерата температура металла снижается на 30єС, известняка - на 20єС, а подъем температуры металла составляет 10-15єС при выгорании 0,1% углерода.

При температуре металла 1580єС и более охлаждение ванны рекомендуется производить только известняком.

По ходу доводки через каждые 15-20 минут отбирают пробы металла для контроля массовой доли углерода, фосфора, серы, марганца, хрома, никеля, меди. Разрешается отбор меньшего количества проб, но не менее 2; при условии обеспечения заданного химического состава готовой стали. При необходимости принимают меры для обеспечения заданной массовой доли фосфора и серы в стали - спуск шлака им наводка нового присадками в ванну сухих извести, известняка, плавикового шпата. Присадка всех материалов в печь должна быть закончена не позднее, чем за 10 минут до выпуска плавки. При передувке металла разрешается во время выпуска плавки присадка сухого прокаленного доломита с порогов печи для снижения активности шлака.

При снижении массовой доли углерода по ходу продувки до 0,3%, объемный расход кислорода на продувку рекомендуется снижать до 3000 - 4000 м3/ч.

Контроль температуры металла производят с помощью установок непрерывного измерения температуры, при их наличии в цехе. Разрешается измерение температуры производить термопреобразователем кратковременного разового погружения не менее трех раз за период.

Температура металла перед выпуском должна быть при непрерывном измерении 1630єС. При разовом измерении температура должна быть на 10єС выше.

Продувку металла заканчивают не позднее, чем за 5 минут до выпуска плавки. Окончанием продувки считают подъем фурм над уровнем шлака на 1 - 1,5 м, интенсивность подачи кислорода при этом снижают до 3000 - 4000 м3/ч.

Массовая доля окислов железа в шлаке перед выпуском не регламентируется. Основность конечного шлака должна быть не менее 2,0.

2.2.6 Десульфурация стали с использованием ТШС

Существует целый ряд материалов и способов их введения в ковш, главными из которых являются: обработка расплава жидкими синтетическими шлаками, использование металлического кальция и сплавов на его основе, эжекция мелкодисперсных специальных шлаковых смесей, а также применение кусковых твердых шлакообразующих. Наиболее простым и сравнительно легко организуемым способом в условиях сложившейся технологии в существующих цехах является использование кусковых твердых шлакообразующих смесей (ТШС).

В процессе легирования сталь попадает в марочные пределы по всем элементам, кроме углерода и серы. Необходимо принять меры по десульфурации стали и вводу углерода.

Для десульфурации существует целый ряд материалов и способов их введения в ковш, главными из которых являются: обработка расплава жидкими синтетическими шлаками, использование металлического кальция и сплавов на его основе, эжекция мелкодисперсных специальных шлаковых смесей, а также применение кусковых твердых шлакообразующих.

Наиболее простым и сравнительно легко организуемым способом в условиях сложившейся технологии в существующих цехах является использование кусковых твердых шлакообразующих смесей (ТШС) /12/.

Расчет десульфурации стали с использованием ТШС проводится на 100 кг. стали. Для начала необходимо оценить массу и состав сформировавшегося в ковше шлака.

Масса стали в ковше 250 т.

Далее оцениваются составляющие, вносимые ТШС. Расход ТШС принимается 15 кг/т или 1,5 кг/100 кг. стали; состав - 75% извести; 25% плавикового шпата.

Следовательно, ТШС внесет извести: 1,5 · 0,75 = 1,125 кг.

Состав извести принимается следующий, масс. доли %: СаО - 85; MgO - 8; SiO2 - 2; п.п.п - 5.

Следовательно, известь внесет в шлак, кг:

- СаО………………………. 1,125 · 0,85 = 095;

- MgO ……………………... 1,125 · 0,08 = 0,09;

- SiO2 ……………………… 1,125 · 0,02 = 0,022.

Далее оцениваются составляющие, вносимые печным шлаком. Принимается, что в ковш попадает печной шлак в количестве 6 кг/т стали или 0,6 кг/100 кг. металла.

Состав печного шлака в печи на выпуске, массов. доли, %.

СаО - 47,9; SiO2 - 18,57; FeO - 12,9; MnO - 1,7; MgO - 8,5; P2O5 - 0,88; Al2O3 - 2,44.

Следовательно, печной шлак внесет, масс. доли, кг.

CaO - 0,28; SiO2 - 0,11; FeO - 0,07; MnO - 0,02; MgO - 0,05; P2O5 - 0,005; Al2O3 - 0,01.

Количество и состав шлака представлены в таблице 14.

Таблица 14 - Количество и состав шлака, кг.

Источники шлака

CaO

SiO2

FeO

MnO

MgO

Al2O3

СаF2

Итого

1

2

3

4

5

6

7

8

9

Продукты раскисления

0,680

ТШС

0,95

0,022

0,09

0,375

Печной шлак

0,28

0,110

0,07

0,02

0,05

0,005

0,010

Всего внесено в ковш

1,23

0,132

0,07

0,02

0,14

0,685

0,385

2,66

Состав шлака в ковше, масс. доли, %

46,20

4,960

2,63

0,75

5,26

25,75

14,470

100,00

Коэффициент распределения серы определяется по уравнению (17):

, (17)

где а0 - активность кислорода в стали можно определить из следующего уравнения

lgfs = 0,11 · 0,04 + 0,063 · 0,36 + 0,29 · 0,014 - 0,026 · 0,58 - 0,028 · 0,032 = 0,055

(18)

где аAl - активность алюминия в стали

аAl2O3 - активность глинозема в образующейся шлаковой фазе

КAl · aAl2O3 = K'Al (19)

Константа K'Al приближенно определена и равна:

- для шамотной футеровки K'Al = 10-12;

- для высокоглиноземистой футеровки K'Al = 10-13

Допуская, что аAl ? [Al] = 0,025, получим выражение для определения аО

(20)

Принимая футеровку ковша высокоглиноземистую (К'Al = 10-13)

Ls = 57

Содержание серы в ковше определяется по уравнению:

(21)

где л - кратность шлака, л = 0,029

Степень десульфурации определяется по уравнению:

(22)

2.2.7 Раскисление и легирование стали

Предварительное раскисление металла производят в ковше, непосредственно при выпуске, присадкой алюминия для снятия переокисленности металла и производят науглероживание вдуванием коксовой мелочи под струю. Выпуск металла производится при достижении температуры не ниже 1630єС. При выпуске металла из печи производится отсечка шлака с помощью скриммерного желоба.

Присадка ферросплавов в ковш во время продувки позволяет достичь большей их экономии за счет более высокой степени усвоения легирующих элементов, достигающей для большинства элементов по многочисленным литературным данным величины более 90%.

При выпуске металла из печи содержание углерода в стали равно 0,04. По содержанию углерода по эмпирической формуле легко найти массовую долю растворенного кислорода в стали [О].

аО = \0,00252 + 0,0032/[С] (23)

где [С] - содержание углерода в металле перед выпуском из печи,

массов. доли, %

аО = [О] (24)

[О] = 0,00252 + 0,0032/0,4 = 0,011%

Раскисление стали алюминием проходит по реакции:

2[Al] + 3[O] = (Al2O3) (25)

K = a2Al · a3 o/aA1203 (26)

a2Al · a3o = K · aA1203 ? K'

где aAl и ao - активности алюминия и кислорода в металле;

К - константа равновесия реакции;

aA1203 - активность глинозема в шлаковой фазе.

При преобразовании чистого Al2O3 можно принять aA1203 = 1

Для связывания 0,011% кислорода потребуется алюминия 0,012%.

В процессе выпуска металла основная задача сводится к тому, чтобы раскислить сталь. Поэтому на выпуске вводим чушкового алюминия, с учетом угара 30% в количестве 0,017 кг/100 кг стали или 42,5 кг/плавку.

Для науглероживания будем применять коксик следующего состава:

S - 0,05%, C - 82%

Коксик = 1000 · (0,36 - 0,04)/82 · 0,5 = 7,8 кг/т.

На всю выплавку необходимо 1950 кг. Внесет S = 0,00039%

В процессе внепечной обработки легируем ферромарганцем ФМи75, ферросилицием ФС85, феррохром ФХ800 (химический состав ферросалавов приведен в таблице 15). Ферросилиций, феррохром и ферромарганец присаживаются в ковш во время продувки.

Таблица 15 - Химический состав ферросплавов

Ферросплав

Массовая доля элементов, %

С

Mn

Si

Cr

S

P

H

N

1

2

3

4

5

6

7

8

9

ФC 75

0,1

-

65,0

-

0,03

0,05

0,0008

0,001

ФМн 75

7,0

76,0

2,0

-

0,03

0,45

0,0020

0,020

ФХ 800

0,5

2,0

2,0

65

0,05

0,08

0,0005

0,004

Содержание остаточной массовой доли легирующих и примесей в стали перед легированием составляет марганца - 0,088%, кремния - следы, углерода - 0,36%, серы - 0,012%, фосфора - 0,011%, хрома - 0,3%.

Требуемое количество массовых долей элементов в готовой стали: марганца -0,6%, кремния - 0,28%, углерода - 0,36%, серы - 0,015%, фосфора - 0,015%, хром - 0,9%.

Необходимое количество ферросплавов для легирования стали определяем по формуле:

ФСпл = М · ? [Эл] / з · с (27)

где ФСпл - количество вводимого ферросплава, кг/т стали;

М - масса металла, кг;

? [Эл] - массовая доля элемента, которую необходимо внести, %;

з - степень усвоения ферросплава;

с - содержание элемента в ферросплаве, масс. доли, %

Требуется внести с ферромарганцем 0,592% марганца. Степень усвоения ферромарганца в ковше составляет 95%. Необходимое количество ферромарганца

ФМн 75 = 1000 · 0,592/0,95 · 76 = 8,0 кг/т стали;

ФМн 75 = 8,0 кг/т жидкой стали или 2000 кг. на плавку.

Требуется внести с ферросилицием 0,28% кремния. Степень усвоения ферросилиция в ковше при пульсирующей продувке составляет 92%. Необходимое количество ферросилиция

ФС75 = 1000 · 0,28/0,92 · 80 = 3,9 кг/т стали;

ФС75 = 4,05 кг/т жидкой стали или 1012,5 кг. на плавку.

Требуется внести с феррохромом 0,6% хрома. Степень усвоения феррохрома в ковше при продувке составляет 98%. Необходимое количество феррохрома

ФХ800 = 1000 · 0,6/0,98 · 65 = 9,41 кг/т стали

ФХ800 = 9,41 кг/т жидкой стали или 2352 кг. на плавку.

Количество внесенных элементов с ферросплавами показаны в таблице 16.

Таблица 16 - Количество внесенных элементов с ферросплавами

Ферросплав

Содержание вносимых элементов, массов. доля, %

С

Сr

Мn

Si

S

P

1

2

3

4

5

6

7

ФМн75

0,0570

-

0,59200

0,016

0,00020

0,0036

ФХ800

0,0090

0,6

-

0,019

0,00050

0,0003

ФС75

0,0008

-

0,0016

0,280

0,00008

0,0002

После легирования сталь будет иметь химический состав, который показан в таблице 17.

Таблица 17 - Химический состав стали после легирования и науглероживания

С

Mn

Si

P

S

Cr

0,42

0,68

0,315

0,015

0,0127

0,9

2.2.8 Изменение температуры в процессе внепечной обработки металла

В процессе производства стали без дополнительного подогрева на технологических стадиях между выпуском металла и разливки на МНЛЗ, температура металла все время уменьшается.

Температуру металла в печи перед выпуском можно найти из соотношения

Твып = ?Т1 + ?Т2 + ?Т3 + ?Т4 + ?Т5 (28)

где ?Т1 - падение температуры стали при выпуске из печи, єС;

?Т2 - падение температуры стали при транспортировке стальковша до стенда

продувки, єС;

?Т3 - падение температуры стали при продувке в ковше, єС;

?Т4 - падение температуры стали при транспортировке стальковша от стенда до

МНЛЗ, єС;

?Т5 - заданная температура в промковше, єС.

Падение температуры при выпуске стали из печи за счет излучения струи металла в атмосферу цеха и нагрев футеровки ковша и ввода ТШС составляет 60єС.

Падение температуры стали при транспортировке стальковша до стенда и от стенда до МНЛЗ можно принять равным 20єС.

При продувке и с учетом ввода ферросплавов температура металла падает на 20єС.

Необходимая температура металла в стальковше перед разливкой

Тс.к = Тлик + Тп.к. + Ткр + 20 (29)

где Тлик - температура ликвидус стали, єС;

Тп.к - температура стали в промковше, єС;

Ткр - температура в кристаллизаторе, єС.

Тлик = 1539 - 79[С] - 12[Si] - 5[Mn] - 25[S] - 30[P] + 2,7[Al] (30)

Тлик = 1539 - 79,0 · 0,17 - 12 · 0,5 - 5 · 1,38 - 25 · 0,04 - 30 · 0,035 + 2,7 · 0,03 =

= 1501єС

Тс.к = 1501 + 10 + 20 + 20 = 1551єС

Теперь легко подсчитать, что без принятия мер по дополнительному подогреву, температура стали на выпуске из ДПСА должна составлять

Твып = 60 + 20 + 20 + 1551 = 1650єС

При необходимости сталь подогревают перед разливкой на МНРС химическим подогревом. Химический нагрев - это нагрев металла тепловым эффектом экзотермических реакций окисления элементов, растворенных в расплаве. Основными такими элементами являются алюминий и кремний. При окислении алюминия температура расплава может повышаться с максимальной скоростью 2-4єС мин. Недостатками этого метода является значительное загрязнение стали неметаллическими включениями и невысоким коэффициентом полезного действия.

2.2.9 Разработка МНЛЗ

Выбор типа МНЛЗ

Для выпуска тонкого листа выбирается заготовка сечением 50 х 1200 мм. Принимается время разливки равное 90 мин., т.к. оптимальный вариант, когда время разливки равно времени плавки в ДПСА.

Найдем скорость разливки. Она определяется по формуле:

(31)

где щ - скорость разливки, м/мин;

М - масса металла в ковше, кг;

N - количество ручьем;

ф - допустимое время разливки, мин;

с - плотность стали, кг/м3;

ц - коэффициент, учитывающий потери времени при разливке.

щ = 210 ·/(1 · 0,05 · 1,2 · 7,65 · 90) = 5,1 м/мин.

Металлургическая длина машины определяется по формуле:

L = 300 · a2 · щ (32)

L = 1,1 · 0,052 · 5,1/(22 · 0,0252) = 5,61 м

Исходя из этого выбираем вертикальную машину с загибом. Управление для оценки допустимого базового радиуса технологической оси МНЛЗ записывается /9/.

(33)

Производительность МНЛЗ.

Производительность МНЛЗ рассчитывается по формуле:

(34)

где Р1 - пропускная способность при отливке заготовки определенного сечения,

т/год;

n - количество плавок в серии при разливке методом плавка на плавку

(принимаем n = 15 плавок);

М - масса металла, т;

Ф - фонд времени работы МНЛЗ, сут;

ф1 - время разливки стали из сталеразливочного ковша, мин;

ф2 - время подготовки машины к приему плавки без изменения размеров слитка,

мин.

Принимаем ф1 = 90 мин, ф2 = 40 мин.

Ф = 365 - (Тк + Тпп + Тт), (35)

где Тк - продолжительность капитального ремонта установки, 10 сут.;

Тпп - продолжительность планово-предупредительных ремонтов, 17 сут.;

Тт - продолжительность текущих ремонтов, 30 сут.

Тогда

Ф = 365 - (10 + 17 + 30) = 308 сут.

Производительность МНЛЗ равна:

3 Специальная часть

3.1 Исследования в условиях сталеплавильного производства

Продувка стали в ковше инертным или нейтральным газом стала обязательным элементом технологии выплавки стали в различных сталеплавильных агрегатах. С помощью этого метода решают достаточно большой круг вопросов, таких, как частичная дегазация, удаление включений, перемешивание, усреднение состава, тонкое регулирование температуры перед непрерывной разливкой и т.д. /13/.

Одним из важнейших результатов внепечной обработки нейтральными газами является улучшение свойств твердого металла практически без изменения его состава /14/. Так, например, твердый металл после его продувки аргоном характеризуется более высокими значениями модуля упругости, электропроводности и термо-э.д.с, а также пониженными значениями коэрцетивной силы. Проволока, изготовленная из этого металла, выдерживает большее число скручиваний до разрушения, а выносливость металлокорда на 27 - 102% больше, чем из металла не обработанная аргоном /15/.

Как уже отмечалось, продувка инертным газом способна существенно снизить содержание неметаллических включений и растворенных в металле газов только лишь при обработке стали в ковшах небольшой емкости (20 - 30 тонн). Для получения низкого остаточного содержания водорода при внеагрегатной обработке аргоном необходимый расход нейтрального газа должен составлять 2-5 м3/т /16/. Такие расходы можно достигнуть только пру продувке стали в ковшах малой емкости или газопроницаемой футеровкой днища. Для большегрузных ковшей это невыполнимо из-за конструктивных особенностей продувочных устройств и большой длительности продувки.

В большегрузном ковше продувка стали инертными газами влияет на однородность химического состава. Это обстоятельство особенно актуально при производстве высококачественной стали, разливаемой как на УНР, так и в слитки. Примером может служить производство низколегированной стали для труб большого диаметра «северного исполнения». В этом случае особенно важно получить точно заданный состав готовой стали. Обработка стали инертными газами в настоящее время получила наиболее широкое распространение. Такой обработке с целью усреднения температуры и химического состава металла подвергается почти вся сталь, разливаемая на МНЛЗ.

В целом, основной задачей технологии внепечной обработки стали нейтральными газами является усреднение расплава по химическому составу, температуре и дегазации расплава.

Под термином «газы в стали» металлурги обычно понимают концентрацию в ней водорода и азота. Кислород некоторые авторы не включают в это понятие в связи с тем, что методы борьбы с ним существенно отличаются от методов борьбы с водородом и азотом. Однако разработка и освоение устройств для определения активности кислорода в расплаве (актинометров) дало толчок к ряду исследований, направленных на совершенствование процесса раскисления стали /17/.

Вместе с тем на практике металлурги с определенной эффективностью ведут борьбу только с водородом и кислородом. Значительные трудности вызывает удаление из расплава азота. В ряде работ /18/ подтверждается факт нестабильного и незначительного удаления азота при внепечной обработке расплава нейтральным газом. Снижение содержания азота наблюдается только при продувке сталей, содержащих титан и алюминий, т.е. хорошо раскисленных сталей. При обработке нераскисленного металла аргоном дегазация расплава не сопровождается удалением азота.

Поэтому был предпринят ряд попыток по реализации различных методов активизации воздействия на расплав. К таким попыткам следует отнести вращение фурмы с пористыми насадками, с реверсом направления и заданной цикличностью, наложение ультразвуковых колебаний в диапазоне 102 - 102 Гц, применение дутьевого устройства в виде Сегнерова колеса, вращающегося роторного устройства и горизонтального расположения желобов под струями газа в расплаве. Применение этих методов несколько повышает эффективность обработки, но значительно усложняется изготовление дутьевых устройств и снижается надежность их в работе.

Следует отметить, что все вышеперечисленные разработки предполагают истечение продуваемого газа из сопловых устройств при низких давлениях, а, следовательно, относительно низких скоростях.

Как отмечалось в предыдущем разделе, основным параметром, характеризующим возможный уровень рафинирования стали от газов и неметаллических включений является степень дисперсности вдуваемого нейтрального газа. Описанные в литературе дутьевые режимы обработки больших объемов металла /19/ характеризуются малыми удельными расходами газа и, как следствие, весьма невысокой степенью дисперсности вдуваемого газа.

Применяемый дутьевой режим обработки стали в большегрузных ковшах обычно характеризуется струйным режимом истечения газа и образованием пузырьков с минимальным диаметром порядка 3-4 х 10-2 м. Так как при продувке стали инертным газом в струйном режиме пузырь формируется не непосредственно на отверстии сопла, а на конце вытянутой струи (каверны), дробление вдуваемого газа до пузырьков такого размера происходит лишь частично. Кроме того, при этом возможен и обратный процесс, т.к. агломерация пузырьков. Подтверждением этого обстоятельства является тот факт, что основная масса выходит на поверхность зеркала металла в виде крупных пузырей. Соответственно при таких параметрах продувки и степени диспергирования газа уровень рафинирования стали в большегрузных ковшах от газов и неметаллических включений, определяемый, прежде всего, развитостью поверхности газ-металл, весьма низкий. Поэтому для увеличения межфазной поверхности газ - металл, весьма низкий. Поэтому для увеличения межфазной поверхности газ - металл было предложено использовать для продувки стали аргоном (или азотом) в большегрузных ковшах нестационарные (или пульсирующие) газовые струи.

Для реализации задачи продувки стали в ковше нестационарными потоками инертного газа с заданными амплитудно-частотными характеристика (АЧХ), погружные фурмы оснащались специально сконструированными газодинамическими устройствами. Сначала задача ограничивалась созданием газовых струй, пульсирующих с частотами в диапазоне 300 - 500 Гц, предназначенных для эффективного диспергирования их на пузырьки диаметром 1 - 3 х 104 м., чтобы обеспечить максимально возможную поверхность контакта расплав-газ.

Процесс создания в газовых струях заданных параметров (АЧХ) пульсаций является одной из важнейших задач прикладной газовой динамики. В сталеплавильном производстве цель управления струями заключается в формировании струй с определенными амплитудно-частотными характеристиками (АЧХ), задача управления - обеспечение достижения поставленной цели. Средства управления должны удовлетворять требованиям простоты конструкции и ограниченности по затрачиваемой энергии.

Среди имеющихся газодинамических средств управления сверхзвуковыми струями для сталеплавильного производства весьма перспективным является процесс распространения сверхзвуковых струй в ступенчатых каналах /20/, который может иметь неустойчивый (нестационарный) характер в широком диапазоне определяющих параметров. Это проявляет себя в волновой структуре струй и пульсациями давления. Наиболее предпочтительно реализовать данный процесс внутри газового тракта фурмы, исключив наличие каких-либо движущихся частей (элементов).

Физические причины возбуждения сверхзвукового потока при его взаимодействии со стенками тракта относятся к числу дискуссионных проблем современной аэродинамики. Однако имеющиеся к настоящему времени исследования позволили для некоторых типов каналов однозначно определить границы областей существования колебательных и устойчивых режимов, а также установить причины колебаний газовых струй в трубах. На основании имеющихся результатов были разработаны универсальные газодинамические модули, предназначенные для осуществления способов управления струями, возбуждения или стабилизации струй, т.е. в зависимости от требований того или иного металлургического процесса /21/. Установка таких модулей в газовых трактах или выполнение самих трактов в виде модулей позволяет получать струи с требуемыми параметрами.

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5


© 2010 РЕФЕРАТЫ