Металлургия

Проектирование и эксплуатация газо- и водоочистки

2013-09-20T23:42:05Z

Газоочистка в агломерационном производстве

Агломерация впервые была применена в цветной металлургии для спекания сернистых и медных руд, а также руд, содержащих свинец и цинк.

Агломерация руд в промышленном масштабе развивалась на основе двух методов: продувкой воздуха через шихту и просасыванием воздуха.

За последние годы в отрасли проведена существенная работа по подъему технического уровня металлургического производства. На предприятиях введены в строй и эксплуатируются крупные доменные печи. Дальнейший прогресс в доменном производстве в значительной мере зависит от уровня подготовки железнорудного сырья к переделу. Следовательно, одним из реальных путей к сокращению расхода кокса и повышению производительности агломерационных машин путем интенсификации процесса окускования с одновременным повышением качества готового агломерата.

Чтобы в полной мере реализовать поставленную задачу, наобходимо проводить модернизациюсущесвующих агломерационных фабрик с оснащением и внедрением новых технологий по усреднению поступающего сырья, смешиванию, окомкованию, спеканию, охлажденю и многостадийному дроблению и грохочению спека. Это позволит повысить технико-экономические показатекли работы агломерационных цехов при минимальных затратах.

Система “Эрфайн” для удаления диоксина из отходящих газов аглопроизводства и электродуговых печей.

С начала 1990-х годов на черную металлургию оказываю существенное давление соответствующие органы власти партии "зеленых", требующие резкого сокращения объема диоксинов и других вредных выбросов. В этот период ФАИ начинает разработку нового поколения системы очистки отходящих газов аглофабрик и электродуговых печей (ЭДП). Одна из особенностей этой задачи состояла в том, чтобы создать систему, которая эффективно удаляла бы из струи отходящего газа не только пыль, но и диоксины и другие нежелательные вещества.В результате были разработаны системы с эффективностью удаления диоксина от 80 до 99 %. Это означает, что его концентриция в очищенном газе составляет 0,1 – 0,4 нг I – МЭТ(международный эквивалент токсичности).

Выбросы диоксина

Диоксины (ядовитые органические соединения) образуются как нежелательная побочная продукция при производстве гербицидов или в промышленном процессе горения, выделяющем тепло. Происхождение диоксинов – тепловое или химическое – определяется на основании так называемых “отпечатков пальцев”, которые характеризуют распределение гомологического рчда диоксинов и фуранов. Соответствующие признаки, присущие выбросам аглофвабрик (рис 1) и ЭДП, - типичны для теплового происхождения вследствии реакции органических компонентов и хлорида в отходящем газе. В общем, на образование диоксинов сильное воздействие оказывает объем летучих веществ в шихте.

Диоксины образуются при 200 – 550 , в связи с этим температурные границы теплового процесса приобретают решающее значение для концентрации выделившегося диоксина. Это означает,что, когда горячие отходящие газы металлургических процессов охлаждаются для очистки, то период времени, требуемый для преодаления температурного интервала, в котором происходит синтез (между 250 и 450 ), должен быть как можно меньше. Таким образом, для достижения минимального содержания диоксинов в отходящих газах необходимы технологии, обеспечивающие по возможности быстрейшее охлаждение горячего отхо дящего газа до температуры ниже 250 .

Обработка отходящих газов аглофабрики

До конца 1980-х годов для удаления пыли из отходящих газов аглофабрики использовали в основном процессы сухой очистки. Вследствие неуклонного ужесточения правил по охране окружающей среды сухая очистка пыли больше не могла удовлетворять требования технических условий по уровню содержания загрязняющих веществ в выбросах, в результате этого появилась газоочистка мокрого типа.

Большую проблему для эффективной очистки отходящих газов аглоцеха от пыли создают частицы размером менее микрометра, состоящие в основном из щелочных хлоридов. Они образуются при спекании сырых материалов, которые, как правило, содержат в небольших количествах щелочь и хлорид.

Как известно очистительная способность электростатических фильтров сухого типа резко снижается, если на удельное сопротивление пыли оказывает отрицательное влияние содержание щелочного хлорида.

Интенсивный поиск эффективного решения по отфильтровыванию субмикронной фракции отходящего газа аглофабрики привел к разработке процесса "Эрфайн® (Airfine®)". Установка очистки отходящих фуран. газов аглофабрики мокрого типа впервые успешно внедрена в 1993 г. на аглофабрике компании "Фест-Аль-пине Шталь Линц". С помощью данной системы одновременное извлечение пыли и других загрязняющих веществ, таких как НС1, HF, NOх, SO2, тяжелые металлы, диоксины и фураны, выполняется в едином процессе, как видно из технологической схемы, приведенной на (рис. 2).

На заводе с полным металлургическим циклом компании "КОРУС" (Эймуйден, Нидерланды), смонтировали единственную установку "Эрфайн" с целью очистки общего объема отходящих газов с трех агломашин. Более того, десульфурацию проводили, вдувая каустическую соду в контур охлаждающей воды (рис. 3).

В процессе "Эрфайн" можно выделить три основные стадии: охлаждения, отделения пыли и обработки воды. На стадии охлаждения отходящий газ охлаждается и насыщаетс. Крупные частицы (фракцией > 10мкм) удаляются в результате вспрыскивания распыленной циркуляционной воды в противоток отходящему газу посредством форсунок, работающих на одном виде жидкости. Десульфурацию выполняют путем добавки к циркуляционной воде охлаждения каустической соды NaOH гидрооксида магния Mg(OH)₂ или известкового молока Ca(OH)₂-.

На стадии отделения пыли в системе скруббератонкой очисткиспециально разработанные форсунки двойного потока (патент ФАИ) впрыскивают воду и сжатый воздух в виде водовоздушной струи под высоким давлением. Это позволяет удалить мельчайшие частицы пыли и вредные компоненты (тяжелые металлыПХДД/ПХДФ– полихлордибензодиоксин и полихлордибензофуран) со степенью эффективности, не достижимой при использовании типовых систем. Более чем 90% общего содержания пыли и аэрозоли эффективно устраняется из отходящих газов под воздействиеминерционных сил, диффузии и местных эффектовперенасыщения.

На стадии обработки воды взвешенные твердые частицы и тяжелые металлы удаляют из сбросовых стоков данного процесса в установке обработки воды в три этапа: отделяют взвешенные твердые частицы (в основном компоненты железа) в бассейне-отстойнике, обезвоживают в камерном фильтр-прессе и возвращают на агломашину; удаляют тяжелые металлы в бассейне выпадения в осадок, добавляя известковое молоко, сульфид натрия и хлорид железа (III); выполняют тонкое фильтрование и конечную нейтрализацию очищенной воды.

Отделенные твердые частицы обезвоживают в камерном фильтр-прессе, выгружают в контейнер и складируют для переработки. С этой целью к отфильтрованной массе можно добавлять шлак сталеплавильного процесса ЛД, который связывает тяжелые металлы в нерастворимую матрицу. Затраты на переработку отходов можно таким образом существенно снизить. На ряде предприятий 100 % шлама подвергают вторичной переработке без

отрицательного воздействия на продукцию или ход процесса.

Диоксины обладают довольно высокой температурой испарения. На стадии охлаждения в процессе "Эрфайн" температура отходящих газов аглофабрики быстро снижается, что не только сводит к минимуму образование диоксинов (новый синтез), но и вынуждает имеющиеся диоксины конденсироваться на поверхности частиц пыли. Кроме того, большая площадь поверхности мельчайших капелек воды, создаваемых форсунками двойного потока, способствует конденсации и/или поглощению газообразных диоксинов. Диоксины, которые цепляются как за мелкие частицы пыли, так и за капельки воды, затем отделяются от газа в скруббере тонкой очистки, обусловливающем высокую очистительную эффективность процесса "Эрфайн" (рис. 4).

Хлорид железа (III), который добавляют к сбрасываемой воде процесса "Эрфайн", в ходе обработки тяжелых металлов образует большое количество гид- рооксида железа (III), обеспечивающего удаление и последующее осаждение свободных и поглощенных из воды диоксинов. После обработки в камерном фильтр-прессе обезвоженные отфильтрованные осадки № 1 (содержащий нерастворимые твердые частицы) и № 2 (состоящий в основном из природного гипса и небольших объемов тяжелых металлов) могут быть возвращены на агломашину, где большая часть диоксинов распадается (рис. 5). Из маслянистого шлама, скачиваемого с поверхности бассейна-отстойника, удаляют лишнюю воду и возвращают его на аглофабрику.

Обработка отходящих газов ЭДП

К основным источникам диоксинов на металлургическом предприятии относится также электродуговая печь. Металлолом, используемый для производства стали, обычно привносит масло, пластмассу и другие органические компоненты, поэтому требуется эффективное решение по переработке отходящих газов и устранению проблем, связанных с ними. С внедрением технологий предварительного подогрева металлолома в конце 1980-х годов были разработаны специальные технические решения по очистке отходящих газов с целью борьбы с возросшими объемами летучих органических соединений (ЛОС) и диоксинов, присутствующих в отходящих газах (рис. 6).

Как предварительный подогрев металлолома, так и завалка скрапа с высокой загрязненностью маслом в ЭДП способствуют выделению ПХДД/ПХДФ в отходящие газы. Исследования показали, что для снижения концентрации этих ядовитых веществ наиболее эффективно использование последующего дожигания сразу за печью. Во избежание превращения разложившихся фракций вновь в ПХДД/ПХДФ необходимо, чтобы отходящие газы при охлаждении как можно быстрее преодолели температурный интервал, в котором происходит повторный синтез. В качестве эффективного метода зарекомендовало себя использование охлаждающих распылителей. С их помощью температуру отходящих газов печей можно снизить от 650 до 200 °С менее чем за 1 с. Применение форсунок с двойным потоком, используемых в оборудовании “Эрфайн” так же ускоряет охлаждение.

Любые оставшиеся или же вновь образованные органические соединения могут быть удалены вдуванием таких адсорбентов, как активированный уголь и специальные виды кокса (лигнитовый кокс). При этом адсорбенты должны быстро и равномерно распределяться в потоке отходящего газа. Данная технология поглощения в электросталеплавильном производстве, известная под названием "наилучшая имеющаяся технология", минимизирует выбросы органических хлоринов, особенно ПХДД/ПХДФ и ПХД. С помощью этой технологии легко выполняются требования по выбросам пыли, монооксида углерода (СО), вредных компонентов (NOх), диоксида серы (SO2), ЛОС и ПХДД/ПХДФ (рис. 7).

В современных электродуговых печах реально получить концентрацию пыли менее чем 5 мг/м³ в очищенном газе с помощью тканевого фильтра. Дальнейшее уменьшение данной концентрации пыли не даст значительного снижения содержания ПХДД/ПХДФ в очищенном газе. Распределение родственных ПХДД/ПХДФ в очищенном отходящем газе ЭДП без вдувания адсорбентов почти такое же, как и в чистом отходящем газе с аглофабрики. Относительно эффективности удаления родственных веществ в отходящих газах ЭДП можно заметить разницу в работе с вдуванием адсорбента и без него (рис. 8). Улавливающая способность тканевого фильтра без вдувания адсорбента колеблется от 50 до 85 %. При вдувании адсорбента удаляется -99,8 % фуранов, а диоксинов — 97,8 %. Выбросы ПХДД/ПХДФ сокращаются до величины менее 0,1 нг 1-МЭТ/м³, что эквивалентно общей эффективности очистки примерно 99%.

При использовании тканевого фильтра снижение содержание ПХДД/ПХДФ в отходящих газах в основном зависит от температуры газа на входе в фильтр, когда в поток отходящих газов не вдуваются адсорбенты. В общем, температура должна быть менее 80 °С однако следует не забывать о проблеме потенциальной конденсации.

Технология "Эрфайн" зарекомендовала себя эффективной системой для удаления пыли и снижения содержания ПХДД/ПХДФ в выбросах аглофабрик и преднриятий по производству окатышей до величин значитсльно меньше ПДК, указанных в регламентах по охране окружающей среды. В качестве признания ее достижений Европейская комиссия по комплексному предотвращению и регулированию загрязнения окружающей (КПРЗОС) назвала "Эрфайн" лучшей существующей технологией по очистке отходящих газов.

В результате постоянных исследований и разработок ФАИ появился процесс "Встфайн® (Wetfine®)", нацеленный на получение еще меньшего содержания вредных веществ в очищенных отходящих газах наряду со снижением погребности в энергопитании. В основном "Эрфайн" отличается от "Вегфайн" тем, что с целью улавливания пыли форсунки двойного потока в скруббере тонкой очистки системы "Эрфайн" заменены в оборудовании "Ветфайн" мокрым электрофильтром. Первая установка новой технологии монтируется на заводе "Луккини Сервола" в Италии, ее пуск запланирован на начало 2002 г.

Для эффективной очистки отходящих газов ЭДП сочетание термической обработки, вдувания адсорбента и охлаждения обеспечивает возможность снизить содержание ПХДД/ПХДФ до величин ниже ПДК. С целью оптимизации технологии вдувания адсорбентов исследуются другие реагенты для вдувания, углеродсодержащие и безуглсродистые. При использовании безуглеродистых веществ устраняется опасность возгорания и возникновения взрыва, едовательно, отпадасг необходимость в мерах по технике безопасности.

Новая система газоочистки Ветфайн для цехов по производству агломерата и окатышей

В последние десятилетия резко возросли требования к охране окружающей среды, что обусловило разработку новых технологий отвечающих более строгим положениям законодательства [1]. Учитывая это, ФАИ разработала систему "Вотфайл" ("Wetfine®"), которая в состоянии снизить до недостижимых ранее показателей уровень выбросов от таких источников загрязнения, как фабрики по производству агломерата и окатышей, мусоросжигательные и стекловаренные печи. Установка "Ветфайн" состоит из скруббера и мокрого электрофильтра, которые улавливают наряду с ПХДД/ПХДФ и соединениями оксидов серы мелкую пыль, такую как частицы щелочных хлоридов.

Система “Ветфайн”

Сначала отходящий газ направляется на душирующее усгройство no принципу противотока. После предварительной очистки он поступает через каплеотделитель в мокрый электрофильтр, а затем через дымовую (выводную) трубу выбрасывается в атмосферу. Система " Ветфайн" спроектирована в соответствии со специфическими требованиями конкретного объекта. Данная система состоит из модулей и рассчитана на большие объемы отходящего газа — свыше 2000 тыс. м³/ч (при стандартных температуре и давлении). Каждый модуль способен перерабатывать поток газа объемом 70 - 300 м'/ч. Таким образом, компоновка системы может быть достаточно гибкой и приспособлена к потребностям предприятия (рис. 1).

Секция душирования

Для оптимальной работы установки "Ветфайн" требуется насыщенное состояние газа. Секция душирования обеспечивает быстрое охлаждение, насыщения и предварительное удаление крупных частиц в процессе

противоиоковой обработки с использованием рециркулируемой воды.

Воду для душирования подают ступени распыления, где ее пульверизуют с помощью форсунок. При помощи такой системы можно получить эффективное соотношение жидкость/газ — 0,005 - 0,008 л/м3 (при нормальных температуре и давлении). В процессе циркуляции распыленной воды поглощаются кислотные газообразные компоненты, в том числе хлористый водород НС1, фтористый водород HF и диоксид серы SO2, вследствие их высокой растворимости в воде. В результате вода становится исключительно кислой, рН приближается к 1.

Для десульфурации к циркуляционной воде могут быть добавлены щелочные вещества — известняк СаСО₃, известковое молоко Са(ОН)2, гидрооксид магния Mg(OH), или каустическая сода NaOH [2]. Степень десульфурации регулируется с помощью показателя рН и усыновленного соотношения жидкость/газ (рис. 2). Поглощение и частичная конденсация газообразных ПХДД/ПХДФ (диоксинов и фуранов) и других органических компонентов с высокой температурой испарения происходят в процессе охлаждения в душирующей секции. Это значит, что большая часть органических компонентов, поступивших в душирующую секцию в виде газа, превращается в макрочастицы или находится в поглощенном состоянии на поверхности водяных капелек или мельчайших частиц пыли, благодаря чему эти компоненты в значительной степени могут быть удалены из отходящего газа [3].

С целью поддержания постоянной концентрации взвешенных твердых частиц и растворенных веществ воду постоянно сливают из бассейна душирующей секции, регулируя с помощью электрической проводимости потока отходящих газов. Увлеченные потоком капельки воды отделяются в капелеотделителе еще до того, как газ поступает в мокрый электрофильтр.

Электрофильтр мокрой очистки

Мелкая пыль газового потока улавливается электростатическими силами, воздействующими на ее частицы, которые получают электрический заряд с помощью двух различных механизмов. Частицы большого размера (> 1 мкм) заряжаются, когда они сталкиваются с движущимися ионами газа (зарядка полем), а более мелкие частицы (< 0,2 мкм) — в основном диффузией (беспорядочное движение газовых ионов вокруг частиц). Таким образом, эффективность улавливания частиц размером от 0,2 до 1 мкм низкая. В данном диапазоне оба механизма лишь незначительно воздействуют на зарядку частиц. Для эффективной зарядки всех частиц требуется высокая плотность тока, которая обеспечивается с помощью специальной конструкции коронирующих электродов.

После получения заряда частицы перемещаются в сильном однородном электростатическом поле к коллекторным электродам. Общее миграционное ускорение частиц зависит от распределения электрического поля между коронирующими (отрицательными) и коллекторными (положительными) электродами, а также от разницы напряжения между электродами. Как только заряженные частицы достиигают коллекторных электродов, они разряжаются на них и периодически удаляются впрыскиванием воды Таким образом, исключается необходимость в обору довании системы стряхивания. Триоксид серы SO, в условиях водонасыщенности образует аэрозоль, поскольку вода конденсируется на SO₃. Распыленные в воздухе частицы обладают исключительно малыми диаметрами и должны осаждаться в таком пылеуловителе, как мокрый электрофильтр, размер которого зависит от требуемой концентрации пыли в очищенном газе. Это также соотносится с энергопотреблением данной системы (рис. 3).

Установка "Ветфайн" не имеет таких эксплуатационных недостатков сухих электрофильтров, как обратный выброс и повторный захват частиц потоком газа. Водяная пленка на частицах пыли снижает электросопротивление пыли, и когда на коллекторных электродах имеется водяная пленка, то не возникает проблем обратного коронирования. Сплошная влажная пыль на коллекторном электроде предотвращает повторный захват частиц потоком газа. В ходе душирования отходящий газ быстро охлаждается, что сводит к минимуму образование диоксинов (повторный синтез) и приводит к поглощению содержащихся диоксинов и их конденсации на поверхности частиц пыли. Эти диоксины затем отделяются от газа мокрым ЭФ. Именно благодаря этому получена исключительная эффективность очистки данной системы (рис. 4).

Каждый модуль снабжается двумя последовательно расположенными секциями мокрого ЭФ с целью обеспечения высокоэффективного улавливания тяжелоулавливаемых частиц пыли. Наконец, высокопроизводительные каплеотделители устраняют капельки из потока газа перед выпуском его в дымоход и затем в объем в атмосферу. Ниже приведены типичные (мировые) показатели уровня выбросов аглоцехов( неочищенный газ до улвливания пли ), мг/м3

Пыль 400 – 800

Sox 400 – 1000

NOx 230 – 370

Pb 1 – 10

Zn 0,1 – 1

HCl 1 – 20

HF 0,1 – 2

Hg 150

Углеводороды 20 – 90

ПХДД/ПХДФ 0,5 – 5,0

Система циркуляции и воды

Система "Ветфайн" состоит из двух водяных контуров — душирования и промывки мокрого ЭФ — спроектированных для обеспечения производительной работы установки при минимальном расходе воды. В секции душирования вода впрыскивается в поток газа для охлаждения, насыщения и улавливания крупных частиц пыли. Данная вода циркулирует, и растворенные твердые вещества концентрируются, испаряясь за счет тепловой энергии газового потока. Концентрация в водяном контуре поддерживается на постоянном уровне подпиткой воды из водяных контуров мокрого ЭФ и сбросом на установку водоочистки. Эта концентрация регулируется с помощью электрической проводимости воды. Пена, образующаяся в результате конденсации органических веществ из потока газа, удаляется вместе со сбрасываемой водой. Подпиточную воду подают в промывочный контур и используют для очистки коллекторных электродов и каплеотделителей. Из промывочного контура после очистительных контуров вода поступает на контур душирования.

Водоочистка

Поскольку для работы системы "Ветфайн" используется вода, то образуется определенный объем загрязненной сточной воды, требующей очистки. Стоки могут быть очищены до разного конечного состояния в зависимости от возможности сбыта и планируемых объемов сточной воды и уловленных твердых веществ. Исследованы следующие варианты:

- извлечение тяжелых металлов, выпаривание оставшейся воды и сбыт солей;

- одноступенчатое испарение оставшейся воды без предварительного извлечения тяжелых металлов и выбрасывание твердого осадка в отвалы;

- извлечение тяжелых металлов и сброс воды в соответствующую канализационную систему.

Извлечение тяжелых металлов и выпаривание.

При данном варианте необходимо, чтобы тяжелые металлы выпали в осадок в ходе двухступенчато процесса — нейтрализация кислотной воды известковым молоком Са(ОН)т и добавка сульфида натрия Na-,S для обеспечения эффективного выпадения в осадок гидрооксидов и сульфидов тяжелых металлов. Затем к раствору добавляют хлорид железа (III) — Fed, в качестве хлопьеобразующего агента. Шлам удаляют, а оставшуюся жидкость можно обрабатывать в установке испарения и кристаллизации. Осадок тяжелых металлов на фильтре может быть выброшен в отвал на обычную площадку, потому что смесь в отвале стабильна и не допускает выщелачивания тяжелых металлов. После переработки жидкости на установке испарения и крисгаллизации осадок состоит из хлорида калия и небольших количеств других компонентов. Такой вариант обеспечивает решение с нулевым выбросом в отходы (рис. 5).

Одноступенчатое испарение

Смесь тяжелых металлов и солей можно испарить и кристаллизовать без предварительного извлечения тяжелых металлов, пропуская жидкость через сушилку с распылением. Конечный продукт будет представлять собой соль с некоторым содержанием тяжелых металлов. Этот вариант уменьшает затраты и объем тяжелых веществ.

Установка водоочистки

Обработка сбросовой воды включает три этапа:

1) нейтрализацию кислотной воды с помощь Са(ОН)2

2) добавку сульфида натрия Na2S для обеспечения эффективного выпадения В осадок гидрооксидов и сульфидов;

3) присадку FeCl, в качестве хлопьеобразующего агента.

После такой обработки шлам пропускают через отстойник с целью удаления твердых веществ, находящихся во взвешенном состоянии. Окончательным этапом являтся регулирование показателя рН обработанной воды до нейтрального диапозона с помощью соляной кислоты и сброс воды в соответствющую канализационную систему. В случае необходимости возможна конечная очистка при помощи песчанногог фильтра или фильтра с активированным углем.

Эффективность улавливания

Как показано ниже, система "Ветфайн" является эффективным решением для очистки, %, отходящего газа в течение длительного периода измерения в аглоцехе:

Элемент	Средний показатель	Лучший показатель
Пыль	91,3	98,1
Органические соединения	44,4	87,1
SO2	15,0	26,0
SO3	60,7	89,4
SOx	80,0	95,0
HF	67,2	89,2
HCl	95,4	97,1
NH3	85,2	87,1
ПХДД/ПХДФ	93,1	95,4

Газоочистка известеобжигового производства

Защита окружающей среды от вредных выбросов в последнее время стала одной из самых острых проблем современности. Проблема защиты атмосферы от загрязнения является проблемой мирового масштаба, т.к. объемы производства растут, следовательно количество промышленных выбросов возрастает.

Проблема очистки газов известково-обжигового производства возникла когда началось строительство механизированных печей большой мощности и начался рост производства. Извесково-обжигательный цех предназначен для получения извести из известняка в шахтных и вращающихся печах.

Унос пыли из шахтных печей примерно 1 г/м³, после вращающихся- до 100 г/м³.

Пыль образуется при эксплуатации основного технологического оборудования: печей, дробилок, грохотов, мельниц, при работе технологического транспорта: конвейеров, питателей, погрузочно-разгрузочных работах и т.д.

Схемы очистки печных газов быввают двух- и многоступенчатые.

ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ДВИЖЕНИЯ МАТЕРИАЛА

Известняк в железнодорожных вагонах поступает на вагоноопрокидыватель и. разгружается в его бункеры.

Перед разгрузкой на склад или загрузкой расходных бункеров печей известняк проходит грохочение на грохоте с отверстиями решетки 20 мм и на неподвижной решетке с расстоянием между прутьями до 20 мм, где происходит отсев известняка крупностью менее 20 мм.

Производительность грохота должна составлять не более 500 т/час известняка, подвергаемого грохочению, и регулируется перекрытием шиберов на бункерах. Высота слоя известняка при грохочении не должна превышать 120 мм (двойную толщину верхнего предела крупности известняка — 60 мм).

Угол наклона неподвижной решетки должен составлять 45 град., высота слоя известняка на ней не должна превышать толщину верхнего предела крупности известняка — 60 мм.

Машинист вагоноопрокидывателя в агрегатном журнале записывает количество известняка (количество вагонов), шихтовщик —сведения о работе грохотов и о состоянии оборудования (решеток при приемке смен и об очистке поверхностей решеток).

Очистка поверхности решеток осуществляется при грохочении сухого известняка после каждой кантовки; при грохочении влажного известняка — при визуальном определении забивания до 30 % поверхности решетки, но не реже, чем через 1,5-2,0 часа работы грохота. Очистку грохота производят с мостиков, выполненных внутри обшивки грохота. Допускается одновременное параллельное грохочение известняка на решетке и грохоте с разделением потока пополам. После отсева мелкой фракции известняк фракции 20-60 мм поступает на склад известняка вращающихся печей. Перед поступлением на склад известняк подвергается магнитной сепарации на железоотделителе ЭП2М для удаления металлических включений. Со склада системой транспортеров известняк подается в расходные бункеры печей. Из расходных бункеров известняк поступает в шахтный подогреватель, где происходит его частичная декарбонизация и подогрев до температуры 500-750 °С. При подаче известняка из расходного бункера печи в приемные шахты подогревателя, машинист котлов должен осущестлять один раз в полчаса контроль за равномерностью схода известняка по шахтам с устранением причин зависаний известняка, а также обеспечивать за крытие смотровых люков с отметкой в журнале ежечасно. Подогрев известняка в подогревателе осуществляется дымовыми газами. Температура дымовых (отходящих) газов на входе в подогреватель поддерживается в пределах от 900 до 980 °С.

Из подогревателя известняк поступает на качающийся питатель, который регулирует подачу известняка в печь. Максимальный массовый расход известняка, который может обеспечить питатель —56 т/час. С качающегося питателя известняк через загрузочную головку подается в печь. Известь из печи поступает в шахтный охладитель извести, где охлаждается вентиляторным воздухом. Температура извести на выходе из охладителя должна быть не более 60 °С. Охлажденная известь транспортерами подается в здание склада извести. Перед загрузкой в расходные бункеры готовой извести известь проходит через грохот для отсева пыли и мелочи фракции менее 10 мм. При необходимости увеличения количества отсева извести допускается осуществлять отсев пыли и мелочи фракции менее 20 мм. В этом случае качество извести, отгружаемой в конвертерный цех, должно соответствовать СТП 232-109-2002. Высота слоя извести на решетке не должна превышать 80 мм, а угол наклона решетки должен быть от 40 до 45 град. После отсева пыли и мелочи крупная фракция извести по течкам передается на реверсивные челноковые конвейеры, которыми распределяется по бункерам готовой извести. Известь крупностью от 0 до 10 мм или от 0 до 20 мм по системе течек загружается в бункеры отсева извести4.4 Воздух для горения в печь подается вентилятором. Регулировку объемного расхода воздуха осуществлять в соответствии с тепловым режимом.

ВРАЩАЮЩИЕСЯ ПЕЧИ

Горизонтальная вращающаяся механическая печь

Материал, подлежащий обжигу, загружается в печь (рис. 2.1) через желоб 1 и вследствие наклонного положения барабана печи 2 перемещается к разгрузочной части, где через откатную камеру 3 выгружается в охладительный барабан 4. Топливо (пылеуголь, жидкое топливо, газ) подается через форсунку 5 в откатной камере, газы, уходя из печи, уносят с собой большое количество пыли, частично осаждающейся в пылеуловительной камере 6. Для ускорения охлаждения извести охладительный барабан располагается в ванне 7, через которую пропускается вода.

К преимуществам вращающихся печей следует отнести: полную механизацию работ, равномерность обжига и однородность зернового состава выгружаемой извести; возможность применения разнообразных видов топлива (газового, жидкого, пылевидного) и обжига рыхлых и высоковлажных пород известняка (или мела).

К недостаткам вращающихся печей относятся:

- увеличенный удельный расход топлива;

- низкий термический коэффициент полезного действия, вызываемый, главным образом, плохими условиями для передачи тепла от газов к обжигаемому материалу;

- большие первоначальные затраты на 1 т мощности;

- большой расход металла на 1 т мощности;

- значительный унос из печи и из холодильника пыли, для улавливания которой требуется большой объем пылеосадительных камер;

- повышенная скорость прохождения обжигаемого материала (в несколько раз больше скорости в шахтных печах);

- загрязнение извести золой при пылевидном топливе и образование вследствие присадки золы спекшейся пленки, затрудняющей гашение извести;

- большой процент пережога при сжигании жидкого топлива.

В зависимости от длины печи и качества топлива удельный расход тепла, по данным практики, составляет 1800— 2200 ккал/кг полученной СаО при обжиге известняка и 2900—3300 ккал/кг при обжиге известкового шлама. С увеличением длины печи (при всех в прочих равных условиях) температура отходящих газов снижается, поэтому на практике стремятся к установке возможно более длинных печей. Однако длина печи имеет оптимальный предел, и увеличение отношения длины печи к ее диаметру выше 50 считается экономически нецелесообразным. У большинства действующих печей отношение длины к диаметру печей значительно меньше пятидесяти.

В настоящее время имеются печи длиной в 128 м и производительностью 300 т извести в сутки.

Газы, проходящие над обжигаемым материалом в печи (при коэффициенте заполнения барабана материалом от 8 до 15%), передают свое тепло обжигаемому материалу, главным образом лучеиспусканием и конвекцией, в результате чего эти печи имеют низкий термический коэффициент полезного деиствия. Для сравнения в табл. 3.1 приводятся тепловые балансы печей для обжига.

Таблица 3.1. Тепловые балансы шахтной и вращающейся известково-обжигательных печей (в %)

Наименование расходных статей Шахтная Вращающаяся

Полезный расход тепла, %...... 55,5 33,0

Потери тепла . ."......... 44,5 67,0

В том числе:

с сухими отходящими газами . . 9,5 21,4

с водяными парами из топлива 12,2 14,7

с водяными парами из известняка 4,3 5,8

с избыточным воздухом..... 1,3 2,0

от химического недожога .... 3,0 -

с выгруженной известью .... 5,0 9,5

в окружающее пространство . . . 9,2 13,6

Примечание. Для сравнения приведены данные по печам, работающим на природном газе о теплотворной способностью 8900 ккал/м*. При сравнительных испытаниях температура отходящих газов шахтной печи составляла 300°, а вращающейся— 630°.

Природоохранные мероприятия

При обжиге известняка во вращающихся печах образуется пыль известняка и извести.

К основным природоохранным мероприятиям в отделении относятся:

-аспирация пыли известняка;

-аспирация, газоочистка и пневматическая уборка пыли извести.

Аспирация пыли известняка осуществляется на участке вагоноопрокидывателя двумя аспирационными установками АУ-7 и АУ-8. Установка АУ-7 состоит из четырех циклонов типа ЦН-15 диаметром 400 мм, которая предназначена для аспирации конвейеров известняка.

Установка АУ-8 состоит из восьми циклонов типа ЦН-15 диаметром 800 мм и предназначена для улавливания пыли при залповом выбросе известняка из вагонов. Аспирация комплекса вращающихся печей предусматривает аспирацию шахтного охладителя извести и аспирацию конвейеров. Отсос пыли из лотковых питателей шахтных охладителей извести осуществляется дымососами по воздуховодам в циклон типа СКЦН-34Б-1000.

Пыль, собранная в циклоне, передается на конвейеры. Отсос пыли из конвейерной галереи осуществляется с помощью дымососов типа Д-13,5. Очистка пыли — двухступенчатая: в первой ступени очистки используются два футерованных сухих циклона; во второй — два циклона типа СКЦН-34Б-1000. Дымовые газы от высокотемпературного подогревателя по газоходам поступают в первую ступень очистки — две группы циклонов типа Ц-15 диаметром 1200 мм. В каждой группе установлены по шесть циклонов. Вторая ступень очистки — электрофильтр фирмы «Спейк».

Система пылеочистки предназначена для уборки пыли извести из бункеров торцевой загрузочной головки, циклонов и бункеров электрофильтра.

Запрещается выполнение технологических операций при отключенном или неисправном оборудовании аспирации, газоочисток.

Водопотребление и водоотведение отделения включает в себя:

1. Систему водяного охлаждения ходовой части вентилятора типа ВВДН-17;

2. Систему водяного охлаждения опорных роликов вращающихся печей;

3. Систему водяного охлаждения ходовой части мельничного вентилятора.

Для охлаждения используют техническую воду, которую подают из цеха водоснабжения. После охлаждения вода поступает .в техническую канализацию, а затем в отстойник.

4. Систему испарительного охлаждения высокотемпературного шахтного подогревателя с естественной циркуляцией и дополнительной подготовкой питательной воды в деаэраторе.

Для испарительного охлаждения применяется химически очищенная вода, подаваемая из теплосилового цеха, которая преобразуется в системе в пар, поступающий в дальнейшем в общекомбинатовский паропровод, а также используемый для нужд цеха. При ведении технологических процессов, связанных с охраной воздушного, водного бассейнов и соблюдением санитарно-гигиеничес ких норм на рабочих местах, необходимо руководствоваться стандартом предприятия: СТП 232-87-98 «Охрана окружающей природной среды. Основные положения», «Правилами эксплуатации установок очистки газов», законами Украины: «Об охране природы», «Об охране атмосферного воздуха», «Об отходах», Водным кодексом Украины, нормативами предельно допустимых выбросов в атмосферу и сбросов во внешние водоемы. 10.3.1 Применение известняка должно осуществляться в соответствии с СП 3905-85 «Санитарные правила для предприятий по добыче и обогащению рудных, нерудных и россыпных полезных ископаемых». Содержание пыли известняка в атмосферном воздухе должно соответствовать требованиям СП 3865-85 «Предельно допустимые концентрации (ПДК) загрязняющих веществ в атмосферном воздухе». Содержание пыли известняка в почве должно соответствовать требованиям СП 3210-85 «Предельно допустимые концентрации (ПДК) загрязняющих веществ в почве».

ШАХТНЫЕ ПЕЧИ — ПЕРЕСЫПНЫЕ И ГАЗОВЫЕ

Шахтные печи в настоящее время являются наиболее распространенным агрегатом для обжига известняка. Конструктивные особенности шахтных печей весьма разнообразны и зависят, главным образом, от способа сжигания топлива и производительности печи. Профиль шахты как по продольному, так и по поперечному сечению отличается значительным разнообразием.

В зависимости от вида применяемого топлива и способа его сжигания шахтные печи разделяются на пересыпные и газовые.

Шахтные пересыпные печи.

В пересыпных печах (рис. 2.1) известняк вместе с топливом загружается в шахту 1 сверху печи через загрузочные люки 2 и постепенно, по мере выгрузки готовой извести, опускается вниз, проходя зоны подогрева, обжига и охлаждения. Топливо, опускаясь также вниз, сгорает, выделяя тепло, необходимое для обжига известняка. Газы удаляются через газоотвод 3, а готовая известь-с помощью выгрузочного механизма 4.

Воздух для горения топлива входит снизу печи, нагреваясь в зоне охлаждения от соприкосновения с горячей известью, которая при этом охлаждается. Продукты горения топлива, смешиваясь с углекислотой, выделившейся от разложения извёстняка, поднимаются вверх. Проходя в зоне подогрева между кусками свежезагруженного известняка и топлива, печные газы нагревают их, а сами, при этом охлаждаясь, удаляются через верхнюю часть печи.

Теплопередача в этих печах имеет существенные особенности. Процессы теплообмена здесь происходят в слое кусковых материалов, через которые проходят газы, следовательно, шахтные печи представляют собой противоточный теплообменный аппарат. Благодаря противоточному теплообменному принципу, при котором используется теплота отходящих газов для подогрева свежезагруженного известняка и топлива, а также теплота горячей извести для подогрева воздуха, необходимого для сжигания топлива, расход топлива в шахтных пересыпных печах всегда меньше, чем в печах других типов.

Рис. 2.1. Шахтная пересыпная известково-обжигательная печь:

/ — шахта; 2—загрузочные люки; 3—газоотвод; 4 — механизм для выгрузки извести.

Подача топлива в пересыпные печи может происходить несколькими способами:

- топливо предварительно смешивается с известняком и в таком виде подается в печь;

- топливо и известняк подаются последовательно и загружаются послойно;

- топливо спрессовывается с дробленым известняком и загружается в печь в виде «черных» брикетов.

Пересыпные печи просты по конструкции, строительству и надежны в эксплуатации.

Сечение шахты пересыпных печей обычно круглое, что имеет ряд преимуществ по сравнению с прямоугольным как в строительном отношении, так и вследствие уменьшения наружного охлаждения печи и обеспечения равномерности распределения шихты и газов по сечению шахты. Следует отметить, что последнее преимущество имеет место при сохранении цилиндрической формы шахты по всей высоте печи и при постоянстве зернового состава как известняка, так и топлива. В случае же значительного колебания зернового состава известняка и топлива цилиндрическая форма шахты может не обеспечить равномерного распределения шихты и газов по сечению шахты по всей ее высоте.

В случае резкого колебания зернового состава известняка и топлива, при загрузке в печь более крупные куски располагаются у периферии, а более мелкие—у центра печи. В этих условиях основное горение в печи будет происходить по периферии шахты, сопровождающееся местным перегревом футеровки и преждевременным выходом ее из строя.

Следовательно, колебания в зерновом составе известняка не дают возможности поддерживать равномерность процесса горения в печи, являющуюся основным условием хорошего использования теплоты газов, образующихся от сгорания топлива.

Равномерность процесса горения в печи возможна только при одинаковых скоростях продвижения газов по всему сечению печи. Поскольку газы, поднимаясь вверх по печи, выбирают путь наименьшего сопротивления, который будет там, где сосредоточено больше крупных кусков, т.е. у стен печи, скорость продвижения газов у стен печи будет всегда больше, чем в центре.

Явление уменьшения скорости продвижения газов в центре печи по сравнению со скоростью у стен печи называют «эффектом стенки».

При резком колебании зернового состава коническая форма шахты более приемлема, так как она, по мере опускания шихты вниз, благоприятствует отдалению от стенок печи местных очагов горения. Чем больше разность диаметров верхнего основания и распара печи, тем благоприятнее протекают условия обжига. Следовательно, цилиндрическая форма шахты печи приемлема только в случае обеспечения постоянства зернового состава известняка и топлива.

Объемное напряжение шахты в пересыпных печах выше, чем в газовых. Пересыпные печи являются наиболее распространенными и в основном наиболее мощными.

Достоинства пересыпных печей:

-расход топлива меньше, чем в печах других типов, благодаря противоточному теплообменному принципу

-пересыпные печи просты по конструкции, строительству и надежны в эксплуатации

-при сохранении цилиндрической формы шахты по всей высоте печи и при постоянстве зернового состава как известняка, так и топлива, уменьшение наружного охлаждения печи и обеспечение равномерности распределения шихты и газов по сечению шахты

Недостатком этих печей является то, что

-в них могут применяться только короткопламенные виды топлива, так как сжигание длиннопламенного топлива связано с пониженным использованием калорийности топлива.

-в них известь получается загрязненной золой, шла ками и остатками несгоревшего топлива, что для ряда производств-потребителей является нежелательным.

В тех случаях, когда требуется установка печей большой производительности, требования к чистоте извести небольшие и имеется поблизости источник обеспечения короткопламенным топливом, целесообразно обжиг карбонатного сырья вести в пересыпных печах.

Шахтные газовые печи

В газовых печах известняк загружается отдельно сверху печи, топливо предварительно сжигается в топках, а полученные газообразные продукты (полного сгорания топлива, полугаз или генераторный газ) вводятся в шахту печи примерно на 1/3 высоты от низа.

Газовые печи по способу сжигания топлива разделяются на

-печи с выносными топками полного сгорания;

-с выносными топками неполного сгорания (полугазовыми топками);

-работающие на генераторном газе.

Шахтные газовые печи с выносными топками.

Состоят из двух основных элементов: топки, в которой происходит полное или неполное сжигание топлива, и шахты, в которой производится собственно обжиг известняка за счет только тепла топочных газов или за счет тепла от догорания топочных газов, поступающих в шахту печи.

В топках полного сгорания топливо сжигается на колосниках полностью с необходимым избытком воздуха. Дымовые газы, нагретые до температуры 1100—1200°, поступают в зону обжига, где передают свое тепло известняку, нагревая его до температуры разложения, а затем, пройдя зону подогрева, удаляются в атмосферу.

Учитывая, что в зоне обжига горения топлива не происходит, нет необходимости подводить сюда воздух из зоны охлаждения, так как этот воздух, смешиваясь с дымовыми газами, только снижал бы их температуру, что отрицательно отразилось бы на скорости обжига. Поэтому зона охлаждения в печах с выносными топками полного сгорания должна быть плотно закрыта снизу. Известь из зоны охлаждения выходит очень горячей, что обусловливает повышенную потерю тепла, а следовательно, и повышенный расход топлива на обжиг, не говоря уже о том, что при выгрузке горячей извести ухудшаются условия труда.

Кроме того, потеря тепла происходит также от остывания наружных стен самих выносных топок, в результате чего в печах с выносными топками полного сгорания всегда расходуется больше топлива, чем в печах других конструкций; обычно этот расход составляет~23% условного топлива от веса извести.

Обжиг известняка продуктами полного сгорания обычно производится в печах малой емкости (до 50 м3), и производительность их обычно не превышает 10—25 т обожженной извести в сутки. По условиям сжигания топлива наивысшая температура газов достигается не в шахте печи, не в зоне обжига, а в топках и газовых окнах, что приводит в отдельных случаях к быстрому разрушению кладки в этих местах. Относительно невысокая температура газов в зоне обжига, достигаемая в печах с топками полного сгорания, а вследствие этого их малая производительность ограничивают применение этого типа печей для обжига известняка. В настоящее время печи с топками полного сгорания редко применяются для обжига известняка.

На рис. 2.2 показана шахтная печь с топками полного сгорания. Печь представляет собой шахту 1, снаружи выложенную обыкновенным красным кирпичом 2, а внутри— огнеупорным кирпичом 3. Продолжением шахты печи является дымовая труба 4.

Для обеспечения равномерности обжига известняка по всему сечению шахты предусматриваются несколько, обычно 4—6, небольших размеров топок 5, расположенных вокруг шахты, с колосниковыми решетками 6, на которых сжигается длиннопламенное топливо.

В шахте имеется ряд смотровых отверстий 7 для наблюдения за работой печи.

Выгрузка извести из печи производится через лотки 8. Внутри печи над шахтой проложены рельсы, по которым в печь через загрузочные отверстия 9 вводится тележка с известняком. Эти тележки имеют раскрывающееся дно, и при поворотах рычага весь известняк из тележки высыпается в печь. В печах с выносными топками полного сгорания может быть использовано любое длиннопламенное топливо, позволяющее получить в топке температуру 1000—1200°.

Рис. 2.2. Шахтная газовая извесгково-обжигательная печь с выносными топками полного сгорания: 1 — шахта; 2 — наружная кладка из красного кирпича; 3—кладка из огнеупорного кирпича; 4—дымовая труба; 5 — выносная топка полного сгорания; 6—колосниковая решетка; 7—смотровое отверстие; 8— выгрузочное отверстие; 9— загрузочное отверстие.

Для уменьшения охлаждения горячих газов по пути из топок в шахту печи, топки располагают возможно ближе к газовым окнам. Топки полного сгорания располагаются на 1/3 высоты шахты, и в большинстве случаев в них используются местные виды топлива.

Рис. 2.3. Выносная топка полного сгорания:

1 — камера сгорания; 2 — колосниковая решетка; 3 — топочная камера; 4—зольник; 5—дверцы топки; 6—дверцы зольника; 7 —пламенное окно

Выносная топка полного сгорания (рис. 2.3) представляет собой кирпичную камеру 1, футерованную внутри шамотным кирпичом и разделенную горизонтальной колосниковой решеткой 2 на две части—топочную камеру 3 и зольник 4. Во фронтовой стенке топки имеются дверцы топочной камеры 5 для загрузки топлива и дверцы 6, для чистки колосниковой решетки и выгрузки золы из зольника. Продукты горения—газы поступают в шахту печи через окна 7.

Для обеспечения нормального процесса горения топлива большое значение имеет толщина слоя топлива на колосниковой решетке, зависящая от сорта, крупности кусков и влажности топлива. Чем крупнее куски топлива и чем выше его влажность, тем толще может быть слой топлива. Чем мельче и суше топливо, тем тоньше должен быть слой его на колосниковой решетке

Недостатки этих печей:

-потери тепла из-за высокой температуры извести, выходящей из зоны охлаждения, а следовательно, и повышенный расход топлива на обжиг, не говоря уже о том, что при выгрузке горячей извести ухудшаются условия труда;

-потери тепла от остывания наружных стен самих выносных топок, в результате чего в печах с выносными топками полного сгорания всегда расходуется больше топлива, чем в печах других конструкций;

-невысокая температура газов в зоне обжига, а вследствие этого их малая производительность печей.

Природоохранные мероприятия

На шахтных печах установлена двухступенчатая очистка: первая ступень-шесть циклонов типа ЦН-15 диаметром 900 мм, вторая ступень-два циклона типа СКЦН-34 диаметром 2000 мм.

Аспирация пыли на шахтных печах осуществляется двумя аспирационными установками АУ-20 и АУ-21. Очистка пыли двухступенчатая: первая-циклон типа СИОТ №7, вторая-2 циклона типа СКЦН-34Б-1200 либо из 4-х секций рукавных фильтров.

Тканевый (рукавный) фильтр

Главным элементом такого фильтра является рукав, изготовленный из фильтровальной ткани. Корпус фильтра разделен на несколько герметизированных камер, в каждой из которых размещено по несколько рукавов. Загрязненный газ подводится в нижнюю часть камеры и поступает внутрь рукавов. Фильтруясь через ткань, газ проходит в камеру и через открытый выпускной клапан выходит из нее, поступая в газопровод чистого газа. Частицы пыли оседают на внутренней поверхности рукава, в результате чего сопротивление рукава постепенно увеличивается. Когла оно достигнет некоторого предельного значения, фильтр переводится в режим регенерации.

Аппараты и установки для очистки газов в коксохимическом производстве

Коксохимическое производство является источником образования вредных газообразных, жидких и твердых отходов и выбросов. Поэтому в первую очередь следует направить усилия на сокращение или подавление образования вредных веществ техническими и технологическими способами, снижать потери и расход сырья и топлива, широко практиковать повторное использование отходов производства взамен минерального сырья, использовать вторичное тепло и т. п. Это обеспечивается при строительстве коксохимических заводов вблизи шахт, когда основное количество отходов обогащения углей можно закладывать в подземные выработки. Кроме того, при кооперировании производств, например строительстве коксохимических заводов в черте металлургических предприятий, не только сокращаются пути перевозки продукции, но и появляется возможность использовать коксовый газ в доменном и других производствах, а доменный — в коксовом. Кооперирование коксохимического производства с азотно-туковым позволяет полностью использовать ценные компоненты коксового газа: водород для синтеза аммиака, этилен для получения этилбензола, дихлорэтана и др.

ОЧИСТКА ГАЗОВ ЦЕХА УГЛЕПОДГОТОВКИ

В цехе углеподготовки осуществляют такие операции, как прием и хранение угля, обогащение, шихтовка (дозирование и смешивание), окончательное измельчение; до заданной крупности, транспортировка и хранение шихты. В этом цехе в процессе подготовки угля образуется; угольная пыль, количество которой зависит от влажности и степени измельчения угля.

Значительное количество вредных газов и пыли образуется при сушке шихты. Уголь в сушильных барабанах сушат продуктами сгорания топлива, разбавленными воздухом. Температура дымовых газов при входе в сушильный барабан составляет 800°С, при входе в дымовую трубу 60—70°С. Ниже приведены величины вредных выбросов из агрегатов сушильного отделения при сушке флотоконцентратов:

Выбросы...................................... СО S0₂ N0_x

Удельный объем газов после
сушильных барабанов, м³/т су
хого концентрата..................... 2700

Концентрация вредных веществ в газах после сушильных барабанов, г/м³:

максимальная................... 0,25 0,55 0,07

минимальная....................... 0,08 0,017 0,00

средняя................................. 0,10 0,07 0,02

Средние удельные выбросы, г/т

сухого концентрата.... 270 190 55.

Угли, измельченные до 3 мм, целесообразно сушить в кипящем слое топочными газами с температурой до 900° С. Удельный расход тепла при этом составляет примерно 3500 кДж/кг испаренной влаги. Температура сухой шихты около 100° С.

Рекомендуется шихту в печь загружать пневмотранспортом (по трубам с помощью пара или инертного газа). Отсос пылегазовых выбросов необходимо осуществлять дымососами, размещенными на углезагрузочных вагонах через кольцевые зазоры газораспределительных устройств с подачей их в орошаемые водой абсорберы. Для очистки выбросов от СО и органических примесей их дожигают с помощью горелочного устройства. Обеспыленные газы можно также направлять в газосборники. В табл. 13 приведены состав и количество выбросов, которые могут наблюдаться при термической подготовке шихты без использования газоочистки. Глубокая сушка шихты до влажности 1—2% обеспечивает также сокращение выхода надсмольных вод на 0,08 м^э/т кокса.

Источником загрязнения окружающей среды могут быть и углеобогатительные фабрики. Обогащение углей чаще осуществляется на месте их добычи и входит в комплекс угледобывающих предприятий. В ряде случаев эту операцию выполняют на коксохимических заводах.

Обогащение углей заключается в удалении части золы, количество которой до обогащения составляет от 18 до 14%, а также серы и влаги. Содержание серы в углях для коксования не должно превышать 2%, влаги 7—9%. Сера в угле находится в виде пиритной Ре8, сульфатной Са8Од и связанной с органическими веществами угля связями типа К—8Н. Пиритная сера при обогащении удаляется сравнительно легко, сульфатная и органическая переходят в кокс и коксовый газ в среднем на 30— 50%. Степень обессеривания угля, например донецкого, составляет только 15—25%. В результате обогащения получают продукты с различным составом минеральных примесей: концентрат, промежуточный продукт (сростки угля с породой) и хвосты (пустая порода).

Обогащение крупного угля на обогатительных фабриках проводят или в отсадочных машинах, или в магнетитовой суспензии, мелкого — отсадкой, а шламов — флотацией. Такие вредные примеси, как фосфор, количество которого в угле составляет 0,01—0,16%, и незначительные количества ртути, обогащением не отделяются

В доменном процессе при переводе сернистых соединений в шлак на каждые 0,1% серы затрачивается до 1,5% флюсов и кокса, что наряду с увеличением расхода сырья и топлива повышает загрязнение среды продуктами переработки этих материалов. Поэтому повышение степени удаления серы из углей для коксования является хотя и трудной, но весьма важной задачей. Этого можно достигнуть применением усовершенствованных концентрационных столов типа СКГТУ, а также СКПМб. До 35% серы можно перевести из угля в шлам при обогащении угля в тяжелых средах (растворах неорганических солей, тонких взвесях минеральных суспензий и др.). Разделение в гидроциклонах-сепараторах проходит при этом за счет плотности жидкости, большей плотности угля и меньшей, чем порода. Частицы угля всплывают, порода тонет. Схема обогащения угля типовая.

рис.1. Схема обогащения угля

При термической подготовке шихту нагревают, до 150—250°С. Схема установки приведена на рис.1. Влажная шихта ленточным транспортером 1 и дозатором 2 подается в бункера-хранилища 3, откуда дозаторами 4 по ленточному конвейеру 5 поступает на цепной забрасыватель 6, с помощью которого шихта загружается в вертикальный сушильный агрегат - трубу 7. Сыпучий продукт подхватывается потоком восходящих газов, поступающих из топки 18, и выносится в зону отделения 8. Здесь шихта отделяется от газа-теплоносителя и выгружается через питатели 9 на скребковые конвейеры 13, которые распределяют шихту по бункерам 14. В бункера подают также азот от кислородной станции для предотвращения самовозгорания угля. Отработанный теплоноситель из отделителя вентилятором рециркуляции 19 отсасывается и подается в топку для явления горячих газов и снижения их температуры до 800—900° С. Теплоноситель получают путем сжигания коксового газа. Отработанный теплоноситель подают на двухступенчатую газоочистку, где он орошается водой в абсорберах 20 и 21. Затем обеспыленные газы через дымовую трубу поступают в атмосферу.

Для уменьшения каплеуноса скорость газов в последнем абсорбере необходимо; поддерживать на уровне 1-1,5 м/с или устанавливать каплеотделитель для дополнительной очистки газов от пыли. Шламовая вода и абсорберов стекает в сборник 22 и насосом 23 подается на разделение 25. Осветленную воду возвращают в цикл на орошение газов. Угольный шлам фильтрации и сушки используют в производстве.

Для очистки газов от пыли и химических примесей необходимо применять электрические и тканевые фильтры мокрое пылепоглощение и щелочно-абсорбционные методы очистки газов от SO₂, NО_x, каталитические методы дожигания СО и органических примесей.

ОЧИСТКА ГАЗОВ КОКСОВОГО ЦЕХА

Основное количество пылегазовых выбросов в коксохимическом производстве образуется коксовыми печами. При загрузке холодной шихты в нагретую до высокой температуре печь интенсивно выделяются влага, угольная пыль и газообразные продукты. По мере повышения температуры из угля выделяются пирогенетическая влага и летучие вещества. При завершении коксования образуется примерно 73—75% твердого остатка (кокса) и до 25% летучих веществ, в том числе сернистые и азотистые соединения, непредельные и ароматические углеводороды, аммиак, цианистый водород и другие химические вещества.

Количество серы, содержащейся в идущих на коксование углях, колеблется от 0,5 до 4%.

Содержание серы в коксе в определенной мере влияет на загрязнение окружающей среды, так как при выплавке чугуна часть ее переходит из кокса в доменный газ, используемый в качестве энергетического топлива. Поэтому обогащение углей в значительной степени способствует снижению сернистости шихты, а ограничение содержания серы в коксе имеет не только технологическое значение, но и способствует уменьшению загрязнения окружающей среды. В настоящее время установлены ограничения по содержанию серы в коксе: для донецких углей 1,7—2, кузнецких 0,5, карагандинских 0,8%.

При коксовании азотсодержащие соединения из угля переходят в газ и образуют ряд химических продуктов: аммиак, синильную кислоту, МО_Х, пиридин, хинолин и другие соединения, которые также загрязняют окружающую среду.

К вредным химическим примесям коксохимического производства, обладающим канцерогенными свойствами, относятся ароматические полициклические углеводороды типа бенз[а]пирена (БП), бенз[а]антрацена, дибенз[а]антрацена и др. Например, в каменноугольной смоле содержится канцерогенных углеводородов от 0,16 до 1%, а в пековых дистиллятах от 0.14 до 0,84 и достигает иногда 2,2%. Приведенные в литературных источниках данные о содержании канцерогенных полициклических ароматических углеводородов (ПАУ) в продуктах пиролиза углей изменяются в зависимости от технологических и других факторов.

Бенз[а]пирен хорошо адсорбируется на поверхности твердых частиц золы, сажи, графита, на пылинках соединений кальция и кремния, с которыми из воздуха попадает в водные бассейны и почву. Для сокращения количества канцерогенных углеводородов в первую очередь необходимо обеспечить режим полного сгорания топлива, организовать эффективный локальный отсос газов как организованных, так и неорганизованных (особенно выбросов коксовых и пекококсовых печей) с последующей их химической очисткой. При абсорбционных процессах очистки газов канцерогенные вещества практически не обезвреживаются, а лишь переводятся из газовой в жидкую фазу. При этом следует также учесть, что БП обладает высокой химической, биологической и термической устойчивостью, из-за чего его обезвреживание затруднено. Тем не менее, при воздействии ультрафиолетовых лучей БП подвергается окислительной фотодеградации в атмосферном воздухе, т. е. происходит самоочищение атмосферы.

Таким образом, защита окружающей среды при производстве кокса является весьма сложной задачей как в техническом, так и в технологическом отношении. Данные о количественно-качественном составе вредных пылегазовых выбросов при загрузке угольной шихты и выдаче кокса приведены в табл.3. Для сокращения вредных выбросов можно рекомендовать, например, строительство коксовых батарей большой единичной мощности объемом камер 50 м³ и более, с бездымной загрузкой шихты, беспылевой выдачей и сухим тушением кокса.

Таблица 3. Удельные выбросы вредных веществ в период загрузки коксовых печей углем и при выдаче кокса

	Объем	Удельные выбросы, г/т кокса
Точки выбросов	выбросов ._з/_.					угле-
	м /т	Н₂S	NН₃	HCN	С₂Н₅ОН	водо-	SO₂	СО	NO_x
	кокса					роды
Стояки коксовой	15	0,2	5,2	0,075	0,09	19	2,5	3,7	7,2
печи
Загрузочные люки	4,7	0,61	1,6	0,24	0,03	6	0,8	1,3	2,3
Бункера угля	165	21,5	57	0,85	0,99	214	28	41	79
загрузочных вагонов
Тушильный вагон в	190	7,6	51		0,5	36	32		3,4
период выдачи кокса
Всего	375	30	115	1,16	1,6	275	63	46	92

Пылегазовые выделения можно также уменьшить, закрыв тракты транспортирования угля и кокса кожухами, загерметизировав пылящее оборудование или организовав локальные отсосы пыли и ее очистку сухими или мокрыми методами. Уменьшить загрязнение воздуха пылью на рабочих местах, площадках и в производственных помещениях коксовых цехов можно своевременной уборкой. В настоящее время разработаны пневматический и роторный механизмы для уборки площадок коксовой батареи. Верх печи, пути коксовоза и помещения под коксосортировкой можно убирать с помощью самоходной пневмомашины. Другие помещения целесообразно убирать гидросмывом, при этом необходимо иметь отдельные лотки и шламопроводы для удаления водных суспензий с мелким шламом и крупными частицами во избежание забивания канализационной сети. Отстойники и хранилища нужно очищать от осадков механизированным способом с применением гидравлической размывки отложений.

Зачистка отложений на дверях и рамах коксовых печей обеспечивает снижение выделений газа и пыли в процессе коксования. Основным источником пылегазовых выбросов является загрузка коксовых печей угольной шихтой. Бездымная загрузка шихты с отсосом пылегазовых выбросов, например, паровой инжекцией (давление пара в форсунках 0,7—0,8 МПа и более) в газосборники резко сокращает загрязнение воздуха коксовыми батареями. Применением гидроинжекции (распылением в стояках фенольной воды под давлением 3—4 МПа) наряду с уменьшением выбросов в атмосферу можно снизить объем сточных фенольных вод. Гидроинжекция улучшает очистку газосборников от отложений, снижает температуру газов, но требует дополнительных агрегатов для отстаивания и осветления оборотной воды. При отсосе пылегазовых выбросов в газосборники смола загрязняется шламом, что требует дополнительных мер для их удаления из сборников смолы. Рекомендуется отстойники смолы оснащать механическими устройствами для уборки фусов и перерабатывать их с целью обеспечения безотходного использования.

Рис.2 Бездымная загрузка угольной шихты с отсосом газа в газосборники

Более перспективной может быть система отдельного отвода и очистки пылегазовых выбросов от коксовых печей. Она осуществляется посредством компактных устройств,

На рис.2 приведена схема бездымной загрузки угольной шихты с отсосом газов в газосборники. В коксовую камеру 1 при закрытых дверях 2 через загрузочные люки 3 из бункеров 4 углезагрузочного вагона 5 поочередно загружают угольную шихту. Пылегазовые выбросы отсасывают через стояки 6 паровым инжектированием (или гидроинжекцией) через сопла 7 в газосборник 8. Шихта в коксовой камере разравнивается планировочной штангой 9, оснащенной уплотняющим устройством 10. На коксовыталкивателе 11 установлена штанга 12 для выдачи кокса из печи через нжсонаправляющую 14 двересъемной машины 13 в тушильный вагон. 15. Охлажденный кокс выгружают на коксовую рампу 16 и конвейером подают на коксосортировку. Кроме передвижных газоочистных устройств, можно применять газопровод-коллектор, устанавливаемый

рядом с газосборником. В отдельных случаях к газосборникам можно подсоединять штуцеры-отводы для индивидуальной системы отсоса газов в газосборники, минуя стояки. Однако излишнее усложнение системы соединения газопроводов затрудняет доступ к ним, механизацию и автоматизацию процесса.

Можно применять также и другие методы и аппараты по отводу и очистке газов. Например, бездымная загрузка угольной шихты на одном из коксохимических заводов Японии совмещена с инжектированием газов в газосборник с помощью аммиачной воды. На многих коксохимических заводах ФРГ применяют бездымную загрузку с помощью \глезагрузочных вагонов с отсасыванием и очисткой пылегазовых выбросов трубами Вентури или центробежными промывателями с дожиганием газов на свече или в специальных печах перед выбросом их в атмосферу.

При применении для коксования термоподготовленной угольной шихты сокращаются время коксования и количество вредных выделений в атмосферу. Поэтому система загрузки печей угольной шихтой при 150— 250 °С, содержащей не более 2% влаги, жвляется более перспективной. Сухая шихта хорошо растекается по печи и не требует планирования, образует меньше пылегазовых выделений. Загружать печь можно с помощью специального углезагрузочного вагона через средний люк и одновременно отсасывать газы через оба крайних люка с последующей подачей газа на индивидуальную систему очистки и дожигания горючих компонентов. Локальная аспирационно-очистительная система состоит из двухступенчатой сухой и мокрой газоочистки от пыли, вентилятора и устройства, дожигающего СО и другие органические вещества.

Система загрузки угольной шихты, отсоса и очистки газов (рис. 3) работает следующим образом. Из бункера 2 углезагрузочного вагона / уголь стекает через центральный люк 3 в печь 4. Пиролизные и дымовые газы вместе с пылью через боковые люки 5 отсасываются дымососом 6 и очищаются в сухом -7 и мокром 8 пылеуловителях. В печи-смесителе 9 дожигаются органические примеси подогревом газов до температуры не ниже 700° С путем сжигания коксового газа в горелке 10. Дымовые газы через трубу 11 выбрасывают в атмосферу. Сухие пылеуловители (циклоны) соединены общим газоходом 12. В дымосос б для коагуляции пыли подают воду из бака 13 насосом 14 в форсунки 75. Шламовую воду собирают в гидрозатворах 16 и периодически отправляет на переработку по трубопроводам. По окончании загрузки шихты отключают локальную систему отсоса, а газы через стояки 17 направляют в газосборники 18. Система несколько сложна в эксплуатации.

Рис. 3 Локальное аспирационное устройство для очистки от газов пыли и дожигания горючих компонентов при загрузке шихты

Не менее важны для защиты среды от загрязнения разработка и промышленное применение системы беспылевой выдачи кокса из коксовых печей, например, с помощью стационарных укрытий коксонаправляющей и тушильного вагона. Известна система с применением передвижных вытяжных зонтов (колпаков) и общего газохода-коллектора для отсоса газов, смонтированного вдоль коксовой батареи. Отсос и очистка газов осуществляются стационарной установкой мокрого типа.

Можно применять также системы беспылевой выдачи кокса с мокрым или сухим тушением его на передвижных устройствах, находящихся рядом с тушильным вагоном и перемещающихся вместе. За рубежом делали попытки полного укрытия коксовой стороны батареи. При этом длинная галерея оснащена мощными дымососами и газоочистками мокрого типа.

Большие количества вредных выбросов образуются при мокром тушении кокса фенольной водой. Количество канцерогенных веществ в воде составляет примерно 0,1% от наличия в воде смолистых соединений. Основная часть летучих соединений не сгорает, а с парами воды поступает в атмосферу, причем в течение 1,5— 2,5 мин упаривается 0,4—0,5 м³ воды на 1 т кокса. Поэтому для тушения кокса рекомендуется применять техническую или оборотную воду, очищенную от фенолов, цианидов и других веществ. Состав вредных выделений при тушении кокса приведен в табл. 4.

После кратковременного отстаивания кокс выдают на рампу, где он находится 10—20 мин. При этом вода с кокса и с рампы стекает в дренажный колодец, который периодически очищают от шлама. Затем кокс перегружают на транспортер и через перегрузочную станцию на валковый грохот коксосортировки.

При сухом тушении кокса на установках сухого тушения (УСТК) системы кокса вредные пылегазовые выбросы минимальны благодаря герметичности системы. Для получения пара используют тепло раскаленного кокса, которое можно также использовать для конверсии коксового газа с получением восстановительного газа. В этом случае CO₂, С>2 и CH₄ можно превратить в СО и Н₂.

Процесс сухого, тушения кокса (рис. 4) проводят по следующей схеме. Раскаленный кокс при 950—1050 °С в специальном тушильном вагоне со съемным кузовом и направляющими стойками 2 подают в шахту подъемника УСТК. Из вагона через загрузочное устройство 3 кокс выгружают в форкамеру 4, из которой он поступает в камеру тушения 5. Камера оснащена периферийными дутьевыми решетками 6, а форкамера, служащая для накопления горячего кокса, имеет кольцевой отвод 7 для циркулирующих инертных газов (продуктов сгорания кокса или коксового газа). Горячий инертный газ из камеры тушения отсасывают в пылеосадительную камеру 8 с перегородкой 9, в которой оседает крупная фракция пыли. Система утилизации тепла

состоит из водотрубного котла-утилизатора 12 с водонагревателем и пароперегревателем. В котле-утилизаторе газы охлаждаются до 150—200 °С, а в циклоне 10 очищаются от мелкой пыли. Уловленную пыль через герметичный бункер 11 выгружают в контейнеры и отправляют на брикетирование. Охлажденный и обеспыленный газ газодувкой 13 подают в камеру тушения кокса. Кокс при 200— 250° С через двойной затвор и разгрузочное устройство 14 выгружается автоматически на коксовую рампу 75 и по ленточному конвейеру 16 отправляется на коксосортировку.

Несмотря на герметичность УСТК, в нее попадает некоторое количество воздуха, что приводит к сгоранию части кокса и дополнительному образованию теплоносителя. Избыточное количество газов периодически сбрасывают в атмосферу. В этих газах обычно содержится около 20 % СО и более, поэтому их обезвреживают сжиганием на свече, оснащенной автоматическим зажигающим устройством, сблокированным с механизмом сброса избытка газов на УСТК. Производительность УСТК до 1200-т кокса в сутки. Конечная температура кокса перед выдачей на рампу не должна превышать 250° С во избежание самовозгорания. Коксовая рампа должна быть механизирована и работать в непрерывном режиме приема и выгрузки кокса на конвейеры, подающие кокс Рис.4 Установка сухого сушения кокса на коксосортировку.

Применение сухого тушения кокса позволяет не только резко сократить пыле-гжэовые выбросы, но и уменьшить тепловые выбросы в атмосферу. При сухом тушении 6 щи. т кокса с использованием тепла можно сэкономить тепло, эквивалентное более 200 :. т угля, и получить пар давлением 2,2 МПа с температурой перегрева 450° С. Затраты производстве такого пара в два раза ниже, чем на ТЭЦ. На 1 т кокса можно полуоколо 0,5 т пара выше приведенных параметров.

Завершающей стадией производства кокса является его разделение на классы. При этом вместе с парами воды может выделяться определенная часть пылевидных частиц кокса. Для предотвращения этого на всем пути транспортирования кокса, особенно в местах перевалок, создают специальные укрытия. Конвейеры оснащают виброжелобами для отделения пыли, грохоты укрывают кожухами и оснащают локальными вытяжными устройствами с очисткой выбрасываемого воздуха от пыли. При хорошем техническом состоянии транспортного хозяйства и герметичности систем, удовлетворительной работе вентиляционных установок и циклонов-пылеуловителей унос пыли в атмосферу незначителен. Другие вредные примеси в атмосферу на коксосортировках и при транспортировании кокса, как правило, не выделяются. Так же загрязнение окружающей среды предотвращается при производстве литейного кокса.

Особое место как источник загрязнения окружающей среды в коксохимии занимает пекококсовое производство. Пылегазовые выбросы пекококсового производства обладают высокой токсичностью. Подготовка пековой смолы к коксованию и производство пекового кокса являются основными источниками выбросов веществ с канцерогенными свойствами. Уменьшить эти выбросы можно герметизацией аппаратов и газопроводов, устройством локальных систем отсоса газовых выбросов и их очисткой от химических примесей, разработкой непрерывных процессов окисления и коксования пековой смолы и др. В существующих камерных пекококсовых печах целесообразно внедрить системы отсоса и очистки выбросов, загрузки смолы и выдачи кокса, аналогичные системам, разрабатываемым и применяемым на коксовых печах. Обезвредить выбросы можно, установив системы термокаталитического дожигания с использованием тепла. Выбросы пекококсовых печей необходимо также направлять в газопровод прямого коксового газа. Выбросы из воздушников хранилищ, сборников и других емкостей, содержащих жидкие продукты и выделяющие в атмосферу летучие углеводороды, необходимо направлять в общий газоход с поглощением их, например, поглотительным маслом или обезвреживать термокаталитическим дожиганием, а также направлять в топки котлов.

В настоящее время отсутствует достаточно полная и точная характеристика пылегазовых выбросов коксохимического производства, а имеющиеся сведения требуют уточнения и дополнения. Это обусловлено наличием ,большого числа мелких источников выбросов, в том числе неорганизованных, необходимостью определения состава сложных смесей газов, периодичностью и непостоянством концентрации примесей выбросов и др.

Рекомендации по сокращению выбросов

Основное количество вредных веществ в коксохимическом производстве выделяется при загрузке камер коксования угольной шихты при выдаче и тушении кокса, при переработке химических продуктов сгорания.

Для уменьшения загрязнения воздушного бассейна выбросами коксохимического производства необходимо:

1) осуществлять бездымную загрузку коксовых печей с применением пароинжекции или гидроинжекции или оборудовать углезагрукзочные вагоны локальным отсосом и системой очистки газов;

2) совершенствовать методы беспылевой выдачи кокса;

3) внедрять термическую подготовку шихты с эффективным пылеулавливанием;

4) своевременно ремонтировать коксовые батареи;

5) устранять неорганизованные выбросы газов через неплотности загрузочных люков, крышек стояков и дверей коксовых печей;

6) по возможности осуществлять сухое тушение кокса;

7) внедрить технологию производства кокса непрерывным методом;

8) объединить по группам в коллекторы воздушки от аппаратов и хранилищ с одинаковыми продуктами с последующей очисткой выделяющихся газов, использовать резервуары с плавающими крышками, экранами, мембранами, микрошариками, пеной, эмульсиями и т.д.;

9) исключать выбросы из градирни конечного охлаждения коксового газа;

10) полностью утилизировать, образующиеся твердые и жидкие отходы производства;

11) оборудовать места погрузочно-разгрузочных работ площадками с бортами и отводами жидкостей в емкости, а ливневых вод - в фенольную канализацию через контрольные сборники.

Очистка доменного газа

Помимо санитарной очистки газовых выбросов перед выпуском их в атмосферу, в доменном производстве первостепенную роль играет очистка технологическая. Применение доменного газа в металлургической промышленности связано с началом нагрева дутья в доменном производстве. Особенно большое развитие оно получило после установки на доменных печах засыпных аппаратов и перехода в связи с этим к более широкому использованию газа как топлива. Состав и основные характеристики доменного газа зависят от шихты и хода плавки и могут в значительной степени изменяться. Доменный газ загрязнен колошниковой пылью, которая представляет смесь мелких частиц руды, кокса, агломерата, известняка и других материалов, загружаемых в доменную печь. Во избежание засорения горелочных устройств и образования отложений в газопроводах доменный газ предварительно должен быть очищен от пыли. Пыль образуется в результате механического измельчения материалов при их приготовлении, транспортировке, загрузке и истирании при движении в шахте печи. Вынос пыли из печи обусловлен увлечением мелких частиц потоком газа, проходящим сквозь слой шихты, а также возгонкой некоторых элементов шихты, т.е. превращением их в парообразное состояние под действием высоких температур. Количество пыли в газе изменяется в зависимости от степени подготовки сырья к плавке, прочности кокса и ровности хода печи.

Состав доменного газа изменяется в следующих пределах, % (объемн.): 25-30 СО; 12-18 СО₂; 2-7 Н₂; до 0,5 СН₄; 47-57 N₂.

При несовершенных условиях плавки количество пыли в газе может достигать 100 г/м³ газа, находясь при выплавке передельного чугуна в среднем 50 – 60, а при хорошем фракционном составе шихты 30 – 35 г/м³. Содержание пыли в газе резко сокращается при работе печей на режиме повышенного давления газа на колошнике.

По количеству пыли, остающейся в газе после его очистки, последняя классифицируется на грубую, полутонкую и тонкую. По способу очистки газа газоочистительные средства разделяют на сухие и мокрые. Грубая очистка производится сухим способом. Она основана на изменении скорости и направления движения газа. Назначением грубой очистки является первичное отделение пыли в улавливающей аппаратуре, располагаемой непосредственно около доменных печей.

Полутонкую очистку осуществляют мокрым способом, т.е. обильным увлажнением газа, после которого смоченные частицы пыли удаляются вместе с водой из газовой среды в виде шлама.

Тонкая очистка является конечной стадией очистки газа и требует обязательной предварительной подготовки для получения надлежащего эффекта. Тонкая очистка осуществляется фильтрацией газа через тканевые фильтры или наэлектризованием частиц пыли и притягиванием их проводниками электрического тока в электрических аппаратах или устройствах, работающих по принципу тесного перемешивания газа с водой, а также путем создания больших перепадов давлений газа при прохождении его через соответствующую. Доменный или колошниковый газ используют как топливо воздухонагревателей доменных печей, коксовых печей, нагревательных колодцев и печей прокатных станов, котельных установок. На выходе из печи доменный газ содержит от 10 до 40 г/м³ пыли, а перед подачей в горелочные устройства для предотвращения выхода их из строя (засорение и др.) содержание пыли в нем должно быть не более 5 мг/м³, в связи с чем требуется обязательная его очистка.

Характеристика колошниковых газов

Колошниковый или доменный газ представляет конечный газообразный продукт физико-химических процессов, протекающих в доменной печи, упрощенная схема образования которого может быть представлена следующим образом. При контакте горячего дутья с раскаленным коксом окислители, содержащиеся в дутье — кислород и водяные пары, интенсивно реагируют с углеродом кокса и топливных добавок. За счет избытка кокса в сложившихся температурных условиях горна продуктом этих процессов являются оксид углерода, азот и водород. При работе с дутьем, обогащенным кислородом, состав первичного газа зависит от концентрации кислорода. Так, при увеличении концентрации кислорода от 21 до 30 % и использовании природного газа содержание оксида углерода в горновом газе возрастает от 36 до 40 %, а содержание азота падает от 64 до 50 %. Причем состав первичного газа зависит от соотношения расходов кислорода и природного газа. В результате последующих реакций косвенного и прямого восстановления первичный газ существенно изменяется за счет обогащения оксидом углерода, углекислотой и водяными парами. Конечный состав и температура колошникового газа изменяются в широких пределах в зависимости от конкретных технологических условий.

Выходящий из слоя шихтовых материалов колошниковый газ захватывает из поверхностных слоев мелкие, преимущественно меньше 1 мм, частицы кокса и железосодержащих материалов. Содержание мелких частиц - пыли в колошниковом газе на выходе из печи достигает 15-30 г/м³, а иногда и более.

Удельный выход колошникового газа, т.е. объема газа на 1 т чугуна, зависит от многих факторов и прежде всего от расхода кокса и содержания кислорода в дутье. Уменьшение расхода кокса на выплавку чугуна сопровождается пропорциональным уменьшением удельного выхода колошникового газа в связи с тем, что выход газа на 1 т кокса при прочих равных условиях остается практически неизменным и составляет около 3750 м³. Аналогичным образом влияет и увеличение концентрации кислорода в дутье. Так, по данным Е.А. Ницкевича, повышение содержания кислорода в дутье на 1 % приводит к уменьшению удельного выхода газа на 3 %. Влияние природного газа или других топливных добавок на выход колошникового газа также прежде всего проявляется через изменение расхода кокса. Чем выше коэффициент замены кокса добавками, тем сильнее сокращается выход колошникового газа.

Химический состав и теплота сгорания колошникового газа зависят от тех же факторов, что и его выход. Повышение качества подготовки железосодержащих материалов, увеличение доли агломерата и окатышей, рост температуры дутья и увеличение расхода природного газа приводят к развитию косвенного восстановления и способствуют резкому снижению теплотворной способности колошникового газа. В современных доменных печах, работающих с расходом кокса 420—500 кг/т чугуна, теплотворная способность не превышает 3000—3400 кДж/м³.

Измельчение шихтовых материалов происходит при приготовлении, транспортировке и загрузке их в печь. Термические процессы и механическое истирание материалов в печи приводят к образованию новых количеств мелких частиц. Следует отметить, что неровный ход усиливает разрушение шихтовых материалов.

Захват частиц материалов потоком газа при его выходе из слоя происходит, когда подъемная сила, действующая на площадь поперечного сечения частицы, будет больше ее массовых сил. Подъемная сила в основном определяется скоростью газа при обтекании частицы и ее формой. Гранулометрический состав пыли зависит от многих факторов и может сильно меняться в зависимости от условий работы печ

Основные параметры доменного газа. Состав и основные характеристики доменного газа зависят от состава шихты и хода плавки и могут в значительной степени изменяться.

Для интенсификации доменного процесса и сокращения расхода кокса существует много различных мероприятий, влияющих и на свойства доменного газа: повышение давления, температуры и влажности доменного дутья, обогащение дутья кислородом, вдувание в горн природного газа, мазута и т. п. в результате совокупного действия этих факторов, оказывающих в некоторых случаях противоположное влияние, в составе доменного газа повышается содержание водорода с одновременным уменьшением СО, вследствие чего теплота сгорания его изменяется мало и составляет около 3500–4000 кДж/м³, а выход доменного газа снижается с 3800-4000 до 2000-2500 м³/т чугуна.

Примерный состав доменного газа приведен ниже:

Компоненты……….

При работе без повышения давления и комбинированного дутья, %…………..

При работе с повышением давления и комбинированным дутьем, %..................

СО₂

11,2

11,3

СО

31,2

29,0

СН₄

0,21

0,20

Н₂

2,99

4,30

О₂+N₂

55,1

55,2

Температура газа, поступающего на газоочистку при работе печей на повышенном давлении, составляет 200–300°С. Наблюдаются кратковременные повышения температуры до 500°С. При выплавке спецчугунов (литейного, ферросилиция, ферромарганца) температура газа выше, чем при выплавке передельного чугуна, и составляет 300 – 400°С.

Колошниковая пыль, ее вынос и свойства. Доменный газ, образующийся в печи, всегда загрязнен колошниковой пылью, которая представляет собой смесь мелких частиц руды, кокса, агломерата, известняка и других материалов, загружаемых в доменную печь. Пыль образуется в результате механического измельчения материалов при их приготовлении, транспортировании, загрузке и истирании при движении в шахте печи.

Вынос пыли из печи обусловлен увеличением мелких частиц потоком газа, проходящим сквозь слой шихты, а также возгонкой некоторых элементов шихты в область высоких температур и подмешиванием их к газу.

При работе печей с нормальным давлением на колошнике вынос пыли составлял 50 – 60 г/м³, повышаясь в отдельных случаях до 100 г/м³. при переводе печей на работу с повышенным давлением на колошнике запыленность доменного газа уменьшается до 15 -20 г/м³, что в значительной мере объясняется снижением удельных объемов и скоростей газов в печи.

Удельный выход пыли на 1 т чугуна составляет при нормальном давлении на колошнике 50 – 150, при повышенном давлении 25 – 75 кг/т.

При выплавке передельного чугуна и работе с повышенным давлении на колошнике пыль имеет следующий химический состав, %: 6,02FeO; 12,9Fe₂O₃; 13,8Fe_общ; 14,6SiO₂; 4,35Al₂O₃; 4,35MgO; 11,85CaO; 0,74S; 3,75MnO. Потери при прокаливании составляют 27,68 %.

Гранулометрический состав пыли также зависит от многих факторов и может сильно колебаться. О примерном распределении частиц по размерам можно судить по следующим данным:

Размер частиц, мкм	200	200-100	100-60	60-20	20-10	10-1	<1
Массовое содержание, %	34,5	12,3	19,0	25,0	7,5	1,65	0,05

ВРЕДНЫЕ ВЫБРОСЫ ДОМЕННОГО ПРОИЗВОДСТВА И ИХ ОЧИСТКА

Доменные цеха загрязняют атмосферу в основном пылью и окисью углерода.

Рудный двор и бункерная эстакада. На рудном дворе пыль выделяется при разгрузке вагонов, перегрузке руды грейферными кранами, подачи руды на бункерную эстакаду. Удельный выброс пыли на 1 т чугуна ориентировочно принимают равным: на рудном дворе 50 кг, на бункерной эстакаде 22 кг при высоте выделений 6 -15 м. концентрация пыли на рудном дворе и бункерной эстакаде может достигать 1000 мг/м³. На новых металлургических заводах можно ожидать снижения удельных выбросов до 10 кг/т за счет разгрузки и транспортирования сыпучих материалов в закрытых разгрузочных узлах и закрытых галереях с объединением аспирационных систем и очисткой запыленных газов в крупных электрофильтрах.

Подбункерные помещения. В доменных цехах существует две системы подачи сырых материалов на колошник: скиповая и транспортерная – значительно снижающая пылевыделение.

Наибольшее количество пыли выделяется в подбункерном помещении, где происходит выгрузка сырых материалов в вагон – весы и далее в скип. Пыль выбрасывается в атмосферу через окна и проемы для скипов и через выхлопные отверстия аспирационных систем при высоте выделений 10 м.

Концентрация пыли в воздухе подбункерных помещений составляет около 500 мг/м³, в связи с чем на многих заводах кабину машиниста вагон – весов приходится герметизировать. При транспортерной подаче сырых материалов условия работы в подбункерном помещении гораздо лучше.

Валовые выбросы в подбункерных помещениях, кг/т чугуна, для печей различных объемов V_п, м³, приведены ниже:

Скиповая подача (V_п<2000)……………0,8 – 1,2

Транспортерная подача (V_п>2000)…………0,09

Дисперсный состав пыли в подбункерном помещении приведен ниже:

Размер частиц, мкм……………..52

Содержание, % (объемн.)……......86 13 1

Для очистки выбросов аспирационных систем применяют в большинстве случаев мокрые пылеуловители.

Колошниковое устройство. Пыле- и газовыделение печи обусловлено тем, что при подаче шихты на большой конус загрузочного устройства печи давление по обе стороны конуса необходимо выровнять, для чего грязный газ из межконусного пространства выпускают в атмосферу. Кроме того, пылевыделение происходит при каждой ссыпке скипа в приемную воронку. Для печей емкостью 930 – 2700 м³ выбросы пыли и СО составляют 0,17 – 0,60 и 5 – 19 т/сутки, соответственно.

В редких случаях газ отводят на газоочистку с последующим использованием в качестве топлива.

Радикальным решением, почти полностью исключающим выбросы пыли из межконусного пространства, является подача в межконусное пространство в момент открытия большого конуса компремированного газа давлением, несколько превышающем давление в печи. В этом случае грязный газ из печи вообще не поступает в межконусное пространство и выхлоп газа при выравнивании давления в засыпном устройстве остается чистым. Однако при этом появляются дополнительные энергозатраты, связанные со сжатием газа, подаваемого в межконусное пространство.

Литейный двор. На литейном дворе пыль и газы выделяются в основном от леток чугуна и шлака, желобов участков слива и ковшей. Удельные выходы вредных веществ на 1 т чугуна составляют: 400 – 700 г пыли, 0,7 – 0,15 кг СО, 120 – 170 SO₂. пыль и газы удаляются частично через фонари здания, частично с помощью аспирационных систем с очисткой от пыли перед выбросом в атмосферу, преимущественно в батарейных циклонах.

При разливке чугуна в помещении разливочных машин выделяются пыль и окись углерода. Аспирация и очистка обычно не предусмотрены. Через аэрационные фонари выделяются в среднем 40 г пыли и 60 г СО на 1 т разлитого чугуна.

Все выбросы литейного двора крупных печей стремятся объединить и направлять их для очистки в электрофильтры. Общее количество отсасываемого газа у крупных печей достигает 1 млн. м³/ч. Чтобы его уменьшить все системы снабжают дроссельными клапанами (ДК), позволяющими по мере надобности включать дистанционно необходимое в данный момент укрытие (зонт).

Воздухонагреватели. Воздухонагреватели доменных печей загрязняют атмосферу преимущественно окисью углерода, в среднем 11 – 14 г/т чугуна. Концентрация окиси углерода, удаляемой через аэрационные проемы зданий, составляет в среднем 33 мг/м³.

Пылеуловители. При сухой разгрузке пылеуловителей в атмосферу выделяется 0,75 – 1,0 г пыли на 1 т чугуна. Средняя концентрация пыли при погрузке на открытые железнодорожные платформы составляет 250 мг/м³ на расстоянии 5 м от пылеуловителя при отсутствии ветра. При смачивании пылевыделение значительно сокращается. В настоящее время разработана закрытая система пневматического транспортирования уловленной пыли.

Очистка газов в доменном цехе

Несмотря на существенное уменьшение выноса пыли в современных печах, потери железа по этой причине остаются достаточно большими. Кроме того, при транспортировке запыленного газа по трубопроводам происходит интенсивное эрозионное разрушение металла труб и горелочных устройств, поэтому газ подвергают многоступенчатой тонкой очистке. Многоступенчатая очистка позволяет получить требуемое содержание пыли при минимальных экономических и энергетических затратах. Уловленная пыль передается на аглофабрику и применяется как компонент шихты.

Для каждой доменной печи сооружают индивидуальную систему газоочистки; газ к газоочистным устройствам, располагаемым на нулевой отметке, подают от колошника по наклонному газопроводу (на печи объемом 5000 м³ их два). Система газоочистки обычно включает несколько последовательно установленных газоочистных аппаратов. На современных отечественных печах, работающих с повышенным давлением газов, применяют две различающиеся схемы газоочистки — с дроссельным устройством, предназначенным для понижения давления газов, и с газовой утилизационной бескомпрессорной турбиной.

Рис. 1. Схема расположения газопроводов и аппаратов очистки доменного газа:

1 — колошник печи; 2 - пылеуловитель; 3 — скруббер; 4 — труба Вентури; 5 — отвод газа на колошник для уравновешивания давления в межконусном пространстве; 6 — дроссельное устройство; 7 — водоотделитель; 8 — листовая задвижка; 9 — коллектор

Для транспортирования газа и его очистки у доменной печи сооружают систему газопроводов и очистных устройств. На рис. 1 показана схема расположения газопроводов и аппаратов для очистки доменного газа, принятая на печах, построенных в последнее время.

Газ из доменной печи 1 по четырем вертикальным газоотводам 2 поступает к наклонному газоотводу грязного газа 3 и направляется в пылеуловитель 4 для грубой очистки. После отделения крупных частиц по газопроводу 5 газ поступает в скруббер б для полутонкой очистки. Для тонкой очистки получистый газ через трубу Вентури 7, дроссельную группу 8 попадает в электрофильтр 9. Отсюда чистый газ по газопроводу 10 направляется в газовую сеть завода. .Дроссельная группа 8 установлена для поддержания повышенного давления газа над колошником и в тракте. Верхняя часть трубы Вентури 7 газопроводом 11 соединена с уравнительным клапаном 12 загрузочного устройства доменной печи.

Аппараты газоочистки. Грубая газоочистка

Газ подвергают последовательно грубой, полутонкой и тонкой очистке.

Грубая газоочистка предусматривает отделение частиц размером больше 0,1 мм, используя в аппаратах грубой очистки инерционные и гравитационные свойства частиц пыли при резком уменьшении скорости и направления газового потока. Для грубой очистки преимущественно используются радиальные пылеуловители (рис. 2). Колошниковый газ поступает в пылеуловитель через вертикальную трубу, установленную по оси камеры 1. Скорость газа в этой трубе составляет 15-20 м/с, а в камере пылеуловителя 2 резко уменьшается до 0,6-1,0 м/с. Помимо снижения скорости поток газа в камере резко меняет направление своего движения. При этом крупные частицы пыли под действием инерционных и массовых сил сохраняют прямолинейное движение в вертикальном направлении и осаждаются в нижней части пылеуловителя 3. Очищенный от крупных частиц газ выпускается через газопровод в верхней части камеры пылеуловителя 4. В нижней конусной части камеры расположено устройство для выпуска пыли 5. В связи с тяжелыми условиями работы пылеуловителя, поскольку через него движется газ с температурой 350-400 С и высокой эрозирующей способностью, внутренняя его поверхность футеруется огнеупорным кирпичом толщиной до 115 мм.

Рис. 2. Радиальный пылеуловитель Рис. 3. Отсекающий клапан

Степень очистки газа в пылеуловителе достигает 90-95 %, а содержание пыли после аппарата составляет 1-3 г/м³. Качество очистки газа зависит как от характеристики пыли, так и от соотношения геометрических размеров аппарата. Чем больше отношение диаметров камеры и вертикальной трубы и больше высота аппарата, тем эффективнее его работа. Существенное влияние на степень очистки газа оказывает уровень пыли в нижнем конусе аппарата. При переполнении конуса возможен унос пыли за счет захвата ее потоком газа, поэтому большое значение имеет соблюдение графика выпуска пыли.

Для выгрузки пыли под нижним конусом установлен винтовой транспортер-конвейер, состоящий из транспортера, отсечного клапана, задвижки и системы увлажнения. Нормальное положение клапана - закрытое. Открывают его при помощи электрической лебедки. Пыль из конуса поступает на два шнека, представляющих винтовой конвейер из двух шнеков, которые, вращаясь навстречу друг другу, перемещают пыль к разгрузочному отверстию. При движении пыль увлажняется водой, поступающей через форсунку. В зимнее время перед пуском транспортера через форсунку подают пар для разогрева смерзающихся остатков транспортируемой пыли.

В последнее время для уборки пыли используют пылеспускную трубу, вдоль которой установлены форсунки для увлажнения транспортируемой пыли. Пыль выгружается в железорудные вагоны.

Для отсечения пылеуловителя от печи в вертикальной трубе, а иногда и пост пылеуловителя устанавливают отсекающий клапан (рис. 3). Клапан конусного типа состоит из цилиндрического корпуса 2, в нижней части которого размещено седло 1 с двумя контактными поверхностями для повышения надежности отсечения. В полости конуса перемещаются два конуса-тарелки 3, установленные на штанге 4. Нижняя конус-тарелка шарнирно закреплена на штанге 4, а верхняя свободно насажена, что обеспечивает более плотный контакт рабочих поверхности тарелки и седла. Между седлами подают пар 5, давление которого превышает давление колошникового газа, что позволяет полностью исключить утечки газа через клапан. Кроме отсекающего клапана, пылеуловители оборудуются атмосферным клапаном тарельчатого типа для вентиляции во время ремонта.

Полутонкая очистка

Полутонкая очистка доменного газа осуществляется до содержания -0,1—0,5 г/м³. Характерной особенностью аппаратов полутонкой очистки является смачивание частиц пыли водой и последующее их удаление в виде шлама. Эффективность мокрой очистки определяется способностью частиц смачиваться водой, степенью смешения газа с водой в процессе удаления пыли и развитием процессов укрупнения - коагуляции частиц пыли.

Скруббер (рис. 4) Представляет собой металлический цилиндр диаметром 6-8 м и высотой до 30 м. Подвод грязного газа осуществляется по центру аппарата с направлением потока 1 на зеркало воды 2, для осаждения крупных частиц. В верхней части скруббера размещается несколько рядов форсунок 3-6, обеспечивающих равномерно распределенный по поперечному сечению аппарата поток мелко распыленной воды 7. Загрязненная частицами пыли вода собирается в нижней конической части скруббера и через гидрозатвор 8 сбрасывается в сливной канал 9 и далее в отстойник. Очищенный и охлажденный до 30-50°С газ через патрубок 10 в верхней части корпуса отводится в следующий аппарат. Производительность современных скрубберов достигает 100-250 тыс. м³ газа в час. Для повышения эффективности очистки в старых конструкциях внутреннее пространство скруббера заполнялось деревянной насадкой для создания развитой контактной поверхности газа и воды. Для выравнивания потока газа в поперечном сечении аппарата насадку устанавливали в несколько ярусов. В настоящее время при работе с повышенным давлением газа на колошнике все большее распространение получают безнасадочные скрубберы. При этом чаще применяют эвольвента о расположенные форсунки, т.е. максимально перекрывающие поперечное сечение аппарата, с диаметром 12-40 мм. Эти форсунки нетребовательны к качеству воды, поступающей на орошение.

Рис.4. Скруббер для охлаждения Рис. 5 Схема трубчатого электрофильтра типа ДМ

и увлажнения доменного газа

После скрубберов увлажненный до насыщения водой газ поступает, как правило, в низконапорные трубы Вентури. Низконапорная труба - распылитель представляет собой сопло сложной конфигурации, на входе которого расположены орошающие форсунки. В начальном сужающем участке трубы поток газа разгоняется до 50-80 м/с, при этом вода дробится на мельчайшие капли, образуя туман. Это способствует разрушению газовых оболочек на частицах пыли размером 1-2 мкм и последующей их коагуляции. В расширяющейся части трубы скорость частиц сохраняется практически постоянной, что позволяет осуществлять хорошее отделение жидкости от газа в каплеотделителе, установленном на выходе трубы-распылителя. В качестве каплеотделителя используется скруббер с насадкой из керамических или металлических колец. Вода, загрязненная за счет действия сил инерции и смачивания, осаждается на насадку и смывается водой. Расход воды в скруббере-отделителе составляет 0,4-0,6 л/м³ газа.

Тонкая очистка

Тонкую очистку газа при работе доменных печей с повышенным давлением газов осуществляют в трубах-распылителях, а также в дроссельных устройствах. Труба-распылитель показана на рис. 6.Тонкая очистка обеспечивает снижение содержания пыли в колошниковом газе ниже 0,015 г/м³. Для тонкого отделения используют электрофильтры и трубы Вентури. Работа электрофильтров основана на свойстве перераспределения электрических зарядов с положительным и отрицательным знаком в нейтральных частицах под действием электрического поля и последующем осаждением заряженных частиц на электродах.

В любом нейтральном веществе имеются заряды обоих знаков и при том в равных количествах. При попадании в сильное электрическое поле газ ионизируется, то есть расщепляется на электроны и положительные ионы. Образующиеся электроны осаждаются на пылинках и заряжают их. При этом нарушается равномерное распределение зарядов и на частицах возникает избыток отрицательных зарядов. Заряженные частицы выпадают на осадительных электродах.

Рис. 6. Труба-распылитель

Для ионизации газа необходимо создать неоднородное электрическое поле и увеличить напряжение на электродах до 50-100 кВ, когда происходит лавинообразный процесс ударной ионизации движущегося потока газа вблизи центрального электрода. Явление ударной ионизации называют коронированием. После создания короны дальнейшее увеличение напряжения ведет к искровому пробою. В коронированном поле образуются ионы обоих знаков, а в остальной области потока газа генерируются ионы, знак которых совпадает со знаком электрода. Благодаря местным дополнительным полям происходит выравнивание величины электрического поля, что ослабляет эффективность газоочистки. Неоднородное электрическое поле можно создать только при цилиндрической форме коронирующего электрода.

Эффективность работы электрофильтров зависит не только от состояния газовой среды, но и от состояния электрода, поэтому обязательным условием хорошей работы устройства является чистота поверхности электродов. Для очистки электродов применяется их встряхивание и промывка водой.

На рис. 5 приведена схема трубчатого электрофильтра типа ДМ с вертикальным движением газа. Электрофильтр имеет цилиндрический корпус 1 из листового металла. Внутри корпуса размещены коронируюшие электроды 2, выполненные в виде проводок диаметром 5 мм, для обеспечения натянутости которых прикреплены натяжные грузы, и осадительные электроды 7.Осадительные электроды выполнены из труб внутренним диаметром 233 мм. Вода для промывки осадительных электродов подается через два коллектора .5, 6. Газ на очистку поступает через патрубок в нижней части аппарата. Для равномерного распределения газа в поперечном сечении фильтра установлены направляющие лопатки и газораспределительные решетки 8.

Поток газа после прохождения выравнивающих решеток 8 поступает в трубы осадительных электродов 7 и электризуется. Заряженные частицы осаждаются на внутренней поверхности труб и затем омываются водой в нижнюю коническую часть аппарата. По мере накопления уловленных частиц шлам через гидроэатвор 10 и сбрасывающие лотки 9 направляется в отстойник.

Для создания давления на колошнике печи в системах газоочистки используется дроссельное устройство, в корпусе которого смонтированы три дросселя грубой регулировки 1 диаметром 750 мм и дроссель тонкой регулировки 2 диаметром 400 мм. Дросселями грубой и тонкой регулировки в печи устанавливается необходимое повышенное давление, а при помощи клапанного дросселя 3 осуществляется автоматическая его стабилизация при изменении технологических параметров. Для снижения износа клапанов к дроссельной группе через специальную систему орошения 4 подведена вода.

Практика показала, что при достаточном перепаде давления и скорости газа, достигающей 200-250 м/с, дроссельная группа является эффективным газоочистным устройством. При работе по тому же принципу, что и труба Вентури, в дроссельной группе уменьшается содержание пыли в газе до 5—10 мг/м*.

Основным недостатком дроссельной группы является большая потеря давления, которая даже частично не восстанавливается. В связи с применением на доменных печах бескомпрессорных газоутилизационных турбин, позволяющих использовать перепад давления для выработки электроэнергии, дроссельная группа не используется и в схеме газоочистки сохраняется как резервное устройство на случай выхода из строя турбин.

Дезинтегратор приведен на рис. 7. Он представляет собой центробежный вентилятор, внутри корпуса которого вращается вал с дисками, снабженными лопастями. В дезинтегратор подают воду. Газ и вода просачиваются между подвижными и неподвижными бичами. В результате пыль тщательно перемешивается с мельчайшими частицами воды, которые отбрасываются к стенкам камер дезинтегратора. Подаваемая на стенки камер вода смывает отбрасываемые ротором мелкие капельки, содержащие частицы пыли. Производительность дезинтеграторов достигает 80 тыс. м3/ч. Степень очистки газа в дезинтеграторах несколько ниже, чем в электрофильтрах, а расход энергии выше. Поэтому этот способ является менее перспективным.

Рис. 7. Дезинтегратор для очистки газа:

1 — неподвижные бичи; 2 — труба для подвода воды; 3 — бичи; 4 — лопатки; 5 — корпус с неподвижными бичами; 6 — диск; 7 — вал; 8 — барабан с отверстиями; 9 — крылья вентилятора; 10 — труба для отвода шлама; 11 — труба для отвода воды

Очищенный газ направляется на отопление воздухонагревателей доменного цеха (15—30 %), коксовых печей (30—32 %), нагревательных колодцев и печей прокатных цехов (20—25 %) и на другие нужды завода.

Сухую колошниковую пыль периодически выпускают из пылеуловителей в специальные вагоны, а загрязненную воду после мокрой газоочистки очищают в отстойниках, в которых осаждается до 92 % пыли в виде шлама, а около 8 % примесей уносится водой.

ОЧИСТКА ГАЗА В ТРУБАХ – РАСПЫЛИТЕЛЯХ И ДРОССЕЛЬНАЯ ГРУППА

Трубы – распылители.

В современных газоочистительных схемах широко применяются установки труб – распылителей, называемых обычными трубами Вентури и помещаемых или перед скрубберами на входе в них газа, или, что чаще, после них на выходе. Производительность труб – распылителей достигает 380 тыс. м³/ч.

Принцип работы основан на прохождении газа через трубу, в горловину которой вводится вода для коагуляции частиц пыли. Равномерное распределение воды по всему сечению пережима достигается различной длиной эвольвентных двусторонних сопел (диаметр отверстия 15 мм), расположенных в два яруса и имеющих различное число выходных отверстий (от одного до трех) и различное избыточное давление подаваемой воды 274 – 410 кПа для труб с одним выходом и 68,6 – 206 кПа для труб с тремя выходами. Оптимальный расход воды при этом составляет 1,4 – 1,47 м³/1000 м³ газа.

Струями газового потока, имеющего скорость 60 – 120 м/с, достигается тонкое распыление воды, которая увлекает частицы пыли. Более крупные частицы пыли оседают в шламоотделителе, другие улавливаются в скруббере или электрофильтре в зависимости от места установки трубы – распылителя.

Применяются несколько типов труб – распылителей, схемы которых приведены на рис.3. Имея одинаковый принцип устройства, они различаются способом подвода воды и имеют за рубежом такие названия, как трубы Пис-Анони-Вентури, Кемико-скрубберы (США и Англия) и пылеуловители Баумко (а); трубы SF-Вентури (б); Свенска флакт-фабрикен (в) (Швеция); трубки Кертинга или Аэрожет (Франция).

При работе доменной печи с высоким давлением газа на колошнике в трубах возможно достижение перепада до 49 кПа, что обуславливает высокую степень очистки доменного газа.

Дроссельные группы. В газоочистительных комплексах доменных печей, работающих с повышенным давлением газа на колошнике, устанавливаются дроссельные группы для регулирования давления газа и дополнительной очистки его от пыли Принцип их работы аналогичен принципу работы труб-распылителей. Отличие состоит в том, что в трубе- распылителе около 80% энергии газа восстанавливается в диффузоре, тогда как в дроссельной группе энергия не восстанавливается, а расходуется для турбулентного перемешивания воды и газа. Степень очистки газа в дроссельной группе повышается при увеличении скорости его и количества воды, подаваемой для орошения.

Большая скорость газа в дроссельном устройстве, увлажнение и резкое изменение направления его движения способствует выделению из газового потока пыли и коагуляции ее частиц, что обеспечивает хорошее улавливание их в последующих агрегатах.

Для снижения абразивного износа клапанов и коагуляции пыли к дроссельным клапанам подводят воду, разбрызгиваемую при помощи форсунок.

Улучшение качества очистки газа после установки труб-распылителей и дроссельных групп в условиях повышенного давления газа на колошнике обусловило возможность перехода на схему очистки газа, принятую, в частности, для доменной печи объемом 5000 м³, а именно: сухой радиальный пылеуловитель – безнасадочный скруббер высокого давления – три трубы – распылителя с каплеуловителем и дроссельной группой.

Практика показала, что такая схема может снизить запыленность газа до 2,85 – 3,90 мг/м³ при общем содержании пыли на выходе газа из печи 10,2 – 24,7 г/м³. Поэтому электростатический способ тонкой очистки газа заменяется комбинацией скрубберов высокого давления с трубами Вентури, что вполне обеспечивает необходимую степень очиски газа.

Основным недостатком тонкой очистки при помощи дроссельной группы является большая потеря давления, которое не восстанавливается даже частично, что вызывает высокие энергозатраты.

Перевод доменных печей на работу с повышенным давлением газа на колошнике, уменьшение в связи с этим скорости отвода газа, обогащение кислородом воздушного дутья, замена в шихте сырой железной руды агломератом или окатышей приводят к значительному снижению запыленности доменного газа и изменению фракционного состава пыли.

Повышение давления отходящего доменного газа позволяет использовать потенциальную энергию отходящего сжатого газа для выработки электроэнергии в газовых утилизационных бескомпрессорных турбинах (ГУБТ).

Для надежной работы турбин, исключающей выпадение влаги в их хвостовой части, температура газа на выходе из турбины должна превышать точку росы. Поэтому минимальная входная температура на ГУБТ (Р=0,3 МПа) принята равной 120°С. Так как для очистки доменного газа применяются схемы мокрой очистки, то перед подачей газа в ГУБТ его необходимо подогревать.

По техническим условиям ГУБТ температура поступающего в них доменного газа должна быть в пределах 100-200°С. Между тем, в случае мокрой очистки температура газа снижается до 30-40°С и перед турбиной его приходится снова подогревать, сжигая часть газа.

Поэтому чрезвычайно актуальной является сухая очистка доменного газа, при которой он будет поступать в ГУБТ с требуемой температурой и расход газа на подогрев, а также необходимое для подогрева оборудование станет не нужным.

Главным недостатком смешивающего подогрева для ГУБТ является балластирование горючего газа продуктами сгорания. Поверхностные нагреватели не нашли применения из-за их громоздкости и сложности эксплуатации, связанной с возможностью образования отложений пыли на поверхности теплообмена. На это указывает и опыт эксплуатации ГУБТ, когда при размещении смешивающего подогревателя непосредственно перед турбиной пыль не успевает высохнуть, и даже при малой запыленности газа (5 мг/м³) в направляющем аппарате турбины, наблюдаются отложения пыли. Так доменный газ широко используется на металлургических заводах в основном в качестве топлива, допустимая величина содержания пыли в очищенном газе не должна превышать 4 мг/м³.

Рис.5. ГУБТ

1-доменная турбовоздуходувка; 2-паровая турбина; 3- доменная печь; 4-сухие пылеуловители; 5-скрубберы; 6- трубы-распылители; 7-водоотделители; 8-электрофильтры; 9-автоматическое дроссельное устройство; 10- смешивающий подогреватель; 11-ГУБТ; 12- электрогенератор; 12 воздух на горение в смешивающий подогреватель.

Потребители доменного газа – коксовые печи, воздухонагреватели доменных печей, газовые утилизационные бескомпрессорные турбины. Для ограничения количества влаги в подаваемом потребителям доменном газе охлаждение его осуществляется до температуры не ниже 35-40°С при давлении 0,1 МПа (влагосодержание 47-63 г/м³). Это связано с тем, что выпадающая из газа влага способствует коррозии металла газоходов и является причиной затвердеваний отложений пыли на оборудовании. Повышенное содержание влаги снижает калорийность доменного газа и увеличивает потери тепла с отходящими газами.

Стоки доменного производства

В доменном процессе вода используется для охлаждения агрегата и для обеспечения работы газоочисток. Основной объем воды затрачивается на систему охлаждения.

Доменные печи позволяют работать на полном замкнутом цикле.

В системе охлаждения на выходе воды из теплообменной системы должна быть установлена градирня ( где остывает вода). После охлаждения вода опять подается в систему охлаждения доменной печи ( ОАО ММК им. Ильича).

На з-де Азовсталь вода забирается из моря, прогоняется через трубы и сбрасывается обратно. При этом происходит термическое загрязнение воды.

В форсуночных скрубберах и трубах Вентури газоочистка составляет 1.5-1.2 л/м Велик расход воды на газоочистку.

Вода, отходящая из газоочистного аппарата содержит фенол (пришедший с коксом), аммиак, часть оксидов серы, а также пары цветных металлов, t кипения которых =500 ⁰С.

Пары цветных металлов оседают на первой мокрой системе ГО.

При замкнутой системе ГО доменные шламы сливаются в шламоотстойники, где они отстаиваются и разделяются на твердый компоненты чистую воду. Шлам извлекается и поступает на площадку для обезвоживания.

При отсутствии замкнутой системы очистки шлам поступает в шламоотстойник, затем вода с него сливается в шламонакопитель и далее- в водоем. Из шламонакопителя вода извлекается и используется в дальнейшей переработке.

ОТХОДЫ доменного производства

Основным отходом ДП является доменный шлак. Вторым по величине отходом является песок («мусор» литейного двора) с литейных дворов, представляющий собой смесь песка, шлака, металла. Он вывозится на свалку. Во время капитального ремонта доменной печи образуется большое количество огнеупорного материала.

Очистка газов в мартеновском производстве

Характеристика отходящих газов и пыли

Количество, состав и параметры дымовых газов.

В мартеновских цехах производится более 50 % всей выпускаемой стали.

В мартеновской печи дымовые газы образуются в результате сгорания топлива, нагрева и разложения сыпучих материалов и окисления углерода шихты (углекислый газ и оксид углерода).

Ниже приведено максимально возможное количество продуктов сгорания, поступающих на газоочистку при работе на природном газе :

Садка печи, т . . 100 200 300 400 500 600 900 Vmax.тыс- м³/⁴ • 68 80 90 101 112 125 161

Как показывают промышленные исследования, на современных мартеновских печах количество продуктов сгорания перед газоочисткой из-за присосов по газовому тракту оказывается в 1,8—2,0 раза больше количества газов, образующихся в печи. Для печей, работающих с подачей мазута (20—50 % по теплу), количество продуктов сгорания увеличивается на 5%. Вследствие увеличения присосов к концу кампании объем уходящих газов увеличивается на 10—15%.

Температура газов после регенераторов — в среднем 600— 700 °С, в период заливки чугуна на короткое время она повышается до 700—800 °С.

Средний состав уходящих продуктов сгорания печей, работающих на дутье, обогащенном кислородом, % (объемн.)-10,5—15,1 СО₂; 16—16,5 Н₂О; 62,3—66,1 N₂; 6,5—7,1 О₂; следы SO₂.

Пылевынос и физико-химические свойства пыли. Уходящие газы мартеновских печей содержат большое количество пыли, выделение которой по ходу плавки (рис.1, а) неравномерно. Максимальное пылевыделение наблюдается в период плавления при продувке ванны кислородом.

В начальный период плавки пыль крупная, она состоит из частиц руды, известняка и некоторых других компонентов. Пылеобразование связано с растрескиванием шихты при нагреве, а также с угаром оплавляемого металла.

Рис. 1. Изменение запыленности газов мартеновской печи:

/ — прогрев (без кислорода); // — плавление (продувка кислородом); /// — доводка

(без кислорода)

/ — в вертикальном канале; 2 — под насадкой; 3 — в общем борове

В период плавления при продувке ванны кислородом выделяется большое количество мелкодисперсной пыли (размер частиц <1 мкм). Большинство исследователей считают, что основной причиной образования пыли (бурого дыма) является испарение металла в зонах высокой температуры с последующим окислением и конденсацией в атмосфере печи. С увеличением удельного расхода (интенсивности продувки) кислорода количество выделяющейся пыли резко увеличивается (рис.1, б). Ниже приведен удельный вынос пыли при подаче в ванну кислорода:

Расход кислорода, м³/(т-ч) ... О 5 10 15 Выбросы, кг/т . . 2,4 7,2 16,7

Интенсивность пылевыделения существенно снижается с рассредоточением подачи кислорода. Оптимальными считают шестисопловые фурмы с наклоном сопел 20—30° по отношению к горизонту.

Для снижения температуры в зоне продувки в струю кислорода иногда добавляют топливо (природный газ или мазут), сыпучие материалы (железорудный концентрат или известь) или просто воду. При этом выбросы пыли заметно сокращаются (на 20—30 %)

Основную часть пыли составляют оксиды железа, количество которых достигает 65—92%. Примерный состав мартеновской пыли перед газоочисткой при работе печи с продувкой кислородом, %: 92,7 Fe₂O₃; 0,9 А1₂О₃; 1,65 СаО; 0,9 MgO; 1,1 МnО; 0,8 SiO₂.

Дисперсный состав пыли во многом зависит от интенсивности продувки ванны и для средних условий может быть выражен следующими цифрами:

Размер частиц, мкм . 5
Содержание, % . . 60 34 6

Обработка этих данных показывает, что d_m = 0,8 мкм;

Пыль, уносимая из печи, в значительной степени оседает по газовому тракту: 50—60 % в шлаковике, 15—20 % в регенераторах, 10—15% в котле-утилизаторе. Таким образом, запыленность газа после котла-утилизатора (перед газоочисткой) составляет 10—15 % содержания пыли в газах, выходящих из печи. При расчетах запыленность газа можно принимать следующей,:

Без кислородной продувки .... 3—5/0,4—0,7
С кислородной продувкой ... 25—30/3—6

Примечание. В числителе — на выходе из печи, в знаменателе — перед газоочисткой.

Удельное электрическое сопротивление пыли составляет10⁷—10¹⁰ Ом-см².

В уходящих газах мартеновских печей, кроме пыли, содержатся вредные газообразные компоненты: 30—50 мг/м³ оксидов серы и 200—400 мг/м³ оксидов азота.

Из отходящих газов мартеновских печей газообразные компоненты в настоящее время не улавливаются.

Обеспыливание отходящих газов мартеновских печей

Практически за всеми крупными мартеновскими печами установлены котлы-утилизаторы, в которых за счет выработки водяного пара температура отходящих газов снижается с 600— 700 до 220—250 °С. Котлы-утилизаторы мартеновских печей типизированы и изготовляются в серийном порядке котлостроительными заводами.

Для очистки отходящих газов мартеновских печей как в бывшем СССР, так и за рубежом применяют в основном установки двух типов: сухой очистки в электрофильтрах и мокрой очистки в скрубберах Вентури (рис.2). Эффективность обоих аппаратов приблизительно одинакова: и в том, и в другом случае можно снизить концентрацию пыли в отходящих газах до 100 мг/м³, что соответствует санитарным требованиям.

Наиболее подходят для очистки мартеновских газов электрофильтры типа ЭГА, обеспечивающие при скорости газов 1-5 м/с

Рис. 26.2. Применяемые схемы охлаждения и очистки газов мартеновских печей:

а — мокрая очистка в скрубберах Вентури ; б — сухая очистка в электрофильтрах.

1 — мартеновская печь; 2— котел-утилизатор; 3 — трубы Вентури; 4 — каплеуловитель;

5 —дымосос; 6 —дымовая труба; 7 — сухой электрофильтр

Таблица 1. Технико-экономические показатели схемы очистки газов мартеновских печей

Примечание. В числителе— очистка газов в скрубберах Вентури (с учетом стоимости водного хозяйства), в знаменателе — очистка газов в электрофильтрах. При скорости 1,2 м/с степень очистки 98—99 %. Примерно такую же степень очистки могут дать прямоугольные трубы Вентури с регулируемой горловиной, работающие со скоростью газов в горловине 100—120 м/с и удельным расходом воды 1 —1,2 дм³/м³. Технико-экономическое сравнение обоих вариантов для печей различной емкости дает следующие результаты (табл.1). Результаты технико-экономического анализа показывают, что очистка газов в электрофиль- трах дешевле, чем в скрубберах Вентури: суммарные удельные затраты уменьшаются по мере увеличения емкости печи, причем в варианте с электрофильтрами более быстрыми темпами.Стоимость газоочистки составляет в среднем около 20—25 % общей стоимости цеха.

Таким образом, в современных условиях для очистки отходящих газов мартеновских печей следует рекомендовать электрофильтры типа ЭГА. Только в тех случаях, когда электрофильтр из-за отсутствия места установить невозможно, следует применять скрубберы Вентури, из которых наиболее подходящими являются трубы Вентури с регулируемым сечением прямоугольной горловины, снабженные каплеуловителями с завихрителем.

Очистка отходящих газов двухванных печей

На ряде металлургических предприятий мартеновские печи реконструированы в двухванные, которые работают значительно интенсивнее. Количество отходящих газов из рабочего пространства холодной камеры равно 50 000—60 000 м³/ч, их температура 1400—1500 °С. В отходящих газах содержится, %: 4—11 СО₂; 0,2—0,8 СО; 8—17 О₂. При неполном сгорании содержание СО увеличивается до 10 % и выше.

Запыленность отходящих газов 15—25 г/м³. Пыль, содержащаяся в газах, имеет следующий химический состав, %: 86,4 Fe₂O₃; 2,61 FeO; 5,9 SiO₂; 1,94 А1₂О₃; 2,26 CaO; 2,16 MgO; 0,47 MnO; 1,7 S.

Ниже приведен дисперсный состав пыли, замеренный при расходе 6000—6500 м³/ч кислорода на продувку ванны:

Размер частиц, мкм. 10 Содержание, % (по массе) 35 37 21 7

Высокая температура отходящих газов требует применения для их охлаждения котлов-утилизаторов радиационно-конвективного типа (серии РК). Такие котлы-утилизаторы разработаны Центроэнергочерметом, однако до настоящего времени в серийном порядке не изготовляются. Вследствие этого охлаждение отходящих газов двухванных печей перед очисткой приходится осуществлять нерациональными способами — впрыскиванием воды или разбавлением воздухом. Используют и котлы-утилизаторы серии КУ, предназначенные для мартеновских печей.

В СССР имелся опыт эксплуатации за двухванными печами сухой и мокрой систем газоочистки. При сухой схеме газоочистки (рис.3) дымовые газы, выходящие из холодной камеры двухванной печи с температурой 1400—1500 °С, по вертикальному каналу поступают в шлаковик, где охлаждаются впрыскиванием воды до 900—1000 °С. Дальнейшее охлаждение газов до 700 °С, предусматривающее также дожигание оксида углерода, осуществляют подсосом холодного воздуха в общий боров через специальные люки. Далее по футерованному шамотным кирпичом газоходу газы отводят или в котел-утилизатор типа КУ (рис.3 а), или в форсуночный скруббер полного испарения, частично футерованный огнеупор-

Рис.3. Применяемые схемы охлаждения и сухой очистки отходящих газов двухванных печей в электрофильтрах:

а — с охлаждением в котле-утилизаторе; б — с охлаждением в скруббере 1— двухванная печь; 2 — подвод воздуха для дожигания СО охлаждения,; 3 — испарительный скруббер; 4 — сухой электрофильтр; 5 — дымосос; 6 — дымовая труба; 7 — котел-утилизатор

ным кирпичом. В скруббере газы охлаждаются до 200 °С и увлажняются до состояния насыщения. После скруббера установлен электрофильтр типа ЭГА с игольчатыми коронирующими и С-образными осадительными электродами. Надежным и устойчивым является режим работы при следующих параметрах:

В пределах данного режима газоочистка за двухванной печью работоспособна и эффективна.

На одном из предприятий Юга страны за двухванной печью работает мокрая газоочистка со скрубберами Вентури. На этой установке газы также охлаждаются до 900—1000 °С в шлаковике впрыскиванием воды. В борове газы охлаждаются до 700 °С путем разбавления их воздухом, подаваемым вентилятором через специальное сопло диаметром 700 мм, установленное на входе в боров. Одновременно происходит дожигание оксида углерода, для чего в борове размещены специальные горелки.

Охлажденные до 700—800 °С газы направляются в серийный котел-утилизатор типа КУ-80 (рис.4), после чего с температурой 220—250 °С они поступают на газоочистку. Система газоочистки включает 10 параллельно работающих труб Вентури круглого сечедаия с диаметром горловины 250 мм, изготовленных из стали Х18Н10Т, устойчивой к воздействию высоких температур и агрессивных сред. После труб Вентури газы поступают в каплеуловители, а затем дымососами ВМ-100/1200 выбрасываются в дымовую трубу. При скоростях газа в горловине труб Вентури в пределах 115—125 м/с и удельном расходе воды 1—1,2 дм³/м³ газоочистка работает со степенью очистки более 99 % при расходе кислорода на продувку 4000—6000.

Рис. 4. Схема охлаждения и мокрой очистки отходящих газов двухванных печей: 1 — двухванная печь; 2 — шла-ковики; 3 — шиберы: 4 — горелки для дожигания СО,; 5 — вентилятор для подачи воздуха; в — дымовая труба; 7 — дроссельный клапан; 8 — дымососы; 9 — скруббер Вентури; 10 — котел-утилизатор

В случае отключения котла-утилизатора газы с температурой 700—800 и даже 900 °С подаются прямо в трубы Вентури. Эффективность работы газоочистки при этом не снижается.

Оксиды азота и борьба с ними в мартеновском производстве

В отходящих газах мартеновских печей из оксидов азота содержится в основном NO, которая в атмосфере очень медленно окисляется и переходит в NO₂. При работе мартеновских печей с кислородной продувкой содержание оксидов азота в дымовых газах колеблется от 500 до 1200 мг/м³, возрастая в период доводки до 2200 мг/м³. Удельный выход оксидов азота 0,6—1,8 кг/т стали. В дымовых газах двухванных печей содержание оксидов азота ниже и находится в пределах 120— 320 мг/м³, а удельный выход их равен 0,06—0,23 кг/т стали. Несколько снизить выход оксидов азота можно путем подачи при продувке в кислородные фурмы природного газа. Однако при этом снижается скорость выгорания углерода, а следовательно, и производительность печи. Другим технологическим мероприятием, снижающим выход оксидов азота, является перевод печей с мазутного и газомазутного отопления на отопление чистым природным газом, так как при этом устраняется переход в NO связанного азота, находящегося в мазуте. Однако это усложняет конструкцию и эксплуатацию мартеновской печи, требуя применения специальных горелочных устройств (реформаторов) для образования сажистых частиц и повышения светимости факела. В заводской практике ни тот, ни другой способы не нашли широкого применения.

Наиболее перспективным способом очистки мартеновских газов от оксидов азота является каталитическое восстановление газов аммиаком,. Оксид ванадия (V), применяемый в качестве катализатора, требует, чтобы температура газа была не ниже 250—300 °С, а запыленность не выше 0,1 r/м³. Поэтому в случае очистки газов в электрофильтрах реактор целесообразно размещать после электрофильтра, повышая температуру газа до указанных пределов за счет недоохлаждения его в котле-утилизаторе. В случае мокрой очистки следует применять подогрев очищенного газа перед реактором за счет сжигания природного газа.

Неорганизованные выбросы и борьба с ними

Помимо выбросов через дымовые трубы, газы, загрязненные пылью и вредными газообразными компонентами, выделяются внутрь цеха через завалочные окна печей, от разливочных ковшей и другого оборудования. Выбросы от мартеновских печей садкой 500—900 т приближенно могут быть оценены следующими цифрами, м³/ч, в межпродувочный период 3000—5000; в период кислородной продувки 6000—12 000. В результате этих выбросов воздух в цехе оказывается весьма загрязненным. Концентрации пыли и СО составляют соответственно 4—10 и 0,01—0,03 мг/м³.

Валовые выбросы оксида углерода на основных участках сталеплавильного цеха составляют, кг/т чугуна (стали):

Систем принудительной вентиляции в сталеплавильных цехах обычно нет. Вентиляция цеха осуществляется посредством аэрации, загрязненные выбросы выходят в атмосферу через аэрационные фонари.

Борьба с выбросами газов через окна печей ведется в двух направлениях: отвод выбивающихся газов с помощью аспирационных систем и создание воздушных завес на окнах. Аспирационные системы занимают много места, дороги в эксплуатации и мешают при проведении ремонта печи. Поэтому более перспективно второе направление. Из сопел диаметром 12— 15 мм, размещенных с шагом 65 мм, вытекают со скоростью 80—120 м/с струи воздуха, перекрывающие площадь рам. При оптимальном разрежении под сводом 35—45 Па полное устранение пылегазовых выбросов достигается при расходах сжатого воздуха около 2,6 тыс. м³/ч на каждое открытое и около 1,3 тыс. м³/ч на каждое закрытое окно. При этом количество поступающих в тракт газов увеличивается на 5—7 %

Проектирование и эксплуатация газо- и водоочистки: продолжение

2013-09-20T23:45:19Z

Очистка конвертерных газов

Эффективность работы газоочисток, определяемая конструкцией аппаратов очистки, мощностью оборудования, качеством подаваемой воды, достигается при гидравлическом сопротивлении высоконапорных труб Вентури более 13 кПа и удельном расходе воды не менее 0,8 л/м³.

Анализ результатов работы газоочисток конвертеров на предприятиях Украины показывает, что только на металлургическом комбинате им. Дзержинского конечное пылесодержание находится на уровне санитарных норм — 80 мг/м³.

Газоочистки конвертеров на заводе им. Петровского, в ККЦ-2 на комбинате "Криворожсталь" и конвертера №3 на комбинате им. Ильича, введенные в эксплуатацию около 20 лет назад, морально и физически устарели и имеют наихудшие показатели по выбросам. В качестве второй ступени очистки применен блок нерегулируемых труб Вентури с неэффективной системой орошения, что не позволяет оптимизировать режим отвода и очистки газа.

Загрузка газоочисток конвертеров на комбинатах "Азовсталь" и им. Дзержинского составляет 70 % установленной мощности нагнетателей и даже при та ком запасе по мощности на комбинате "Азовсталь" не обеспечивается конечная запыленность газов менее 100 мг/м³.

Требует совершенствования режим охлаждения газа. Расход воды на газоочистку с учетом различной начальной температуры газа 400 - 1000 °С и условий охлаждения составляет 1,7-7 л/м³. Поэтому большое значение имеют снижение начальной температуры газа перед газоочисткой путем установки дополнительных поверхностей нагрева в ОКГ и оптимизация расходов воды на очистку даже при существующих конструкциях ОКГ. На газоочистках конвертеров на комбинате "Азовсталь" замена неэффективного пленочного орошения на форсуночное позволит снизить расходы воды на 20 %.

При работе оборотных циклов водоснабжения не достигаются требуемые показатели очистки сточных вод — в газоочистку вода поступает с повышенным содержанием взвешенных частиц и соли. Особенно неэффективно работают оборотные циклы на металлургических комбинатах "Криворожсталь" (ККЦ-2) и им. Ильича, что приводит к зарастанию подводящих трубопроводов, аппаратов очистки и образованию отложений на роторах нагнетателей.

Проведен анализ работы газоочисток по использованию мощности установленного тягодутьевого оборудования. Отношение выбросов пыли к потребляемой мощности колеблется от 1,75 (г/с)/МВт на комбинате им. Дзержинского до 11,9 (г/с)/МВт на заводе им. Петровского. При одинаковой садке конвертера 160 т на комбинатах Енакиевском и им. Ильича (конвертер № 3) этот показатель равен соответственно 6,2 и 10,2 (г/с)/МВт, то есть на комбинате им. Ильича почти в 2 раза выше затраты энергии.

На металлургических предприятиях Украины проводятся работы по сокращению расхода воды и потребляемой мощности нагнетателей. На комбинате "Криворожсталь" рациональным является перевод работы нагнетателей на меньшее число оборотов (с 1480 до 750 об/мин) в межпродувочный период, а также сокращение расхода воды на газоочистку и котел-охладитель при остановке конвертера более 2 ч.

Режимы с частичным дожиганием СО характеризуются выбросами СО в начальный и конечный периоды плавки, когда факел на "свече" не зажигается; при продолжительности плавки до 16 мин факел горит 6-8 мин.

Для повышения эффективности пылеулавливания и сокращения выбросов пыли разработаны технические решения для газоотводящих трактов конвертеров.

Большое внимание уделяется совершенствованию режимов охлаждения газов, максимального использования аппаратов для охлаждения, проработаны варианты по снижению температуры газов перед газоочисткой. Оптимизация режимов охлаждения позволит снизить расход воды на газоочистку при соответствующей экономии электроэнергии.

Разработана новая конструкция прямоугольно регулируемой трубы Вентури, предназначенной дл тонкой очистки газов. Многочисленные испытания н стендах и в промышленных условиях показали, что большое значение для эффективной очистки газа пр наименьших энергозатратах имеют система орошении и форма регулировочных лопаток. При внедрении не вой конструкции регулируемой трубы Вентури и конвертере №3 в ККЦ-1 на комбинате "Криворог сталь" установлено, что при расходе газов в труба Вентури 220 - 230 тыс. м³/ч, удельном расходе вод 0,9 л/м³ и гидравлическом сопротивлении 13,5 кЕ конечное пылесодержание снижено со 130-180 д 30-50 мг/м³.

Только путем замены блока круглых нерегулируемых труб Вентури и круглых кольцевых на прямо угольные регулируемые новой конструкции можно добиться оптимизации скорости газа в горловине удельного расхода воды и при соответствующем ги; равлическом сопротивлении снизить выбросы пыли.

Из-за недостаточного улавливания капельной влаги повышаются выбросы пыли при ее налипании на ротор, снижается эксплуатационная надежность нагнетателя. Новая конструкция каплеуловитель с лопастным завихрителем позволяет уменьшить габариты оборудования, снизить гидравлическое сопротивление и значительно повысить эффективное! улавливания "капельной" влаги.

ОЧИСТКА КОНВЕРТОРНЫХ ГАЗОВ

Запыленность конверторных газов в сильной степени зависит от показателей кислородной продувки, а также от схемы подачи и качества (гранулометрического состава, влажности) извести и других сыпучих, вводимых в конвертор против потока газов и уносимых последним; содержание пыли в газе достигает 250 г/м³ Многочисленные замеры показывают, что повышение ин- тенсивности кислородной продувки не дает существенного повышения запыленности газов; на некоторых установках суммарный вынос пыли даже уменьшается (в процентах к массе садки). При этом вследствие интенсификации всегда возрастает количество пыли, проносимой газами в единицу времени, через Газоотводящий тракт, в результате чего возрастает нагрузка на газоочистную установку.

Способ отвода газов от конверторов (с доступом или без доступа воздуха в газовый поток), а также способ охлаждения газов (поверхностный или впрыскиваемой водой) определяют количество и состав газов и их продуктов сгорания, входящих в газоочистительный аппарат, % также гранулометрический состав пыли, содержание пыли на 1 м³ газов, степень насыщения влагой, состав газов.

Газоочистная установка должна обеспечивать очистку газов от пыли до санитарных норм при любом способе отвода и охлаждения газов. Санитарные нормы запыленности газов, выбрасываемых в атмосферу, из года в год ужесточаются. Содержание пыли в газах, выбрасываемых в атмосферу, не должно превышать 100 мг/м³ (в среднем за период кислородной продувки). В ближайшие годы следует ожидать, что с ростом интенсивности работы основных технологических агрегатов металлургических предприятий величина остаточной запыленности будет снижена, по крайней мере, до 80 мг/м³.

Изложенные условия определяют величину коэффициента улавливания пыли в системах газоочистки, т. е. по мере снижения допустимой остаточной запыленности должен повышаться коэффициент улавливания пыли в газоочистке.

Коэффициент улавливания определяли, как отношение массы уловленной пыли к массе пыли, вносимой в газоочистку.

Запыленность газов, их состав, требуемая степень очистки в аппаратах указывают, что при переходе от системы отвода с полным сжиганием газов к системам без дожигания запыленность газа, входящего в газоочистку, возрастает. В то же время при верхней кислородной продувке пыль более крупная, легче отделяется, при донном дутье — более мелкая, и ее отделение усложняется.

Все многочисленные способы очистки газов можно разделить на две основные группы: мокрую и сухую очистку. Для мокрой очистки используют скрубберы, различной конструкции, дезинтеграторы, трубы Вентури (именуемые также трубами-распылителями) различных модификаций, размеров и конструкций. К этому же классу относят и мокрые электрофильтры.

Принципиально для всех аппаратов мокрой очистки характерны смачивание газа и следовательно, находящейся в нем пыли, коагулирование частиц пыли и удаление их из потока газов. Поэтому в аппаратах мокрой очистки устанавливают, как правило, сепараторы, влаго-отделители, циклоны или ловушки различных конструкций, назначение которых улавливать выносимые из основного потока смоченные и скоагулированные частицы пыли. Неотъемлемой частью мокрых газоочисток является водное хозяйство. Весьма часто качество очистки определяется не собственно конструкцией аппаратов, а качеством воды (содержанием твердых частиц, водородным показателем и др.), поступающей на газоочистку. По соображениям охраны окружающей среды не допускаются работа мокрых очисток по разомкнутому циклу, и даже эпизодический сброс воды из оборотных циклов в водоемы.

Для аппаратов сухой очистки характерно удаление пыли без смачивания, например коагуляция частиц в электрофильтрах вследствие зарядки их частиц в электрическом поле в результате адсорбции ионов поверхностью частиц в поле коронного разряда, в активной зоне рукавных фильтров за счет статического электричества, а на самой ткани в результате автофильтрации.

Один и тот же газоочистной аппарат работает на разных предприятиях даже за одинаковыми технологическими агрегатами, в разных условиях: различны запыленность газа, состав, температура и др. Результаты расчета аппаратов очистки газа большей частью не подтверждаются достигаемыми на практике результатами. Поэтому наиболее правильным подходом при определении габаритов и выборе типа аппаратов для очистки газов от пыли является аналогия с действующей или моделирование на экспериментальной установке с внесением коррективов, основанных на опыте ее эксплуатации, особенностях технологии и новых исследованиях.

Многочисленные технико-экономические расчеты показывают, что в принципе нельзя отдать предпочтение сухой электростатической или мокрой очистке газа. Вместе с тем следует отметить, что в отдельных конкретных условиях в зависимости от эксплуатационных показателей (заработной платы, стоимости электроэнергии, наличия водных ресурсов, возможности использования шлама, стоимости оборудования), а также способа отвода и охлаждения газов может оказаться целесообразным применять либо мокрый, либо сухой способ очистки газов.

Сухие газоочистки имеют следующие преимущества:

1) не требуется в большом количестве вода, что позволяет обойтись без сопутствующих хозяйств — грязного оборотного цикла, установок по стабилизации воды, устройств для дегазации воды (от окиси углерода) и т. д.;

2) сокращается неизбежный выброс окиси углерода в атмосферу, так как зажигание свечи при сухом газе с температурой 150—200 ^СС обеспечивается уже при 12—18% СО, тогда как газы, насыщенные влагой и имеющие температуру 40—50 °С, загораются только при 22—30% СО;

3) увеличивается период использования газа как топлива;

4) значительно сокращается расход электроэнергии на отсос газов.

Несмотря на эти преимущества сухих фильтров, при современном уровне конверторного производства не исключены технологические неполадки, при которых может образоваться взрывоопасная смесь. Электрофильтр является запалом для такой смеси. Тканевые же фильтры сложны, громоздки и не обеспечивают необходимой газоплотности. Именно по этим причинам в настоящее время отдают предпочтение мокрой очистке. В мировой практике большее распространение получили мокрые системы очистки (80%) и только в США при отводе газов с а>1 сухие электростатические (примерно половина газоочисток). Тканевых газоочисток на конец 1978 г. работало только семь.

I. Мокрая очистка

В мокрых газоочистках основным элементом являются трубы-распылители (трубы Вентури); работает несколько установок и с мокрыми электрофильтрами. Газоочистки, включающие трубы-распылители, можно подразделить на две группы, отличающиеся принципом работы: трубы-распылители с высоким гидравлическим сопротивлением и с низким гидравлическим сопротивлением и использованием эффекта конденсации.

Условно будем считать, что сопротивление газоочистки менее 5000 Па является низким, а более 8000 - 10 000 Па высоким. Температура газов, входящих в трубы-распылители с высоким сопротивлением, не превышает 300 - 400 °С, а в трубы, использующие эффект конденсации, равна температуре насыщения (70 - 90 °С). Поэтому в зависимости от температуры газов после охладителя перед трубами-распылителями размещают скруббер или другие устройства, в которых происходит

охлаждение газов до указанных температур. Вслед за трубами-распылителями в тракт включаются сепараторы (циклоны или другие влагоотделители). Таким образом, мокрая газоочистка является многоступенчатой: как минимум двухступенчатой (труба-распылитель и влагоотделитель); большей частью - трехступенчатой (циклон, труба-распылитель и влагоотделитель); иногда пятиступенчатой (труба-распылитель большого размера с малой скоростью газа, сепаратор, труба-распылитель с высокой скоростью газа, сепаратор, влагоотделитель). Ведутся эксперименты по созданию более простых и эффективных газоочисток.

Трубы-распылители с высоким сопротивлением движения

На рис. 42 показаны принципиальные схемы подвода потоков газа и воды в трубу-распылитель. Как видно, поток газов проходит вдоль трубы, а поток воды подводится через центральное сопло (а), через отверстия в горловине трубы (б) или стекает по всей внутренней плоскости конфузора — суживающей части (в). В зависимости от схемы отвода газов, в которой работают трубы — изменением положения диска. При этом сечение трубы может быть круглым или прямоугольным. Малые трубы-распылители с круглым сечением горловины (рис. 43). Трубы-распылители с центральным соплом 2,распыливающим воду, состоят из группы малых труб.

Рис. 42. Принципиальные, схемы труб-распылителей:

а — подвод воды в горловину; б — подвод воды через сопло; в — подвод воды по периметру конфузора; г — труба с изменением сечения горловины поворотными заслонками; о — труба с изменением сечения горловины передвижным конусом; е — труба с изменением сечения передвижным диском

Вода подводится к соплу по оси 3 и тангенциально 4. Все сочленения и арматура выполняются из нержавеющей, коррозионностойкой стали или медными. Трубы-распылители чугунные или из нержавеющего металла.

Весьма часто конфузоры труб выполняют съемными и заменяемыми. Чтобы исключить забивание сопел, вода, поступающая к ним, не должна содержать взвешенных твердых веществ более 50 мг/кг. Сопла тщательно устанавливаются по оси трубы, создавая по периметру равномерный веер разбрызгиваемой воды.

Опыт эксплуатации показывает, что малые трубы-распылители предъявляют повышенные требования к величине водородного показателя (рН) воды оборотного цикла газоочистки. При рН = 89 трубы обычно чистые; при рН около 10 появляются отложения в горловине, которые очень быстро нарастают при рН>12. Практически при рН11 за 16 плавок толщина отложений в горловине труб Вентури достигла 10 мм. Отложения представляют собой чередующиеся слои: белые (известь) и коричневые (конверторная пыль). Радикальной мерой, исключающей такие отложения, являются стабилизация состава воды и поддержание водородного показателя в пределах 8 - 9.

Часто применяются малые трубы с диаметром горловины 90 мм. Степень улавливания пыли в таких трубах-распылителях в зависимости от их сопротивления, по данным Симона, приведена ниже:

Гидравлическое сопротивление, Па	1000	5000	7000	9000
Степень улавливания, %	99,48	99,44	99,74	99,83

Через каждую трубу диаметром 90 мм проходит примерно 2000 м³/ч продуктов сгорания; расход воды 1,0 л/м³ газов. Скорость газов в горловине около 90 м/с. На рис. 1 показана конструкция газоочистке “Гипрогазоочистка” состоящая из скруббера 7, труб-распылителей 2 (64 шт. диаметром 90 мм) и циклонного влагоотделителя 3. О высоком качестве очистки говорит отсутствие влаги в газах перед дымососом. В таблице приведены результаты замеров запыленности газов после такой газоочистки. Расход воды на скруббер 1800 м³/ч на сопла труб-распылителей 120 м³/ч. Количество продуктов сгорания за газоочисткой 100000 м³/ч. Интенсивность орошения в скруббере около 18 кг воды 1 м³ газов; удельный расход воды в трубах-распылителях 1,2 л/м³, сопротивление труб 10 000 Па. Содержание пыли после газоочистки показано в табл. 12.

В малых трубах-распылителях с подводом воды через сопло, расположенное по оси, поток газов пересекает водяной веер дважды: перед входом в трубу, а затем, когда поток воды отразился от стенок конфузора, при входе в наиболее узкую часть — горловину. В последнем случае скорость газов максимальна. Этим достигается хорошая смачиваемость всех частиц пыли - вода как бы их обволакивает, пыль коагулируется и выводится из потока при резких поворотах после труб или в сепараторах-влагоотделителях, завихрителях и других устройствах.

Приведенные данные подтверждают высокую степень улавливания в таких трубах.

Рис 1. Общий вид газоочистки с малыми трубами:

1 — скруббер; 2 — трубы-распылители; 3 — влагоотделитель

Недостатком этих конструкций является большое количество труб и сопел, подлежащих надзору. В новых установках малые трубы Вентури не применяются.

Большие трубы-распылители. Более простыми являются газоочистки, состоящие из труб-распылителей большого диаметра, так как их количество невелико (одна-две) и в них часто отсутствуют сопла, а вода подается через отверстия по периметру горловины.

В трубах, у которых вода подводится по периметру или подается поперек горловины, переливается через стенки конфузора или направляется по диску, газ встречается с потоком воды один раз, поэтому он должен обладать более высокой энергией и скоростью, чтобы раздробить поток воды и увлажнить все частицы. Для обеспечения высокой эффективности гидравлический перепад на больших трубах обычно принимается равным 12 000 Па по сравнению с 9000 Па на малых трубах. Скорости газов в горловине больших труб 120 - 180 м/с, а в горловине малых труб 80 - 100 м/с; удельные расходы электроэнергии соответственно 5 - 12 и 10 кВт-ч на 1000 м³ продуктов сгорания.

Сопоставлена эффективность очистки газов в малых трубах Вентури и в средних по величине (соответственно с диаметрами горловин 90 и 300 мм). Показано, что малые трубы более, эффективны и в них легко достижима очистка до 60 мг/м³.

Газоочистки, состоящие из малых труб-распылителей, применяют в настоящее время редко из-за их большого числа и повышенных эксплуатационных расходов; кроме того, при засорении одного - двух сопел очистка газов резко ухудшается. Большие трубы-распылители (в том числе и прямоугольные) без сопел все большое распространение.

Рис. 2. Газоочистка, состоящая из двух последовательных труб-распылителей большого (/) и малого (2) диаметров и влагоотделителя (3)

Рис. 3. Газоочистка фирмы «Баумко» из двух последовательных труб-распылителей (/) и (2) и угловых сепараторов (3) после каждой трубы

Газоочистки, состоящие из труб как малых, так и больших сечений, обеспечивают равномерное распределение газа по трубам и при чистых соплах в трубах они весьма надежны в эксплуатации. Равномерное распределение газа по трубам определяется тем, что сопротивление тракта до труб несоизмеримо мало по сравнению с сопротивлением труб. Трубы-распылители с горловиной больших сечений применяются во всех схемах отвода конверторных газов.

В зависимости от способа отвода конверторных газов применяются трубы с регулируемым или нерегулируемым сечением горловины. Регулирование горловины осуществляют подвижным конусом, передвижными иле, поворотными створами, передвижением одной из стен трубы-распылителя.

Сочетание труб-распылителей большого диаметра» выполняющих функцию скруббера, и аппарата тонкой очистки применяется в газоочистках еще с раннего периода развития кислородно-конверторного способа. Фирма «Баумко» дополнила эту схему сепараторами влаги и пыли, устанавливаемыми после каждой ступени трубы Вентури.

Прямоугольные регулируемые трубы широко применяются. Практически все конверторы емкостью 300 т и более в отечественных кислородно-конверторных цехах оборудуются такими трубами, выполняемыми с регулируемыми створками; положение створок соответствует давлению над конвертором и, следовательно, количеству газов, выходящих из него. Прямоугольные трубы применяются в регулируемых системах отвода газов без дожигания.

Схема газоочистки- конверторов емкостью 300 т с прямоугольными трубами-распылителями показана на рис. 47. Газы, выходящие из конвертора 7, пройдя котел- охладитель 2 при температуре 1000 - 800 °С, поступаю; в орошаемый газоход газоочистки 3. Вода к орошаемому газоходу поступает из оборотного цикла по трубам 11. Впрыскиваемая вода охлаждает газы до 250 - 300 °С. К бункеру орошаемого газохода 4 примыкают две трубы Вентури 5, затем в бункере первой ступени 6 газ делает поворот и, пройдя по газоходу 7, поступает во вторую регулируемую трубу Вентури 8, затем после бункера 9 направляется во влагоотделитель 10 и к эксгаустеру 14. Отвод шлама из элементов газоочистки осуществляется через гидрозатвор 12

Рис. 4. Схема газоочистки за конверторами емкостью 300 т с трубами Вентури

по отво дящим линиям 13. Газоочистка рассчитана на пропускную способность газов из конвертора при подаче на продувку 1500 м³/мин кислорода. Регулируемые трубы обладают рядом преимуществ по сравнению с нерегулируемыми трубами, так как обеспечивают: а) эффективную очистку отходящих газов независимо от колебаний их расхода и запыленности; б) поддержание необходимого давления-разрежения над конвертором; в) использование при пленочном орошении воды с повышенной концентрацией взвешенных веществ.

В горловине вертикальной прямоугольной регулируемой трубы Вентури размещены две плоские поворотные лопасти с горизонтальными осями вращения. Изменяя зазор между лопастями, меняют количество газа, пропускаемого через трубу.

Трубы-распылители (трубы Вентури) применяют, как уже указывалось, не только как основной аппарат газоочистки, но и как аппарат для предварительного охлаждения газов. Подаваемая вода обеспечивает полное насыщение газов парами. В этих условиях трубы-распылители выполняют функции скруббера.

Остаточная запыленность очищенного газа, выходящего из газоочисток с большим сопротивлением потоку, зависит от суммарного сопротивления аппаратов газоочистки.

В установках, работающих по проектам Гипрогазоочистки, такая же остаточная запыленности достигается при более низком сопротивлении (10 - 11 кПа).

Трубы-распылители с небольшим сопротивлением движению, использующие эффект конденсации

В трубах-распылителях с высоким сопротивлением движению потоки газа и воды перекрещиваются; прю этом частицы пыли и воды соударяются, дробятся, пылинки смачиваются и при движении по диффузору трубы коагулируются. В трубах-распылителях с небольшим сопротивлением движению имеет место адиабатическое расширение, вызывающее состояние перенасыщения водяного пара. Такое состояние достигается быстро; затем происходит относительно медленная конденсация перенасыщенного водяного пара в многочисленных центрах конденсации, которыми являются пылевые частицы.

Использование эффекта конденсации для системы* очистки разрабатывалось многими советскими инженерами. Конденсация паров влаги при определенных условиях может привести к значительному снижению остаточной концентрации пыли. Образование вокруг частиц пыли тонкой водяной-оболочки создает благоприятные условия для их коагуляции. Минимальное содержание пыли при прочих; равных условиях достигается после аппарата при температуре газов в нем, близкой к точке

Представлены результаты исследований, из которых видно, что минимальная запыленность соответствует точке росы (70°С). Количество конденсируемой влаги Q (г/м³), при которой максимально используется конденсационный эффект, можно определить по формуле

Где - концентрация пыли по массе на входе в трубу Вентури, г/м³; - плотность частиц, кг/м³; - коэффициент, учитывающий количество влаги, образующейся в результате спонтанной конденсации; - оптимальная толщина пленки, равная 0,5 мм; — средний диаметр частиц.

До сих пор нет единого мнения о том, как получить и поддержать чисто конденсационный эффект паров, влаги, а. газоочистке и о ее влиянии на качество очистки.

Рис. 5. Схема конденсационной газоочистки конверторов емкостью 250 т:

1 ■— скруббер; 2 — вращающиеся разбрызгиватели воды; 3 — стационарные разбрызгиватели; 4 — трубы-распылители; 5 — мульти-влагоотделители; 6 — вход газов; 7 — выход газов; 8 — насос повторного использования воды

На рис. 5 приведена схема газоочистки, работающая на принципе конденсации паров влаги. Температура воды после скруббера — около 70 °С, эффект конденсации используется при охлаждении газов до 40 °С. В качестве газоочистки использованы трубы Вентури небольшой длины с малой горловиной. Скорость газа в трубах до 40 м/с. Тонкораспыленная вода подается в газоочистку между каждыми двумя ярусами труб Вентури. Сопротивление всех ярусов системы газоочистки с трубами Вентури (приостаточной запыленности газа до 200 мг/м³) равна 1800 Па. Удельный расход электроэнергии на 1000 м³газа составляет 2—2,5 кВт-ч.

После труб-распылителей необходим сепаратор для удаления из потока скоагулировавшеися пыли. Трубы-распылители, использующие эффект конденсации, по мнению автора, в отличие от труб-распылителей с высоким сопротивлением движению предъявляют более жесткие требования к работе в рамках расчетных режимов, и это обстоятельство ограничивает их применение, особенно в системах регулируемого отвода газов без дожигания. При отклонении от расчетных режимов по количеству газов и по тепловой нагрузке скорость и температура газа в газоочистке снижаются, ухудшается эффект конденсации. Так, на конверторах с отводом газов без дожигания по регулируемой схеме такие системы с конденсационным эффектом не обеспечивают необходимой очистки в кратковременные периоды (при а>1) в начале и конце продувки. Недостаток таких систем - большое количество труб малого диаметра и сложность эксплуатации, поэтому в последнее время их не устанавливают.

Скрубберы широко применяют в системах очистки газов при их температуре перед аппаратами выше 600 - 200°, однако эта температура весьма часто достигает 1200 - 1400 °С. Скрубберы предназначены в основном для охлаждения газов, но в них происходит и отделение наиболее крупных фракций пыли. По принципу работы скрубберы делятся на водяные и испарительные. В первые подается большое количество воды, которая охлаждает газ и при этом нагревается не выше температуры мокрого термометра, во вторых,- впрыскиваемая вода практически полностью испаряется и охлаждает газы до температуры 70 - 250 °С. После скруббера газы поступают в сухой электрофильтр, трубы распылители или другие системы газоочистки.

Скрубберы (имеются в виду только водяные безнасадочные) представляют собой полые цилиндры с бункером в нижней части. По высоте скруббера размещено несколько рядов сопел, обеспечивающих распыление воды, полностью перекрывающей все сечение.

Скруббер, представленный на рис. 53,а, футерован с внутренней стороны. Вода подается вверх через форсунки, смонтированные в три ряда. Газ входит в нижнюю часть скруббера, поднимается вверх а на своем пути движения встречается с охлаждающей водой.

Скруббер, представленный на рис. 53,6, не имеет футеровки. Сопловые аппараты размещены равномерно на высоте. Разбрызгивание воды происходит интенсивно по всему сечению, при этом интенсивнее происходит и охлаждение металлических стенок. Над бункером в скруббере размещаются решетки (с ячейкой 100х100 мм или других размеров). В пределах скруббера газ отмывается от известковой пыли, осаждающие крупные частицы шлака и металла; в последующие элементы газоочистки (трубы-распылители и другие) поступают газы, содержащие только плавильную пыль. Скорость газа (отнесенная к его выходным параметрам) в скруббере 1,2 – 2 м/с. Некоторые авторы рекомендуют принимать более высокие скорости.

Коэффициент улавливания при интенсивности орошения 15—20 равен примерно 80% (расход воды около 1500 м³/ч; количество конверторных газов 70 000—100 000 м³/ч). В водяных противоточных скрубберах температура выходящей воды часто выше температуры охлажденного газа.

Прямоточные водяные скрубберы нашли применение и в газоотводящих трактах. В таких скрубберах температура выходящей воды ниже температуры газов, покидающих аппарат. Время пребывания газов в параллельно-прямоточных скрубберах может достигать 1,5 – 2,5 с при скорости 12—20 м/с; при этом газы охлаждаются с 800—900 до 60—80 °С. При интенсивности орошения больше 5—8 следует считаться с возможностью значительного выноса влаги из скруббера.

В нижней части скрубберов как противоточных, так и прямоточных накапливается большое количество пыли, поэтому для защиты шламоотводных труб от забивания над бункерами размещаются решетки (ячейками 100х100 мм и меньше). Удаление шлама над решеткой представляет трудную операцию. При конструировании аппарата и выполнении проекта его установки этой проблеме необходимо уделять соответствующее внимание.

Для облегчения работы при эксплуатации конверторного цеха Карагандинского металлургического комбината увеличили объем бункера, одна сторона которого выполнена в виде двери с электроприводом. Под бункер подается думпкар. При открывании двери содержимое бункера сползает в думпкар и отвозится.

П. И. Вернигора, обобщив работу 14 скрубберов, провел исследования скруббера диаметром 7,0 м, высотой 25,75 м, объемом 962 м³ и установил, что значение объемного коэффициента теплопередачи К зависит от плотности орошения и с увеличением последней также возрастает.

Величину К рекомендуется определять по уравнению , где — плотность орошения, м³/м².

В другой работе утверждается, что на заводах успешно работают безнасадочные скрубберы, но их геометрические размеры завышены. Рекомендуется следующая зависимость между объемным коэффициентом теплопередачи [Вт/(м²·°С)], массовой скоростью газа [кг/(м²·с)] и плотностью орошения: К=1,163х(14,7 + 96,7lg).

Осмотр работающих скрубберов показал, что на многих предприятиях расчетный расход воды значительно выше требуемого, что обусловлено завышением расчетных параметров газа. Авторы указывают, что эффективное орошение происходит в том случае, если давление воды перед брызгалами не менее 0,15 МПа. Испарительные скрубберы применяются большей частью как стабилизаторы перед сухими электрофильтрами. Чисто испарительные скрубберы в условиях конверторных цехов имеют тот недостаток, что на стенках скруббера могут появляться настыли.

Тепло (Вт), отводимое в испарительном скруббере от газа, определяется по формуле

где V_о — объем газа на входе в скруббер, м³/ч; - начальная и конечная температура газов, ° С; - соответственно начальная и конечная теплоемкость газа и пара, кДж/(м³·°С); - начальное и конечное влагосодержание газа, м³/м³.

Объемный коэффициент теплопередачи в скруббере где V — активный объем скруббера, м³; — среднелогарифмическая разность температур газов и жидкости, °С:

Рис. 6.

Величина К колеблется от 400 до 1600 кДж/(м³-^оС).
Дисковые распылители. Последние годы во многих отечественных цехах и в различных странах применяют дисковые распылители в качестве газоочистного аппарата для газов кислородных конверторов, отводимых в системах с полным дожиганием и без дожигания. Вся газоочистка состоит из трех - пяти элементов: дискового распылителя, сепаратора, влагоотделителя ; иногда применяют два последовательно установленных дисковых аппарата с сепаратором между ними.

На рис. 6 представлена схема дискового распылителя. Газы движутся сверху вниз; по пути встречают неподвижный диск 1, отражаются, делают резкий поворот и с высокой скоростью проходят через кольцевую щель 2 между наружным корпусом и внутренним диском. Вода под обычным давлением подается по трубе 3, встречает диск, растекается по нему и стекает веером по периметру, пересекаясь с газом, движущимся в щели с большой скоростью. При этом происходят дробление частиц воды, смачивание пыли и ее коагуляция.

Диск размещен в конусообразной части газохода; он не вращается, но при регулируемых системах отвода газов перемещается вниз и вверх;, при этом меняются ширина и площадь сечения щели, скорость потока, а следовательно, изменяется степень дробления и смачивания частиц. Смоченная и скоагулированная пыль выводится из газового потока в сепараторе 4 и влаго-отделителе 5. Напор воды при подходе к дисковому распылителю должен быть достаточен для подъема воды, прохода по диску и истечения с напором, обеспечивающим распыление (0,15—0,2 МПа).

Требования к качеству воды, подводимой к дисковому распылителю значительно ниже, чем к качеству воды, направляемой к трубам-распылителям. Дисковые распылители могут работать при содержании взвешенных частиц в воде 200 - 300 мг/кг и более.

Установки с дисковым распылителем смонтированы на многих заводах в схеме отвода газов без дожигания и с полным дожиганием. Дисковый распылитель имеет ряд преимуществ перед трубами-распылителями: он меньше забивается даже при очень плохом качестве воды, не имеет сопел и требует небольших эксплуатационных затрат. Работа дискового распылителя определяется в основном работой влагоотделителя, т. е. тем, в какой мере последний обеспечивает улавливание скоагулировавшейся пыли.

Сепараторы, циклоны, влагоотделители

Для вывода из потока газов смоченных и скоагули-ровавшихся частиц служат различные аппараты: сепараторы, циклоны, пенные решетки и др. На рис. 56 изображены принципиальные схемы таких аппаратов: а) сепаратор угловой; б) циклон или центробежный сепаратор; в) пенная решетка. Принцип работы сепаратора и циклона ясен из приведенного рисунка.

По проекту Гипрогазоочистки пенные решетки устанавливают после труб Вентури. Опыт газоочистки конверторов показал, что пенные решетки являются хорошим влагоотделителем при скорости газов 3,5 м/с и потере напора 500 Па. При скорости газов в 2 м/с пенная решетка работает неудовлетворительно. Во влагоотделителях целесообразно использовать принцип малых скоростей движения газов после труб-распылителей (до 1 - 1,5 м/с).

Мокрые электрофильтры

Мокрые электрофильтры включают в газоотводящий тракт после котлов-утилизаторов и скрубберов. Через электрофильтр отводят продукты сгорания конверторных газов.

Среди современных установок выделяется газоотводящий тракт с мокрым электрофильтром на заводе в Хукингене (ФРГ) [60]

Рис. 7. Схемы влагоотделителей:

а — сепаратор Элбоу; б — циклон; в — пенная решетка; / — ввод запыленного газа; 2 — корпус; 3 — направляющий лист; 4 — кольцо для сбора шлама; 6 — выход очищенного газа; 6 — отвод шлама: 7 — отвод пыли; 8 — решетка; 9 — приемная коробка; 10 — порог; 11 — сливная коробка; 12 ~~ подвод вод»

После котла-охладителя газы с температурой 1100 °С разделяются и поступают в два параллельных скруббера (слегка наклоненных к горизонту) и затем при 77 °С в вертикальный трубчатый электрофильтр. Фильтр состоит- из 1000 труб. Трубы являются осадительными электродами; внутри каждой трубы имеется коронирующий электрод; рабочее напряжение электрофильтра составляет 40 кВ.

Шлам, осевший на внутренних поверхностях трубы, смывается водой, проходит циклон и оседает в отстойнике, а затем насосами подается непосредственно в барабанную мельницу аглофабрики. Система работает с коэффициентом избытка воздуха не ниже 0,75 (газ негорючий), т. е. практически по схеме с недожогом в пределах взрывобезопасности. Из двух работающих систем за конверторами емкостью 200 т с максимальной скоростью обезуглероживания 0,55% С/мин и выходом газов 100 000 м³/ч (продувка 18—20, плавка 40 мин) одна работает с дымососом, другая — на естественной тяге.

Сухая очистка

Наибольшее распространение получила сухая очистка в электростатических фильтрах при отводе газов с полным дожиганием.

Сухие электрофильтры в системах с >0,75

На рис. 8 представлен общий вид электростатического сухого фильтра Семибратского завода газоочист-

Рис. 8. Сухой электростатический унифицированный горизонтальный фильтр типа УГ

ного оборудования. Электрофильтры — многопольные односекционные аппараты прямоугольной формы со стальным корпусом. Осадительные электроды изготовлены в виде С-образных свободно подвешенных пластинчатых элементов, нижние концы которых закреплены при помощи направляющих. Расстояние между плоскостями электродов 265 мм. Коронирующие электроды - .ленты с выштампованными иголками, натянутые на трубчатые рамы.

Электрофильтры подразделяют на три габаритные группы: УГ-1, УГ-2 и УГ-3. Каждая из этих групп включает несколько типоразмеров. Условное обозначение типоразмера электрофильтра: У — унифицированный, Г — с горизонтальным ходом газа. Цифра после букв обозначает порядковый номер габаритной группы; следующая цифра — число электрических полей; последние цифры — площадь активного сечения, м².

В зависимости от насыпной массы уловленной пыли и принятой схемы пылеулавливания корпус электрофильтра может быть изготовлен в различном исполнении, различающемся типом бункера (табл. 2 ).

Таблица 2. Типы корпусов электрофильтров

Исполнение

Тип бункера

Номер габарита

Насыпная масса пыли,

Пирамидальный

Щелевидный

1, 2, 3

1, 2

<1,5

1,5

<1,5

Электрофильтры первого и второго габаритов можно устанавливать вне здания с устройством шатра над :крышкой и механизмами встряхивания электродов. Шатер опирается на корпус электрофильтра. Электрофильтры третьего габарита устанавливают вне здания *без шатра.

Электрофильтры Семибратского завода получили большое распространение. Температура очищаемых газов до 250 °С, сопротивление фильтра около 150 Па, потребляемая энергия 0,3 кВт-ч/1000 м³, коэффициент улавливания пыли 99,8%.

На заводе в Консетте [61] с конверторами емкостью 100 т работает трехпольный горизонтальный электрофильтр. Для удаления пыли, осаждаемой на осадительных электродах, используют принцип магнитного импульса; кроме того, на подвесной раме укреплены ударные молоточки, которые сбивают пыль. Коронирующие электроды очищают от пыли электромагнитным вибратором. Эффективность очистки фильтров зависит от качества работы молоточков и вибраторов.

Сухие электрофильтры работают устойчиво при определенной температуре и влажности входящего газа. Для обеспечения этих условий перед сухим электрофильтром устанавливается стабилизатор-башня высотой до 20 м, диаметром 4—5 м, оборудованная соплами для тонкого распыления воды. Количество впрыскиваемой воды регулируется автоматически по температуре газов на выходе из сухого фильтра, равной 140 - 160 °С.

Ниже приведены рекомендуемые параметры при работе сухих электрофильтров:

Скорость газа, м/с

Удельная поверхность осадительных электродов на 1000 ,

Удельная мощность короны, на 1000 , Вт

Потребляемая энергия, кВт·ч/1000

Сопротивление, Па

фильтра

стабилизатора

Число полей

Давление воды перед стабилизатором, МПа

Коэффициент улавливания пыли, %

0,8 – 4,0

2 – 5

30 – 300

0,5 – 1

20 – 100

<1000

1 – 5

<1,5

95 – 99,9

Корпуса электрофильтров рассчитываются на работу под разрежением от 3000 до 15 000 Па при заполнении бункеров с насыпной массой от 1500 до 3500 кг/м³.

Такие электростатические фильтры работают в системах отвода газов из конверторов при >0,75, т. е в системах с полным дожиганием и недожогом в пределах взрывоопасности.

Сухие электрофильтры в системах 0<<0,75

В 1979 г. в системах отвода газов 0<<0,75 работали восемь электрофильтров [63, 64]. Первые фильтры были, введены в эксплуатацию на заводе «Зальцгиттер» в 1969 и 1972 гг. Характеристика трактов с сухими электрофильтрами представлена в табл. 14 (на начало 1980 г.).

Практически в крупных промышленных газоотводящих трактах не может быть осуществлено идеальное тампонное течение. Еще до того, как содержание кислорода в газах с началом продувки в течение первой минуты снизится с 21 до 0%, в газоотводящем тракте уже появляется и окись углерода.

Однако при быстрой скорости обезуглероживания снижение содержания кислорода с 21 до 0% может происходить не за одну минуту, а за несколько секунд. В отходящих газах при этом может присутствовать и кислород, и окись углерода. Чем быстрее меняется скорость обезуглероживания в начале продувки, тем больше продолжительность совместного наличия в газах и СО.

При прохождении последовательно через пылеулавливающие устройства кислородсодержащих продуктов сгорания и газов, содержащих окись углерода, в связи с наличием мертвых зон, неравномерностью выхода газов из конвертора, неравномерностью потока и другими факторами может образоваться взрывоопасная газовая смесь. Поэтому обычный сухой прямоугольный фильтр с пылевыми бункерами не удовлетворяет условиям техники безопасности (много мертвых зон). Более приемлемыми оказались трубчатые электрофильтры. В круглом газоходе газы проходят через систему последовательно и при этом предотвращается смешивание газов различного состава.

Созданию промышленной установки предшествовали лабораторные исследования. Были изучены условия, исключающие застойные зоны, условия прочности при возможных хлопках, а также условия достижения требуемой очистки.

Опыт эксплуатации трактов показывает, что независимо от применяемых способов очистки (сухих или мокрых) в аварийных случаях нельзя исключить хлопки. В связи с этим в описываемых сухих электрофильтрах расчетный перепад давления принят 0,2 МПа; дополнительно на корпусе фильтра предусмотрены предохранительные клапаны. Площадь предохранительных клапанов (м²) определяют по формуле

где — разгрузочное сечение промышленной установки; , - объем и сечение сосуда лабораторной установки; - объем сосуда промышленной установки.

При хлопке, чем больше емкость сосуда, тем меньше давление взрыва. Это следует из результатов лабораторных опытов (рис. 59).

В табл. 3 приведена характеристика условий опытов.

Таблица 3. Зависимость давления взрыва от емкости сосуда

Кривая

Емкость сосуда

Абсолютное давление, МПа

Изменение давления, МПа/с

1 л

0,7

2,7

8,6

Исследования проводились на газовой смеси, содержащей 70% метана и 30% водорода. Результаты исследований показали, что при больших объемах повышение давления от хлопков происходит медленнее и имеется достаточно времени для снижения давления.

Несущими элементами электрофильтра круглой формы являются (см. рис. 58) кольца /, между которыми помещены обечайки 2, патрубки входа 3 и выхода газов 4, сочлененные с коническими днищами 5. Отделенная пыль через отверстия 6 в днище корпуса поступает на лотковый цепной транспортер. Предохранительные пружинные клапаны 7 размещены на днищах. Электрофильтр разделен на три последовательные зоны очистки.

Очистка коронирующих и осадительных электродов происходит с помощью обстукивающих устройств. Каждая зона имеет преобразовательную установку постоянного тока высокого напряжения. Высокое напряжение 45 - 60 кВ, плотность тока 0,3—0,5 мА/м² площади осаждения.

Эффективность электрофильтров по отделению пыли определяют по формуле ;

где v — скорость газа; w— скорость перемещения газа в электрическом поле.

Высокому к. п. д. фильтра (.99,9%) сопутствует увлажнение газов перед фильтром. Для быстрого увлажнения при относительно низких температура газов в отдельных случаях вдувают пар. Удельный расход; электроэнергии 1,85 кВт-ч на 1 т жидкой стали; расход: воды 0,08 т на 1 т стали.

Рис. 9. Общий вид сухого электростатического фильтра работающего в схемах с 0<а<0,75.

Уловленную пыль используют главным образом на аглофабрике. Пыль собирают в башне, емкость которой равна суточному выходу. Затем в сухом виде или с небольшой добавкой воды транспортируют в смесительно-окомковательные установки.

Сухие электрофильтры веретенообразной формы намечено установить на заводе «Ньювес-Майсонс» (Франция). Взрывоопасная смесь исключается продувкой тракта газовым тампоном [65]. Авторы отмечают, что по мере роста стоимости энергии и ужесточении требований к охране атмосферы эффективность сухих фильтров будет возрастать. При сухой очистке отсутствует сложное водное а шламовое хозяйство. Сопротивление сухих электрофильтров невелико, поэтому некоторые заводы отдают предпочтение сухой очистке. Однако сухие электрофильтры имеют более сложное оборудование, чем при мокрой очистке, и требуют большей квалификации и внимания эксплуатационного персонала.

Рис. 10. Общий вид газоотводящего тракта с тканевыми фильтрами: 1 — конвертор; 2 — охлаждаемый камин; 3 — аккумулятор; 4 — скруббер; 5 —• тканевый фильтр; 6—дымосос; 7 — дымовая труба; 5, 9 — клапаны; 10 — вентилятор

Тканевые фильтры

Фильтры этого типа находят широкое применение в черной металлургии. Известно несколько установок (рис. 60), используемых для очистки

конверторных газов [66, 67]. Фильтрацияв этом случае требует тщательного подбора фильтрующей ткани. Конверторная пыль, неоднородная по химическому составу, образует на ткани слой, через поры которого проникает только газ. Этот слой способствует дальнейшей коагуляции частиц. При отсутствии такого слоя частицы будут проходить через ткань, поры которой в 50— 100 раз больше размера частиц, поэтому газы не будут очищаться.

Обычные ткани имеют много недостатков (короткие волокна, закрывающие поры и др.), поэтому ткани из естественных волокон уступают тканям из искусственных, которые находят все большее применение в качестве фильтровальных. Температура газов перед рукавными тканевыми фильтрами должна поддерживаться с минимальными отклонениями в интервале 100—110°С. Имеются волокна (стекловолокно с содержанием силикона или графита), допускающие более высокую температуру газов (275—300°С). Ведутся разработки кремнеглиноземистых волокон, которые могут работать при-800—900 °С. Различают ткани с остроконечным ворсом и гладкие, типа фетра.

В тканевых фильтрах конверторного производства применяют тергаль. Для поддержания требуемой температуры газов перед тканевым фильтром их пропускают через испарительный скруббер или подключают термостаты, регулирующие подачу подогретого дополнительного воздуха. На одной из установок имеете» три термостата; два из них включают подсос воздуха при температурах 125 и 135 °С. При достижении предельной температуры для ткани 145 °С третий термостат подает сигнал на подъем фурмы. Содержание пыли после тканевого фильтра (50-т конвертора на заводе в Эль-Ходжар в Алжире) составляет 20 мг/м³. Очистка тканевых фильтров осуществляется встряхиванием. При работе в системах с полным сжиганием газов встряхивание и переключение секций происходит автоматически в любой момент продувки; в схемах с <1 эти операции осуществляют после завершения продувки. Содержание пыли в газах после тканевых: фильтров составляет менее 10 мг/м³. Недостаток этих фильтров — высокий расход электроэнергии; 30 кВт-ч на 1 т жидкой стали.

Текущий ремонт фильтров представляет собой трудоемкую операцию. Одно из направлений упрощения* этой операции — применение крупномасштабных рукавов диаметром 250—300 мм и высотой 6—10 м, поверхность одного элемента которых составляет 6,5—10 м². Тканевые фильтры компонуют также в виде панелей,, блоков, кассет, замена которых может быть выполнена очень быстро.

Оборотные циклы газоочистки

При проектировании оборотных циклов прежде всего необходимо решить следующие задачи: 1) определить минимальное количество циркулирующей воды при заданной интенсивности продувки конвертора; 2) установить подачу такого качества воды, при котором обеспечивается длительная бесперебойная работа аппаратов газоочистки.

Минимальное количество циркулирующей воды возможно при максимальном ее подогреве в период наибольшего обезуглероживания. Между кислородными продувками подачу воды в систему газоочистки сокращают или полностью ее отключают. Для этого прикрывают задвижки или периодически отключают насосы. Максимальный подогрев воды в оборотном цикле можно рассчитать по формуле

где Qmax — максимальное количество тепла, отдаваемого газами в системе газоочистки, кДж; G_ц — количество воды, циркулирующей в системе газоочистки, т/ч; t" _в - температура воды на входе в газоочистку и выходе из нее, °С; t"_в — нагрев воды в газоочистке, °С; с — удельная теплоемкость, Дж/(кг°С).

В течение кислородной продувки вода после мокрой газоочистки выходит с переменной температурой; большей частью эта температура ниже максимально расчетной. В периоды между продувками вода не нагревается. Даже в периоды максимальных тепловых нагрузок вода после газоочистки смешивается с более холодной водой в системе и поступает к охладителям с температурой значительно ниже максимальной.

При емкости системы G_c, температуре воды в ней t_c и количестве циркулирующей воды О_ц температуры перед охладителями (градирнями и другими устройствами) рассчитывают по формуле (без учета потерь системой)

На рис. 61 приведены кривые изменения температуры воды. Снижение температуры воды после газоочистки облегчает работу охладителей в схеме оборотного цикла. Схемы и конструкции систем оборотных циклов многообразны. Одна из схем приведена на рис. 62. По ходу кислородной продувки меняются состав и количество взвесей в сточной воде. Согласно замерам по ходу продувки содержание взвешенных частиц следующее:

Время продувки, мин. .369 12 15 18 21

Содержание взвеси в воде,

мг/л......................... 410 1040 1790 2700 3900 4600 2100

Вода после газоочистки содержит окислы железа, кальция, марганца, извести и другие элементы, а также газы — двуокись и окись углерода. Содержание газов в воде зависит от состава газов, проходящих через газоочистку. В системах с дожиганием вода насыщена двуокисью углерода, в системах без дожигания — окисью углерода.

Растворимость газов зависит от температуры воды, парциального .давления и вида газа. Растворимость газов определяется коэффициентом растворимости р или коэффициентами абсорбции а [69].

Коэффициентом растворимости р называют число объемов газа (без приведения к нормальным условиям), растворившихся в одном объеме воды. Коэффициентом абсорбции а называют число объемов газа, приведенного к нормальным условиям, которое поглощается одним объемом воды при парциальном давлении газа, равном 1,01 МПа. Значения коэффициентов растворимости (абсорбции) газов в воде приведены в табл. 18.

Атмосферный азот содержит 98,815%N₂ и 1,185%Аг. Щелочность и кислотность сточных вод для разных установок различны.

На рис. 63 показано изменение щелочности воды в оборотных системах мокрых газоочисток для трех различных цехов.

В цехе А после каждой продувки щелочность воды снижалась; для предотвращения кислотной коррозии

оборотную воду подщелачивали известью. В течение одной продувки щелочность воды при выплавке стали понижалась до 0,8 мг-экв/л, а при работе на полупродукт — до 0,5 мг-экв/л. При подтопке котла-охладителя коксовым газом, содержащим серу, между продувками щелочность уменьшалась на 0,15 мг-экв/л. В системах с полным сжиганием щелочность воды была достаточной (не менее 3, мг-экв/л) для нейтрализации загрязняющих кислых компонентов. Оборотные циклы этого цеха необходимо корректировать для обезвреживания кислых стоков. Рекомендуется вводить известь в тракт после газоочистки (до отстойника). При этом протекают следующие реакции: СаО + 2НР = СаР2 + Н₂О, а также CaO + H₂S04 = CaSO4 + H₂O, т. е. получаются кальциевые соли, плохо растворимые в воде.

В цехе Б щелочные и кислые стоки балансируются и дополнительной обработки воды не требуется. В цехе В при отсутствии обработки воды наблюдается неуклонный рост щелочности. На этой установке при рН сточных вод 7—8 выделения осадков не наблюдалось; при рН около 10 осадки начали выпадать быстро и при рН = 12 горловины труб-распылителей зарастали в течение 20 плавок (диаметр их уменьшался с 90 до 70 мм). В этом случае требуется уменьшить время контакта конверторных газов с известью (например, можно подавать основное количество извести в шихту конвертора до начала .продувки) и осуществлять подкисление воды.

Возможность стабилизации воды должна предусматриваться во всех проектах оборотных циклов, так как предварительно оценить влияние и взаимодействие всех компонентов процесса нельзя.

В системах с полным дожиганием и большим количеством свободной двуокиси углерода, последняя вступает в реакцию с ионами кальция, магния, двухвалентным железом (FeO), образуя бикарбонаты:

Mg(OH)₃ + 2С0₂-Н₂0 -* Mg(HC0₃)₂ + 2Н₂О; Са(ОН)₂ + 2СО₂ • Н₂О -- Са{НСО₃)₂ + 2Н₂О ; Са(ОН)₂ + СО₂ -•• СаСО₃ | + Н_аО.

В период низкого содержания углекислого газа протекают реакции

Mg(HCO₃)₂ + 2Са(ОН)₂ -* 2СаСО₃ 4- + Mg(OH)₂ + 2H_SO; Ca(HCO_s)₂ + 2Са(ОН)₂ -* 2СаСО₃1 + 2Н₂О ; 2NaHCO₃ + Са(ОН)₂-> СаСО₃1 + Na₂CO₃ + 2Н₂О.

При этом происходит загрязнение тракта оборотного цикла соединениями кальция и магния. Свободная двуокись углерода, как известно, вызывает коррозию металла. Водородный показатель газа, равный 6,0—7,0, может повлечь за собой коррозию скруббера.

В системах с отводом газов при а 1 (без дожигания, частичное сжигание, недожог) необходимо удалять окись углерода из воды, чтобы обеспечить безопасную работу обслуживающего персонала. В системах без дожигания содержание окиси углерода в газах больше, чем при других способах. В схеме оборотного цикла Карагандинского металлургического комбината, например, предусмотрена двойная дегазация воды: а) перелив тонким слоем из закрытой трубы в канал на выходе из цеха (на этом участке сделана вытяжная труба); б) вытяжка газов из камеры, распределяющей воду по отстойникам. Ниже приведено содержание окиси углерода в воде по тракту, мг/л:

После скруббера....................................... 1800

На выходе из цеха (после перелива) .... 1300

После распределительной камеры......... 700

Над отстойниками (иустителями)............. Нет

В отстойниках ........................................ 80

На одном из заводов для очистки 300 м³/ч воды работают четыре гравийных фильтра диаметром 2,0 м. Они обеспечивают очистку воды до содержания взвесей 50 мг/л; при этом сопла труб-распылителей всегда чисты. В больших цехах такие фильтры усложняют установку, поэтому следует использовать и другие методы очистки (магнитное поле, уменьшение нагрузки на
радиальный отстойник и т. д.).

Исследование шламов конверторного цеха «Криворожстали» показало, что установка намагничивающих устройств способствует интенсификации осветления сточных вод мокрых газоочисток.

Метод стабилизации воды выбирается в зависимости от количества гидратной щелочи. Известны предложения по обработке воды силикатным раствором. Растворимость извести при этом снижается в результате адсорбции силикатного реагента на поверхности поступающих в воду частиц извести и нейтрализации воды у поверхности известковых частиц. Силикатный реагент снижает также адгезионную способность кристаллов карбоната кальция, образующихся из извести, растворившейся в воде.

Очистка сточных вод конверторного производства

СТОКИ КОНВЕРТЕРНОГО ПРОИЗВОДСТВА

Вода используется для охлаждения отдельных элементов оборудования, фурм, установок непрерывной разливки стали, обеспечения работы КУ, хоз. бытовых нужд.

Кроме хоз. бытовых нужд остальные места использования воды могут быть переведены на замкнутый цикл.

При замкнутом цикле принимается, чтго расход свежей воды составляет 1.5.% от всей оборотной воды.

В нашем конвертерном пр-ве охлаждение и КУ работают на технической воде в замкнутом цикле. Объем потребляемой воды примерно10% от суммарного объема, остальные 90% поступают на обеспечение работы газоочистки.

Стоки газоочистки – основные стоки конвертерного производства. Как и стоки любого сталеплавильного производства они плохо очищаются. Мелкая сталеплавильная пыль плохо осаждается. Шлам конвертерных цехов годами стоит не осветляясь ( в виде пульпы).Мал и слой отстоянной воды. Поэтом использование инерционных способов отстоя шлама не дает возможности металлургическим предприятиям работать на замкнутой системе очистки газов.

На наших металлургических предприятиях работают в открытых системах водоснабжения газоочисток (прямоточной). Каждый раз на газоочистку подают чистую воду (1,2-1.5 л на 1 т газа). Длительное время на Западе использовали мокрую газоочистку и имели подобные проблемы. В настоящее время используется сухой способ очистки газов в ЭФ. В случае использования скруббера жидкий шлам сгущается в гидроциклоне, что повышает время сгущения шлама на порядок.

Такая система позволяет работать на замкнутом водоснабжении. При этом эксплуатация ЭФ для очистки КГ отличается низкими энергозатратами, но высокими капитальными затратами, которые могут быть окупаться путем экономии энергии и воды.

Лучше всего перерабатывать брикеты в вагранках. Длительная работа вагранок с добавками брикетов дает возможность повышать содержание цинка до 30 %. Полученный в результате шлам передается на предприятия цветной металлургии в качестве сырья. Это самая эффективная переработка. На наших предприятиях конвертерные и мартеновские шламы не используются.

Количество сточных вод от газоочистки одного 100—130т конвертера составляет 200 - 300 м3/ч, а 250—300т конвертора — 2000 м3/ч. Конверторный цех состоит из 2—3 агрегатов. Поэтому количество сточных вод от газоочисток современного конверторного цеха достигает 4000—6000 м³/ч.

На тех заводах, где величина продувки систем оборотного водоснабжения сравнительно невелика, общее солесодержание оборотной воды достигает 5 г/л. Химический со став воды на ряде заводов свидетельствует о необходимости ведения стабилизационной обработки с целью предотвраще ния плотных солевых (преимущественно карбонатных) отло жений. Методы предотвращения солевых отложений изложены.

Исследования показали, что нет прямой зависимости скорости коррозии как от величины общего солесодержания, так и от концентрации отдельных компонентов. Однако установлено, что наличие сульфатов способствует торможению процесса коррозии. Таким образом, для практически замкнутых оборотных систем водоснабжения величина концентрации хлоридов и сульфатов в рассматриваемых пределах не должна нормироваться как с точки зрения процессов коррозии, так и образования солевых отложений.

Процесс осаждения взвешенных веществ сточных вод газоочисток конверторов характеризуется кривыми, приведенными на рис. 1. Высота слоя отстаивания 180 мм.

В настоящее время очистка сточных вод газоочисток конверторов осуществляется, как правило, в радиальных отстойниках с удельной гидравлической нагрузкой до 1 м³/(м²*ч).

Проведенные во ВНИПИ - черметэиергоочистке работы по зволяют рекомендовать для очистки этих сточных вод открытые гидроциклоны диаметром 6—8 м с нагрузкой до 14 м³/(м^а-ч) при коагуляции, флокуляторы диаметром 12 м с нагрузкой до 7—8 м³/(м² • ч) или отстойники с камерой флокуляции с нагрузкой до 5 м³/(м²-ч).

Для газоочисток конверторных цехов со 100—1,30-т агрегатами и расходом сточных вод 500—900 м³/ч рекомендуется применять открытые гидроциклоны, а для большегрузных конверторов, работающих по режиму отвода газов без дожигания СО — отстойники с камерой флокуляции.

Рис. 1. Кинетика осаждения взвеси в сточных водах газоочисток конверторов при начальной концентрации, г/л: 1 — 14; 2 — 3,7; 3 — 1,6; 4 — 0,8

При выборе схемы очистных сооружений следует учитывать, что в связи с интенсификацией процесса выплавки стали в результате увеличенной продувки ванн кислородом из конверторов вы носится значительное количество частиц пыли весьма крупных размеров (более 500 мкм). И поэтому в системе необходимо предусматривать предварительное улавливание крупных частиц из сточных вод перед их поступлением на основные очистные сооружения.

Открытый гидроциклон. Для очистки сточных вод газоочисток конверторных цехов применен открытый гидроциклон (см. рис. 2), а также гидроциклон с устройством для циркуляции осадка(рис. 3).

рис. 2. Гидроциклон с устройством для циркуляции осадка:

1 – корпус; 2 – завихритель; 3 - устройств для подъема осадка

рис. 3 Распределение тангенциальных скоростей в гидроциклоне

Открытые гидроциклоны по принципу работы существенно от-личаются от напорных. Ввиду малых скоростей движения воды и больших размеров аппарата центробежные силы играют незначительную роль в процессе осветления. Во многих случаях открытые гидроциклоны работает подобно вертикальным отстойникам.

Основным фактором способствующим задерживанию взвеси, является коагуляции частиц в условиях вращательно-поступательного движения. Как показали эксперименты, выпадение взвешенных веществ из сточных вод происходит быстрее при медленном вращении отстаиваемой жидкости. Кроме того, вращательное движение способствует снижению турбулентности и уменьшению переноса частиц из нижних слоев в верхние. В связи с этим открытый гидроциклон более эффективный, чем близкий к нему по конструкции вертикальный отстойник.

В нижней части открытого гидроциклона происходит быстрое укрупнение частиц за счет кинетической и градиентной коагуляции. Однако размеры их малы. По мере перемещения вверх градиенты скоростей уменьшаются и происходит дальнейшее укрупнение частиц. Одновременно расширяется поток воды (рис. 4) и уменьшаются вертикальные скорости, что препятствует выносу взвеси и приводит к осветлению воды. Расширение потока способствует наличие диафрагмы в верхней части гидроциклона. Восходящий поток воды можно условно разбить на основной

(между лучами у0 и у1) и присоединенный (между лучами у1 и у2). Основной поток поступает на перелив, а присоединенный возвращается в нижнюю часть гидроциклона. Более крупные хлопья взвеси, поступающие в нижнюю часть гидроциклона с присоединенным потоком являются центрами коагуляции для более мелких частиц, что также способствует осветлению воды.

рис. 4. Схема движения потоков в откытом гидоцикорне без диафрагмы (а) и с диафагмой (б)

1 - присоединенного, 2 - основного; 3 - попутного

Эффективность осветления воды в открытом гидроциклоне возрастает с увеличением диаметра аппарата (рис. 5).

Рис. 5. Зависимость концентрации взвеси в осветленной воде от удельной гидравлической нагрузки для гидроциклона пи коагуляции(а) и без нее (б):

1, 2 - с плоской диафрагмой, диаметр соответственно 1250 и 2500 мм; 3 - с конической диафрагмой, диаметр 1250 мм; 4, 5, 6 - для гидроциклона диаметром соответственно 500, 1250 и 2500 мм.

Неорганические коагулянты (сернокислый алюминий А12(SO₄)3, железный купорос FeSO4*H2O, хлорное железо FеС1₃, бентонит и др.) гидролизуются в воде с образованием хлопьев гидроокисей, которые в процессе осаждения сорбируют тонкодисперсные загрязнения, включая коллоидные, чем ускоряется процесс осветления. Таким образом, коагулянты — вещества, введение которых в жидкость, вызывает слипание и выпадение в осадок мелких частиц.

Флокулянты (полиакриламид, активированная кремниевая кислота) способствуют образованию более крупных и прочных хлопьев либо интенсифицируют процесс самокоагуляции частиц (объединение коллоидных частиц в рыхлые хлопьевидные агрегаты). Применение реагентной обработки позволяет достичь эффективности улавливания (к.п.д.)= 99,5% . Однако такая обработка существенно осложняет эксплуатацию очистных сооружений и поэтому целесообразна лишь в тех случаях, когда к очистке предъявляются повышенные требования — при сбросе очищенных стоков в водоемы и направлении их в системы чистой охлаждающей воды.

ОТХОДЫ КОНВЕРТЕРНОГО ПРОИЗВОДСТВА

К отходам конвертерного производства относятся шлам . Помимо проблем с его сгущение, есть проблемы, связанные с тем, что он содержит большое количество цинка. В случае утилизации в агломерационном производстве цинк возгоняется в верхние горизонты доменной печи, , оседая на колошниках и коадке, ухудшает газопроницаемость и разрушает кладку.

Операции по переработке конвертерного шлама включают стадии:

- сгущение шлама в гидроциклоне;

- отжим шлама на ленточном фильтре;

- брикетирование на специальных устройствах;

- переработка брикетов в сталеплавильных печах.

Очистка сточных вод прокатного производства

Водопотребление в прокатном производстве

Производительность металлургического агрегата не всегда может быть единственным критерием, определяющим его водопотребление. Потребление воды двумя одинаковыми прокатными станами может различаться на 30 – 40 % в зависимости от наличия участка термоупрочнения проката.

Имеются факторы, влияющие на сокращение водопотребления:

а) испарительное охлаждение металлургических печей и кристаллизаторов машин непрерывного литья заготовок (МНЛЗ), позволяющее сократить потребление воды в охлаждаемых деталях в 50 - 60 раз;

б) сухие методы очистки отходящих газов;

в) усовершенствование способов охлаждения прокатного оборудования и металла – замена малоэффективного способа охлаждения при помощи перфорированных труб форсуночным охлаждением, что позволяет в ряде случаев сократить потребление воды на 20 - 30 %;

г) совершенствование способов промывки металла после травления путем применения каскадов, противотока и воздушной промывки;

д) воздушное охлаждения. Замкнутые циркуляционные контуры умягченной воды или эмульсий, применяемые для охлаждения некоторых агрегатов и сред, могут охлаждаться воздухом [1,11].

Основные факторы, увеличивающие потребление воды:

а) увеличение доли стали, разливаемой в МНЛЗ, а также выплавляемой в конверторах и электропечах, за счет сокращения выплавки стали в мартеновских печах и разливки стали в изложницы, менее водоемного процесса за счет меньшего количества охлаждаемых деталей;

б) увеличение доли горячекатаного листа в общем производстве проката. Производство листовой стали является более водоемким процессом, чем сортового проката (примерно на 30 – 40 %), за счет большого количества охлаждаемых механизмов – клетей, рольгангов, моталок и др.;

в) увеличение доли термоупрочненного проката в общем производстве проката. Процесс термоупрочнения связан с использованием значительных расходов воды на быстрое охлаждение металла (с температуры 800 до 150 – 200 ^оС) во время его движения по рольгангу;

г) увеличение доли холоднокатаного листа, в том числе листа с различными покрытиями, а также жести в общем производстве проката. Так, на производство 1 т холоднокатаного листа с покрытиями расходуется около 40 м³, а на 1 т жести – 173 м³воды [1,12].

Для приближенных расчетов водопотребления удобно пользоваться усредненными по отрасли комплексными показателями расхода воды, включающими все технологические операции данного вида производства, а также расхода воды для энергоносителей и на вспомогательные нужды общезаводского значения (табл.) [1,14]

Среднеотраслевые комплексные удельные расхода воды для прокатного производства

Вид производства

Расход воды, м³/т

Вид производства

Расход воды, м³/т

Горячий прокат (лист)

Охлаждение валков

Охлаждение оборудования

Охлаждение воздуха и масла

Охлаждение печей

Гидрослив и гидросмыв

Термообработка

Огневая зачистка

Энергетика:

Кислород

Сжатый воздух

Умягченная вода

Электроэнергия

12,64

6,53

9,27

8,98

3,51

0,28

0,25

0,29

0,17

0,46

6,57

Холоднокатаный прокат

Охлаждение оборудования

Охлаждение воздуха и масла

Охлаждение печей

Травление

Производство покрытий

Энергетика:

Кислород

Сжатый воздух

Умягченная вода

Электроэнергия

13,48

18,90

14,02

4,12

0,35

0,46

0,26

0,61

6,49

Всего:

48,95

Всего:

58,69

Борьба с пылью в прокатном производстве

Пыль в прокатном производстве образуется в результате измельчения окалины валками и испарения вследствие мгновенного увеличения давления и повышения температуры. Размер пыли 5 – 10 мкм, которая образуется от испарения окалины, составляет примерно 20 %. В среднем общий выброс пыли от всех источников пылеобразования составляет около 200 г/т товарного проката без огневой зачистки и 510 – 4320 г/т проката при наличии огневой зачистки. Основными источниками технологических выбросов являются прокатные станы, машины огневой зачистки металла, травильные отделения и отделения металлопокрытий. [2,196]

Металлическая пыль прокатных цехов является мелкодисперсной размером менее 50 мкм, которая составляет около 85 %, около 20 % от этого количества составляют пылинки 5 – 10 мкм. Особую опасность для организма человека представляют мелкие частицы пыли размером до 5 мкм, которые находятся в воздухе долгое время во взвешенном состоянии, особенно при повышенной подвижности воздуха.

Пыль, содержащая окислы железа, воздействует на органы дыхания. Проникая глубоко в дыхательные пути, эта пыль может привести к развитию специфического заболевания – сидероза. При большой запыленности воздушной среды попадающие на кожу пылевые частицы могут нарушить деятельность кожи, снизить ее сопротивляемость и затруднить терморегуляцию кожным покровом тела [2,197].

Нетоксичная пыль, находясь в легких длительное время, постепенно вызывает разрастание вокруг каждой пылинки соединительной ткани, которая не способна воспринимать кислород из вдыхаемого воздуха, насыщать им кровь и выделять углекислоту. Этот процесс разрастания соединительной ткани протекает медленно, как правило годами.

Запыленность воздуха у обжимных станов горячей прокатки доходит до 4400 мг/м³, а у местных станов до 2400 кг/м³.

Основными мероприятиями по борьбе с пылью в прокатном производстве являются: усовершенствование оборудования, применение эффективной герметизации и аспирации всех пылевыделяющих источников, увлажнение пыли водой или паром; устройство специальной пылеулавливающей вентиляции от мест пылеобразования с очисткой воздуха перед выбросом его в атмосферу через систему фильтров, регулярная уборка пыли с рабочих мест специальными пылесосами, применение индивидуальных средств защиты (респираторов, очков, специальной одежды).

Иногда изолируют пыльные участки производства от других помещений с помощью установки перегородок или заключения отдельных особо пылящих агрегатов в специальные кожухи – кабины [2,202].

Для подавления пыли при прокатке применяют также гидрообеспыливание, осуществляемое с помощью форсунок с тонким распылением воды, механическим и пневматическим равномерным орошением мест пылевыделения через дырчатые трубы и т. п. Однако такие способы не дали высокой эффективности.

Наилучшие результаты достигаются при смыве пыли компактной струей воды в месте ее образования. Вода подается на прокатываемый металл в месте выхода его из валков и отводится по специальному желобу. При прокате листа толщиной 2 мм степень обеспыливания 98 - 99 %. При этом дополнительного нежелательного охлаждения листа практически не происходит.

При гидросмыве ориентировочный расход воды равен м³/ч: на блюминге 40, слябинге 30, на одну клеть листового стана 6 – 10, непрерывного сортопрокатного стана 2 и на один проход на раскатном стане 1 .

При прокате металла из специальных сталей, когда не допустима подача воды на поверхность проката для борьбы с пылью, применяют укрытие прокатных клетей с отсосом воздуха и очисткой его в мокрых центробежных циклонах.

На станах холодной прокатки металла для охлаждения валков подают эмульсию, которая испаряется и загрязняет производственные помещения [4,298].

Пары эмульсии очень агрессивны и наносят очень большой вред оборудованию, особенно электроаппаратуре и отопительным агрегатам. Для локализации паров эмульсии на стане холодной прокатки предусматривают укрытия, из которых отсасывается воздух (25000 – 40000 м³/ч) на каждое межклетьевое пространство, при чем 70 % из верхней зоны, и 30 % из нижней.

Оседающая на слое эмульсии пыль образует липкие трудноудаляемые отложения, поэтому воздухопровод и вентилятор нужно защищать. Для этой цели по возможности ближе к тану устанавливают два поочередно работающих сетчатых фильтра, регенерация которых осуществляется разогревом пара и промывкой щелочным раствором [3,316].

Наряду с гидрообеспыливанием прокатные станы оборудуются специальными пылеотсасывающими устройствами.

Для улавливания пыли на небольших прокатных станах устанавливают зонты на высоте 2,4 м, чтобы не мешать обслуживанию стана.

Для обеспечения полного улавливания пыли скорость всасывания воздуха в отверстии зонта должна быть не менее 2 м/с и ширина зонта должна быть равна или немного меньше ширины клети стана. Конструкция получается весьма громоздкой вследствие больших присосов воздуха. Расходы воздуха (100 – 900 м³/ч) и энергии весьма значительны. Отсасываемый запыленный воздух очищается наиболее простым в эксплуатации мокрым способом очистки [2,204].

Обеспыливание выбросов машин огневой зачистки (МОЗ)

Машины огневой зачистки (МОЗ) устанавливаются в потоке прокатных станов (блюмингов, слябингов или МНЛЗ) и предназначаются для удаления дефектов с поверхности литых или катанных заготовок. Зачистка поверхности заготовок осуществляется при помощи щелевых горелок, работающих на природном газе в смеси с кислородом. На поверхности металла создается температура до 2000 ^оС. В результате поверхностный слой металла толщиной 1 – 3 мм расплавляется и частично сгорает. Для удаления этого верхнего слоя на поверхность металла под высоким давлением подают воду. При этом шлак гранулируется и смывается (водой транспортируется в яму для окалины). Одновременно выделяется большое количество газа, содержащего мелкодисперсную пыль и водяные пары.

Количество газа, выделяющегося от МОЗ, зависит от ее производительности и в смеси с воздухом колеблется от 150 – 200 тыс м³/ч (в зарубежной практике до 350 тыс м³/ч). Температура газов за МОЗ составляет 65 – 70 ^оС. Влагосодержание отсасываемого газа равно в среднем 150 г/м³. состав отсасываемой гозовоздушной смеси приближается к составу атмосферного воздуха, обогащенного кислородом, и характеризуется следующими данными: 1,7 % СО₂; 28,5 % О₂; 69,2 % N₂; 0,6 СО. [4,298].

Вместе с отсасываемым газом выносится большое количество мелкодисперсной пыли, концентрация которой составляет обычно 3 – 6 г/м³, повышаясь в отдельные периоды до 10 – 12 г/м³. Пыль от МОЗ содержит в основном оксиды железа, количество которых достигает 75 – 90 % и в небольшом количестве - окислы кальция, кремния и других элементов. В пыли присутствуют и мелкие фракции:

Фракция, мм 1

Содержание, % 20 -25 60 – 65 10 – 20

Высокая дисперсность пыли заставляет применять для очистки газов МОЗ самые совершенные уловители пыли. Наибольшее распространение получили скрубберы Вентури и электрофильтры. Газоочистные установки рассчитывают на максимальное количество газов 150 – 200 тыс м³/ч. Трубы-распылители работают со скоростями 100 – 150 м/с при удельном расходе воды 1 – 1,2 дм³/м³, каплеуловители прямоточного типа. При этих условиях запыленность уходящих газов удовлетворяет санитарным требованиям.

Ввиду того, что электрическое сопротивление пыли не слишком велико, она достаточно хорошо улавливается электрофильтрами, чему способствует также низкая температура и достаточная влажность газа. Поэтому там, где можно разместить электрофильтры, предпочитают их установку, так как малые эксплуатационные расходы и отсутствие водопотребления обуславливают меньшие приведенные затраты по сравнению с эксплуатацией мокрых газоочисток.

В процессе работы МОЗ вода используется для выполнения следующих операций:

а) гидросбива окалины и шлака с роликов и желобов подающего рольганга;

б) охлаждение оборудования МОЗ и роликов подающего рольганга;

в) очистки газов, образующихся при огневой зачистке заготовок (запыленность газов около 2 г/м³).

На большинстве действующих МОЗ сточные воды сбрасываются в подстановый лоток и проходят очистку совместно со сточными водами прокатных цехов.

Сточные воды МОЗ загрязнены в основном твердыми механическими примесями. Кроме того, в сточные воды в небольших количествах могут попадать масла, применяющиеся для смазки подшипников роликов рольганга.

Концентрация механических примесей (окалины) в общем стоке МОЗ колеблется от 440 до 1500 мг/л, в сточных водах газоочистки – находится в пределах 200 – 400 мг/л.[1,55].

Основная часть взвешенных веществ, содержащаяся в сточных водах газоочисток МОЗ представлена в виде окислов металлов (частицами крупностью менее 5 мкм). Для достижения в осветленной воде концентрации взвеси 150 – 200 мг/л необходимо задерживать частицы со скоростью осаждения U0 = 0,2 мм/с (при естественном осаждении) и 0,8 мм/с (при осаждении с применением коагуляции). В качестве коагулянта рекомендуется использовать полиакриломид (ПАА) до 1 мг/л – очистка на радиальных отстойниках. Перед радиальными отстойниками сточные воды прокатных станов предварительно очищаются в ловушках типа горизонтальных отстойников или открытых гидроциклонов, позволяющих отделить крупнодисперсную фракцию твердых примесей. Время пребывания воды в них 2 – 3 мин, выгрузка осадка осуществляется грейферным краном.

Открытый гидроциклон применяется для очистки вод от грубодисперсных взвешенных веществ, масла. Расход сточных вод 200 м³/ч.

Сточные воды станов горячего проката содержат различные масла и нефтепродукты, попадающие через неплотности в системах смазки. Индустриальные масла и солидолы, содержащиеся в сточных водах, имеют плотность соответственно 0,879 и 0,923 г/м3. Часть масел, содержащихся в сточных водах, задерживается в сооружениях первой ступени очистки (особенно солидолы).

Очистка сточных вод прокатных станов отстаиванием

Вторичная очистка вод производится, как правило, в горизонтальных отстойниках. Конструкции указанных отстойников разработаны давно и обладают следующими недостатками:

1) несовершенством устройств впуска, распределения и сбора воды. Это приводит к тому, что в объеме отстойников наблюдается струйность потоков и наличие мертвых зон;

2) несовершенством маслоулавливающих устройств, требующих ручной регулировки при изменении расходов воды;

3) периодическим удалениям шлама, что приводит к сокращению полезного объема отстойников и не позволяет получать стабильное количество очищенной воды.

Удовлетворительная степень очистки сточных вод в горизонтальных отстойниках может быть достигнута при весьма низких удельных гидравлических нагрузках., что требует значительных производственных площадей для размещения очистных сооружений.

Для осветления сточных вод прокатных производств эксплуатируется ряд промышленных установок с открытыми гидроциклонами простейшей конструкции, выполняющих роль ям для окалины. В этом случае отделение окалины улучшается за счет совместного действия гравитационных и центробежных сил.

При очистке сточных вод, расход которых превышает 200 м3/ч, рекомендуется использовать многоярусные низконапорные гидроциклоны. В основу работы этого аппарата положено отстаивание воды в тонких слоях, заключенных между коническими поверхностями секций. В сточных водах, поступающих на очистку в открытые гидроциклоны (с десятью ярусами), содержится 100 – 200 мг/л взвешенных веществ и от 8 до 200 мг/л масел. В очищенной воде концентрация взвеси составляет от 65 до 85 мг/л в зависимости от удельной гидравлической нагрузки. Масла в гидроциклоне улавливаются в незначительном количестве. Величина основной массы задерживаемых частиц взвеси (80 – 90 %) превышает 10 мкм.

Таким образом, низконапорные гидроциклоны рекомендуется применять для очистки сточных вод, содержащих крупнодисперсную взвесь с U₀ = 0,3 мм/с и небольшую концентрацию масел. Следует учитывать, что в гидроциклонах указанной конструкции возможно забивание окалиной и другими случайными предметами шламопроводящих каналов и межъярусных пространств. [1,65].

Применении открытых гидроциклонов качестве единственного средства для вторичной очистки сточных вод нецелесообразно, т. к. потребуется доочистка от твердых механических примесей (мелкодисперсных) и особенно от масел с помощью отстойников или фильтров.

С целью повышения эффективности улавливания масел предложены конструкции гидроциклонов – флотаторов. Сточная вода, подлежащая очистке, подается в верхнюю часть форкамеры. Кроме того, в агрегат вводится часть осветленной (рециркуляционной) воды, насыщенной воздухом под давлением 0,3 – 0,4 МН/м². Расход циркуляционной воды рекомендуется принимать 25 – 30 % от расхода воды, подаваемой на очистку. Вода, насыщенная растворенным воздухом, из напорного бака поступает в распределитель воздушной смеси. Водо-воздушная смесь из распределителя подается в камеру флотации, где давление падает от атмосферного и происходит выделение растворенного воздуха в виде мельчайших пузырьков. Пузырьки воздуха всплывают на поверхность, захватывая при этом капельки масел и мельчайшую взвесь. Количество воздуха, необходимого для насыщения воды, составляет 4 – 8 % от расхода рециркуляционной воды. Время пребывания воды в напорном баке рекомендуется принимать 2 мин.

Во ВНИПИЧерМетЭнергоочистке разработан вихревой аппарат, являющийся разновидностью открытого гидроциклона. Отделение масел обеспечивается с помощью напорной флотации. Насыщение воды воздухом осуществляется до гидроциклонов. Основная часть масла всплывает в распределительной камере, а доочистка происходит в центральной части аппарата. Особенностью является так же то, что вода поступает в центральную часть через перфорированную перегородку с площадью отверстий 10 % от ее боковой поверхности. Это обеспечивает равномерное распределение воды во всем объеме аппарата. Вихревые аппараты рассчитаны на работу с нагрузками до 10 м³/(м^2.ч) с применением коагуляции и флотации. При этом в очищенной воде концентрация взвешенных веществ составляет до 50 мг/л, масел – до 30 мг/л.

Изучение коагулирующего действия известкового молока, сернокислого алюминия, сернокислого железа, хлорного железа и ПАА показало, что наиболее интенсивно процесс укрепления механических примесей происходит при совместном действии 25 мг/л хлорного железа и 1 мг/л ПАА.

За рубежом камеры флокуляции, которые встраиваются в отстойники, чаще всего выполняются в виде круглого резервуара, внутри которого устанавливается механическая мешалка. Процесс хлопьеобразования в камерах этого типа интенсифицируется благодаря наличию градиента скоростей, облегчающих столкновение механических примесей.

В механическую часть отстойников вмонтированы автономные приводы скребковых ферт и мешалок, а также планетарные редукторы, обеспечивающие вращение скребковых ферт и мешалок с различной частотой вращения. [1.69].

5. Очистка сточных вод прокатных станов фильтрованием

Для бесперебойной работы фильтров наибольшее значение имеет предварительная очистка сточных вод, уменьшающая нагрузку на фильтрующую загрузку. Если фильтры монтируют на станах с ямой для окалины недостаточной емкости, перед фильтрами устанавливают дополнительные отстойники, в основном радиального типа, для предварительного отделения твердых механических примесей и масел. Фильтрующий материал представляет собой песок, состоящий из частиц сферической формы диаметром 2 – 3 мм. В качестве поддерживающих слоев используется гравий.

Все более широкое распространение получили процессы фильтрации через сетчатые фильтрующие перегородки, предназначенные как для грубой, так и более тонкой очистки.

Для грубой очистки сточных вод от случайных плавающих предметов часто применяют двухкамерные фильтры со штампованными сетками с ячейками диаметром 6 мм. Рассчитаны они на очистку 2000 м³/ч воды и устанавливают их до основных очистных сооружений (открытых гидроциклонов, радиальных отстойников, и др.) с целью защиты их от попадания крупных предметов, которые засоряют шламоотводящие устройства и системы улавливания масел.

Для повышения эффективности грубой очистки воды НИИПТмаш предложил конструкцию и технологию изготовления сеток с ячейками размером 0,5х14 и 0,95х1,65 мм. Фильтры с указанными сетками указаны в системе водоснабжения стана горячей прокатки листа. Сетки испытанной конструкции удовлетворительно регенерируются методом дублирования в течение 5 – 6 мин при давлении 3 ат. Промывка сеток должна производиться через 200 – 250 ч непрерывной работы.

В настоящее время изготовлены также микрофильтры с тканными сетками из никеля или фосфористой бронзы с размером ячейки 400 мкм. Сетки натянуты на горизонтальные непрерывно вращающиеся барабаны. Загрязненная вода поступает внутрь барабана и фильтруется через сетку. Промывка осуществляется при постоянной подаче струи воды на наружную поверхность сетки. [1,77].

Горизонтальный напорный фильтр с глубокой постелью, корпус которого представляет собой сварной стальной резервуар длиной 10 – 11 м и диаметром 3 м, разделенный на две секции с песчаной и гравийной загрузкой. Высота фильтрующей загрузки 0,9 м. сточные воды последовательно проходят обе секции: вначале через гравийный, а затем – песчаный фильтр. На такие фильтры поступает вода с концентрацией взвешенных веществ в среднем 200 мг/л и масел 50 мг/л при скорости фильтрации 50 м/ч (секция с гравийной загрузкой) и 25 м/ч (секция с песчаной загрузкой). В очищенной воде содержится до 30 мг/л взвешенных веществ и до 20 мг/л масел.

В качестве фильтрующего материала используется стабильная полимерная смола. Марвинол №=2001, отличающийся повышенной грязеемкостью. При скорости фильтрации 140 – 175 м/ч концентрация взвеси в очищаемой воде снижается со 100 – 200 до 1 – 5 мг/л, а масел с 20 – 40 до 0,5 – 3,0 мг/л. [1,74]

Работа описанных фильтров с минеральной загрузкой эффективна благодаря разработанному в ФРГ методу регенерации с помощью регулируемой подачи воздуха, что достигается применением М-образных блоков. Это устройство обеспечивает равномерное распределение воздуха по всей площади фильтра при его промывке и позволяет резко сократить количество промывочной воды.

Для очистки окалиносодержащих сточных вод прокатных станов применяют напорные двухъярусные фильтры с плавающей загрузкой из гранул вспененного полистирола. Двухслойная загрузка состоит из гранул с уменьшающимися размерами по ходу движения воды: первый слой толщиной 600 – 1200 мм с размерами гранул 3 – 5 мм и второй слой той же толщины с размером гранул 2 – 3 мм. Эффективность работы двухслойных фильтров характеризуется следующими данными. При скорости фильтрования 50 – 70 м/ч содержание окалины снижается с 200 до 10 – 15 мг/л. Масло в основном сорбируется на поверхности окалины и удаляется вместе с ней при промывке фильтра. Продолжительность фильтроцикла 9 – 12 – 22 ч, конечные потери напора 8 м, удельная грязеемкость 45 – 60 кг/м³, интенсивность промывки 18 – 22 л/с^.м², расход промывной воды 3 – 4 % профильтованной [5,83]. Фильтры трех размеров: диаметром 3; 2 и 3,4 м.

Фильтры с плавающей пенополистирольной загрузкой для очистки сточных вод имеют некоторые недостатки. Вспененный полистирол в промышленных условиях получают по специальной технологии с использованием горячей воды. При длительной работе фильтра гранулы полистирола, несмотря на промывку, обволакиваются маслом, что может привести к кульминации загрузки. В таких фильтрах процессы фильтрации и регенерации загрузки осуществляются непрерывно. Часть загрязненной фильтрующей загрузки непрерывно отводится в специальный промыватель, а затем вновь возвращается в фильтр [1,76].

6.Цехи горячей прокатки

Сточные воды в цехах горячей прокатки образуются при охлаждении станового оборудования, гидросбиве и гидросмыве окалины. Количество окалины зависит от величины нагреваемого слитка и колеблется в пределах от 500 до 2500 г/м³. Количество масла зависит от конструкции подшипников рольгангов. Характеристика сточных вод приведена в табл. 1.

Водоснабжение потребителей грязной воды в прокатных цехах осуществляется по оборотной схеме. Остаточное содержание взвешенных веществ в осветленных водах составляет 40 – 70 г/м³.

В зависимости от количества окалины в сточной воде применяют одно- или двухступенчатую очистку. Первую применяют при содержании окалины в сточной воде до 300 г/м³, вторую – более 300 г/м³.

Первичный отстойник служит для улавливания частиц окалины размером более 1 мм.

Количество окалины составляет: от крупносортных станов – около 3 %, мелкосортных – около 4 % от веса прокатываемого металла; крупных частиц (размером более 1 мм) в окалине 70 – 90 %.

Размеры первичного отстойника определяют в зависимости от количества воды, механизма уборки окалины и места для размещения отстойника.

Время пребывания воды в отстойнике 1 – 1,5 мин, скорость движения воды 0,1 – 0,15 м/сек, глубина проточной части 1,5 м, ширину отстойника выбирают в зависимости от принятого механизма уборки. Длина отстойника

где Q – расход загрязненной воды, м3/сек;

t – время пребывания воды в отстойнике, мин;

h_прот – глубина проточной части, м;

В – ширина отстойника, м.

Величина осадочной части отстойника должна быть рассчитана на хранение суточного объема осевшей окалины.

Объемный вес окалины от прокатных станов

Размеры бункера для хранения выгруженной из отстойника окалины принимают конструктивно. Объем бункера должен обеспечивать хранение окалины в течение: от крупносортных станов – одних суток, среднесортных – двух суток, мелкосортных – трех суток.

Уборку окалины из первичного отстойника в зависимости от ее количества можно производить грейферным краном, скреперной лебедкой, многоковшовым транспортером.

Количество окалины в сточных водах после первичного отстойника колеблется в пределах от 100 до 1300 г/м³; среднее количество взвеси – около 300 г/м³.

Рис. 1. Горизонтальный отстойник с трубчатыми элементами

1 — Подводящий лоток; 2 — трубчатые элементы; 3 — скребковое устройство; 4 — приямок.

Вторичный горизонтальный отстойник. Содержание окалины в сточных водах прокатных цехов после их первичного отстаивания можно принять, г/м³: от крупносортных станов 400, среднесортных 200, мелкосортных 100 мг/л. Содержание масла 40 мг/л. Для трубопрокатных цехов содержание окалины – около 300 мг/л, масла 100 мг/л.

Наименьшая скорость выпадения осадка U₀ во вторичных отстойниках составляет мм/сек: от крупносортных станов 0,5 – 0,3, среднесортных 0,3 – 0,2, мелкосортных 0,1.

Из сточных вод от крупносортных станов в течение 15 -20 мин выпадает 80 - 85 % окалины. Выпадение окалины из сточных вод других станов выпадает медленнее.

Для вторичного осветления сточных вод прокатных цехов применяют отстойник, разработанный Гипромезом. Отстойник представляет собой набор секций размером 6 х 18 м, объединенных в блоки по две или четыре. Количество блоков зависит от количества очищаемых сточных вод. Гидравлическая нагрузка на одну секцию отстойника 120 – 150 м³/ч. Расположение отстойника может быть однорядным и двухрядным в зависимости от числа секций и их расположения на генеральном плане. Уборка окалины из отстойника производится грейферным краном. Всплывшее масло при помощи щелевой трубы направляется в специальную секцию. Для сгона масла с поверхности воды предусматривают специальную тележку. Скорость воды в подводящих лотках обычно принимают в пределах 1,2 – 1,5 м/сек.

При определении числа отстойников необходимо производить расчет на хранение окалины в отстойнике.

Напорные гидроциклоны можно применять для вторичного осветления сточных вод со средним содержанием окалины около 300 мг/л.

В комплект к гидроциклону входят сменные песковые насадки двух типоразмеров.

Эффект осветления окалиносодержащих сточных вод в напорных гидроциклонах 70 – 80 %, при этом нагрузка и выход пульпы зависят от напора воды перед ним и его диаметра. Так, при напоре 10 м вод. ст. и диаметре гидроциклона 250 мм расход воды на гидроциклон составляет около 50 м³/ч; при диам. 350 мм – 100 м³/ч, при диам. 500 мм - 200 м³/ч. Количество сбрасываемой пульпы составляет 5 – 10 % от общего расхода.

Рис.2. Гидроциклоны

а — напорный; б — открытый: 1 — подводящий трубопровод; 2 — отвод шлама; 3 — отвод очищенной воды.

При наличии поступающих в гидроциклоны сточных водах масла вода после осветления направляется в маслоловушки.

Пульпу от гидроциклонов можно направлять в накопители или на утилизацию, устраивают так же отстойники для хранения окалины в зимний период.

Отработанная эмульсия от прокатных станов сбрасывается периодически – один раз в 2 – 3 суток; ее количество зависит от производительности и числа станов и колеблется в пределах 300 – 500 м³ на каждый стан.

Отработанная эмульсия металлодвижущих станков также сбрасывается периодически; ее количество зависит от мощности и числа станков, практически сброс отработанной эмульсии от металлорежущих станков составляет 20 – 70 м³/сутки.

Для разложения маслоэмульсионных сточных вод применяют отработанный травильный раствор или 26 %-ный раствор поваренной соли.

Маслоэмульсионные сточные воды поступают в смеситель, где смешиваются с реагентом, а затем в резервуар – отстойник; всплывшее масло вытесняется в емкость для масла; осветленная вода направляется в специальную емкость, откуда поступает на нейтрализацию. Расход отработанного травильного раствора составляет 100 л на 1 м³ эмульсии; расход 26 %-ного раствора поваренной соли 78 л на 1 м³ эмульсии. Температура процесса должна быть 50 ^оС.

При количестве сбрасываемой эмульсии порядка 5 – 20 м³/сутки очистка маслоэмульсионных сточных вод производится совместно со сточными водами хозяйственно-фекальной канализации.

7. Вентиляционные установки

Удельный расход воды на очистку 1 м³ воздуха составляет около 0,5 л.

Концентрация взвешенных веществ в сточных водах от вентиляционных устройств колеблется в значительных пределах и может достигать 20000 г/м3. Количество взвешенных веществ можно уменьшить, если это необходимо, разбавлением водой.

Осветление сточных вод вентиляционных установок обычно производят методом отстаивания. Для этой цели применяют горизонтальные или радиальные отстойники.

При установлении размеров отстойника расчетную скорость выпадения взвеси определяют с учетом начальной и конечной концентрации взвешенных частиц в стоках.

При сбросе осветленных вод в водоем остаточная концентрация взвешенных веществ должна удовлетворять санитарным требованиям.

При возврате этих вод тем же потребителям остаточная концентрация взвешенных веществ не должна превышать 150 г/м³.

Устройство локальных очисток наиболее целесообразно для вентиляционных установок, обслуживающих несколько близко расположенных цехов или отдаленный цех.

При большом числе вентиляционных установок сточные воды следует подавать на осветление в заводской шламонакопитель по единой системе гидротранспорта.

8. Травильные отделения

Сточные воды в травильных отделениях образуются в результате обработки изделий из черных металлов кислотами. Они бывают двух видов: отработанный раствор кислот и кислотные воды после промывки изделий.

Обычно из травильных ванн с серной кислотой отработанный раствор сбрасывается с остаточным содержанием серной кислоты 30 – 70 кг/м³ и железного купороса 150 -300 кг/м³. Температура сточных вод достигает 80 ^оС.

Сточные воды после промывки изделий содержат около 0,5 кг/м3 серной кислоты и железного купороса.

Количество сточных вод после обработки изделий другими кислотами незначительно по сравнению с количеством вод после обработки серной кислотой.

Промывочные сточные воды и сточные воды с содержанием других кислот направляют на нейтрализационную установку, где они нейтрализуются известковым молоком, а затем подаются на длительное осветление в шламонакопители. Осветленная вода может быть сброшена в водоем или использована.

При прокате трансформаторных сталей сточные воды

содержат до 15 кг/м3 кремниевой кислоты. Перед тем, как подать эти воды в купоросную, необходимо извлечь кремниевую кислоту на обескремнивающей установке.

Сточные воды, образующиеся при мытье полов травильных отделений, ванн, аппаратуры, обычно направляют на нейтрализационную установку.

Купоросные установки оборудованы вакуум-эжекционными агрегатами периодического действия производительностью 500 – 1500 т/год и непрерывного действия производительностью 3000 т/год.

Травильные растворы с температурой 60 – 90 ^оС подают в испарители, где за счет вакуума, создаваемого пароэжекторами, происходит выпаривание раствора. После этого раствор попадает в кристаллизаторы, где происходит аналогичный процесс. В последнем кристаллизаторе при давлении 7 мм рт. ст. и температуре 10 ^оС образуется смесь кристаллов купороса и раствора серной кислоты, которую добавляют в кристаллизатор для интенсификации процесса высадки купороса. Отделение купороса от маточника происходит в центрифуге. Маточник с содержанием 20 % кислоты и 10 % купороса направляют в травильное отделение.

Нейтрализационная установка. Нейтрализация кислотных сточных вод производится известковым раствором. В зависимости от количества вод, подлежащих нейтрализации, меняется суточный расход извести.

Крепость известкового раствора при нейтрализации 5 – 10 %; при расчете потребности в извести для нейтрализации принята усредненная известь с 50 % активности.

Расход извести на нейтрализацию зависит от концентрации кислоты в промывных водах.

Количество шлама, получающегося в результате нейтрализации сернокислотных сточных вод товарной известью, составляет около 2 т на 1 т извести.

Влажность шлама, получаемого в результате нейтрализации, после трехчасового отстаивания составляет 99 %, т.е. 200 м³ шлама на 1 т товарной извести.

Установка для извлечения кремния из травильных растворов. Кремниевая кислота препятствует кристаллизации купороса и затрудняет процесс травления трансформаторных сталей.

Для выделения кремниевой кислоты из раствора соль кремниевой кислоты путем нейтрализации части кислоты известковым молоком переводится в гель, а затем при помощи вакуум-фильтрации вместе со шламом выводится из раствора. Последний поступает на купоросную установку.

9. Борьба с вредными выбросами травильных отделений

Для удаления окалины с поверхности горячей полосы применяют травление в серной или в соляной кислоте, которое можно осуществлять периодически и непрерывно.

Периодическое травление применяют при подготовке листов к нанесению защитных покрытий (оцинкование). Агрегат карусельного типа расположен в небольшом отдельном помещении, сообщающимся с цехом только проемом, через который карты листов подаются только с поворотного стола в открытую ванну и возвращаются обратно. Для предотвращения выбивания паров ванны снабжены бортовым отсосом и передувом паров (воздушной завесой). Для передува паров рекомендуется применять вентиляторы высокого давления (5 – 10 кПа), при котором значительно сокращаются габариты сдувающего устройства. При этом скорость воздуха в открытом проеме помещения должна быть не менее 1 м/с.

В агрегатах непрерывного травления полоса проходит четыре травильные ванны со щелочным раствором и водой и сушку горячим воздухом, после чего сматывается в рулоны. При отсосе от одной ванны 1200 м³/ч воздуха унос серной кислоты с парами воды составил 7 кг/ч, т.е. около 3 % в сутки. Для уменьшения этих выделений ванны снабжают двойным крышками и гидравлическими затворами у бортов. Значительно сокращают испарение и унос травильного раствора пенообразующие добавки.

Суммарное количество воздуха, отсасываемого от агрегата непрерывного травления, составляет 14000 – 18000 м³/ч. Среднее содержание кислоты в воздухе 2,5 – 2,7 г/м³.

Для очистки газов от паров кислот применяют пенные аппараты, обеспечивающие высокую степень очистки от химических примесей (95 – 99 %). Однако даже при этой степени очистки остаточное содержание кислот в воздухе составляет 0,05 г/м³, что значительно превышает санитарную норму.

Для промывки воздуха в пенном аппарате используют слабоподкисленную воду промывной ванны с содержанием 12 – 16 г/дм³ кислоты. После промывки содержание кислоты в воде повышается до 19 – 20 г/дм³ и вода направляется на регенерационную установку.

На одном предприятий успешно применяется абсорбционная очистка газов ванн травления изделий из нержавеющей стали известковым молоком в полых скоростных скрубберах. Основные технические показатели установки:

Расход газа на 1 абсорбер, тыс м³/ч t газов, ^оС 235

t газов, ^оС 25 - 30

Содержание NO_х, мг/м³ 80 - 300

Содержание тумана кислот, мг/м³ 30 - 60

Диаметр абсорбера и каплеуловителя, м 4

Скорость газа в абсорбере, м/с 5

Удельное орошение газа, л/м³ 3,5

Сопротивление системы, кПа 3,2 – 3,3

Концентрация взвеси в растворе, г/л 1,5 – 2,0

Степень поглощения NO_х, % < 80

Степень поглощения тумана кислот, % 95 - 98

За год очищает 800 тыс м³/ч.

В ряде случаев для очистки газов, отходящих от ванн травления, используют волокнистые фильтры – туманоуловители , материал фильтра – лавсан., толщина слоя волокна – 10 мм.

В установках небольшой производительности иногда применяют адсорбционные методы очистки. Адсорберами могут служить синтетические и природные цеолиты, активированный уголь, селикогели, бетонитовые глины и др.

Перспективной является ионообменная очистка выбросов травильных ванн.

Очистка сточных вод прокатного и трубопрокатного производства

Сточные воды прокатных и трубопрокатных цехов

В прокатных цехах стальные слитки превращаются в изделия самого разнообразного профиля, являющиеся полуфабрикатом или окончательной продукцией металлургического завода (блюмы, слябы, балки, рельсы, сортовая сталь, листовая сталь, трубы, проволока, лента и др.). Технологический процесс разделяется на два основных цикла: предварительный нагрев слитков в печах или колодцах и прокатка нагретых слитков.

Загрязненные сточные воды в прокатных цехах получаются от охлаждения валков, шеек валков и подшипников, от смыва и транспортирования окалины, а также от охлаждения вспомогательных механизмов — пил, ножниц и др. В трубопрокатных цехах загрязненные сточные воды могут быть еще от гидравлического испытания труб.

Количество загрязненных сточных вод от прокатных станов на, единицу продукции колеблется в широких пределах, в зависимости от типа установленного стана и вспомогательного оборудования, а также от сорта проката. Можно считать, что на 1 т прокатанного металла получается следующее количество загрязненных сточных вод, м³:

На заготовку и крупный сорт …………………………………….2—6

- средний сорт …………………………………………………….3—7

- листопрокат ……………………………………………………..4—6

- мелкий сортопрокат …………………………………………….8—15

- проволоку………………………………………………………Около 10

- катаные трубы …………………………………………………. 9—16 и более

- трубы, полученные холодным волочением ………………….. 6—8

Температура сточных вод превышает температуру воды, подаваемой на прокатные станы, примерно на 5 град. Характерным загрязнением вод являются окалина и масло.

При прокатке предварительно нагретого металла на его поверхности образуется окалина, которая осыпается в сточные каналы, расположенные под станами, и уносится водой, стекающей с валков и подшипников; если этой воды недостаточно, то специально для смыва окалины подают воду под напором. Смазочное масло поступает главным образом от вспомогательных механизмов.

Образующуюся окалину делят на крупную, оставшуюся под станом в яме (крупностью выше 10 мм); среднюю, вымываемую из ямы под станом и уносимую водой по дну канала (крупностью 10 мм и менее), и мелкую (крупностью менее 2 мм), находящуюся в воде во взвешенном состоянии. В среднем количество всей окалины (в процентах по массе прокатываемого металла) составляет для станов:

Заготовительных.....3 Мелкосортных ......4

Крупносортных .....2 Проволочных .......4

Среднесортных .....3

Количество мелкой и средней окалины (по отношению к общему количеству окалины), %, составляет для станов:

Заготовительных и крупносортных………….. 10

Среднесортных и трубопрокатных……………20

Мелкосортных …………………………………30

Абсолютное количество средней и мелкой окалины, уносимой водой из-под станов, колеблется в зависимости от типа их и прокатываемого сорта металла: от крупносортных в пределах 0,6—2,5 г/л; от среднесортных 0,6—1,5 г/л; от мелкосортных 0,2—0,65 г/л; от листопрокатных и трубопрокатных — до 0,3 г/л. Крупная окалина, как правило, улавливается в первичных отстойниках, расположенных в прокатных цехах. В среднем можно считать содержание окалины в воде, поступающей во вторичные отстойники; до 0,6 г/л, от среднесортных и листопрокатных 0,3—0,35 г/л, от мелкосортных и трубопрокатных 0,06—0,18 г/л. Нужно иметь в виду, что на некоторых заводах в одну и ту же канализацию поступает вода как от прокатных станов, так и от охлаждения нагревательных печей; при этом происходит разбавление воды от прокатных станов сточными водами от охлаждения печей примерно вдвое.

На трубных заводах первичных отстойников для улавливания окалины непосредственно в цехах может и не быть, а воду очищают в одном отстойнике, расположенном вне цеха. В цехах прокатки тонкого листа и жести, сточная вода от которых содержит от 0,01 до 0,24 г/л окалины, первичные отстойники не устраивают.

Химический состав окалины не одинаков и, по данным заводских лабораторий, в ней содержится: 33,5—65,5% FeO; 62,8—26,9% Fe₂0₃и 0,5—7,6% нерастворимых в соляной кислоте веществ (угля, песка и т. п.). Кроме окалины, сточные воды прокатных цехов содержат некоторое количество масел: при установке на станах бронзовых подшипников в среднем 30—40 мг/л, текстолитовых до 10—30 мг/л, а периодически, при остановках станов на ремонт, и более.

В сточных водах от цехов прокатки тонкого листа и жести концентрация масла составляет около 10 мг/л.

В сточных водах от трубопрокатных цехов содержание масла значительно больше — от 38 до 170 мг/л; на Синарском трубном заводе содержание масла и нефтепродуктов в воде от одного из станов достигает 160—170 мг/л.

Водоснабжение прокатных станов устраивают только оборотным; воду от нагревательных печей и колодцев нецелесообразно смешивать со сточной водой от станов, чтобы не разбавлять ее. При этом для сортопрокатных станов, как правило, устраивают в цехах первичные отстойники для улавливания крупной окалины; во вторичных отстойниках происходит улавливание остаточной окалины и масла. Исследования показали, что содержание масла в оборотной воде в количестве 10—50 мг/л никаких осложнений в работе системы водоснабжения и в работе самих станов не вызывает; наблюдается только отложение мелкой окалины и масла на внутренней поверхности водопроводных труб. Поэтому в воде, подаваемой на станы, содержание масла должно быть возможно меньше, в противном случае эти трубы необходимо чаще промывать водой с воздухом.

Для охлаждения очищенной оборотной воды применяют брызгальные бассейны или градирни с брызгальным оросителем.

При прокатке жести может применяться пальмовое масло или эмульсия (смесь из эмульсола, соды и воды) для смазки поверхности прокатываемых листов металла. Количество сточных вод от такого стана составляет 500—600 м³/ч.

При работе прокатного стана на пальмовом масле сточные воды загрязнены в основном маслом, концентрация которого в воде достигает 200—300 мг/л, и частично механической взвесью (окалиной). Учитывая сложность выделения пальмового масла из сточных вод, для них устраивают специальный цикл оборотного водоснабжения с горизонтальным отстойником, при этом воду не смешивают с водой от других прокатных станов, не использующих пальмового масла. После отстойников в воде остается пальмового масла 50—100 мг/л. При возрастании этой концентрации производят освежение оборотной воды (продувку системы); сбрасываемую из системы воду дополнительно очищают от масла. Температура плавления пальмового масла низкая (25—30° С), поэтому улавливание его из воды затруднено.

При работе прокатного стана на эмульсии отработавшую загрязненную эмульсию в замкнутом цикле оборотного цикла очищают также в отстойнике и сбрасывают из системы периодически (один раз в 3—5 дней) в количестве, определяемом емкостью системы, составляющей 100 – 200 м³. При обеднении эмульсии в цикле ее заменяют свежей эмульсией. Отработавшую эмульсию очищают путем разделения ее добавляемой кислотой, в результате чего тяжелые частицы эмульсии выпадают в осадок. Воду, освобожденную от эмульсии, нейтрализуют известью.

В общий сток от прокатных цехов могут поступать загрязненные сточные воды от машин огневой зачистки металла. Количество этих сточных вод может быть значительным. Состав их еще недостаточно изучен.

Прокатные и трубопрокатные цехи

От прокатных и трубопрокатных цехов, а также на метизных заводах отходят сточные воды двух видов: 1) незагрязненные воды от охлаждения нагревательных печей и колодцев, воздухо- и маслоохладителей, охлаждения электрического оборудования; 2) воды, загрязненные окалиной и маслом, от прокатных станов (от охлаждения подшипников и валков и от гидравлического смыва окалины). Загрязненные воды, содержащие окалины более 300 мг/л, поступают сначала в цеховые первичные отстойники (ямы для окалины) для осаждения крупной окалины, затем перекачиваются (или поступают самотеком) на вторичные отстойники, расположенные вне цеха и предназначенные для выделения из воды мелкой окалины и масла. В трубопрокатных и других цехах, сточные воды которых содержат окалины менее 300 мг/л, первичных цеховых отстойников не делают, вода поступает непосредственно во внецеховые отстойники.

В сточные воды от прокатных станов могут поступать стоки от машин огневой зачистки металла. Количество их может быть значительным, но состав их и кинетика осаждения еще недостаточно изучены. По-видимому, целесообразно будет очищать эти стоки на самостоятельных сооружениях или совместно со стоками от вентиляционных установок.

Рис. 1. Схема оборотного водоснабжения прокатного цеха:

1 – ножницы; 2 – прокатные клети; 3 – первичный отстойник (яма для

окалины); 4 – обжимная клеть; 5 – маслоохладитель; 6,7 – нагревательные

печи; 8 – вторичный отстойник; 9 – насосная станция оборотной воды;

10 – охладитель оборотной воды.

Во всех новых и реконструированных прокатных и трубопрокатных цехах устраивают отдельные системы оборотного водоснабжения для охлаждения оборудования нагревательных колодцев и печей и для прокатных станов (рис. 1). При этом незагрязненные воды подвергают только охлаждению, а воды, загрязненные окалиной и маслом, — отстаиванию и затем охлаждению. В некоторых случаях часть воды дополнительно осветляется фильтрованием.

Устройство прямоточных систем водоснабжения прокатных цехов не допускается.

При испарительном охлаждении нагревательных печей целесообразно иметь один общий замкнутый цикл водоснабжения.

С заменой бронзовых подшипников валков прокатных станов с масляной смазкой текстолитовыми подшипниками с водяной смазкой количество масла в сточных водах уменьшилось, однако не исключено поступление его от смазки рольгангов и другого оборудования.

Наличие в воде окалины вызывает механический износ шеек валков и текстолитовых вкладышей подшипников и, следовательно, более частые остановки станов для замены вкладышей, перевалки валков и проточки их шеек. Наличие в воде масла допустимо лишь в определенных пределах ввиду того, что в нем всегда содержатся частицы металла, различные волокна, которые забивают отверстия в оросительных трубках прокатных станов; масло и волокна, прошедшие через трубки, сгорают на раскаленном металле.

Кинетика выпадения осадка из сточных вод от прокатных и трубопрокатных станов зависит от количества и характера взвешенных веществ (окалины), содержащихся в воде; количество окалины в свою очередь находится в зависимости от величины нагреваемого слитка, типа стана, вида и режима прокатываемой продукции. Кинетика всплывания масла также зависит от его концентрации в воде.

Первичные отстойники

Необходимость очистки сточных вод от прокатных цехов в две ступени и выделения крупной окалины в первичных отстойниках наглядно видна из табл. 1. Исследования степени очистки сточных вод прокатных станов (крупносортного, среднесортного и мелкосортного) на Донецком и Макеевском металлургических заводах показывают, что при довольно высокой степени выделения из воды взвешенных веществ (в основном окалины) на первичных отстойниках (до 95—85%) в воде после этих отстойников содержится взвеси все же до 120 мг/л. В то же время при наличии двухступенчатой очистки, т.е. первичных и вторичных отстойников, например на Челябинском металлургическом заводе и Магнитогорском металлургическом комбинате; для одинаковых прокатных станов при задержании в первичном отстойнике взвеси в количестве 68—75% содержание ее в воде после вторичных отстойников не превышает 55—65 мг/л. На трубных заводах и при прокатке жести необходимость в первичном отстойнике отсутствует, что видно на примере Северского и Первоуральского Новотрубного заводов.

Первичный отстойник сточных вод от прокатных станов представляет собой железобетонный резервуар длиной 16 м и более, шириной 4 м, заглубленный в грунт до 10 м и более; располагается он в скрапном пролете цеха. Очистку отстойника от окалины и погрузку ее на вагоны можно производить грейфером, подвешиваемым к мостовому крану на время очистки отстойника.

Основной, частью первичного отстойника по новому типовому проекту Гипромеза (рис. 2) является осадочная камера 1, в которую сточная вода от прокатных станов поступает по тоннелю 2. Осветленная в отстойнике вода по лотку 3 перетекает в водораспределительную камеру 4, из которой насосами 5, расположенными в машинном зале 6, перекачивается на вторичные отстойники. Осадок из камеры 1 периодически перемещается в бункер 7 для обезвоживания окалины; вода от обезвоживания сливается через окна 8 в осадочную камеру 1; обезвоженная окалина из бункера 7 погружается в вагоны и отвозится на агломерационную фабрику или непосредственно на рудный двор для использования в шихте доменных печей.

Рис. 2. Первичный отстойник окалиносодержащих сточных вод

с удалением осадка грейфером

Размеры отстойника определяют исходя из объема, необходимого для пребывания сточной воды в отстойнике в течение 1 – 1,5 мин, и скорости движения воды 0,10 – 0,15 м/сек.

Объем осадочной части отстойника должен быть равным объему выделяемой из сточной воды окалины в продолжение не менее одних суток.

Количество окалины, уносимой с водой в отстойник, принимают около 2% от массы проката; в первичном отстойнике из воды выпадает примерно 90% окалины, или g = 18 кг на 1 т прокатываемого металла. Объемная масса окалины около 3 т/м³.

Вода поступает в отстойник по всей его ширине через щель (под уровень воды). Скорость воды в щели около 0,3 м/сек, а на водосливной стенке на выходе около 0,15 м/сек.

Окалину выгружают из отстойника сначала в бункер емкостью, соответствующей двух- трехдневному количеству окалины, а затем, после обезвоживания, окалину грузят на железнодорожные платформы и отвозят для использования, в шихте доменного цеха или агломерационной фабрики.

Среди некоторых проектировщиков обсуждается вопрос о применении для улавливания крупной окалины гидроциклонов вместо первичных отстойников с использованием затем воды на смыв окалины из-под станков. Однако такая схема очистки воды может оказаться более сложной, чем применяемая в настоящее время.

Угол естественного откоса окалины, задержанной в первичном отстойнике, около 52°. Средняя влажность окалины после трехдневного нахождения ее в бункере 6—7%.

В первичных отстойниках задерживается от 74 до 90% окалины при условии своевременной очистки их от осадка.

Вторичные отстойники

Концентрацию С₁ взвешенных веществ в сточной воде от различных прокатных станов при поступлении ее на вторичные отстойники можно считать, г/л:

От заготовочных и крупносортных ………………………… 0,4

- среднесортных и трубопрокатных ………………………..0,25 – 0,3

- мелкосортных и тонколистовых ………………………… 0,15 – 0,18

Общий сток от заготовочных и сортопрокатных станов 0,3

Концентрация масла М1 в сточной воде, г/л:

От всех типов прокатных станов:

с бронзовыми подшипниками………………………………. 0,03—0,04

- текстолитовыми …………………………………………….0,01—0,03

От трубопрокатных станов:

с бронзовыми подшипниками………………………………..0,06—0,18

- текстолитовыми …………………………………………….0,03—1,1

Количество взвеси p, которую необходимо выделить при очистке сточных вод, зависит как от ее концентрации С₁ в исходной сточной воде, так и от содержания взвеси С₂, допустимой в очищенной воде, подаваемой потребителям:

Можно принимать для расчета вторичных отстойников концентрацию взвеси С₂ в очищенной воде, подаваемой на заготовочные к крупносортные станы, равной 0,08 г/л; на среднесортные и тонколистовые станы 0,05 г/л; при общей подаче воды на заготовочные и сортопрокатные станы 0,06 г/л. Концентрация масла в очищенной и подаваемой потребителям воде должна быть для всех прокатных станов с бронзовыми подшипниками равной 0,01—0,015 г/л и с текстолитовыми подшипниками 0,02—0,03 г/л; трубопрокатных станов с бронзовыми и текстолитовыми подшипниками 0,03—0,05 г/л..

Рис. 3. Кинетика процесса выпадения взвеси из сточных вод

(после первичных отстойников) от станов:

1 – блюминга 1000; 2 – среднесортных; 3 – трубопрокатного 400; 4 – трубопрокатного 140 (трубы мелких диаметров); 5 – листопрокатного; 6 – крупносортных

Количество выделяемой взвеси (окалины) из сточных вод различных станов должно быть, %:

От заготовочных и крупносортных ………………….. 85

- среднесортных и трубопрокатных ………………..75—80

- мелкосортных и тонколистовых ………………….70—75

При совместной очистке смеси сточных вод от заготовочных и различных сортопрокатных станов количество выделяемой взвеси, можно принимать равным 80%.

Как видно из кривых рис. 3, кинетика процесса выпадения осадка из сточных вод от различных прокатных станов после" первичных отстойников далеко не одинаковая. Однако основная масса взвешенных веществ (окалины) выпадает в течение 30—40 мин и около 10— 15% общего количества их остается в воде в течение нескольких часов. Наличие этих весьма мелких частиц, а также масла обусловливает окраску воды, но не оказывает отрицательного влияния на работу прокатных станов. Наименьшая скорость выпадения осадка из сточных вод различных прокатных станов во вторичных отстойниках Umin, обеспечивающая требуемую степень очистки воды, может быть принята по кривым рис. 3, мм/сек:

Для заготовочных и крупносортных……………………0,5—0,3

- среднесортных и трубопрокатных ………………….. 0,3—0,2

- мелкосортных и тонколистовых……………………….0,2—0,1

При общей совместной очистке сточных вод от заготовочных и различных сортопрокатных станов наименьшая скорость выпадения осадка равна 0,3—0,2 мм/сек.

В общий сток прокатных цехов могут поступать загрязненные сточные воды от машин огневой зачистки металла; в этом случае они очищаются совместно. В последующем может оказаться целесообразной очистка сточных вод от машин огневой зачистки металла в самостоятельных сооружениях или совместно со стоками от вентиляционных установок.

Масло из сточных вод выделяется при отстаивании, причем большая часть его довольно быстро всплывает на поверхность воды, а некоторая часть, находящаяся в мелкодисперсном состоянии, остается в воде и почти не отделяется. Значительная часть масла оседает в отстойнике вместе с окалиной.

Осадок из вторичных отстойников, содержащий до 82% железа (окалину), используют в шихте агломерационных фабрик. Задержанное масло регенерируют (в основном обезвоживанием) и используют как смазочное в смеси со свежим маслом или в качестве топлива в мартеновских или других печах. Масштабы этих отходов велики; только на Челябинском металлургическом заводе за 1965 г задержано в отстойниках окалины 12 тыс. т и масла 165 т.

Вторичный отстойник конструкции Гипромеза для очистки сточных вод прокатного цеха на малую производительность представляет собой железобетонный резервуар, обычно заглубленный в грунт до верха стенок. Осадок из отстойника удаляют окрепером при помощи лебедок, расположенных на передвижных платформах по обеим торцовым сторонам отстойника, или окалиноуборочной машиной (рис. 4).

Выгрузка осадка из секций отстойника поочередно передвижной канатоблочной скреперной лебедкой, применяемая на некоторых заводах, оказалась малопроизводительной и трудоемкой, так как ковш скрепера скользит по поверхности хорошо уплотненного и вязкого осадка (окалины с маслом) и захватывает лишь тонкий верхний слой.

Окалиноуборочная машина передвигается по железнодорожному пути воль торца секций отстойника. Осадок из отстойника выгружают также скрепером с подъемом его по наклонному мосту, опертому на тележку, в приемный бункер, а из последнего подают в кузов автосамосвала или на железнодорожные платформы. Тяга скрепера — тросовая, действующая через двухбарабанную лебедку, установленную в тележке и приводимую в действие электродвигателем.

Рис. 4. Отстойники малой производительности (до 500 м³/ч) для очистки сточных вод прокатного цеха с окалиноуборочной машиной

1 – скрепер; 2 – трос тяговый; 3 – бункер

Отстойник состоит не менее чем из трех секций; одна из них находится в работе, во второй обезвоживается осадок, а из третьей идет выгрузка осадка. Глубина проточной части Н_прот = 1 м, осадочной части Н_ос= 1 м и запас над уровнем воды Н_зап = 0,25 м.

Результаты проведенного за последнее время изучения гранулометрического состава окалины, выпавшей во вторичных отстойниках, приведены на рис. 5. Наиболее крупной (и неоднородной) оказалась окалина от сортопрокатных станов (кривая 1), наиболее мелкой (и неоднородной) — окалина от листопрокатных и трубопрокатных станов (кривые 2, 3).

Исследования показывают также, что основное количество взвеси из сточных вод прокатных цехов выпадает в начале вторичного отстойника, на расстоянии 3—5 м от входа воды. Это привело к разработке конструкции отстойников с приямками, в которых накапливается наибольшее количество окалины, удаляемое периодически, примерно два раза в год. Осадок из приямка отстойника удаляют грейфером автомобильного, железнодорожного, портального ил козлового крана.

Рис. 5. Гранулометрический состав окалины, выпавшей во вторичных отстойниках сточных вод от станов:

1 – сортопрокатных; 2 – листопрокатных; 3 - трубопрокатных Для того чтобы окалина не осаждалась в лотках, подводящих сточную воду в отстойники, скорость движения воды в них принимают в зависимости от крупности окалины следующей, м/сек:

От крупносортных станов……………………………………………. 2,5

- среднесортных …………………………………………………….1,5—1,7

- мелкосортных, листопрокатных и трубопрокатных станов ………1,2

В то же время во избежание истирания стенок скорость в бетонных и кирпичных каналах следует принимать не более 2,5 м/сек.

Из рис. 6 видно, что осадок в отстойнике состоит из частиц различной крупности. Как показали исследования отстойника на одном металлургическом заводе, отложившиеся частицы на протяжении первых 9 м длины отстойника в количестве, до 90% имеют крупность свыше 0,16 мм, от середины и до конца отстойника осадок состоит преимущественно (до 80%) из мелких частиц крупностью от 0,01 до 0,05 мм. Из рис. 6 следует, что для осаждения тяжелой взвеси из сточных вод от прокатных и трубопрокатных цехов, предварительно прошедших первичные отстойники, длина вторичных отстойников должна быть порядка 17—18 м.

Рис. 6. Гранулометрический состав окалины, отлагающейся по длине отстойника, а также изменение содержания влаги и масла в этой окалине:

I – V – соответственно частицы размером: меньше 0,01; 0,05 – 0,01; 0,16 – 0,05; 0,3 – 0,16 и больше 0,3 мм

На рис. 7 показан типовой вторичный отстойник конструкции Гипромеза большой производительности. Сточная вода лотками 1 подводится в водораспределительный лоток 2 отстойника, а из него через щель 3 поступает в отстойник. На пути движения воды у поверхности установлен полупогруженный щит 4 с отверстиями, способствующий более равномерному распределению потока воды. В конце отстойника расположен также полупогруженный щит 6 для задержания всплывшего на поверхность воды масла. Осветленная вода из отстойника переливается через водосливную кромку 7 и собирается в лотке 8, далее вода отводится по лоткам 9 к насосной станции оборотной воды.

Всплывшее на поверхность воды масло удаляется из отстойника через щелевую поворотную трубу 13.

Осадок со дна опорожненного отстойника струей воды из брандспойта 5 под напором, создаваемым насосом 10, сбивается в приямок 14, откуда грейфером 17 автомобильного (или железнодорожного) крана 16 удаляется на автосамосвалы или железнодорожные платформы. Вода при опорожнении отстойника перекачивается насосом в соседнюю секцию, а оставшаяся выпускается в колодцы 12 и 15, а из них в канализацию. Насосная установка перемещается вдоль торцовой стороны отстойника на тележке (автокаре) 11. Вода для сбива осадка в приямок забирается насосом через гибкий шланг 18 из рядом расположенной, работающей секции отстойника.

Рис. 7. Вторичный отстойник производительностью до 2000 м³/ч для очистки сточных вод прокатных цехов

Для очистки еще больших количеств сточных вод от прокатных цехов предусматривается устройство отстойников такого же типа (см. рис. 7). Однако в этом случае для удаления осадка из отстойника можно применять вместо автомобильного или парового путевого грейферного крана портальный грейферный кран (рис. 8). Портальный кран работает от электропривода, он более производителен, но требует более сложных и дорогих сооружений.

Рис. 8. Общий вид вторичного отстойника сточных вод прокатных цехов с удалением осадка портальным краном с грейфером

Устройство вторичного отстойника сточных вод от прокатных цехов в условиях северногорайона показано на рис. 9, он отличается от обычных отстойников увеличенной камерой для накапливания осадка в продолжение длительной зимы с удалением осадка грейфером портального крана. Наиболее удобным в практике эксплуатации считается отстойник с козловым краном (рис. 10); в этом отстойнике наилучшим способом решается задача сбива осадка в приямок водой, циркулирующей в той же камере, с помощью насоса на рабочей тележке, а также сбора масла и отвод его из отстойника.

Рис. 9. Вторичный отстойник производительностью более 2000 м³/ч с удалением осадка портальным краном с грейфером:

1 – водораспределительный лоток; 2 – водорегулирующий затвор; 3 – водопроводящий лоток; 4 – шибер; 5 – маслоприёмный лоток; 6 – маслоотводная труба; 7 – водоотводящий лоток; 8 – трубопровод напорной воды; 9 – гибкий шланг с полугайкой Рота; 10 – рельсы, защищающие бетон; 11 – грейфер; 12 – железнодорожный вагон

Рис. 10. Вторичный отстойник сточных вод прокатных цехов с удалением осадка козловым краном с грейфером:

1 – водоподводящий канал; 2 – железнодорожный путь; 3 – козловой кран; 4 – труба для перепуска масла; 5 – грейфер; 6 – канал для отвода масла; 7 – старые узкоколейные рельсы; 8 – канал отвода осветлённой воды

При устройстве вторичного отстойника, состоящего из многих секций, важное значение имеет подвод и распределение воды по секциям горизонтального отстойника: в первых секциях по потоку воды выпадает осадка очень много, в более дальних секциях — очень мало. Во избежание этого поступающую воду распределяют сначала по группам секций отстойников, а затем по отдельным секциям каждой группы. При этом деление потока воды должно быть под тупым (а не прямым) углом и в водоподводящих лотках не должно быть порогов.

В отстойнике конструкции Ленинградского отделения Союзводо- каналпроекта, примененном на Новолипецком металлургическом заводе, распределение сточной воды по секциям осуществлено трубами (рис. 11). Водоподводящая труба расположена в проходном тоннеле. От нее на каждую секцию устроен отвод с задвижкой, расположенной на вертикальном участке во избежание засорения пазов окалиной. В кармане отстойника отвод разделяется двумя коленами с тремя или четырьмя выпусками воды (рис. 12). Из кармана вода в секцию проходит через щель в стенке и равномерно распределяется по всему сечению потока от входа до противоположной стороны отстойника.

Рис. 11. Распределение воды в отстойнике с помощью трубы отвода и выпусков

Рис. 12. Устройство трубчатого Рис. 13. Сальниковое уплотнение впуска воды в секцию отстойника, стыков маслосборных труб рекомендуемого Харьковским 1 – щелевая поворотная труба d = 200мм;

Водоканалниипроектом 2 – маслоотводная труба; 3 – приварной раструб; 4 – грундбукса; 5 – сальниковая набивка из промоленного пенькового каната

Основным устройством маслоулавливающей системы является масло-задерживающий щит и щелевая поворотная труба, расположенные у выхода воды из секции отстойника. Для уборки собравшегося масла трубу поворачивают (специальной штангой с винтовой нарезкой) до погружения щели под слой масла. Собравшееся в щелевой трубе масло перепускается в маслоотводящий лоток и по нему поступает в резервуар или в специально оборудованные маслосборные секции.

Сальниковое уплотнение, позволяющее легко поворачивать маслосборную трубу и обеспечивающее достаточную герметичность, показано на рис. 13; сальниковой набивкой служит промасленная пенька. Для обогрева масла в щелевой трубе, лотке и маслоприёмной секции расположен паропровод.

В некоторых действующих отстойниках вместо поворотной щелевой трубы устроен плавучий маслосборник – лоток.

Обычно вторичные отстойники рассчитывают на улавливание из воды тонущего осадка (окалины) и производят поверочный расчет размеров отстойника, которые обеспечивали бы также улавливание всплывающих примесей – масла и нефтепродуктов.

В выгружаемом из вторичных отстойников сухом осадке содержится не менее 70% железа. Поэтому и этот осадок, так же как осадок из первичных отстойников, отправляют на агломерационные фабрики.

Плотность сухого осадка в начале отстойника Макеевского завода (при отсутствии первичного отстойника), прокатывающего крупный, мелкий и средний сорт, составляет более 5 т/м³ и в конце отстойника снижается до 4 т/м³ и менее. В других случаях (при наличии первичного отстойника сточных вод) плотность осадка меньше и может быть принята (сухого/влажного), т/м³:

Для крупносортных станов……………………………………….2,8/3,5

- среднесортных …………………………………………………..2/2,5

- мелкосортных, тонколистовых,

проволочных и трубопрокатных станов ……………………….1,8/2,3

При использовании осадка из вторичных отстойников сточных вод от прокатных и трубопрокатных цехов на аглофабрике илив шихте доменных и сталеплавильных печей влажность его должна быть не более 12%. Влажность же удаляемого из вторичных отстойников осадка колеблется от 18 до 30% (см. рис. 6), т. е. превышает допустимую. Поэтому во избежание удаления такого осадка на отвалы необходимо устройство вблизи отстойников специальных обезвоживающих площадок. На ряде заводов применяют предварительную перевалку окалины из одной секции отстойника в другую с целью снижения влажности осадка.

При производстве тонкой жести холодной прокаткой листа на некоторых заводах применяют пальмовое масло. Концентрация его в сточных водах, по данным двух заводов, составляет 200—270 мг/л при общей концентрации тяжелых (осаждающихся) взвешенных веществ от 60 до 240 мг/л. Температура сточной воды (летом) 40— 50° С, рН колеблется от 6,4 до 7,4.

Для очистки сточных вод от таких жестекатальных станов, состоящих из пяти клетей, использующих пальмовое масло, применяют удлиненные до 60 м горизонтальные отстойники, состоящие из двух-трех секций с наземным зданием. Продолжительность пребывания воды в таком отстойнике до 2 ч. Всплывшее на поверхность масло сгоняется к маслосборному лотку специальным механизмом в виде движущейся ленты с планками. Осадок со дна отстойника сгребается к приямку стационарным скребковым механизмом, а из приямка удаляется периодически насосом.

Надежных данных по эксплуатации таких отстойников еще нет. Пальмовое масло улавливается в отстойниках в среднем на 40%, тяжелой взвеси осаждается 75%. При этом предъявляется довольно строгое требование, чтобы крупность взвешенных частиц, остающихся в очищенной оборотной воде, подаваемой на четвертую и пятую клети, была не более 0,5 мм, а общая концентрация их не превышала 20 мг/л. К содержанию пальмового масла в оборотной воде строгих требований не предъявляется, однако оно не должно теряться со сбросной (продувочной) водой, количество которой принимается равным 5% от расхода оборотной воды.

Более глубокая очистка предварительно отстоенной воды от пальмового масла возможна коагулированием этой воды и последующим фильтрованием через зернистую загрузку слоем 0,8—1 м, состоящую из битого стекла с размером частиц 0,5—3 мм. Скорость фильтрования 5—6 м³/ч. Фильтр можно промывать очищенной водой со сбросом ее в начало отстойника. Однако эти рекомендации нуждаются в производственной проверке.

В связи со стремлением облегчить уборку осадка из отстойников возникает вопрос о возможности применения вместо горизонтальных прямоугольных отстойников радиальных отстойников, которые применяют для очистки сточных вод от доменной газоочистки.

В зарубежной практике (в Бельгии, Германии, Японии) широко применяют горизонтальные отстойники с шириной секции 12—20 м в которых имеется тележка с подъемным скребком для перемещения по дну осадка к приямку при ходе тележки вперед и для сгона масла в лоток при ходе тележки в обратном направлении.

Тележка передвигается по рельсам, уложенным на стенках секции отстойника, с помощью электродвигателя, питаемого энергией по гибкому кабелю на барабане; изменение направления движения тележки регулируется риверсом автоматически от концевого переключателя. Скребок также автоматически опускается на дно для перемещения осадка и поднимается кверху для сгона масла.

Осадок из приямка отстойника забирается из-под воды портальным краном с грейфером и перемещается сначала в бункер для обезвоживания, а из него затем погружается в вагоны.

Применение гидроциклонов для очистки сточных вод от прокатных и трубопрокатных станов

Серьезные недостатки отстойников, применяемых для очистки сточных вод от прокатных и трубопрокатных цехов (занимаемая большая площадь, сложность удаления осадка и др.), привели к мысли о замене осаждения тяжелых частиц в воде выделением их из воды сепарацией с помощью гидроциклонов. На основании исследований, проведенных ВНИИ Водгео, выделение окалины из сточных вод от прокатных цехов рекомендуется производить с помощью напорных гидроциклонов диаметром от 75 до 250 мм с компоновкой их в блоки по 50—100 аппаратов. Наиболее рентабельными признаны аппараты диаметром 75 мм.

Первичные отстойники сточных вод прокатных станов, по-видимому, с успехом могут быть заменены открытыми гидроциклонами обычной конструкции с отводом воды через периферийный водослив. При этом, по данным испытаний ВНИИ Водгео, в таких гидроциклонах при очистке сточной воды от проката крупносортного металла можно задерживать окалину с гидравлической крупностью 1 мм/сек при нагрузке 3 м³/ч на 1 м² площади гидроциклона; при очистке сточной воды от проката среднего и мелкого сортов можно задерживать окалину с гидравлической крупностью и = 0,4 мм/сек при нагрузке 1,5 м³/ч на 1 м² площади аппарата, а при очистке сточной воды от проката среднего и тонкого листа с гидравлической крупностью и = 0,6 мм/сек при нагрузке 2 м³/ч на 1 м² площади аппарата. Приведенные рекомендации основываются также на практике заводов Германии.

Предложенная ВНИИ Водгео конструкция многоярусного низконапорного гидроциклона позволяет повысить гидравлическую нагрузку на сооружение до 50—100 м³/ч на 1 м² аппарата. Однако расчетные параметры для проектирования таких гидроциклонов могут быть установлены только после получения результатов длительной эксплуатации опытно-промышленных установок.

Дополнительное осветление воды фильтрованием

В некоторых случаях требуется чистая вода, содержащая тяжелых взвешенных веществ не более 5—10 мг/л. Например, чистая вода необходима на гидросбив окалины при изготовлении тонкого листа или белой жести во избежание образования вмятин и царапин на поверхности, для испытания и калибровки труб, поскольку вода подается здесь плунжерными насосами.

Потребность в такой воде небольшая и она может быть обеспечена дополнительной очисткой оборотной воды, прошедшей отстойники. Для этой цели нашли применение скорые напорные фильтры, работающие со средней скоростью фильтрования 5—6 м³/ч (попытка применения фильтрования через слой песчаной загрузки со скоростью 40—50 м³/ч пока не удалась). При этом крупность зерен загрузки должна быть в пределах 0,5—2 мм с коэффициентом неоднородности не более 2; слой загрузки 1 м.Такие фильтры промывают холодной водой с интенсивностью 12—16 л/сек на 1 м² и воздухом с интенсивностью 6—8 л/сек на 1 м³. Фильтрами может быть задержано от 50 до 70% взвеси, содержащейся в исходной воде в концентрации не более 50—60 мг/л.

На Челябинском трубопрокатном заводе в одном из цехов осуществлена двухступенчатая схема очистки сточной воды от трубопрокатного стана: вода проходит очистку сначала в напорных гидроциклонах, затем фильтруется через слой песка в 0,8 м с крупностью зерен от 0,5 до 2 мм. Содержание взвеси в воде снижается в гидроциклоне с 250—300 до 30—50 мг/л и в фильтре — до 10—20 мг/л.

От промывки фильтров вода сбрасывается в начальный участок отстойника сточных вод прокатного стана, а очищенная на фильтрах вода подается снова тем же потребителям.

Охлаждение оборотной воды

В процессе использования на прокатных станах вода, соприкасаясь с валками и металлом, нагревается примерно на 5 град. При очистке отработавшей воды в отстойниках температура ее снижается, но только на 0,5 град или несколько больше. Поэтому очищенную сточную воду перед повторным использованием на те же цели охлаждают. В качестве охладителя воды с остаточными загрязнениями в ней в виде легкой окалины и масла применяют брызгальные бассейны или градирни. В последнее время применяют преимущественно вентиляторные градирни с капельным или брызгальным оросителем по типовым проектам Союзводоканалпроекта.

Брызгальный бассейн представляет собой открытый железобетонный или бетонный резервуар из двух и более секций, над которым через сопла разбрызгивается охлаждаемая вода. При падении капель вода охлаждается за счёт испарения и соприкосновения с воздухом. Сопла устанавливают одиночно или группами на распределительных трубах, к которым по магистралям подводят охлаждаемую воду. При работе брызгал капли воды образуют “факелы”, между которыми протекает воздух; один факел не должен перекрывать другой, а между распределительными линиями должны быть образованы коридоры для подвода воздуха к поверхности воды.

Теплоотдача охлаждаемой воды в брызгальном бассейне главным образом зависит от скорости движения капель и от площади поверхности воды. Для охлаждения недостаточно чистой воды применяют тангенциальные сопла.

Градирня представляет собой охладитель воды закрытого типа с противоточным движением капель (или тонкой плёнки) воды и воздуха в пространстве, ограниченном со всех сторон стенками. Здесь теплоотдача зависит от скорости движения капель или плёнки и главным образом от скорости воздуха. Движение воздуха создаётся вследствие тяги в башне или вентилятором.

1 – башня, 2 – водораспределительные желоба, 3 – ороситель, 4 – водосборный резервуар.

Башенные брызгальные градирни представляют собой, как правило, сооружения переоборудованные из капельных градирен.

Вентиляторные градирни бывают с вытяжным и нагнетательным вентиляторами. Последние применялись только на коксохимических заводах, и не нашли широкого применения. Ороситель вентиляторной градирни может быть капельный или брызгальный (плёночные применяют только при охлаждении чистой воды). При охлаждении недостаточно чистой воды ороситель устраивают из водораспределительных трубопроводов и брызгалок.

При проектировании системы оборотного водоснабжения работа проектировщика заключается в расчете и подборе типового, проекта градирни.

Очистка трубопроводов оборотной воды от отложений

В прокатных и особенно в трубопрокатных цехах в трубопроводах оборотной воды образуются отложения, из-за чего пропускная способность трубопроводов со временем снижается. В отдельных случаях вследствие загрязнения отложениями пропускная способность трубопровода уменьшалась более чем вдвое. По данным лаборатории водного хозяйства ВНИИ Водгео (Челябинск), отложения в трубопроводах системы оборотного водоснабжения одного трубопрокатного цеха содержали от 37,5 до 55% Fe₂0₃, 4,6% СаО, 4,5% SiO₂, от 17,8 до 4% С0₂, от 10 до 16% минеральных нерастворимых веществ и от 8,6 до 8,9% веществ, экстрагируемых эфиром, 50₃ не было; от 10 до 16% (по массе) потери при прокаливании.

Образование отложений в указанном трубопроводе происходит не за счет карбонатов, а преимущественно за счет прилипания омасленных частиц окалины к стенкам трубы.

Удаление этих уже накопившихся отложений эффективно гидропневматической промывкой трубопровода — водой с воздухом в соотношении 1 : 4. Только очень вязкие или твердые отложения приходится предварительно разрыхлять механическим способом — снарядом, состоящим из куска стальной трубы (длиной 0,5 м) меньшего диаметра, но с острыми металлическими шипами; снаряд протаскивают по участкам трубопровода на тросе лебедкой. Затем разрыхленные отложения вымывают из трубопровода водой или водой с воздухом. Гидропневматическая промывка трубопроводов должна быть регулярной.

Методы очистки сточных вод на промышленных предприятиях

Основные характеристики маслосодержащих стоков, смазочно-охлаждающих жидкостей (СОЖ).

На предприятиях металлургической и машиностроительной промышленности одной из основных категорий сточных вод являются маслосодержащие стоки.

По концентрации основного загрязнения (масла) они делятся на малоконцентрированные и концентрированные. Малоконцентрированные стоки образуются при промывке металлических изделий после их термической обработки и после расконсервирования.

Концентрированные сточные воды содержат масел до 50 г/л. Это отработанные смазочно-охлаждающие жидкости (СОЖ), а также отработанные моющие растворы, представляющие собой стойкие эмульсии типа “масло в воде”. Их расход составляет 0,5 - 200 м³/сут в зависимости от мощности предприятия и типа его продукции.

На многих предприятиях концентрированные маслосодержащие стоки разбавляются большим количеством условно чистых вод и превращаются в малоконцентрированные. Содержание в них масел обычно колеблется от 10 до 500 мг/л. Объем этих сточных вод достигает 5 - 10 тыс. м³/сут.

Технологические схемы очистки маслосодержащих сточных вод в нашей стране и за рубежом предусматривают смешивание всех видов маслосодержащих сточных вод, их отстаивание для удаления грубодисперсных и всплывающих примесей, обработку коагулянтами и обезвоживание образующихся осадков.

Основным недостатком таких схем очистки являются большие затраты коагулянтов и образование значительных количеств осадков, для обезвоживания которых требуется дополнительный расход коагулянтов с целью снижения содержания в них масел. Практика показывает, что раздельная обработка коагулянтами малоканцентрированных и концентрированных сточных вод требует меньших затрат коагулянтов и сопровождается образованием меньших объемов осадков.

Основное количество концентрированных маслоэмульсионных сточных вод на предприятиях машиностроения и металлообработки сбрасывается в виде отработанных СОЖ. Свежие СОЖ приготовляют из технических продуктов - эмульсолов, представляющих собой эмульсии типа “вода в масле”. При смешивании 3-10% эмульсола, 90 - 95% воды и 0,3% соды образуются эмульсии типа “масло в воде”. Для придания эмульсии устой живости необходимо добавление к ней еще одного компонента - эмульгатора, способного сорбироваться на поверхности обеих - несмешивающихся жидкостей. Помимо указанных компонентов, в состав СОЖ входят различные стабилизаторы, а также большое количество присадок (антикоррозионные, бактерицидные, противоизносные, противозадирные).

Средний срок использования СОЖ колеблется от двух недель до полутора месяцев. Основными причинами замены смазочно-охлаждающих жидкостей при холодной обработке металлов являются наличие в них большого количества взвешенных веществ (металлическая пыль, сажа, частицы абразивных материалов), расслаивание СОЖ и их загнивание.

Регенерация отработанных СОЖ

Регенерация отработанных СОЖ, заключающаяся в удалении из них посторонних примесей, позволяет возвращать их в производство, достигая тем самым экономии минеральных масел и других компонентов, входящих в состав эмульсолов. Кроме того, предотвращаются затраты на приготовление, складирование и перевозку новых партий эмульсола.

Основной причиной сброса СОЖ является их загнивание, которое можно предупредить с помощью бактерицидных добавок. В качестве таких добавок используются гексахлорофен, фурацилин, бактерициды типа “Вазин” и “Азин”.

Регенерацию отработанных СОЖ следует проводить следующим образом. Отработанную СОЖ направляют в сборный резервуар и отстаивают в нем для отделения взвеси и всплывающего масла в течение 6 ч. Для удаления тонкой взвеси СОЖ затем подают на фильтр-транспортер с бумажной лентой, после чего она поступает в емкость для регенерации. В эту емкость подают эмульсол-пасту (смесь эмульсола с водой в соотношении 1: 1), воду и раствор бактерицидного вещества. При необходимости в регенерируемую СОЖ вводят антикоррозионные добавки (NaNO₂ в дозе 1 г/л) и соду из расчета 0,2 - 0,3 % (по массе). Смесь перемешивают сжатым воздухом в течение 10 мин, отстаивают в течение 60 мин, удаляют всплывшее масло и возвращают в производство для дальнейшего использования. Однако регенерация отработанной СОЖ возможна только в том случае, если в 1 мл жидкости содержится менее 100 млн. бактерий. В противном случае отработанная СОЖ подлежит сбросу на очистные сооружения.

Отечественная промышленность выпускает большое количество эмульсолов различных марок, которые значительно отличаются по своему составу и физико-химическим свойствам. В зависимости от типа содержащихся в них змульгаторов все смазочно-охлаждающие жидкости на основе минеральных масел можно разделить на три группы:

СОЖ, содержащие ионогенные эмульгаторы;
СОЖ, содержащие неионогенные эмульгаторы;
СОЖ, содержащие одновременно ионо- и неионогенные эмульгаторы.

В качестве эмульгаторов СОЖ содержит соли органических кислот (олеиновой, нафтеновой, сульфонафтеновой), в качестве стабилизаторов - этиловый спирт, этиленгликоль, триэтаноламин.

Мицелла змульсола, представляющего собой коллоидную систему, имеет следующее строение: ядро мицеллы состоит из мельчайших капелек масла, окруженных анионами органических кислот, вследствие избирательной адсорбции которых аполярная гидрофобная часть анионов эмульгатора (углеводородный радикал) ориентирована в сторону масляной глобулы, а полярная часть - в сторону дисперсионной среды. Катионы щелочного металла, (Nа+), которые в результате диссоциации отделились от остатка (аниона) органической кислоты, образуют плотный диффузный слой противоионов. Таким образом, на поверхности масляных глобул образуется двойной электрический слой.

Эмульсол как коллоидная система устойчив при наличии некоторого избытка масла. Для того чтобы эмульсол обладал способностыо самопроизвольно образовывать с водой эмульсии, необходимо, чтобы он обладал свойствами гидрофильного геля, т. е. внешней фазой в коллоидной системе должен быть концентрированный раствор мыла. Для этого змульсолы, кроме микеральных масел и нафтеновых мыл, обязательно должны содержать некоторое количество воды. Эмульсолы, состоящие из минеральных масел и более гидрофобных мыл олеиновой кислоты, обязательно должны содержать или второе, более гидрофильное мыло, например мыло сульфокислоты, или спирт, являющийся в данном случае растворителем внешней фазы недостаточно гидрофильных мыл олеиновой кислоты. Эти компоненты эмульсолов называются стабилизаторами. Ко второй группе относятся

СОЖ, содержащие ПАВ неионогенного типа, например ОП, а именно СОЖ, приготовленные из эмульсолов ИХП-45Э и ИХП-130Э.

Механизм стабилизации этих эмульсионных систем можно представить следующим образом. Молекулы большинства поверхностно-активных соединений имеют линейное строение, т. е. их длина гораздо больше поперечного размера. Один конец молекулы ПАВ, состоящий из углеводородных радикалов, ориентируется в сторону масляных глобул и сорбируется на их поверхности. На другом конце молекулы находится гидрофильная группа, которая ориентирована в сторону дисперсионной среды. Таким образом, молекулы ПАВ образуют коагуляционную пространственную сетку.

При этом между частицами масляных глобул остается очень тонкая прослойка дисперсионной среды, которая препятствует сближению частиц и придает коагуляционным структурам характерные свойства: вязкость, ползучесть, прочность. Однако возникновение защитных слоев высокой прочности, обеспечивающих устойчивость эмульсий, связано не с формированием адсорбционных слоев эмульгатора самих по себе, а с образованием на границе раздела двух фаз сложных надмолекулярнык структур в форме многослойных фазовых пленок.

В основе рассмотренных явлений лежит гидродинамический эффект самопроизвольной поверхностной турбулентности и конвекции, вызывающей односторонний переход углеводородной фазы в водную фазу в виде ультрамикроэмульсии. Структурированная адсорбционным слоем эмульгатора такая фазовая пленка приобретает значительную прочность и, как следствие этого, высокую стабилизирующую способность.

Таким образом, эмульсионные системы, стабилизированные неионогенными эмульгаторами, очень устойчивы, хотя их адсорбционные слои не обладают ярко выраженной структурйо-механической прочностью.

К третьей группе относятся СОЖ, которые содержат одновременно ПАВ ионо- и ионогенного типа, а также различные группы органических соединений, которые придают смазочно-охлаждающим жидкостям связывающие, противозадирные и антикоррозионные свойства (хлор, парафин, осерненное хлопковое масло, канифоль). Эмульгаторами в этих системах являются мыла жирных кислот, ОП-4 (эмульсол Аквол-2), нефтяной сульфонат натрия и синтомид-5 (эмульсол Укринол-1).

Технология очистки отработанных смазочно-охлаждающих жидкостей

Для очистки отработанных смазочно-охлаждающих жидкостей применяют следующие методы:

реагентные (обработка минеральными солями и кислотами, коагулянтами и флокулянтами);
физико-химические (электрокоагуляция, ультрафильтрация).

Метод деэмульгирования масляных эмульсий путем коагуляции дисперсной фазы неорганическими электролитами получил широкое распространение в практике очистки сточных вод. По литературным данным, для очистки маслоэмульсионных сточных вод могут быть использованы NaCl, H₂S0₄, FsS0₄, Fе₂(S0₄)₃, FeCl₃, СаО, А1₂(S0₄)₃, взятые в отдельности или в комбинации друг с другом. Под воздействием электролитов происходит как снижение электрокинетического потенциала масляных эмульсий, так и разрушение структурно-механического барьера. Следует отметить, что многовалентные катионы способны перезаряжать масляные глобулы с образованием неустойчивой системы - обратной эмульсии, поэтому определение оптимального расхода реагентов является основой для успешного их применения. Совместное применение различных реагентов позволяет значительно повысить эффективность очистки. В литературе отмечается, что для очистки маслоэмульсионных сточных вод используется двух- и трехступенчатая их обработка реагентами.

Наиболее эффективным коагулянтом для очистку отработанных СОЖ, содержащих ионогепные эмульгаторы, является сернокислый алюминий.

Технология очистки маслоэмульсионных сточных вод с помощью сернокислого алюминия внедрена на московском станкостроительном производственном объединении “Красный пролетарий” и на ГПЗ-5 (г. Томск).

Ниже приведены оптимальные дозы Al₂(SО₄)₃ для очистки отработанных СОК, приготовленных на основе, эмульсола первой группы.

В настоящее время особое внимание уделяется сокращению и максимальному использованию различных производственных отходов, а также созданию в промышленности безотходной технологии производства. Для очистки отработанных СОЖ можно использовать отходы ацетиленовых станций, содержащие гидроксид кальция, а также отработанные травильные растворы, содержащие H₂SO₄ и FeSO₄, или HCl и FeCl₂. Способ очистки отработанных СОЖ на основе эмульсолов марки Э-1 (А), З-2 (Б), Э-З (В) с помощью серной кислоты (доза H2S04 3 - 5 г/л) и отходов ацетиленовой станции (доза активного оксида кальция 1 г/л) внедрен на головном заводе ПО “АвтоУАЗ” (г. Ульяновск). Содержание эфироизвлекаемых веществ в обработанной жидкости, имеющей величину рН=7, в среднем составляет 170 - 220 мг/л. Технико-экономические расчеты показывают, что при химическом методе очистки маслоэмульсионных сточных вод затраты на реагенты составляют от 30 до 70 % всех эксплуатационных затрат, поэтому применение для очистки различных производственных отходов значительно снижает эксплуатационные затраты.

В настоящее время одним из перспективных методов очистки этого вида сточных вод является метод электрокоагуляции, разработанный харьковским отделом ВНИИВОДГЕО, Процесс очистки масляных эмульсий, содержащих ионогенные эмульгаторы, протекает следующим образом. Электрокинетический потенциал эмульсии, находящейся в электрическом поле, снижается, а эмульсия теряет свою устойчивость. Перешедшие в жидкую фазу ионы алюминия при рН=6-8 в межэлектродном пространстве образуют сначала коллоидный раствор, а затем в зависимости от рН среды макрочастицы гидроксида или основного сульфата алюминия. При рН=5 эмульгатор переходит в нерастворимую форму, что еще в большей степени способствует сорбции частиц дисперсной фазы, так как происходит снижение прочности структурно-механического барьера. При дальнейшем протекании процесса происходит подщелачивание жидкости и весь алюминий переходит в нерастворимую форму, создавая максимум сорбционной поверхности.

Электрокоагуляционный способ рекомендуется применять для локальной очистки отработанных СОЖ, для приготовления которых были использованы эмульсолы марок Э-1 (А), Э-2 (Б), 3-3 (В), ЭТ-2 и НГЛ-205. Способ применим также для очистки отработанных СОЖ, приготовленных на эмульсолах марок Укринол-1, ЭГТ, СП-3, Аквол-2, Аквол-б, МОТ и др.

Сущность способа заключается в разрушении эмульсии и коагуляции эмульгированных масел под действием продуктов электрохимического растворения алюминиевых анодов и флотаций коагулята водородом, образующимся на катодах.

Перед электрохимической обработкой сточные воды подкисляют до рН=5- 5,5 для снижения агрегативной устойчивости эмульсии.

В процессе электролиза величина рН сточных вод возрастает до 6,5 - 7,5. Процесс очистки сточных вод складывается из следующих технологических операций: сбор, усреднение и отстаивание сточных вод, их подкисление, электрохимическая обработка, отведение продуктов очистки, осветление отработанной воды.

Маслоэмульсионные сточные воды после усреднения и отстаивания в резервуаре с целью отделения свободного масла (последнее удаляют в маслосборник) затем направляют в смеситель, где подкисляют концентрированной соляной кислотой до рН=5-5,5. Подкисленные сточные воды направляют в электролизер. Пенный продукт, образующийся на поверхности обрабатываемой жидкости, периодически или непрерывно удаляют в пеноприемный бак. Обработанную сточную воду осветляют в отстойнике, после чего сбрасывают в канализацию населенных пунктов (при биологической очистке сточных вод на го-

родских канализационных очистных сооружениях достигается удаление из них остаточных количеств органических веществ).

При электролизе подкисленных сточных вод происходит электролитическое растворение алюминиевого анода и образование гидроксида алюминия, обладающего высокой коагулирующей способностью.

Очищенная вода представляет собой прозрачную бесцветную жидкость, имеющую величину рН =6,5-7,5, величину ХПК 0,5-0,6 г/л, содержащую нефтепродуктов 25 мг/л и хлоридов 1,5 г/л (общее содержание растворенных минеральных солей 2,5 - 3 г/л).

Электролизер для очистки маслоэмульсионных сточных вод представляет собой прямоугольный стальной резервуар, футерованный изнутри винипластом или другим кислотостойким материалом. Дно электролизера имеет уклон 1:10 в сторону выпуска сточных вод. К левой торцевой стенке корпуса электролизера (выше уровни жидкости) прикреплен патрубок для подачи сточной воды, к днищу приваривают патрубок для отвода очищенной воды, В правой торцевой степке аппарата выше уровня жидкости располагаются два прямоугольных продольных окна: нижнее - для присоединения пеносгонного лотка, верхнее - для подключения вытяжного воздуховода. На задней степке корпуса имеются отверстия для присоединения токоподводящих шин. Пеносгонный лоток расположен под углом 45' к вертикальной стенке. Б верхней части корпуса электролизера (под электродами) устанавливают пеноудаляющее устройство.

Электролиз сточных вод проводят при плотности тока 80 - 120 А/м², напряжении на электродах 7 - 10 В. Продолжительность их электрохимической обработки составляет 4 - 5 мин, удельный расход алюминия для удаления 1 г эмульгированного масла 0,03 г, удельный расход электроэнергии 2,5 - 3 кВт ч/м, удельный расход соляной кислоты (35 %) на подкисление сточных вод 7 - 8 кг/м³.

Для обработки сточных вод возможно использование переменного электрического тока, однако в этом случае для достижения того же эффекта очистки удельный расход электроэнергии увеличивается на 40 - 50 %.

Харьковским отделом ВНИИВОДГЕО разработаны две модели электролизеров (трех- и шестисекционный).

В настоящее время установки для электрохимической очистки маслоэмульсионных сточных вод действуют на ряде машиностроительных предприятий СНГ [Минский моторный завод, Ждановский завод тяжелого машиностроения, завод сельскохозяйственных машин (г. Белая Церковь) и др.].

Институтом “Харьковский Водоканалпроект” разработаны типовые проектные решения установок “Комплект оборудования для электрокоагуляционной обработки смазочно-охлаждающих жидкостей производительностью 5 - 10 м³/сут.

В Харьковском политехническом институте М. М. Назаряном разработан аппарат колонного типа для очистки концентрированных маслосодержащих сточных вод с помощью коагулянта - гидроксида алюминия, получаемого путем электролитического растворения алюминиевых анодов в электродной камере аппарата. Полученная суспензия гидроксида алюминия затем смешивается со сточными водами в реакционной камере, а образовавшийся осадок отделяется от жидкой фазы во флотационной и отстойной камерах. Установка подобного типа действует на головном заводе Харьковского ПО “Серп и молот”.

Для очистки больших объемов маслоэмульсионных стоков успешно применяется метод реагентной напорной флотации, Этот метод внедрен на ГПЗ-2 (г. Москва). Очистку маслоэмульсионных сточных вод проводят по следующей схеме: сточная вода поступает в отстойникнакопитель, где происходит выделение механическихпримесей и свободных масел, а затем в этой же емкости производится нейтрализация жидкости серной кислотой до рН=7-8. Нейтрализованная сточная вода поступает во флотатор, куда одновременно подается раствор сернокислого алюминия. Образующаяся в процессе напорной флотации пена собирается и направляется в пеносборник.

Величина - потенциала эмульсионных систем, содержащих неионогенные эмульгаторы, недостаточна для их высокой стабильности, а их адсорбционные слои не обладают высокой структурно-механической прочностью, поэтому применение коагулянтов для очистки подобных сточных вод малоэффективно.

Одним из перспективных методов очистки этих сточных вод является метод ультрафильтрации. Возможность его применения показана в исследованиях, проведенных во ВНИИВОДГЕО на аппарате типа фильтр-пресс с использованием ультрафильтрационных мембран марок УАМ-500, УАМ-200, УАМ-150, УАМ-50 (цифра обозначает средний диаметр пор мембраны в Ангстрем).

Установлено, что производительность ультрафильтратов по пермеату практически одинакова для всех марок мембран [10 л/ (сут-м²)]. Содержание масла в очищаемой жидкости может быть снижено до 8 - 10 мг/л. Степень концентрирования фильтруемой эмульсии зависит от ее стойкости: наиболее стойкие эмульсии, например приготовленные на основе эмульсола ИХП, можноконцентрировать до содержания масел 500 г/л. Недостатком этого метода является малая производительно ультрафильтров, что значительно сдерживает его широкое применение. Для повышения производительности ультрафильтров целесообразно применять их промывку растворами поверхностно-активных веществ (например, 6%-ным раствором препарата Лабомид-161). Такую промывку следует проводить через 150 - 200 ч работы установки, при этом производительность мембран, повышается в 2 - 3 раза.

Во ВНИИВОДГЕО проведены также исследования метода ультрафильтрации с использованием в качестве фильтрующего элемента фрагментов трубчатых модулей из фторопласта типа БТУ с диаметром пор 500 А (50 нм). Полученные результаты показали, что для реального диапазона концентраций масел в отработанных СОЖ (10 - 25 г/л) производительность мембран и величина ХПК пермеата практически не зависят от исходной, концентрации масел в сточной воде. При этом конечная ХПК очищенной жидкости не зависит также от времени работы установки и составляет 100 - 150 мг*О/л. Проницаемость мембран составляет 10 - 15 л/ (м2ч).

Как следует из приведенного обзора, в разработке эффективных методов очистки концентрированных маслосодержащих сточных вод в последние годы достигнуты определенные успехи. Построены и введены в постоянную эксплуатацию установки по очистке маслосодержащих сточных вод методами коагуляции, электрокоагудяции, реагентной напорной флотации. Значительное количество установок на предприятиях машиностроительной и металлургической промышленности строится. На одном из завалов действует опытно-промышленная установка для очистки маслосодержащих сточных вод методом ультрафильтрации. Очищенные маслосодержащие сточные воды вместе с другими сточными водами предприятия поступают обычно на городские очистные сооружения.

Утилизация осадков сточных вод и активного ила

Утилизация осадков сточных вод и избыточного активного ила часто связана с использованием их в сельском хозяйстве в качестве удобрения, что обусловлено достаточно большим содержанием в них биогенных элементов. Активный ил особенно богат азотом и фосфорным ангидридом.

В качестве удобрения можно использовать те осадки сточных вод и избыточный активный ил, которые предварительно были подвергнуты обработке, гарантирующей последующую их незагниваемость, а также гибель патогенных микроорганизмов и яиц гельминтов.

Наиболее эффективным способом обезвоживания отходов, образующихся при очистке сточных вод, является термическая сушка. Перспективные технологические способы обезвоживания осадков и избыточного активного ила, включающие использование барабанных вакуум-фильтров, центрифуг, с последующей термической сушкой и одновременной грануляцией позволяют получать продукт в виде гранул, что обеспечивает получение незагнивающего и удобного для транспортировки, хранения и внесения в почву органоминерального удобрения, содержащего азот, фосфор, микроэлементы.

Наряду с достоинствами получаемого на основе осадков сточных вод и активного ила удобрения следует учитывать и возможные отрицательные последствия его применения, связанные с наличием в них вредных для растений веществ в частности ядов, химикатов, солей тяжелых металлов и т.п. В этих случаях необходимы строгий контроль содержания вредных веществ в готовом продукте и определение годности использования его в качестве удобрения для сельскохозяйственных культур.

Извлечение ионов тяжелых металлов и других вредных примесей из сточных вод гарантирует, например, получение безвредной биомассы избыточного активного ила, которую можно использовать в качестве кормовой добавки или удобрения. В настоящее время известно достаточно много эффективных и достаточно простых в аппаратурном оформлении способов извлечения этих примесей из сточных вод. В связи с широким использованием осадка сточных вод и избыточного активного ила в качестве удобрения возникает необходимость в интенсивных исследованиях возможного влияния присутствующих в них токсичных веществ ( в частности тяжелых металлов) на рост и накопление их в растениях и почве.

Представляет интерес практика использования осадков сточных вод в ФРГ. По санитарным соображениям в ФРГ допускается использование в качестве удобрения только незагнивающих, стабилизированных осадков сточных вод, термически высушенных, компостированных и пастеризованных. Пастеризация осадков заключается в их нагревании до 65-70 ^оС в течение 20-30 мин, что приводит к уничтожению в яиц гильминтов и патогенных микроорганизмов. Более высокий эффект пастеризации достигается при нагревании осадка до 80-90 ^оС с последующим выдерживанием в течение 5 мин. В случае образования больших объемов осадков сточных вод, содержащих соли тяжелых металлов, из-за чего их нельзя использовать в качестве удобрения, по-видимому, целесообразно использовать другие пути утилизации, например, сжигание осадков.

В ФРГ также предложен способ сжигания активного ила с получением заменителей нефти и каменного угля. Подсчитано, что при сжигании 350 тыс. т активного ила можно получить топливо, эквивалентное 700 тыс. баррелей нефти и 175 тыс. т угля [1 баррель - 159л.]

Одним из преимуществ этого метода является то, что полученное топливо удобно хранить. В случае сжигания активного ила выделяемая энергия расходуется на производство пара, который немедленно используется, а при переработке ила в метан требуются дополнительные капитальные затраты на его хранение.

Важное значение также имеют методы утилизации активного ила, связанные с ис-

пользованием его в качестве флокулянта для сгущения суспензий, получения из активного угля адсорбента в качестве сырья для получения строй материалов и т.д.

Проведенные токсикологические исследования показали возможность переработки сырых осадков и избыточного активного ила в цементном производстве.

Ежегодный прирост биомассы активного ила составляет насколько миллионов тонн. В связи с этим возникает необходимость в разработке таких способов утилизации, которые позволяют расширить спектр применения активного ила.

Защита водных ресурсов от истощения и загрязнения и их рационального использования для нужд народного хозяйства - одна из наиболее важных проблем, требующих безотлагательного решения. В России широко осуществляются мероприятия по охране окружающей Среды, в частности по очистке производственных сточных вод.

Одним из основных направлений работы по охране водных ресурсов является внедрение новых технологических процессов производства, переход на замкнутые (бессточные) циклы водоснабжения, где очищенные сточные воды не сбрасываются, а многократно используются в технологических процессах. Замкнутые циклы промышленного водоснабжения дадут возможность полностью ликвидировать сбрасываение сточных вод в поверхностные водоемы, а свежую воду использовать для пополнения безвозвратных потерь.

В химической промышленности намечено более широкое внедрение малоотходных и безотходных технологических процессов, дающих наибольший экологический эффект. Большое внимание уделяется повышению эффективности очистки производственных сточных вод.

Значительно уменьшить загрязненность воды, сбрасываемой предприятием, можно путем выделения из сточных вод ценных примесей, сложность решения этих задач на предприятиях химической промышленности состоит в многообразии технологических процессов и получаемых продуктов. Следует отметить также, что основное количество воды в отрасли расходуется на охлаждение. Переход от водяного охлаждения к воздушному позволит сократить на 70-90 % расходы воды в разных отраслях промышленности. В этой связи крайне важными являются разработка и внедрение новейшего оборудования, использующего минимальное количество воды для охлаждения.

Существенное влияние на повышение водооборота может оказать внедрение высокоэффективных методов очистки сточных вод, в частности физико-химических, из которых одним из наиболее эффективных является применение реагентов. Использование реагентного метода очистки производственных сточных вод не зависит от токсичности присутствующих примесей, что по сравнению со способом биохимической очистки имеет существенное значение. Более широкое внедрение этого метода как в сочетании с биохимической очисткой, так и отдельно, может в определенной степени решить ряд задач, связанных с очисткой производственных сточных вод.

В ближайшей перспективе намечается внедрение мембранных методов для очистки сточных вод.

На реализацию комплекса мер по охране водных ресурсов от загрязнения и истощения во всех развитых странах выделяются ассигнования, достигающие 2-4 % национального дохода ориентировочно, на примере США, относительные затраты составляют (в %): охрана атмосферы 35,2 % , охрана водоемов - 48,0, ликвидация твердых отходов - 15,0, снижение шума -0,7, прочие 1,1. Как видно из примера, большая часть затрат - затраты на охрану водоемов. Расходы, связанные с получением коагулянтов и флокулянтов, частично могут быть снижены за счет более широкого использования для этих целей отходов производства различных отраслей промышленности, а также осадков, образующихся при очистке сточных вод, в особенности избыточного активного ила, который можно использовать в качестве флокулянта, точнее биофлокулянта.

Обработка и очистка травильных сточных вод

НАЗНАЧЕНИЕ АГРЕГАТА НЕПРЕРЫВНОГО ГОРЯЧЕГО ЦИНКОВАНИЯ

Назначение протяжных печей агрегатов горячего цинкования – термохимическая обработка холоднокатаной стальной углеродистой полосы перед горячим цинкованием и последующий низкий отпуск полосы с нанесенным слоем цинка. Предусмотрена возможность алюминирования полосы.

Протяжная печь входит в состав агрегата непрерывного горячего цинкования АГНЦ-2У цеха холодного проката. В протяжной печи предусмотрены две основные технологические операции:

1) подготовка поверхности полосы к оцинкованию при одновременном проведении отжига или нормализации для получения требуемой структуры (качества) полосы;

2) подготовка к оцинкованию полосы с уже полученной до входа в печь структурой (качеством).

При проведении первой технологической операции поступившая в печь полоса подвергается термической очистке в камере скоростного подогрева и последующему отжигу и нормализации по заданным режимам. При осуществлении второй технологической операции полоса, прошедшая перед поступлением в печь химическую очистку (обезжиривание, травление и т.д.), подвергается в протяжной печи подогреву.

ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ВОДЫ В АГРЕГАТЕ ЦИНКОВАНИЯ

Агрегат непрерывного горячего цинкования состоит из трех частей: головная (химическая), печная и хвостовая.

Подготовка поверхности полосы перед оцинкованием производится в химическом узле агрегата, а также в камере скоростного подогрева.

Технологический процесс подготовки полосы состоит из следующих операций: химического обезжиривания в ванне замочки, щеточно-моечной обработки в ЩММ, электролитического обезжиривания поочередно в двух ваннах электролитического обезжиривания, травления, промывки в холодной и горячей воде, сушки.

Состав раствора обезжиривания ванны замочки: триполифосфат натрия – 1,5-2,0%, каустическая сода – 1-1,5%, эмульгатор – 0,1-0,3%.

Состав раствора электролитического обезжиривания: триполифосфат натрия (Nа₅Р₃О₁₀) – 2,5-3,0%, каустическая сода (NаОН) – 1,0-2,0%.

Растворы в ваннах непрерывно циркулируют по системе: ванна – циркуляционный бак – насос – ванна. Полная замена обезжиривающих растворов производится 1 раз в месяц, промывная вода при накоплении щелочи подвергается немедленной замене.

Процесс травления состоит из погружения металлических изделий в ванну с травильным раствором и последующей промывки их относительно чистой водой. Промывные воды и составляют основную массу сточных вод, подлежащих обработке. Кроме того, периодически в сточные воды попадают отработанные травильные растворы, подвергаемые регенерации.

В качестве травильных растворов применяют разбавленные серную и соляную кислоты или их смеси. Для травления специальных сортов стали используют азотную, фосфорную и плавиковую кислоты. В нашей стране по сложившимся традициям и условиям экономики для травления применяют преимущественно техническую серную кислоту. Наибольшая скорость травления получается при 20-25%-ной концентрации раствора. Используют и более слабые растворы. При травлении железа серной кислотой основным продуктом химических реакций является сернокислое железо FеSО₄, которое вместе с серной кислотой составляет главную часть загрязнений, находящихся в растворенном состоянии в сточных водах. Однако при травлении не вся окалина переходит в раствор, некоторая ее часть разламывается и выпадает в осадок. Окалина, песок и прочие твердые частицы составляют нерастворимую часть загрязнений.

Обычно из травильных ванн с серной кислотой отработанный раствор сбрасывается с остаточным содержанием серной кислоты 30-70 кг/м³ и железного купороса 150-300 кг/м³. Температура сточных вод достигает 80⁰С.

Сточные воды после промывки полосы содержат около 0,5 кг/м³ серной кислоты и железного купороса.

В протяжной печи промышленной (технической) водой охлаждаются: центральный вал печных роликов в камере скоростного подогрева, цапфы печных роликов в камерах нагрева, выдержки и ступенчатого охлаждения, цапфы нижнего поворотного ролика, носики горелок камеры скоростного подогрева, подшипники циркуляционных вентиляторов блоков струйного охлаждения, холодильники пирометров и газоанализаторов, входной затвор, дроссель-клапаны продувочных свечей в камерах скоростного подогрева и нагрева.

Для возможности визуального контроля за расходом воды на каждый охлаждаемый технической водой элемент печи, а также для контроля за состоянием этих элементов по температуре выходящей из них воды предусмотрена система водоснабжения с разрывом струи: выходящая из каждого водоохлаждаемого элемента вода открыто сливается в приемную воронку сливных трубопроводов.

Для нормальной работы печи к качеству подводимой воды предъявляются следующие требования:

- содержание взвешенных частиц и загрязнений не более 40 мг/л;

- недопустимо обрастание охлаждаемых элементов микро- организмами;

- недопустимо выпадение солей жесткости при нагреве до 50⁰С;

- температура подводимой к печи воды не более 35⁰С.

Для охлаждения защитного газа в теплообменники блоков струйного охлаждения подведена химочищенная вода, циркулирующая в замкнутом контуре с аппаратами воздушного охлаждения. Расход химочищенной воды на один теплообменник составляет 15м³/ч. общий расход - 150 м³/ч.

Для окончательного охлаждения полосы после прохождения ее ванны с цинком используется замочка в ванне с холодной водой. Для замочки необходимо применять мягкую воду, не оставляющую солевого осадка на полосе – конденсат с солесодержанием не более 100 мг/л и жесткостью не более 3 мг-экв/л.

3. ВОДООЧИСТКА

Согласно действующим нормативным документам, сброс сточных вод в городские канализационные сети и в открытые водоемы допустим только в случаях, если они характеризуются величиной рН = 6,5—8,5.

В том случае, когда рН сточных вод соответствует кислой (рН 8,5) реакции, сточные воды подлежат нейтрализации, под которой понимают снижение концентрации в них свободных Н⁺- или ОН^--ионов до установления рН в интервале 6,5-8,5.

Высокая концентрация Н⁺-ионов в сточных водах обусловлена наличием в них свободных минеральных (серная, соляная, азотная, фосфорная, плавиковая) кислот и в значительно меньшей степени — органических. Нейтрализация достигается добавками различных растворимых в воде щелочных реагентов (окись кальция, гидроокиси натрия, кальция, магния, карбонат натрия).

Реакция нейтрализации идет по схеме:
Н⁺+ОН^- →Н₂О.

Промывные воды. Для нейтрализации кислых сточных вод можно применять следующие щелочные реагенты: окись кальция (негашеная известь), гидроокись кальция (гашеная известь), едкий натр, карбонат кальция (известняк, мел, мрамор), карбонат магния (магнезит), карбонат натрия (кальцинированная сода), карбонат магния – кальция (доломит).

При нейтрализации известью сточных вод, содержащих свободную серную кислоту и ее соли, образуется сульфат кальция, который при достижении определенной концентрации выпадает в осадок. Присутствующий в известковом молоке шлам способствует коагуляции частиц гидроокисей металлов и других нерастворимых примесей. Растворимость осадка зависит от его структуры, которая в свою очередь определяется условиями проведения процесса нейтрализации. Растворимость сульфата кальция при 20°С составляет — 2 г/л.

При нейтрализации избыточной кислотности величина рН сточных вод повышается, что сопровождается образованием и осаждением основных солей.

Выделение углекислого газа при нейтрализации свободных кислот приводит к флотационному эффекту: пузырьки углекислого газа, обволакивая частицы осадка, поднимают их вверх, способствуя всплыванию части осадка в отстойниках.

Осадки, образующиеся при обработке сточных вод содой, уплотняются значительно хуже, чем осадки, образующиеся при обработке сточных вод известью, так как флокулирующие свойства соды выражены значительно слабее. Однако к основным недостаткам соды и едкого натра как реагентов следует отнести их высокую стоимость и дефицитности.

Для нейтрализации кислых сточных вод и осаждения из них ионов тяжелых металлов могут быть успешно использованы некоторые производственные отходы - карбидный шлам, феррохромовый шлак и др.

Время осветления нейтрализованной воды составляет обычно 40 мин, объем осадка - 10% объема жидкости.

Для нейтрализации кислых сточных вод возможно использование отходов металлургической промышленности - феррохромового шлака, шлака электросталеплавильных печей и отходов обжига известняка-пыленки.

Нейтрализация сточных вод твердыми производственными отходами позволяет сократить объем образующегося осадка в 2-6 раз и уменьшить его влажность с 98-99 до 76-65%. Для нейтрализации кислых сточных вод можно использовать также стоки гидрозолоудаления ТЭЦ.

Количество промывных вод значительно, и в зависимости от вида обрабатываемых изделий оно изменяется в широких пределах, например, на 1 т изделий образуется следующее количество сточных вод, м³:

Листовая сталь……………2,5-8,5

Стальные трубы…………..2-30

Стальные прутки…….……0,4

Промывные воды содержат 0,5-5,0 г/л кислоты, 0,5-8,0 г/л солей железа и до 300 мг/л взвешенных частиц (окалина, песок и другие примеси).

Таким образом, на практике наблюдаются разнообразные концентрации загрязнений в травильных сточных водах, подверженные резким колебаниям не только в течение суток, но и одного часа. Эти колебания концентраций, главным образом, и вызывают необходимость применения систем автоматического регулирования процесса обработки травильных сточных вод.

В результате обследования очистных сооружений ряда предприятий металлургической промышленности были получены следующие данные о составе промывных травильных сточных вод.

Кроме указанных загрязнений, травильные сточные воды содержат соответственно 5-25 н 50-200 мг-экв/л хлоридов и сульфатов.

Для получения данных о характере колебаний концентраций загрязнений во времени необходимо проводить длительные наблюдения.

Необходимо отметить, что расход сточной воды также не остается постоянным, но колебания его по сравнению с колебаниями концентраций загрязнений сравнительно невелики. Резкие изменения расхода связаны с аварийным состоянием технологического оборудования и случаются сравнительно редко.

Отработанные растворы. Отработанные растворы, образующиеся при травлении стальных изделий, в растворах минеральных кислот (серная, соляная, азотная, плавиковая и др.) на предприятиях черной металлургии содержат свободные минеральные кислоты, соли железа и других металлов в концентрациях, в сотни и тысячи раз превышающих концентрации этих веществ в обычных малоконцентрированных (промывных) сточных водах. Эти растворы либо обезвреживают (нейтрализуют) с помощью щелочных реагентов (обычно в смеси с промывными сточными водами), либо перерабатывают, используя различные физико-химические способы с целью регенерации (утилизации) содержащихся в них ценных продуктов

Многократно использованные травильные растворы обогащаются солями железа и выводятся из производства. Отработавшие травильные растворы обрабатывают на купоросных установках, где регенерируется серная кислота и навлекается железный купорос. При других способах регенерации из травильных растворов получают хлористое или электролитическое железо.

Купоросная установка

Гипромезом разработаны типовые купорос- ные установки производительностью 1000, 3000, 6000т серной кислоты в год.

Эти установки оборудованы вакуум-эжекционными агрегатами периодического действия производительностью 500-1500 т/год и непрерывного действия – 3000 т/год.

На рисунке показана схема вакуум-кристаллизационной установки производительностью 3000 т/год.

В сток

Железный купорос

Рис. . Схема вакуум-кристаллизационной купоросной установки непрерывного действия производительностью 3000 т/год:

I и II — испарители; /// и IV —кристаллизаторы; 1 и 2—мерники; 3 — главный конденсатор; 4 — 7 — эжекторы; 8 — конденсатор второй ступени; 9 — эжектор третьей ступени; 10 — конденсатор третьей ступени; 11 — эжектор четвертой ступени; 12 — насос; 13 — буферный бак с мешалкой; 14 — центрифуга; 15 — водоотделитель; 16 — барометрический сборник; 17 —конденсационный горшок; 18 — манометры; 19 — термометр.

Травильные растворы с температурой 60-90⁰С подают в испарители, где за счет вакуума (примерно 400 мм вод. ст. ), создаваемого паро- эжекторами, происходит выпаривание раствора. После этого раствор попадает в кристаллизаторы, где происходит аналогичный процесс. В последнем кристаллизаторе при давлении 7 мм рт. ст. и температуре 10⁰С образуется смесь кристаллов купороса и раствора серной кислоты, которую добавляют в кристаллизатор для интенсификации процесса высадки купороса. Отделение купороса от восстановленного раствора происходит в центрифуге. Восстановленный раствор с содержанием 20% кислоты и 10% купороса направляют в травильное отделение.

При потреблении серной кислоты менее 500 т/год обработка растворов на купоросных установках не рентабельна. В этом случае отработавшие травильные растворы направляют на очистную станцию. Однако и при использовании существующих купоросных установок часть растворов, непригодная к регенерации, поступает на нейтрализацию. В одних случаях отработавшие растворы очищают на местах отдельно, в других - вместе с промывными водами. Попадание отработавших растворов в промывные воды усложняет обработку, усугубляя неравномерность концентрации загрязнений.

Выше уже отмечалось, что в качестве нейтрализующего реагента для очистки травильных сточных вод используют известь как продукт наиболее дешевый и рациональный с точки зрения технологии очистки.

При взаимодействии извести с серной кислотой и растворенными соединениями железа, содержащимися в сточной воде, образуются малораство- римые сульфат кальция (гипс) и гидрат закиси железа Fе (ОН)_:.

На 1 ч. (по массе) серной кислоты расходуется 56/98=0,57 ч. (по массе) СаО.

На 1 ч. (по массе) сернокислого железа расходуется 56/152=0,37 ч. (по массе) СаО.

При определении расхода товарной извести расчетное количество реагента следует увеличить за счет содержания в товарном продукте инертных примесей.

Растворимость сернокислого кальция весьма низкая (2,03 г/л при t = 20°С), он легко выпадает в осадок, быстро образуя на стенках труб и аппаратов твердые гипсовые отложения. Это значительно затрудняет эксплуатацию очистных сооружений. Процесс гидратации железа требует определенных оптимальных условий. Наилучшим образом он проходит в слабощелочной среде с рН=8,3 - 8,5.

Получающиеся хлопья легки и непрочны. Содержащиеся в известковой суспензии твердые частицы способствуют утяжелению этого шлама. Как указано выше, чтобы ускорить осаждение, можно применять синтетические флокулянты, например полиакриламид.

Станции нейтрализации или нейтрализационные установки строят как периодически действующие, так и непрерывные - проточные. Станции большой производительности и автоматизированные установки устраивают, как правило, проточными. В указаниях по проектированию наружной канализации промышленных предприятий часть 1 СН 173-61 предусмотрен следующий состав сооружений для проточных станций нейтрализации: песколовки (они же окалиноуловители), усреднители, смесители-реакторы, камеры реакции, отстойники или осветлители, шламонакопители, шламовые площадки. Кроме того, во многих случаях в состав станции нейтрализации входит склад реагентов и узел их приготовления. Узел приготовления реагентов представляет собой наиболее сложную часть станции. Он оборудован механизмами для разгрузки и транспортирования извести, машинами и аппаратами для дробления, помола и гашения извести, устройствами для очистки известкового молока от шлама, снабжен баками-мешалками для хранения и заготовки рабочего раствора, насосами для его перекачивания и дозирующими устройствами. Аппаратуру для контроля и регулирования добавок реагента обычно также располагают в здании реагентного хозяйства.

Указанный состав сооружений там, где это необходимо, дополняют резервуарами для приема сточных вод перед их обработкой и сбора очищенной воды, насосами для перекачивания воды и шлама. На современных станциях нейтрализации обычно предусмотрено отделение для обезвоживания осадка, оборудованное вакуум-фильтрами, фильтрпрессами и т.п. В ряде случаев упрощают состав сооружений - вместо отстойников и отдельно шламо- накопителей используют пруды-шламонакопи те ли.

Такое устройство станций нейтрализации не соответствует современным требованиям, так как противоречит основным принципам охраны природы. Пруды •накопители занимают большие площади и представляют собой "мертвые" водоемы. Емкости их обычно хватает только на несколько лет. В прудах-накопителях невозможно избежать неравномерности распределения скоростей движения жидкости, что приводит к недопустимому выносу осадка.

Особенно нерациональны станции нейтрализации с прудами-накопителями вместо отстойников и шламонакопителей при необходимости использовать очищенную воду повторно или в обороте.

Вода, используемая для охлаждения элементов протяжной печи, собирается и отстаивается в усреднителе. Кислота гасится известью и отстоенная вода сливается в реку.

Оборудование и машины в цехах. Часть 1

2013-09-20T23:35:58Z

Загрузочные машины

Загрузочные машины служат для загрузки твердых шихтовых материалов в мартеновскую печь при помощи мульд. По конструкции их разделяют на крановые и напольные.

Крановые загрузочные машины, применяемые в мартеновском цехе аналогичны загрузочным машинам, применяемых в электросталеплавильных цехах.

Крановые загрузочные машины, имеют грузоподъемность 1,5/10; 1,5/20; 3/10; 5/20; 8/20.

Первая цифра обозначает грузоподъемность машины на хоботе, вторая – грузоподъемность вспомогательной тележки.

Рис. 1 Крановая загрузочная машина грузоподъемностью 5/20 т.

Вспомогательная тележка;
Механизм передвижения моста;
Главная загрузочная тележка;
Шахта;
Колонна;
Кабина;
Хобот;
Мост.

Кроме механизма перемещения моста есть механизмы главной и вспомогательной тележки, вертикального перемещения колонны, вращения колонны, вращения хобота, качания хобота и замыкания мульды.

Главная и вспомогательная тележки передвигаются по рельсовому пути, расположенному на верхнем ложе главных ферм моста.

При загрузке печи крановая загрузочная машина перемещается вдоль пролета цеха для установки хобота, точно над загруженной мульдой.

Мульды замыкают на хоботе, поднимают и подают к рабочему окну печи вращением колонны с кабиной, относительно вертикальной оси на 180⁰.

Движением главной тележки – мульду вводят в печное пространство. При вращении хобота на 360⁰вокруг продольной оси шихта высыпается из мульды в печь. Обратным движением тележки мульду выводят из печи и поворотом на 180⁰устанавливают на стеллаж, а хобот выводят из кармана мульды.

При помощи вспомогательной тележки выполняют работы по ремонту печей и вспомогательные технологические операции в печном пролете.

Все механизмы машины снабжены электроприводами, за исключением механизма замыкания мульды, имеющего ручной привод.

Напольные загрузочные машины устанавливают в цехах с рельсовой системой подачи шихты.

Основной характеристикой машины является ее грузоподъемность на хоботе, которая в зависимости от вместимости печи может составлять 7,5; 10; 15 тонн.

Напольная загрузочная машина, кроме своей основной задачи – загрузка шихты, осуществляет разравнивание шихты в печном пространстве, ряд операций при ремонте печей и др.

Основные узлы машины:

Мост с механизмом передвижения, тележка с механизмом передвижения, хобот и механизмы качания хобота, вращения хобота, замыкания мульды.

Машинист загрузочной машины захватывает хоботом груженную мульду, поднимает ее вводит в печь.

Рис.2 Соединение хобота с мульдой.

1. Вырез головки;

2. Сухарь;

3. Тяга;

4. 4. Хобот;

5. Карман (мульды).

На конце тяги предусмотрен сухарь, перемещающийся в вырезе головки хобота. Захват мульды осуществляется следующим образом: Опустив, головку хобота в карман 5 мульды, машинист перемещением тяги 3 сообщает движение сухарю 2. Сухарь при этом выходит из выреза головки и входит в вырез передней стенки кармана мульды соединяет (замыкает) мульду с головкой хобота. Машинист загрузочной машиной захватывает, хоботом груженую мульду, поднимает ее и вводит в печь через загрузочное окно. Вращая мульду вокруг продольной оси, разгружает, ее, выводит из печи. После этого мульду устанавливают обратно на тележку.

Доставка шихтовых материалов к мартеновским печам и загрузка их в печь осуществляется при помощи мульд.

Мульда – это литой стальной короб, на одной торцевой стенке, которого находится карман, в который вводится головка хобота загрузочной машины.

В дне мульды находится отверстие для удаления воды. Вместимость мульд в зависимости от грузоподъемности загрузочной машины и габаритов загрузочных окон мартеновской печи изменяется от 0,75 до 3,3 м³_.

Для транспортировки мульд шихтового двора в печной пролет мартеновского цеха применяют специальные двухосные тележки. В зависимости от вместимости мульд, грузоподъемность тележки 30, 46, 45 тонн.

Рис. 3 Тележка для мульд.

Литая рама;
Буксы;
Пружины;
Приливы;
Мульды (оси правило 4);
специальные устройства;
Ходовые колеса.

Мульды устанавливают на тележках между поперечными приливами, предусмотренными на верхней плоскости рамы. Ограничители препятствуют сближению мульд вдоль тележки (при толчках). Рама опирается на буксы ходовых колес через пружины 3. На торцах рамы находятся сцепные устройства при помощи, которых соединяют состав. Перемещение состава осуществляют тепловозом, а вдоль мартеновских печей – загрузочной машиной (она толкает хоботом и перемещает тележку).

К большегрузным печам шихтовые материалы подают составами тележек с мульдами, а в передвижных бункерах.

Бункер устанавливают на четырехосную тележку, которая перемещается на железнодорожных путях.

Рис. 4 Передвижной бункер.

Четырехосная тележка;
Два отделения (одно для извести, второе для руды);
Секторный затвор;
Мульда;
Хвостовик (секторного затвора);
Бункер;
Контргруз.

Передвижной бункер имеет два отделения 2 – одно для извести, другое для руды.

Бункер 6 устанавливается на железнодорожный путь, проходящий вдоль фронта печей. Для подачи руды или извести на тележку 1 под секторный затвор 3 с помощью загрузочной машины устанавливают мульду 4. При установке мульда нажимает на хвостовик 5 секторного затвора, который открывается, и шихта заполняет мульду. Возврат секторного затвора осуществляется контргрузами 7 при снятии мульды с тележки.

После разгрузки мульду снова подставляют под затвор бункера, и цикл повторяется.

Машины для ремонта мартеновских печей

1. Горячий ремонт футеровки мартеновских печей.

2. Холодный ремонт мартеновских печей.

Горячий ремонт футеровки М.П. – проводят после выпуска каждой плавки для восстановления задних и передних стенок, откосов и пода ванны.

Заправку – ведут при помощи пневматических, ленточных и роторных заправочных машин.

Пневматические заправочные машины - подают материал струей сжатого воздуха. Заправочный материал помещается в мульду, на дно которой укладывается два коллектора, соединенных патрубками с прорезями. Из торцевой части мульды к каждому коллектору подведена труба, в которую вставляют шомпол с подачей сжатого воздуха. Мульда заполняется магнезитовым порошком, навешивается на хобот загрузочной машины и вводится в печь. Воздух поступает из цеховой магистрали. Магнезитовый порошок просыпается в прорези направляющих патрубков, подхватывается потоками сжатого воздуха и подается на поврежденный участок футеровки.

Ленточные заправочные машины- могут быть самоходными и подвесными.

Самоходная заправочная машина передвигается вдоль фронта мартеновских печей по железнодорожному пути на мульдовых тележках, на которых ее устанавливает завалочный кран. Машину при заправке печи подвешивают к крюку завалочного крана.

Машина состоит из бункера для заправочного материала и броскового механизма. Бункер снабжен секторным затвором, который управляется рукояткой. Рабочим органом броскового механизма является прорезиненная лента.

Бункер для заправочного материала;
Секторный затвор;
Направляющая воронка;
Питающий барабан;
Лента, огибающая направляющие ролики;
Прорезиненная лента;

Рукоятка (регулирует направление струи);

Лента, огибающая натяжные ролики;
Лента, огибающая приводные ролики;
Управляющая рукоятка (регулирует подачу заправочного материала в бросковый механизм);

Рис. 5 Подвесная ленточная заправочная машина.

Роторная заправочная машина

Роторная заправочная машина, так же как и ленточная, состоит: броскового механизма, бункера.

Бросковый механизм состоит: неподвижной части-статора 5 и подвижной части ротора 3.

Ø Статор снабжен отводом 7 в виде прямоугольного сечения.

Ø Ротор, состоящий из двух дисков 8, соединенных шестью или восемью лопастями 4, насажен на двухопорный вал 9, который приводится во вращение двигателем 1через клиноременную передачу 6. Лопасти установлены под некоторым углом к радиусу в сторону вращения ротора.

Принцип работы машины заключается в том, что ротор при вращении захватывает своими лопастями поступающий из бункера через направляющий желоб 7 в рабочее пространство печи.

Рис. 6 Бросковый механизм роторной заправочной машины.

1. Двигатель;

2. Отверстие;

3. Подвижная часть-ротора

4. Лопость (шеть-восемь);

5. Неподвижная часть статора;

6. Клиноременная передача;

7. Направляющий желоб;

8. Ротор (сос-ящий из двух дисков);

9. Двухопорный вал.

Машины для холодного ремонта мартеновских печей

Во время холодных ремонтов мартеновских печей выполняют демонтаж металлоконструкций печи, ломку огнеупорной футеровки печи, уборку боя кирпича и мусора от верхнего и нижнего строения печи, удаление шлака из шлаковиков, подачу огнеупоров к месту кладки, приготовление и подачу растворов.

Рис. 6(а) Расположение механизмов для ломки и удаления футеровки во время холодного ремонта печи.

1. Грейфер;

2. Железнодорожная платформа;

3. Бульдозер;

4. Ленточный транспортер;

5. Качающийся таран;

6. Загрузочная машина;

7. Переносной однокатный подъемник;

8, 9. Транспортеры;

10. Бульдозер.

Эти операции ведут с использованием качающихся таранов 5, монтируемых на мульде загрузочной машины 6.

Для уборки боя кирпича и мусора из печи используют короба, устанавливаемые в рабочем пространстве печи перед обрушением футеровки, ленточные транспортеры 4 или скреперные установки.

Для уборки мусора в литейном пролете и под рабочей площадкой применяют бульдозеры 3 и 10, а также подвешиваемые к литейным кранам грейферы 1, с помощью которых мусор выгружают на железнодорожные платформы 2.

Бой футеровки из шлаковиков и регенераторов удаляется переносным однокатным подъемником 7 и транспортерами 8 и 9 подается на железнодорожные платформы.

Ломку и удаление огнеупорной футеровки проводят с помощью механизмов.

Ломку огнеупорной футеровки печи начинают со свода и головок.

Для разборки задней стенки применяют пневматический инструмент, а также используют загрузочную машину, на хоботе которой устанавливают пику.

Для разборки ошлакованной и металлизованной футеровки применяют газорезку или взрывы.

Огнеупоры к месту кладки подают стационарными и переносными ленточными транспортерами, двухленточными подъемниками, контейнерами, поддонами и автопогрузчиками.

Для подачи кирпича к отдельным участкам печи на время ремонта устанавливают систему ленточных транспортеров, а перегрузку с одного на другой осуществляют передаточными транспортерами.

На больших мартеновских печах устраивают систему стационарных ленточных транспортеров для подачи огнеупорного кирпича к печи.

Оборудование верхнего строения мартеновской печи

Верхнее строение печи расположено выше уровня рабочей площадки:

рабочее пространство, головки, часть вертикальных каналов.

Рис. 6(б) Стационарная мартеновская печь.

3. Верхняя часть вертикальных каналов;

4. Головки (две);

5. Поперечные откосы;

6. Рабочее пространство;

7. Свод;

8. Продольные ригели (связывают рамы в единую систему);

9. Балки;

10. Загрузочные окна;

11. Стойки (две);

Рис. 6 (в) Поперечный разрез.

18. Сталеразливочный ковш;

19. Желоб;

20. Сталевыпускное отверстие;

21. Продольный откос;

22. Задняя стенка.

Верхнее строение печи расположено выше уровня рабочей площадки и включает рабочее пространство, головки и часть вертикальных каналов.

Рабочее пространство 6 печи образуется подом 15 (основание), продольными 21, 26 и поперечными 5 откосами, передней 25 и задней 22 стенками, двумя головками 4 и сводом 7.

Под 15 выкладывают огнеупорным кирпичом, на верхний ряд кирпичной футеровки пода для закрытия швов и повышения стойкости пода набивается слой толщиной 100-300 мм из магнезитового порошка - (для основного мартеновского процесса) или из кварцевого песка - (для кислого мартеновского процесса).

Откосы 21, 26, как и под выкладывают огнеупорным кирпичом и имеют набивной слой. Для создания лучших условий заправки набивного слоя откосы выкладывают под углом 30-45⁰.

Для обеспечения прочности огнеупорная футеровка откосов и стен укреплена каркасом. Каркас состоит: системы жестких рам, плит.

Для выпуска стали и остаточного шлака из печи в заднем продольном откосе 21 предусмотрено сталевыпускное отверстие 20, которое заделывают огнеупорной массой и открывают, при выпуске стали из печи.

Для быстрого и полного выпуска стали и шлака под по длине и ширине имеет уклон 4-7⁰ в сторону выпускного отверстия.

Передняя стенка 25 печи обращена в сторону печного пролета.

Для загрузки шихты и ухода за печью в передней стенке в зависимости от вместимости печи устраивают: три, пять или семь загрузочных окон 10.

У порога среднего загрузочного окна установлен желоб 27, по которому по ходу плавки скачивают шлак в ковш 28.

Задняя стенка 22 обращена в сторону литейного пролета и выложена огнеупорным кирпичом. Для большей устойчивости против размывания шлаком и лучшего удержания заправочных материалов ее выполняют наклонной. Толщина задней стенки 750-1100 мм.

Для большей устойчивости против размывания шлаком и лучшего удерживания заправочных материалов ее выполняют наклонной.

Толщина задней стенки 750-1100 мм.

Свод 7 выложен огнеупорным кирпичем и имеет вид арки толщиной 300-500 мм с центральным углом 60-70^О. Чтобы вес свода не передавался на стенки печи, его опирают на сварные или литые пятовые 24 и подпятовые 23 балки, которые подвешивают на кронштейны стоек каркаса.

Головки 4 служат для подачи в печь газа и воздуха и отвода из печи продуктов сгорания. Каждая из этих операций выполняется по очереди то левой, то правой головками при автоматической перекидке клапанов.

Вертикальный канал 3 служит для подвода к головке горячего воздуха и отвода дымовых газов (выкладывается огнеупорным кирпичем).

Охлаждение металлоконструкций

В мартеновских печах с целью повышения их стойкости охлаждают следующие элементы рабочего пространства: рамы и заслонки завалочных окон, пятовые балки, кессоны газовых пролетов или фурмы горелок и форсунок, радиационные пирометры.

v В большегрузных печах, работающих с высокими тепловыми нагрузками и, в особенности с применением кислорода, охлаждают также столбы передней стенки, верхние участки кладки задней стенки, стойки передней стенки, холодильники шлаковых отверстий, амбразуры в сводах и кислородные фурмы. В нижнем строении охлаждают перекидные и регулирующие клапаны и шиберы. Применение водяного охлаждения повышает стойкость элементов печи, снижает простои на ремонтах, но повышает затраты тепла на холостой ход печи. В печах большой емкости и работающих с высокой производительностью следует, возможно, шире применять охлаждение элементов, имеющих плохую стойкость.

В печах сравнительно небольшой емкости и по тем или иным причинам, имеющим небольшую производительность необходимо ограничивать по возможности применение водяного охлаждения.

Рис. 6(в) Система водяного охлаждение рабочего пространства (М П).

Холодную воду подают с двух сторон по магистральной трубе, расположенной над арматурой передней стенки. От магистрали воду по отдельным трубкам, что неудобно для обслуживания.

Нагретую воду отводят от охлаждаемых элементов в бачки, установленные с передней стороны головок печи. Иногда устанавливают также у колонн здания или в других местах.

Централизованная система водяного охлаждения рабочего пространства отличается от децентрализованной тем, что воду подводят к так называемым «гребенкам», расположенным с обеих сторон печи у головок, а отсюда отдельными трубками подводят к охлаждаемым элементам. Преимущество этой системы – удобство регулирования расхода воды по каждому элементу.

К заслонкам завалочных окон воду подводят и отводят обычно или с помощью телескопических (труба в трубе), или сальниковых устройств.

В первом случае устройство простое и позволяет легко сменять прогоревшую заслонку, во втором – сложнее; при устройстве заслонки по второй схеме с использованием полного напора воды в сети охлаждение более эффективное.

Миксерное отделение

Для обеспечения непрерывного процесса выплавки металла в сталеплавильных цехах их необходимо бесперебойно снабжать жидким чугуном. Для временного хранения запаса жидкого чугуна служит миксер, благодаря которому создаются независимые от хода доменных печей условия для работы сталеплавильных агрегатов.

В миксере выравниваются химический состав и температура чугуна, а также частично удаляются вредные примеси. Для поддержания необходимой температуры чугуна миксеры обогревают горелками.

Рис. 7 Миксерное здание поперечный разрез.

Рабочая площадка;
Чугуновозный ковш;
Миксеры (два);
Машина (скачивают шлак);
Сливной носок;
Главная тележка;
Горловина;
Специальный механизм;
Высокий фундамент;
Чугуновозный ковш;
Взвешивающие весы железнодорожного типа.

Миксерное отделение расположено вблизи сталеплавильных цехов.

В здании устанавливают два миксера 3, высота здания весьма значительна, так как миксеры установлены на высоком фундаменте 9 с таким расчетом, чтобы их рабочая площадка 1 находилась на одном уровне с рабочей площадкой печного пролета сталеплавильного цеха.

С главным зданием миксерное отделение соединяется эстакадой, по которой проходят железнодорожные пути.

Чугун, прибывающий из доменного цеха в чугуновозных ковшах 10, заливается через горловину 7 в миксер при помощи специального миксерного крана

При заливке чугуна ковш удерживается крюками главной тележки 6 и кантуется крюками вспомогательной тележки крана.

Непосредственно перед заливкой в конвертор или мартеновскую печь жидкий чугун выпускают из миксера в чугуновозный ковш 2. Однако перед этим машиной 4, расположенной в специальном помещении, из миксера скачивают шлак, выпуская его в шлаковый ковш, устанавливаемый на рабочей площадке. Выпуск жидкого чугуна или шлака и шлака осуществляют через сливной носок 5 наклоном миксера в сторону ковша специальным механизмом 8.

Чугун взвешивают на весах 11 железнодорожного типа грузоподъемностью 250 тонн, установленных под носком миксера на фундаменте под рабочей площадкой. Указатель веса помещен на пульте управления механизмом поворота миксера.

Емкость миксера – возможность одновременного хранения в нем жидкого чугуна определяется его объемом и составляет 600, 1300 и 2500 тонн.

Миксер цилиндрический короткий с реечным приводом

НАЗНАЧЕНИЕ: Миксер цилиндрический с реечным приводом предназначен для хранения жидкого чугуна и выравнивания его состава.

Рис. 8 Миксер цилиндрический короткий с реечным приводом.

Миксер состоит:

1. Кожух;

2. Футеровка;

3, 4, 5. Роликовые опоры; Механизм поворота;

6. Механизм поворота.

7. Крышка заливочного отверстия;

8. Механизм подъема;

9. Крышка разливочного отверстия;

10. Круглые смотровые окна;

11. Два литых кольца;

12. Газовые горелки.

Кожух представлен собой цилиндрический резервуар с отъемными торцевыми сферическими днищами, прикрепленными к кожуху болтами. Кожух и днища – сварной конструкции из стальных листов толщиной 34 мм; с внутренней стороны кожух и днища футерованы огнеупорным кирпичом.

В верхней части кожуха расположено отверстие для заливки жидкого чугуна. Несколько ниже в той же вертикальной плоскости расположено разливочное отверстие, выполненное в виде сливного носка. Оба отверстия закрываются литыми чугунными крышками.

Цилиндрическая часть кожуха охвачена двумя литыми кольцами 11, опирающимися на роликовые опоры.

Роликовые опоры миксера состоят из устанавливаемых на фундаменте сварных дугообразных направляющих 3, на поверхности располагаются ролики с осями 4,

Связанными боковыми обоймами 5.

Механизм поворота миксера – реечный. Зубчатая рейка шарнирно соединена с серьгой миксера и связана с реечной шестерней при помощи направляющей. При вращении реечной шестерни происходят перемещение зубчатой рейки и поворот миксера на определенный угол, в результате чего жидкий чугун выпускается через сливной носок в чугуновозный ковш.

Крышки заливочного отверстия и сливного носка уравновешены при помощи контргрузов. Подъем и опускание крышки заливочного отверстия производятся электроприводной лебедкой 8 (установленной вблизи миксера) при помощи системы блоков и стальных канатов диаметром 15 мм. Крышка сливного носка открывается и закрывается и закрывается вручную при помощи тяг.

Ось вращения миксера расположена выше и левее его центра тяжести; вследствие этого при прекращении подачи тока миксер самопроизвольно возвращается в исходное положение.

Для поддержания необходимой температуры миксер подогревается смесью коксового и доменного газов, подаваемый через газовые горелки 12, расположенные в носке и торцевых стенах миксера.

Машина для скачивания шлака из миксера

Необходимость в скачивании шлака из миксера возникает в связи с накоплением шлака, попадающего в миксер вместе с чугуном и разъедающего футеровку. Удаление шлака – трудоемкая операция. Шлак имеет высокую температуру, его текучесть, газонасыщенность и удельный вес изменяются во времени и удалять его необходимо со значительной поверхности жидкого металла при относительно небольшой толщине слоя. Кроме того. Действие высоких температур затрудняет работу механизмов, выполняющих эту операцию. Наиболее широко распространен механический способ скачивания шлака. Он сводится к сгребанию шлака при помощи гребка и удалению его через сливной носок миксера в шлаковый ковш, установленный на лафете чугуновоза.

Рис. 9 Машина для скачивания шлака из миксера.

1. Рама;

2. Сменная лопата;

3. Шарнир;

4. Траверса;

5. Направляющие штанги;

6. Ходовой винт;

7. Зубчатая муфта червячного редуктора;

8. Электродвигатель;

9. Корпус;

10. Ведущие звездочки;

11. Рама на четырех колесах;

12. Цапфы;

13. Редуктор – червячно-цилиндрического;

14. Продольные балки;

15. Электродвигатель;

16. Щеки (две);

17, 18. Опоры;

19. Поддерживающие звездочки;

20. Пластинчатые цепи;

21. Корпус;

22. Редуктор – цилиндрический;

23. Промежуточный вал;

24. Упорные ролики;

25. Штанга.

Машина работает следующим образом

Для скачивания шлака поднимают крышку сливного носка и наклоняют миксер до появления шлака на краю носка. Включают механизм перемещения траверсы и устанавливают ее по высоте так, чтобы при движении тележки вперед гребок проходил над уровнем шлака. После этого включают механизм передвижения тележки, и гребок вводят в полость носка. Когда тележка оказывается в крайнем положении, осуществляется реверс двигателя ее передвижения и наклон корпуса с гребком в тележке. При наклоне корпуса гребок погружается в шлак, а при движении тележки назад перемещает шлак к сливному носку и выгружает его через край сливного носка в шлаковый ковш. Когда тележка занимает крайнее заднее положение, вновь происходит реверсирование двигателя на движение тележки вперед, а гребок поворотом корпуса при помощи рычага поднимается вверх.

Таким образом, несколькими возвратно - поступательными движениями в вертикальной плоскости, осуществляется скачивание необходимого количества шлака из миксера.

Скачивание шлака из миксера с помощью машин, снабженных устройством для возвратно – поступательного перемещения гребка, не обеспечивает полного удаления шлака из миксера. Поэтому, чтобы уменьшить попадание шлака в миксер, скачивают шлак из чугуновозных ковшей перед заливкой чугуна в миксер. Для этого используют машины, в которых перемещение и качание гребка осуществляются канатной лебедкой.

Шлаковики и шлаковозы

Шлаковозы.

Рис. 10 Несамоходный шлаковоз.

1. Автосцепки (две);

2. Шкворневая балка;

3. Лафеты (два);

4. Стойки рамы;

5. Направляющие;

6. Каток (два);

7. Зубчатые секторы;

8. Опорное кольцо;

9. Шлаковый ковш;

10. Выступы трапециевидной формы (четыре);

11. Кожух;

12. Колесные пары (две);

13. Продольные балки;

14. Рессоры;

15. Рычаг;

16. Кронштейн (четыре);

17. Продольные изогнутые балки (две);

18. Винт (два);

19. Траверса;

20. Гайка (две);

21. Рейка;

22. Электродвигатель;

23. Одноступенчатый цилиндрический редуктор;

24. Рельсовые захваты (два);

25. Оси;

26. Буксы.

Шлаковозы предназначены для транспортирования шлаковых ковшей. Они бывают несамоходными и самоходными.

Несамоходные шлаковозы служат для перемещения ковшей со шлаком из сталеплавильных цехов на шлаковые дворы.

Самоходные шлаковозы применяют в кислородно-конверторных цехах для передачи ковшей из-под конвертера в ковшовый пролет цеха, где они краном переставляются на несамоходные шлаковозы для вывоза из цеха.

Несамоходный шлаковоз состоит из: рамы, двух ходовых тележек, опорного кольца, механизма кантования ковша.

Рама представляет собой сварную металлоконструкцию, состоящую из двух лафетов 3, двух продольных изогнутых балок 17 коробчатого сечения, жестко соединяющих лафеты и связанных между собой поперечными балками. Рама снабжена двумя рельсовыми захватами 24 и двумя автосцепками 1. С помощью рельсовых захватов предотвращают опрокидывание шлаковоза при выгрузке шлака из ковша.

Ходовая тележка состоит из двух продольных балок 13, шкворневой балки 2 и двух колесных пар 12, оси 25 которых установлены на подшипниках качения, смонтированных в буксах 26. Буксы закреплены в продольных балках 13, соединенных со шкворневой балкой через рессоры 14 из спиральных пружин.

Опорное кольцо 8 открытого коробчатого сечения служит для установки и закрепления шлакового ковша 9.

На верхней опорной плоскости кольца находятся четыре выступа 10 трапециевидной формы, при помощи которых ковш концентрируется и фиксируется от проворачивания. На нижней плоскости кольца установлены четыре кронштейна 16. В них шарнирно укреплены рычаги 15, упирающиеся приливы ковша и удерживающие его при кантовании. Заодно с кольцами отлиты два катка 6 и две цапфы, на которых напрессованы зубчатые секторы 7. Катками кольцо опирается на направляющие 5, закрепленные на стойках 4 рамы. При этом обеспечивается нормальное закрепление зубчатых секторов с рейками 21, имеющимися на направляющих.

Механизм кантования ковша смонтирован раме и состоит из электродвигателя 22, одноступенчатого цилиндрического редуктора 23, открытой цилиндрической зубчатой передачи, заключенной в кожух 11, двух винтов 18 и двух гаек 20, закрепленных на траверсе 19, которая свободно надета на одну цапфу опорного кольца.

Шлаковые ковши

Шлаковые ковши (чаши) служат для приема шлака из сталеплавильных агрегатов и транспортирования его на шлаковозах к шлаковых отвалах.

При приеме шлака ковши устанавливают на стойки шлаковых тележек или стационарных стендов, и после наполнения шлаком переставляются краном на шлаковозы. Изготавливают шлаковые ковши вместимостью 9; 11; 16 м³.

В продольном сечении ковши имеют:

а. Конические стенки;

б. Сферическое дно.

В поперечном сечении могут быть:

а. Круглыми;

б. Овальными.

Ø Круглые ковши обеспечивают лучшие условия удаления застывающего шлака из ковша.

Ø Применение овальных ковшей вызвано стремлением увеличить их вместимость при тех же железнодорожных габаритах. Однако овальные ковши менее жестки и имеют меньшую стойкость по сравнению с круглыми.

Ковши изготавливают литыми из:

a. чугуна;

b. стали.

Ø Стальные ковши имеют большую стойкость, чем чугунные, поэтому они более распространены.

Ø Шлаковый ковш вместимостью 16 м³ имеет следующие основные элементы: корпус, днище и опорный пояс.

Шлаковые ковши устанавливают на специальные стенды, представляющие собой стальную плиту 1 со стойками 2, на которых укреплено опорное полукольцо 3. Такие стенды переносятся краном и размещаются в пролетах цеха, в местах, где сливают шлак из сталеразливочных ковшей. Переносятся ковши при помощи специальных траверс, которые подвешивают на крюк литейного крана.

Рис. 11 Шлаковый ковш и стенд для шлакового ковша.

Рис. а. Шлаковый ковш. Рис. б. Стенд для шлакового ковша.

1. Днище; 1. Стальная плита;

2. Скобы; 2. Стойки;

3. Приливы (четыре); 3. Опорное полукольцо.

4. Продольные литые ребра;

5, 8. Опорный пояс;

6. Диаметрально расположенные ребра;

7. Вертикальные ребра;

8. Отверстие;

9. Корпус;

10. Горизонтальные площадки.

Чугуновозы

Рис. 12 Несамоходный чугуновоз.

1. Герметически закрытые буксы;

2. Два сварных лафета;

3. Продольные балки;

4. Два комплекта рессор;

5. Колесные пары (две);

6. Стойки;

7. Нижние опорные цапфы ковша (две);

8. Верхняя цапфа ковша (одна);

9. Целесносварной крышки;

10. Целесносварной корпус;

11. Литые цапфовые плиты (две);

12. Сменные втулки;

13. Продольные изогнутые балки (две);

14. Шкворневые балки (двухостных ходовых тележек железнодорожного типа).

15. Автосцепные устройства (два);

16. Цилиндрическая обечайка;

17. Сферическое днище;

18. Коническая обечайка;

19. Проушина (приваренная);

20. Ось;

21. Носок;

Основные части чугуновоза – рама, две ходовые тележки и ковш.

Рама чугуновоза состоит:

из двух сварных лафетов 2, двух продольных изогнутых балок 13, соединяющих между собой лафеты, и двух автосцепных устройств 15, смонтированных на торцевых частях лафетов. К лафетам приварены 6, имеющие гнезда под нижние опоры цапфы 7 ковша. Лафеты посредством пятников опираются на шкворневые балки 14 двухостных ходовых тележек железнодорожного типа.

Две ходовые тележки:

Каждая тележка состоит из двух продольных балок 3 и двух колесных пар 5.

Продольные балки 3 соединены шкворневой балкой 14. опирающейся на два комплекта рессор 4, состоящих из спиральных пружин. Оси колесных пар размещены в подшипниках качения, смонтированных в герметически закрытых буксах 1. Последние жестко закреплены на продольных балках 3.

Ковш состоит:

из целесносварных корпуса 10 и крышки 9, соединенных между собой болтами и футерованных изнутри огнеупорным шамотным кирпичом. Корпус ковша изготавливают из сваренных встык сферического днища 17, конической 18 и цилиндрической 16 обечаек. К цилиндрической обечайке с диаметрально противоположных сторон приварены две литые цапфовые плиты 11, на каждой из которых предусмотрены верхняя цапфа 8 и две нижние 7. Нижние цапфы предназначены для установки ковша на раму чугуновоза, верхние – для захвата крюками грузоподъемной траверсы мостового крана, подъема и транспортирования. Для предотвращения от износа верхние цапфы защищены сменными втулками 12.

В нижней части корпуса к конической обечайке и днищу приварены проушина 19 с осью 20. Крышка имеет носок 21, благодаря которому облегчается процесс заливки чугуна в конвертор или сливной желоб мартеновской печи.

При сливе чугуна в сталеплавильный агрегат ковш удерживается за верхние цапфы крюками траверсы заливочного крана, крюком малого подъема захватывается за ось проушины и при подъеме крюка поворачивается вокруг оси цапф. Интенсивность слива чугуна регулируется скоростью подъема крюка.

Сталевозы

Рис. 13 Сталевоз для ковша.

Роликовый подъемник ленты;
Автосцепки (две);
Поперечные балки коробчатого сечения (четыре);
Плитные настилы;
Продольные балки коробчатого сечения (две);
Ковш;
Двухосные тележки (две);
Стационарные скребки (четыре);
Бугель;
Верхние ролики;
Токосъемники;
Каретка;
Нижние ролики;
Рельсы;
Опорные ролики;

16, 22. Электродвигатели (два);

17. Тормоза (два);

18, 20. Редуктор (два);

19. Муфта;

21. Соединительные муфты (две)

23. Кронштейн;

24. Промежуточные валы;

25. Площадка.

Сталевозы служат для транспортирования порожнего сталеразливочного ковша из пролета ремонта ковшей под конвертор, подачи сталеразливочного ковша, заполненного металлом, из-под конвертора. Количество сталевозов в цехе равно количеству конвертеров. Применение сталевозов предусматривается также в электросталеплавильных цехах с печами большой вместимостью.

Сталевоз для сталеплавильного ковша вместимостью 300 тонн состоит из следующих основных узлов: рамы, ходовых тележек, двух механизмов передвижения, токоприемного устройства и скребков.

Сварная рама состоит из двух продольных 5 и четырех поперечных 3 балок коробчатого сечения. Верх рамы для защиты механизмов передвижения от попадания стали, и шлака закрывается плитными настилами 4, футерованными огнеупорным кирпичом. Продольные балки рамы в средней части имеют площадки 25, на которые устанавливается ковш 6. На поперечных балках смонтированы две автосцепки 2, предназначенные для сцепления сталевоза со шлаковозом.

На две двухосные тележки 7 опирается рама продольными балками. Одна колесная пара каждой тележки является приводной.

Каждый механизм передвижения установлен на кронштейнах 23 и состоит из двух электродвигателей 16, 22, двух соединительных муфт 21, двух тормозов 17, двух редукторов 18, 20, которые соединены между собой муфтой 19, а с приводными колесами промежуточными валами 24.

При помощи токоприемного устройства подается питание к электродвигателям от троллей. В токоприемное устройство входят: бугель 9, шарнирно-соеденительный с кареткой 12, роликовый подъемник 1 ленты, закрывающей щель туннеля от попадания в него мусора и шлака, и токосъемники 11. При движении сталевоза каретка с токосъемниками на опорных роликах 15 движется по рельсу 14, уложенному на полу туннеля. Удерживается каретка внизу упорными по направляющим уголкам.

Четыре стационарных скребка 8 закреплены на раме жестко и предназначены для очистки рельсов от мусора и шлака на участке передвижения сталевоза. Ножи скребков установлены над головками рельсов на расстоянии 5-10 мм.

Управление сталевозом дистанционное.

Сталеразливочные ковши.

Сталеразливочные ковши служат, для, приема стали из сталеплавильного агрегата, транспортирования и последующего ее литья в изложницы или на МНЛЗ.

Назначение сталеразливочных ковшей расширилось, они становятся агрегатом для завершения физико-химических процессов рафинирования, раскисления, легирования, обработки жидкой стали синтетическими шлаками, инертными газами, а также вакуумирования жидкой стали в открытых и закрытых ковшах.

Применяемые в сталерозливочных цехах ковши вместимостью 130-480 тонн представляют собой стальные сварные сосуды, защищенные, из нутрии от действия жидкого металла огнеупорным материалом и снабженные приспособлениями для транспортирования и выпуска, стали.

Вместимость сталеразливочных ковшей подбирают с учетом поступления в них, кроме металла, шлака толщиной слоя 150-250 мм, который служит защитой металла от окисления кислородом воздуха и уменьшает охлаждение металла в период литья.

Основными элементами ковша являются: корпус, кантовальное устройство и два стопорных устройства.

Рис. 14 Сталеразливочный ковш.

1. Днище ковша;

3. Сваренная встык обечайка (нижняя);

4. Кронштейны с подкладками;

4, 10. Кольцевое ребро жесткости (нижнее);

5, 7. Вертикальное ребро жесткости;

6. Горизонтальное ребро;

8. Цапфовые плиты (две);

9. Сваренная встык обечайка (средняя);

11. Сваренная встык обечайка (верхняя);

12. Кронштейн;

13. Стопорный механизм;

14. Ось;

15. Захват;

16. Скобы;

17. Футеровка кожуха;

18. Сливные стаканы (два);

19. Пробка;

20. Тяга;

21. Шлаковый желоб;

22. Кольцо;

23. Предохранительные шайбы;

24. Цапфы (две);

Стопорное устройство: пробкового типа, шиберного типа.

Стопорное устройство пробкового типа

Рис. 15 Стопорное устройство пробкового типа.

1. Траверса;

2. Защитный кожух;

3. Направляющая труба;

4. Штанга;

5. Гнездо специального крюка;

6. Гидроцилиндр;

7. Кронштейн;

8. Рукоятка;

9. Пружина;

10. Гайка;

11. Кожух;

12. Стопор;

13. Сливной стакан;

14. Стопорная пробка;

15. Огнеупорные трубки;

16. Стальной стержень;

17. Шарнир.

Стопорное устройство пробкового типа, состоит: стопора, траверсы, стопорного механизма.

Стопор представляет собой стальной стержень16, зафутерованный огнеупорными трубками 15, предохраняющими его от расплавления жидким металлом и обеспечивающими сохранение его прочности в условиях высоких температур. На нижнем конце стержня укреплена на резьбе стопорная пробка 14. Плотность прилегания пробки к сливному стакану 13 достигается тем, что обе рабочие поверхности выполняют сферическими, они тщательно притерты друг к другу при установке стопора в ковш.

Траверса. При подготовке ковша к плавке сопор закрепляют гайками на траверсе 1, которая имеет на одном конце вилку для установки стопора, а другим концом крепится к пяте штанги 4 стопорного механизма.

Стопорный механизм предназначен для обеспечения правильной установки стопора в ковше и управления им во время выпуска стали из ковша. Стопорный механизм состоит:

Ø из штанги 4;

Ø направляющей трубы 3;

Ø пружины 9 с гайкой 10;

Ø рукоятки 8.

Штанга перемещается во втулках, установленных в направляющей трубе, которая служит для монтажа всех деталей стопорного механизма.

Направляющая труба в верхней части посредством шарнира 17 соединена с кожухом 11 ковша, а в нижней части через прокладки болтами прикреплены к кронштейну 7, приваренному к кожуху. Поджатие стопора к стакану происходит посредством пружины 9 и регулируется гайкой 10. Чтобы брызги металла и шлака не попадали на штангу, установлен защитный кожух 2.

Рукоятка 8 для подъема стопора шарнирно соединена с нижним концом штанги. При наклоне рукоятки вниз сжимается пружина, а штанга перемещается вверх и через траверсу поднимает стопор, открывающий сливное отверстие в стакане. Перекрытие сливного отверстия осуществляется при движении рукоятки вверх под действием пружины.

Гидроцилиндры 6 соединенные гибкими шлангами с насосной станцией, на время литья навешивают на стопорный механизм ковша. Для навешивания цилиндра на его верхней глухой крышке предусмотрен палец, который укладывают в гнездо специального крюка 5, жестко связанного со штангой стопорного механизма.

Стопорное устройство шиберного типа.

Рис. 16 Стопорное устройство шиберного типа.

1. Корпус;

2. Регулировочный винт;

3. Фланец;

4,15. Огнеупорная плита;

5. Обойма;

6. Сливной стакан;

7. Гнездовой кирпич ковша;

8. Гидроцилиндр;

9. Серьги;

10. Поворотный рычаг;

11. Шток;

12. Нажимные болты;

13. Промежуточная плита;

14. Стакан-коллектор;

16. Подвижная обойма;

17. Экран.

Стопорное устройство шиберного типа состоит: фланца, стопорного блока, механизма перемещения.

Фланец 3 приварен к днищу ковша и предназначен для крепления стопорного блока.

Стопорный блок состоит:

Ø обоймы 5;

Ø неподвижная верхняя огнеупорная плита 4;

Ø подвижная обойма 16;

Ø огнеупорная плита 15;

Ø стаканом-коллектором 14;

Ø корпус 1;

Ø промежуточная плита 13.

Постоянный режим огнеупорной плиты 15 к неподвижной 4 осуществляется нажимными болтами 12, затяжку которых выполняют тарированным ключом. Точность совмещения отверстий в огнеупорных плитах 4 и 15 обеспечивается перемещением корпуса 1с помощью регулировочного винта 2. Стакан-коллектор 14, укреплен на подвижной плите, служит для направления дозированной струи, стали. Для защиты стопорного блока от теплоизлучения струи жидкого металла и брызг снизу к блоку крепится экран 17. Стопорный блок устанавливают на ковш на специальном стенде. Перед этим в гнездовой кирпич 7 ковша монтируют сливной стакан 6. Подготовленный стопорный блок крепят двумя клиньями к штырям фланца.

Механизм перемещения обоймы 16 с огнеупорной плитой состоит из штока 11, серьги 9 и поворотного рычага 10, к которому с помощью пальцев подсоединяют гидроцилиндр8.

Для приема стали, из мартеновских печей сталеразливочные ковши, устанавливают на стенды, размещенные против сталевыпускных отверстий печей. Эти стенды называют рабочими. Они представляют конструкцию из двух стальных опор, установленных на массивные литые стальные или чугунные подушки, которые опираются на плиты и крепятся к фундаменту анкерными болтами.

Машины для ремонта сталеразливочных ковшей

В процессе слива и нахождения в ковше во время литья жидкая сталь оказывает: термическое, механическое и химическое воздействия на футеровку ковша.

Термическое воздействие выражается в резком тепловом ударе, возникающем, в первые моменты слива стали, в ковш и обусловленном большой разницей температур расплавленного металла и футеровки. Термическое воздействие также связано с длительным пребыванием стали в ковше и возникновением больших температурных перепадов по толщине футеровки.

Механическое воздействие расплавленной стали, выражается, в ударном действии струи стали, падающей с большой высоты, при сливе в ковш и истирающем действии массы стали при наполнении ковша, а также при литье.

Химическое воздействие на футеровку оказывают главным образом шлаки, которые, хотя и в небольшом количестве, сливают в ковш. Шлак всплывает, на поверхность стали, и предохраняет ее от быстрого охлаждения и окисления кислородом воздуха.

Совместное действие этих факторов ведет к интенсивному износу футеровки и необходимости проведения периодических ремонтов, для чего ковш освобождают от жидкого шлака и остатков стали.

Стенд для ломки футеровки сталеразливочных ковшей.

предназначен для выдавливания сливных стаканов, ломки футеровки при холодных ремонтах сталеразливочного ковша и уборки разрушенной футеровки.

Стенд состоит: люльки, механизма поворота люльки, тележки с двумя коробами, лебедки для перемещения тележки, насосной станции.

Люлька служит для установки в ней сталеразливочного ковша 1 и удерживания его при поворотах. Люлька состоит из рамы 16, выполненной в форме восьмиугольника, и присоединенных к ней изогнутых балок 4. На раме имеются стойки 2; на них устанавливают сталеразливочный ковш. К двум противоположным сторонам закреплены цапфы 8, 15, которыми люлька через опорные подшипники опирается на стойки 3, установленные на фундаменте. Цапфа 15 приводная. На стойках рамы, параллельных оси цапф, смонтированы захваты, состоящие из двух клещевин 6, рычажной системы и гидроцилиндра поворота клещевин.

Поворачиваясь на шарнирах, клещевины своими вырезами, выполненными в средней части, охватывают нижнее ребро сталеразливочного ковша, установленного на стойках рамы, и таким образом фиксируют и утверждают его в люльке при ее поворотах.

Рис. 17 Стенд для ломки футеровки сталеразливочных ковшей.

1.Сталеразливочный ковш;

2.Стойки;

3. Стойки;

4. Изогнутые балки;

5. Короба (два);

6. Клещевины (две);

7. Насосная станция;

8, 15. Цапфы;

9. Сливные стаканы;

10. Лебедка;

11. Конически-цилиндрический редуктор;

12. Тормоз;

13. Электродвигатель;

14. Зубчатое колесо;

15. Цапфа приводная;

16. Рама;

17. Тележка.

На балках люльки против сливных стаканов 9 ковша находятся гидроцилиндры, выдавливающие сливные стаканы из футеровки днища ковша. Механизм поворота люльки состоит из электродвигателя 13, тормоза 12, коническо-цилиндрического редуктора 11 и открытой зубчатой передачи, зубчатое колесо 14 которой насажено на приводную цапфу рамы люльки.

Тележка 17 служит для подачи установленных на ней двух коробов 5 под люльку для ссыпания в них из ковша разрушенной футеровки и перемещения коробов из-под люльки в зону действия мостового крана. Тележка перемещается по рельсам, уложенным в приямке под люлькой, с помощью лебедки 10, состоящей из электродвигателя, тормоза, редуктора, барабана. На барабан наматывается канат, концы которого через направляющие блоки присоединены к двум сторонам платформы тележки.

Насосная станция 7 служит для подачи масла к гидроцилиндрам поворота клещевин и гидроцилиндрам выдавливания сливных стаканов. Она состоит из бака, электродвигателя, насосов, аппаратуры управления. Масло к гидроцилиндрам подается через неприводную цапфу рамы люльки.

Ломку и удаление футеровку осуществляют в следующем порядке. Сталеразливочный ковш с износившейся футеровкой краном устанавливают на стенд, клещевинами фиксируют на раме люльки и разворачивают для возможности ввода стрелы машины. Далее вводят стрелу машины, помещают ее в удобное положение и пневмоударником пробивают в футеровке стенки ковша продольные бороздки.

Расчлененную на участки футеровку обрушивают в ковш и поворотом его высыпают разрушенную футеровку в короба, стоящие на тележке под ковшом. Затем тележку выкатывают из-под люльки и содержимое коробов при помощи крана высыпают в железнодорожный вагон. Освобожденные короба вновь устанавливают на тележку и подают под ковш следующего наполнения.

Машина для футерования сталеразливочных ковшей

Новую футеровку сталеразливочного ковша изготавливают либо кладкой из огнеупорного кирпича, либо набивкой огнеупорной массой. Набивная футеровка имеет преимущество перед кирпичной вследствие ее монолитности (отсутствие шлаков) и возможности выполнения ее механизированным способом. Набивка футеровки осуществляется кремнеземистыми массами при помощи пескометов, обеспечивающих высокую производительность набивки футеровки ковшей различной вместимости.

Рис. 18 Машина для набивки футеровки сталеразливочного ковша.

1. Бункер;

2. Электровибрационный питатель;

3. Ленточный дозатор;

4. Воронка;

5. Вертикальный желоб;

6. Механизмы передвижения портала;

7. Статор;

8. Вращающаяся платформа;

9. Упорные ролики (шесть);

10. Пескометная головка;

11. Отбойный лист;

12. Формирующий шаблон;

13. Датчик уровня поверхности;

14. Механизм перемещения каретки;

15. Каретка;

16. Ленточный конвейер;

17. Нижняя площадка;

18. Ограничительные ролики (четыре);

19. Опорные ролики поворотной платформы;

20. Механизмы (два);

21. Направляющая воронка;

22. Портал (опирающийся на восемь ходовых колес);

23. Колонна;

24. Рейка;

25. Механизм перемещения колонны;

26. Направляющие ролики обоймы;

Машина для набивки футерованного ковша состоит: портала с четырьмя механизмами передвижения, колонны, механизма перемещения колонны, поворотной платформы, механизма вращения платформы, каретки, механизма перемещения каретки, пескометной головки, линии подачи огнеупорной массы.

Портал 22 опирается на восемь ходовых колес, размещенных попарно в балансирных тележках, и перемещается по рельсовому пути над ямой, в которую на стойки устанавливают ремонтируемый сталеразливочный ковш. Механизмы 6 передвижения портала установлены на каждый балансирной тележке.

Колонна 23 служит для крепления и вертикального перемещения в направляющих роликах обоймы 26, закрепленной на балках портала. Верхняя площадка служит для размещения механизма вращения платформы и статора 7 кольцевого токосъемника. На нижней площадке 17 установлены опорные ролики 19 поворотной платформы.

Механизм перемещения колонны 25 установлен на балках портала. Реечные шестерни установлены в корпусе обоймы, а рейки 24 прикреплены к колонне вдоль ее оси с двух противоположных сторон.

Поворотная платформа 8 обеспечивает вращательное движение пескометной головке 10 по окружности стенки ковша. Платформа жестко связана с зубчатым венцом, который опирается на шесть опорных роликов 19, а от смещения удерживается шестью упорными роликами 9. От вертикальных смещений платформа удерживается четырьмя ограничительными роликами.

Вращение платформы с расположенными на ней узлами вокруг вертикальной оси осуществляется двумя механизмами 20.

Каретка 15 предназначена для радиального перемещения пескометной головки в соответствии с изменяющимся по высоте радиусом поперечного сечения ковша.

Механизм перемещения каретки состоит из электродвигателя, планетарного редуктора и винтовой пары. Механизм расположен на каретке, а гайка винтовой пары закреплена на платформе.

Рис. 19 Пескометная головка.

1. Направляющая дуга;

2. Метательный ковш;

3. Регулируемый винт;

4. Ротор;

5. Корпус.

Пескометная головка является основным рабочим органом машины, установлена на каретке и состоит из корпуса 5, ротора 4 с закреплением на нем метательным ковшом 2 для захвата массы и направляющей дуги 1, регулируемой винтами 3. Снизу к пескометной головке крепится формирующий шаблон 12 и отбойный лист 11 (изображено на рис 18.).

Набивка футеровки ковша машиной выполняется в следующем порядке:

Ковш, очищенный от скрапа, с отремонтированной футеровкой арматурного слоя и днища устанавливают на стойки в ремонтной яме. Из специальных самозагружающихся контейнеров огнеупорная масса загружается в бункер 1 машины в количестве, необходимом для футеровки ковша, и механизмом передвижения 6 машина устанавливается строго по центру ковша. Опуская колонну 23, вводят внутрь ковша поворотную платформу. Колонну опускают до тех пор, пока между днищем ковша и низом формирующего шаблона 12 не будет установлен минимальный зазор. Перемещение каретки 15 создают радиальный зазор между арматурным слоем футеровки ковша и шаблоном, равный толщине набиваемого рабочего слоя футеровки.

Материал из бункера 1 выдается вибропитателем 2 на ленточный дозатор 3, а оттуда через воронку 4 подается в вертикальный желоб 5 колонны. Из него масса по направляющей воронке 21 поступает на ленточный конвейер 16.

Далее по конвейеру огнеупорная масса поступает к пескометной головке 10, где она захватывается ковшом ротора, с силой выбрасывается из головки и уплотняется в зазоре между шаблоном и арматурным слоем футеровки ковша.

При появлении в набиваемом слое датчик 13 уровня поверхности дает импульс в систему управления механизмом вращения, при возникновении выступов частота вращения платформы увеличивается.

Оборудование и машины в цехах. Часть 2

2013-09-20T23:37:47Z

Стенд для сушки ковшей

После любого вида ремонта футеровки ковши подвергают сушке. Сушка необходима для удаления содержащейся в футеровке влаги, так как влага, попадая в сталь, разлагается, и способствует, насыщению стали водородом, ухудшающим, свойства стали, а скопление влаги на днище приводит, к появлению выбросов при заливке стали в ковш, вследствие быстрого испарения влаги под влиянием высоких температур.

Рис. 20 Стенд для сушки ковшей.

1. Труба (подводится газ);

2. Горелка;

3. Крышка;

4. Ковш;

5. Стойки (две);

6. Трубопроводы;

7. Труба (подводится воздух);

8. Контргруз;

9. Электродвигатель;

10. Тормоза;

11. Цилиндрический редуктор;

12. Поворотный рычаг;

13. Площадка;

Сушку ковшей ведут постепенно для обеспечения полного удаления испаряющей влаги. Во время сушки контролируют температуру футеровки при помощи термопар. В зависимости от размеров ковша продолжительность сушки набивной футеровки колеблется от 16 до 30 часов, а сушка ковша с кирпичной кладкой длится примерно 12 часов. Для сушки и разогрева сталеразливочных ковшей применяют специальные стенды, которые используют также для подогрева футеровки при хранении ковшей. Стенд состоит: двух стоек 5, на которые устанавливают ковш 4, крышки 3, поворотного рычага 12, контргруза 8 для уравновешивания поворотных частей и механизма поворота рычага. К крышке, соединенной с рычагом 12, крепится горелка 2, типа «труба в трубе», к которой по трубе 1 подводится газ, а по трубе 7 проводится воздух, и трубопроводы 6 для отвода продуктов сгорания. Механизм поворота рычага установлен на площадке 13 стенда и состоит из электродвигателя 9, тормоза 10 и цилиндрического редуктора 11.

Правила эксплуатации и технического обслуживания установок и механизмов обслуживания установок сталеразливочных ковшей.

При осмотре установок и механизмов необходимо следующее. В стендах для ломки футеровки ковшей:

1. проверить состояние металлоконструкции рамы, балок люльки, обнаруженные трещины заварить;

2. осмотреть, нет ли трещин, деформаций в клещевинах и в рычагах захватов ковша;

3. проверить состояние и крепление электродвигателей, редукторов, муфт, тормозов, подшипников механизмов поворота люльки и перемещения тележки, руководствуясь общими положениями обслуживания данных деталей. В машине для футерования сталеразливочных ковшей:

1. проверить крепление бункера и отсутствие налипания в нем огнеупорной массы;

2. натяжение ленты питателя, транспортера. Натяжение не должно обеспечивать их пробуксовку при полной нагрузке;

3. состояние крепления опорных и упорных роликов, пескометной головки, подвижного упора;

4. зазор между ковшиком и дугой пескометной головки (при зазоре более 4,5 мм необходимо заменить ковшик и дугу);

5. зазор между упорными роликами и беговой дорожкой обоймы механизма вращения поворотной платформы ( он должен бать не более 0,5 мм);

6. состояние и надежность крепления электродвигателей, редукторов механизмов подъема штанги, перемещения тележки, вращения опорной рамы, перемещение портала;

7. положение конечного выключателя, ограничивающего перемещение штанги вниз. Механизм перемещения штанги должен отключаться при подходе подвижного упора к днищу ковша на расстояние не менее 25 мм. В стендах для сушки футеровки ковшей:

1. проверить исправность вентиляторов;

2. отсутствие прогаров в крышке и сгоревших труб в горелке;

3. состояние и крепление редуктора, соединительных муфт, подшипников, тормоза механизма поворота рычага с крышкой;

4. отсутствие пропусков газа, воздуха в местах соединения труб;

5. состояние металлоконструкций и крепления рычагов, трубопроводов, крышки (нет ли трещин, нарушенных болтовых или сварных соединений).

Правила безопасности.

Для предупреждения травм и ожогов необходимо соблюдать следующие правила безопасности:

1. при обрушении футеровки и высыпания обрушенной футеровки в короба находиться на безопасном расстоянии от стенда для ломки футеровки ковшей;

2. убедиться, что кабина машиниста машины для ломки футеровки имеет защитную сетку;

3. следить за правильным захватом крюками подъемной траверсы цапф коробов;

4. следить, чтобы на пути перемещения коробов мостовым краном и при их разгрузке в железнодорожные платформы поблизости не находились люди;

5. принимать меры предосторожности при загрузке бункера машины для футерования ковшей;

6. в стендах сушки ковшей следить за горением пламени у горелок. В случае угасания пламени немедленно прекратить подачу газа к горелкам. Вновь зажигать горелки разрешается только после удаления газа из ковша.

Агрегаты внепечного вакуумирования (вакууматоры)

Стали выплавляемые в мартеновских печах, конверторах, электропечах, в значительной степени насыщены различными газами: кислородом, водородом, азотом, присутствие которых ухудшает свойства металла. Насыщение жидкой стали, газами происходит из атмосферы рабочего пространства печного агрегата, из продуктов сгорания топлива и из шихтовых материалов, содержащих влагу.

При кристаллизации металла и дальнейшем его охлаждении из него выделяются газы, но полностью удалить газы из металла не удается – это является причиной образования в слитках раковин, волосовин и других дефектов.

Для уменьшения содержания в стали газов применяют различные способы:

Ø раскисление различными элементам;

Ø замедленное охлаждение слитков;

Ø специальные режимы термообработки и др.

Наилучший результат по дегазации служит вакуумирование. Методов вакуумирования много: (в закрытом ковше, в струе при переливе из ковша в ковш, в струе при заполнении изложниц), но наибольшее распространение получили порционное или циркуляционное вакуумирование.

Порционный вакууматор.

Рис. 21 Порционный вакууматор.

1. Подъемник;

2. Ковш;

3. Весовая воронка;

4. Электровибрационные питатели;

5. Бункера;

6. Шлюзовая камера;

7. Патрубок (для отсасывания газов);

8. Газоотвод;

9. Газоохладитель;

10. Вакуумпровод;

11. Передвижная платформа;

12. Каретка;

13. Опорные ролики (восемь);

14. Несущая колонна;

15. Гидроцилиндр;

16. Сталевозная тележка;

17. Ковш;

18. Шлакоотделитель;

19. Всасывающий патрубок;

20. Вакуум-камера;

21. Нагревающее устройство;

22. Патрубок (для ввода в камеру раскислителей и др. материалов);

Порционный вакууматор состоит: вакуум камеры, газоохладителя, вакуумпровода, подвижной платформы с гидроприводом и загрузочного устройства.

Вакуум камера 20 имеет две части - верхнюю цилиндрическую и нижнюю коническую с уширением книзу. Верхняя часть камеры имеет два патрубка: один 7 - для отсасывания газов и другой 22 - для ввода в камеру раскислителей и других материалов. Отсасывающий патрубок 7 соединен вакуум-проводом с вакуум-насосами. Патрубок 22 снабжен специальным шлюзом 6, позволяющим вводить в вакуум-камеру добавки во время процесса вакуумирования.

В нижней части камеры – в днище расположен патрубок 19, через который осуществляется всасывание, и слив обрабатываемой стали. Снизу к патрубку прикреплен шлакоотделитель 18, служащий для предотвращения попадания шлака в вакуум-камеру при погружении патрубка в ковш со сталью. Корпус камеры изнутри футерован в несколько слоев огнеупорным кирпичом. Внутри нее расположено нагревающее устройво 21, излучающее тепло на футеровку и предназначенное для предотвращения остывания стали при ее вакуумировании и поддержания температуры футеровки между двумя циклами вакуумирования на уровне 1400-1600⁰ С.

Газоохладитель 9 служит для охлаждения газов, отсасываемых из вакуум-камеры и защиты шарнирных соединений вакуумпровода от воздействия высоких температур. Газоохладитель соединен с вакуум-камерой газоотводном 8.

Вакуумпровод 10 служит для соединения газоохладителя с вакуумным насосом.

Передвижная платформа 11 служит для установки на ней вакуум-камеры, газоотвода газоохладителя. Платформа соединена с кареткой 12, на которой размещены восемь опорных роликов 13, расположенных на два ряда по углам несущей колонны 14. Перемещение платформы осуществляется от штока гидроцилиндра 15.

Загрузочное устройство - предназначено для хранения легирующих добавок и раскислителей, взвешивания их и подачи в шлюзовое устройство. Загрузочное устройство состоит: бункеров 5, электровибрационных питателей 4, весовой воронки 3, ковша 2 и подъемника 1.

Добавки загружаются в бункеры 5 мостовым краном контейнерами с самооткрывающимися днищами, а из них электровибрационными питателями 4 подаются в весовую воронку 3. После набора в весовой воронке и взвешивания необходимого количества добавок открывается затвор воронки и добавки пересыпаются в ковш 2 подъемника 1.

Работа вакууматора осуществляется в следующем порядке

Ковш 17 со сталью устанавливают краном на сталевозную тележку 16 и подают под вакуум-камеру. При помощи штангового механизма определяют наполнение ковша, толщину слоя шлака, измеряют температуру и берут, пробы для химического анализа невакуумированной стали. После этого опускают вакуум камеру на величину заглубления патрубка в жидкую сталь не менее 300 мм. Затем включают вакуумный насос. После того как сгорает шлакоотделитель, сталь засасывается в вакуум-камеру, где образуется газо-металлическая эмульсия и происходит дегазация.

При последующем подъеме камеры дегазированная порция стали сливается в сталеразливочный ковш. Опускание и подъем камеры в установленных пределах считаются циклом. Скорость движения камеры в течение времени неравномерна:

Ø вниз камера движется медленнее;

Ø вверх – быстрее.

При быстром ее подъеме стекающая порция стали создает турбулентный поток в ковше, способствующий перемешиванию стали. Движения камеры повторяются в автоматическом режиме многократно до тех пор, пока не произойдет, полная дегазация стали, что осуществляется примерно при трех-четырехкратном прохождении всей массы металла через вакуум-камеру. Для этого производят 30-40 циклов качания камеры. На последних 10-15 циклах в вакуум-камеру подают легирующие добавки и раскислители, берут, пробы стали из ковша для экспресс-анализа. После окончания процесса вакуумирования камеру останавливают, выключают вакуумный насос, заполняют вакуум-камеру азотом для предотвращения окисления графитового стержня подогревателя. Затем вакуум-камеру поднимают так, чтобы всасывающий патрубок был выше кромки ковша. Ковш с готовой сталью выводят из-под вакуум-камеры сталевозом и передают в литейный пролет.

Рис. 21 (а, б.) Схема порционного вакуумирования стали.

a. Отбор стали из ковша в вакуум-камеру.

b. Слив дегазированной стали из вакуум-камеры в ковш.

1. Сталеразливочный ковш;

2. Патрубок;

3. Вакуум-камера.

Сущность порционного вакуумирования стали состоит в том, что из сталеразливочного ковша 1 через погруженный в сталь патрубок 2 вакуум-камеры 3, расположенной над ковшом, порция стали, из ковша засасывается в вакуум-камеру за счет разрежения, создаваемого в вакуум-камере вакуумным насосом.

Циркуляционный вакууматор.

Рис.22 Циркуляционный вакууматор.

1. Бункера;

2. Электровибрационных питателей;

3. Весовая воронка;

4. Транспортер;

5. Шлюзовое устройство;

6. Газоотвод;

7. Газоохладитель;

8. Вакуум-камера;

9. Патрубок;

10. Патрубки (всасывающий и сливной);

11. Шлакоотделители;

12. Гидроцилиндры;

13. Сталеразливочный ковш;

14. Сталевоз;

15. Вакуумпровода;

Циркуляционный вакууматор состоит: вакуум-камеры, газоохладителя, вакуумпровода, загрузочного устройства и сталевоза.

Вакуум-камера 8 представляет собой футерованный изнутри корпус цилиндрической формы, состоящей из трех частей для облегчения ремонта футеровки. К днищу вакуум-камеры на фланцах присоединены всасывающий и сливной патрубки 10, которые изготовлены из жаропрочной стали. Чтобы внутрь камеры не попадал шлак, перед вводом патрубков в сталь на их концах устанавливают шлакоотделители 11, изготовленные из стального листа. К патрубку 9 вакуум-камеры крепится шлюзовое устройство 5, которое служит для загрузки легирующих добавок в вакуум-камеру.

Газоохладитель 7 используют для охлаждения отсасываемых из вакуум-камеры газов. Газоохладитель соединен с вакуум-камерой газоотводом 6, футерованным изнутри огнеупорным кирпичом.

Посредством вакуумпровода 15 газоохладитель соединен с вакуумным насосом.

Загрузочное устройство служит для хранения легирующих добавок, взвешивания их и подачи в шлюзовое устройство. Загрузочное устройство состоит: бункеров 1, электровибрационных питателей 2, весовой воронки 3 и транспортера 4, шлюзовая камера 5. Добавки загружаются в бункеры 1 мостовым краном контейнерами, а из них электровибрационными питателями 2 подаются в весовую воронку 3. После набора в весовой воронке и взвешивания необходимого количества добавок открывается затвор воронки и добавки поступают на транспортер 4, с помощью которого они подают в бункер шлюзовой камеры 5.

Сталевоз 14 служит для подачи сталеразливочного ковша 13 со сталью под вакуум-камеру и подъема ковша для введения патрубков вакуум-камеры в сталь. Подъем ковша осуществляется с помощью гидроцилиндра 12, установленных на сталевозе.

Работа вакууматора осуществляется в следующем порядке.

Перед подачей ковша со сталью на торцы патрубков устанавливают шлакоотделители. После этого сталевозом подают под вакууматор ковш со сталью, берут пробу металла и измеряют его температуру. Включают вакуумный насос, создают разрежение в вакуум-камере и поднимают ковш до погружения патрубков в металл на глубину 300-500 мм.

Одновременно с погружением патрубков включается подача аргона во всасывающий патрубок. При погружении патрубков сгорает шлакоотделитель, и под действием разности давлений внутри и снаружи камеры и подъемной силы подаваемого аргона сталь поднимается по всасывающему патрубку в камеру, накапливается в наклонной части днища и сливается через сливной патрубок. За счет непрерывной подачи аргона происходит, непрерывная циркуляция стали через вакуум-камеру, а также ее дегазация. Длительность обработки стали, в вакууматоре составляет 15-20 мин.

Рис. 22(а.) Схема циркуляционного вакуумирования стали.

1. Ковш;

2. Патрубок (сливной);

3. Днище вакуум-камеры;

4. Патрубок (всасывающий);

Сущность циркуляционного способа вакуумирования стали заключается в обработке вакуумом массы, непрерывно циркулирующей через вакуум-камеру. Для этого на днище вакуум-камеры 3 размещены два патрубка – всасывающий 4 и сливной 2, которые погружают в ковш 1 в жидкую сталь на глубину, достаточную для предотвращения подсоса воздуха и попадания шлака в вакуум-камеру.

ВЫВОД:

Выполнение операций по раскислению и легированию стали, в вакууматорах расширяет возможности сталеплавильных агрегатов, в частности кислородных конвертеров и мартеновских печей, по сортаменту выплавляемых сталей и позволяет, получать в них стали с таким химическим составом и свойствами, которые без применения вакуума производить в этих агрегатах невозможно.

Вакуумный насос

Для создания разрежения в камерах вакууматоров применяют высокопроизводительные пароэжекторные вакуумные насосы. Основным элементом насоса является паровой эжектор.

Рис. 23 Паровой эжектор.

1. Патрубок (перегретый водяной пар);

2. Патрубок (увлекаемый пар);

3. Диффузор;

4. Расширяющаяся часть диффузора;

5. Воздушная камера;

6. Фланец;

7. Специальное сопло;

8. Паровая камера;

Принцип действия эжектора основан на турбулентном захвате газа струей пара. Перегретый водяной пар под давлением 0,6-3,0 МПа по патрубку 1 поступает в паровую камеру 8 и через специальное сопло 7, установленное на фланце 6, подается в воздушную камеру 5. Потенциальная энергия давления пара при этом превращается в кинетическую и струя пара в воздушной камере движется со сверхзвуковой скоростью. В воздушной камере в результате турбулентных завихрений струя пара захватывает близлежащие слои газа, поступающие в камеру по патрубку 2, смешивается с ним и поступает в диффузор 3. В диффузоре происходит более полное перемешивание пара и газа. В плавно расширяющейся части 4 диффузора движение пара и газа постепенно замедляется и кинетическая энергия струи вновь превращается в потенциальную энергию давления.

Вследствие этого между входом в диффузор и выходом из него поддерживается перепад давления. Паровой эжектор позволяет создать в воздушной камере разрежение 10-20 кПа.

Виды разливки стали, разливка стали в изложни.

В старых сталеплавильных цехах сталь разливают в изложницы. Литье стали, в изложницы осуществляется:

a. либо сверху, когда изложница 2 заполняется сталью сверху непосредственно из сталеразливочного ковша 1 или через промежуточный ковш;

b. либо сифонным способом (б), когда сталь из ковша 1 поступает в центровую 3 и по каналам поддона попадает в изложницу 2 снизу.

Рис. 24 (а) Способ литья стали в изложницы сверху.

1. Сталеразливочный ковш;

2. Изложница;

a. Достоинства: Разливка стали в изложницы осуществляется простотой и большой производительностью, слиток получается с меньшим количеством неметаллических включением и большой плотности,

Недостатки: На поверхности слитка образуются, плены из-за разбрызгивания стали при ударе струи о поддон или дно изложницы.

Этот способ применяют при отливке крупных слитков.

Рис. 24(б) Способ литья стали в изложницы сифоном.

1. Сталеразливочный ковш;

2. Изложница;

3. Центровая труба.

b. Достоинства: При сифонной разливке поверхность слитков получается чистой вследствие спокойного заполнения изложницы сталью и возможна одновременная отливка большого числа слитков.

Недостатки: Сложность подготовки составов, повышенный расход огнеупоров, потери стали, заполняющей литниковую систему, и возможности загрязнения слитков неметаллическими включениями при разрушении огнеупорного кирпича литниковой системы.

Для разливки стали, в изложницы используют оборудование, включающее изложницы, прибыльные надставки к изложницам, поддоны, центровые (при сифонной разливке) и тележки для перемещения и транспортирования изложниц.

Изложницы

Представляют собой литые емкости, служащие для получения стальных слитков с заданной массой и формой, необходимых для дальнейшей обработки. По форме поперечного сечения в зависимости от дальнейшей обработки слитка изложницы выполняют: прямоугольными, квадратными, круглыми, многогранными.

Чтобы облегчить извлечение слитков из изложниц, изложницы выполняют:

a. с уширением книзу;

b. с уширением к верху.

По конструктивным особенностям различают:

a. Изложницы сквозные;

b. Изложницы глуходонные.

Рис. 25 Изложницы сквозные.

Сквозныеьтт4 изложницы квадратного или прямоугольного сечения с уширением книзу применяют при литье кипящей, спокойной и полуспокойной сталей. Стенки этих изложниц выполняют плоскими или с небольшой выпуклостью, что предупреждает образование трещин в начальный период затвердевания слитков. С этой же целью для больших квадратных и листовых слитков из кипящей стали внутреннюю поверхность стенок изложниц делают волнистыми.

Устанавливают сквозные изложницы на индивидуальные чугунные поддоны. При разливке стали, сверху в сквозные изложницы поддон служит основанием для слитка и охлаждает его снизу, а при литье стали сифонным способом поддон, кроме того, является и остовом для укладывания сифонных проводок в специально предусмотренные для этого каналы.

Слитки, предназначенные для ковки, получают в многогранных, чаще в восьмигранных, а для отливки трубных слитков используют сквозные круглые изложницы.

Для захвата изложниц клещевинами стрипперного крана и удержания их при извлечении слитка, а также для их перестановки на наружной поверхности стенок изложниц выполняют приливы, скобы, цапфы. В сквозных изложницах приливы делают в верхней части.

Глуходонные изложницы

Рис. 26 Изложницы глуходонные. 1. Расширяющиеся к верху

1, 2. Расширяющиеся кверху изложницы;

3. Прибыльные надставки;

При литье спокойной и легированной сталей используют глуходонные расширяющиеся кверху изложницы.

В глуходонных изложницах приливы делают – в верхней и нижних частях.

Толщину стенок изложницы выбирают такой, чтобы она была прочной, внутренняя поверхность от аккумулированного тепла и под действием поднимающейся жидкой стали, не оплавлялась. В дне глуходонных изложниц сделано отверстие, которое облегчает извлечение из нее слитка при использовании напольной стрипперной машины. Во время литья это отверстие закрывается стальной или графитовой пробкой. Для глуходонных изложниц при разливке стали, сверху поддоны не применяют. Эти изложницы устанавливают непосредственно на платформу тележки.

Для питания слитка жидким металлом в процессе его кристаллизации при литье спокойной стали и исключения образования усадочной раковины в его головной части на верхний торец изложницы устанавливают прибыльные надставки 3.

Корпус имеет цапфы для захвата грузоподъемными приспособлениями и приливы- замки, которые облегчают установку надставки на изложницу и предотвращают ее смещение при передвижении состава с изложницами. При сборке между изложницей и надставкой укладывают асбестовую прокладку.

Сифонная разливка

При сифонной разливке одновременно заполняется несколько изложниц (2-4-6-8 и т.д.).

Рис. 27 Ставка для разливки стали сифоном.

1. Изложница;

2. Поддон;

3. Центровая труба;

4. Приемная воронка

Работа сифонной разливки:

Изложницы 1 устанавливают на массивной чугунной плите поддоне 2. В центре поддона устанавливается центровая труба 3 с примерной воронкой 4, в которую из ковша направляют, струю стали. Труба изнутри футерована огнеупорными катушками.

От центровой в поддоне расходятся каналы, по которым сталь растекается в направлении изложниц, установленных на концах каналов. Каналы также плотно футеруют плотно состыкованными огнеупорными изделиями- проводками, имеющими снаружи форму канала поддона, а внутри круглый канал для прохода стали. Все соединения между огнеупорными изделиями и изложницей, центровой дополнительно уплотняются огнеупорной глиной.

Сталь из ковша поступает в центровую и по литниковым каналам заполняет все изложницы, установленные на поддоне и связанные каналами с центровой (что соответствует закону сообщающихся сосудов). Таким образом, наполнение изложниц в этом способе разливки происходят снизу. После наполнения всех изложниц данного куста стопор закрывают и перевозят ковш на следующий поддон.

Сифоном производят разливку почти всех качественных и легированных сталей.

Тележки для изложниц.

Тележки для изложниц служат для транспортирования порожних или наполненных сталью изложниц.

В зависимости от массы и числа устанавливаемых изложниц тележки бывают:

Ø двухосные грузоподъемность 60 т;

Ø четырехосные грузоподъемностью 120-160 т;

Ø шестиосные грузоподъемностью 240 т.

Грузоподъемность тележки включает массу поддона, изложниц, центровых и слитков.

Рис. 28 Тележка для изложниц грузоподъемностью 160 тонн.

1. Буксы;

2. Шкворневая балка;

3. Балансирная балка (две);

4. Сцепное устройство;

5. Платформа;

6. Приливы (четыре).

Тележка для изложниц состоит: из двух двухосных ходовых тележек.

Платформа 5 изготовлена отливкой и имеет ровную верхнюю плоскость, на которую устанавливают поддоны. На торцах платформы сделаны четыре прилива 6, предназначенные для захвата и перемещения тележки толкателем. Платформа снабжена сцепными устройствами 4 для соединения тележек между собой и локомотивом.

Каждая ходовая тележка состоит: двух балансированных балок 3, шкворневой балки 2 и двух колесных пар, соединенных через буксы 1 с балансирными балками.

Изложницы размещают на платформе тележки в один (5-6 изложниц) или два (8-10 изложниц) ряда в зависимости от массы и формы слитков.

Отдельные тележки с изложницами собирают в составы, которые транспортируются локомативом. Число составов обычно соответствует числу сталеразливочных ковшей, которые выпускают сталь одной плавки.

Число тележек в составе и изложниц, размещенных на них, определяется, массой стали в ковше и массой отливаемых слитков. Обычно на тележках размещают дополнительно – две или три резервные изложницы.

ДАЛЕЕ: Собранные в состав тележки с изложницами подают к литейным площадкам. После окончания литья и выдержки слитков в изложницах, необходимой для затвердевания стали, составы подают в стрипперное отделение для снятия изложниц, а затем в отделение нагревательных колодцев для посадки слитков в

колодцы. Порожние составы возвращаются во двор изложниц для их подготовки к приему следующих плавок.

Литейные краны

Для транспортирования сталеразливочных ковшей, установки их на стенды МНЛЗ или удерживания ковшей во время литья стали, в изложницы используют литейные краны. Применяемые в сталеплавильных цехах литейные краны имеют грузоподъемность 260-75/15; 350-15/15; 450-100/20; 630-90/16. Первое число означает грузоподъемность главной тележки. Второе и третье число грузоподъемности большого и малого подъемов вспомогательной тележки.

Рис. 29 Литейный кран грузоподъемностью 475-80/20 тонн.

1. Концевые балки;

2. Балансир;

3. Привод перемещения;

4. Уравнительное устройство;

5. Барабан (два);

6, 7. Редуктор;

8. Электродвигатель (два) – механизма главного подъема;

9. Платформа;

10. Опорные тележки (две);

11. Механизм подъема (большой – грузоподъемностью 80 т);

12. Механизм подъема (малый – грузоподъемностью 20 т);

13. Вспомогательная тележка;

14. Рельсы;

15. Балансиры;

16. Крайнее ходовое колесо;

17. Редуктор (горизонтальный);

18. Упорные катки;

19. Промежуточный вал;

20. Редуктор (вертикальный);

21. Электродвигатель - механизма перемещения моста;

22. Пластичные крюки (два);

23. Траверса;

24. Кабина;

25. Шахта;

26. Продольные балки.

Литейный кран грузоподъемностью 450-80/20 т, состоит: из моста, четырех механизмов перемещения моста, главной тележки и вспомогательной тележки.

Мост сварной конструкции состоит из четырех главных продольных балок 26 коробчатого сечения, соединенных попарно поперечными концевыми балками 1. Мост крана опирается на шестнадцать безреберных колес, объединенных попарно балансирами 15.

Для предотвращения схода крана с рельсов предусмотрены упорные катки 18, расположенные с обеих сторон моста. На верхних поясах продольных балок уложены рельсы 14, по которым перемещается главная тележка. Снизу на одной продольной балке смонтирована шахта 25 с кабиной 24.

Каждый механизм перемещения моста состоит: электродвигателя 21, тормоза и двух редукторов – вертикального 20 и горизонтального 17, соединенных между собой промежуточным валом 19. Выходной вал горизонтального редуктора через муфту соединен с краном ходовым колесом 16.

Главная тележка служит для подъема и поперечного перемещения сталеразливочного ковша. Тележка состоит из платформы 9 и двух опорных тележек 10. Каждая опорная тележка установлена на восемь колес, объединенных попарно балансирами 2, и снабжена приводом перемещения 3. На платформе тележки расположен механизм главного подъема грузоподъемностью 450 т, состоящий из двух электродвигателей 8. редукторов 6,7 и двух барабанов 5. К барабанам подвешена жесткая сварная траверса 23 с двумя шарнирно закрепленными пластинчатыми крюками 22 для захвата цапф сталеразливочного ковша.

Вспомогательная тележка 13 снабжена двумя механизмами подъема – большим 11 грузоподъемностью 80 т. и малым 12 грузоподъемностью 20 т., а также механизмом передвижения тележки.

Расчет литейного оборудования

Определяем загруженность миксерного крана. Находим число заливаемых ковшей в сутки:

n = P/kp, (1)^P

где P – расход жидкого чугуна в цехе в течение суток, m;

p – емкость ковша, m;

k – коэффициент заполнения ковша, k = 0, 9.

Находим время, затраченное краном на заливку чугуна в миксер:

T = tn/60, (2)

где T – время, фактически затрачиваемое краном на заливочные операции, ч;

t – продолжительность цикла заливки одного ковша, ч.

Приблизительно один час затрачивается на переноску и установку ковшей для ремонта.

Определяем процент загруженности крана:

x = ((T+1)/24)*100%. (3)

В современных миксерных отделениях принято устанавливать один миксерный кран для каждого миксера. Определяем количество заливочных кранов:

n = 1,3A∑K, (4)

где A – суточная производительность цеха, тыс. т/слитков;

∑K – задолженность крана на 1 тонну слитков, равная 0,45-0,50 мин.;

1,3 – коэффициент неравномерности.

Загруженность заливочных кранов определяется по формуле:

T = Tn/60 (5)

где T – продолжительность работы крана по заливке чугуна в течение суток, ч.;

t - продолжительность цикла заливки одного ковша чугуна в печь с учетом всех операций крана, мин.

n – число ковшей чугуна, заливаемого в печь в течение суток.

Определение числа разливочных кранов. Расчет числа разливочных кранов проводят, исходя из задолженности на одну тонну слитков. Средняя скорость разливки стали равна 2т/мин. Зная массу плавки, определим время разливки. Кроме того, учитывают время (мин) на выполнение следующих операций:

1. Установка ковша под желобом и ожидание выпуска 15;

2. Выпуск плавки 10-15;

3. Передача ковша к разливочной площадке 5;

4. Слив шлака и установка ковша на стенд 10-20;

Смена шлаковых ковшей и установка их на шлаковозы 10-20 (по 10 мин на один ковш).

Таким образом, ориентировочно можно определить общее время, затрачиваемое одним краном на плавку, например для 185-т печи 180 мин. Потребное количество кранов с учетом коэффициента неравномерности:

n = (1,3A∑ K)/1440

где 1,3 – коэффициент неравномерности, учитывающий возможность совпадения операций;

А – суточная производительность цеха по слиткам;

∑ K – задолженность крана на 1 т. слитков.

Выразив А в тысячах тонн, получим

n = 1,13A ∑K (6)

По практическим данным, для современных мартеновских цехов устанавливают один кран на две печи, печь с двойной садкой за две печи.

Стрипперное отделение

Машины для раздевания слитков.

После литья стали в изложницы и выдержки составов тележек с изложницами в литейном пролете для затвердевания стали, составы подают в специальное (стрипперное) отделение для извлечения слитков из изложниц.

При правильном литье и гладкой внутренней поверхности стенок изложниц вследствие конусности изложниц и уменьшения объема при остывании слитки свободно выходят из изложниц. Однако литье стали, в изложницы с неровной поверхностью и возможное приваривание к поддонам затрудняет отделение слитков. Для отделения слитков от изложниц применяют специальные механизмы, получившие название стрипперных.

Стрипперные механизмы делят на:

Ø Однооперационные;

Ø Двухоперационные;

Ø Трехоперационные.

Однооперационные механизмы выталкивают слитки из изложниц с уширением книзу;

Двухоперационные механизмы отделяют слитки от изложниц с уширением книзу и кверху;

Трехоперационные механизмы отделяют слитки от изложниц с уширением книзу и кверху, а также открывают слитки, приварившиеся к поддону.

В большинстве сталеплавильных цехов применяют трехоперационные стриперные механизмы с электроприводом и максимальным усилием выталкивания слитка 1,7; 2,5; 4,0 МН, устанавливаемые на стрипперные краны грузоподъемностью 0,25; 0,50; 0,75 МН.

Грузоподъемность крана определяется максимальной массой слитка, поднимаемого вместе с изложницей, поддоном и прибыльной надставкой. Усилие выталкивания (стрипперования) зависит от качества внутренней поверхности изложницы, тщательности ее очистки и смазки, массы и формы слитка, а также площади приварившихся участков поверхности изложницы.

Слитки, которые не поддаются извлечению стрипперным краном, отделяют от изложниц с помощью стационарных стрипперных машин напольного типа с гидравлическим приводом. Эти машины характеризуют усилием выталкивания слитка 6,7 и 10 МН.

Стрипперные краны.

Рис. 30 Стрипперный кран.

Выполняет операции:

1. Кабина; а. Отрыв от изложницы

2. Шахта; с уширением кверху;

3. Тележка; б. Снятие со слитка изложницы

4. Электродвигатель; с уширением книзу;

5. Редуктор; в. Снятие прибыльной

6. Продольные балки; надставки;

7. Трансмиссионные валы (два); г. Отрыв слитка от поддона.

8. Вертикальные решетчатые фермы;

9. Поперечные балки;

10. Балансирные тележки;

11. Колеса;

Кроме указанных операций кран выполняет перестановку прибыльных надставок и изложниц на тележках, а также ремонтные работы.

Кран состоит из следующих основных узлов: моста, двух механизмов передвижения моста, тележки с механизмами передвижения моста, тележки с механизмами передвижения главного подъема и управления клещами.

Мост крана состоит из двух главных продольных балок 6 двутаврового сечения, усиленных горизонтальными и вертикальными решетчатыми фермами 8. Главные балки по концам связаны с поперечными балками 9 коробчатого сечения. Мост опирается на шестнадцать ходовых колес, соединенных попарно в балансирные тележки 10 – четыре неприводные и четыре приводные.

Механизмы передвижения моста установлены по одному на каждой главной балке моста. Каждый механизм состоит из электродвигателя 4, редуктора 5, двух трансмиссионных валов 7 и двух открытых зубчатых передач, колеса 11 которых жестко соединены с ходовыми колесами двух приводных балансиров 10.

Тележка 3 представляет собой сварную раму, на которой смонтированы механизм передвижения тележки, механизм главного подъема, привод механизма выталкивания и механизм управления клещами. Тележка перемещается по рельсам, уложенным по верхним поясам. К раме тележки подвешена шахта 2 с кабиной 1 машиниста, из которой осуществляется управление краном.

В шахте по направляющим перемещается патрон механизма выталкивания.

Машины непрерывного литья заготовок

Завершающим этапом производства стали является превращение ее в слитки. Выплавленную сталь выпускают из печи в сталеразливочный ковш и далее льют либо в установленные на тележках изложницы, либо на МНЛЗ.

Непрерывное литье стали на МНЛЗ – наиболее прогрессивный и эффективный способ получения заготовок.

Сущность его заключается, в литье стали в сквозную водоохлаждаемую изложницу (кристаллизатор), непрерывного вытягивания слитка из изложницы и последующей порезки слитка на мерные заготовки.

В зависимости от направления движения слитка после выхода его из кристаллизатора, применяемые в настоящее время в сталеплавильных цехах МНЛЗ, разделяют на вертикальные, радиальные и криволинейные.

В вертикальных машинах слиток в течении всего процесса литья и резки на мерные заготовки находится в вертикальном положении.

Рис. 31 (а) Вертикальные машины

1. Сталеразливочный ковш;

2. Промежуточный ковш;

3. Водоохлаждаемый кристаллизатор;

4. Форсунка;

5. Брусья;

6. Ролики;

7. Тянущая клеть;

8. Резак;

9. Рольганг.

Из сталеразливочного ковша 1 жидкая сталь поступает в промежуточный ковш 2. Из промежуточного ковша она подается в сквозной водоохлаждаемый кристаллизатор 3. Нижний торец кристаллизатора перед началом литья закрыт затравкой, выполняющей функции временного дна. Затравка представляет собой штангу, на верхний конец которой насажена головка того же поперечного сечения, что и отливаемый слиток. Нижний конец затравки находится между валками тянущей клети 7. Верхний торец головки имеет паз в форме «ласточкина хвоста», служащий для сцепления затравки со слитком.

Поступив в кристаллизатор, жидкая сталь застывает на его стенках и торце затравки с образованием твердой корочки. При вращении валков тянущей клети 7 слиток затравкой начинает вытягиваться из кристаллизатора. Сверху из промежуточного ковша в кристаллизатор непрерывно поступают, новые порции жидкой стали, количество которой согласовано со скоростью вытягивания слитка.

Ниже кристаллизатора слиток, имеющий еще жидкую сердцевину и температуру корочки 1100-1250⁰С, поступает в зону вторичного охлаждения, проходя по которой он интенсивно охлаждается со всех сторон водой из форсунок 4 до полного затвердевания.

С целью предотвращения раздувания слитка и разрыва корочки под действием давления жидкого металла слиток по всей длине зоны вторичного охлаждения поддерживают специальными устройствами в виде брусьев 5 и роликов 6.

Пройдя зону вторичного охлаждения, затвердевший слиток попадает далее в валки тянущей клети 7. Затравку, выполнившую свою функцию, отделяют с помощью специального механизма от головной части слитка и убирают, а слиток продолжают вытягивать из кристаллизатора.

За тянущей клетью затвердевший слиток, непрерывно вытягиваемый из кристаллизатора, разрезается на куски заданной длины резаком 8. Заготовка, отрезания от слитка, переводится в горизонтальное положение, в котором и выдается из машины по рольгангу 9.

Технологическая высота МНЛЗ вертикального типа может достигать 40-50 м и зависит от сечения и мерной длины заготовки, скорости ее вытягивания.

ДОСТОИНСТВА: обеспечивают благоприятные условия формирования качественных заготовок широкого диапазона профилей, размеров и марок стали.

НЕДОСТАТКИ: Из-за большой высоты требуют значительных капитальных затрат, связанных со строительством башни или глубокого колодца для расположения оборудования. Вертикальные машины не позволяют получить также высокие скорости литья, так как в этом случае увеличивается протяженность жидкой сердцевины в слитке, расчет ферростатическое давление жидкого металла и увеличивается высота машины.

РАЗРАБОТКА.

С целью снижения строительной высоты были разработаны машины, в которых кристаллизатор направляющие устройства зоны вторичного охлаждения изогнуты либо по дуге постоянного радиуса (радиальные машины), либо по дуге с переменным радиусом кривизны (криволинейные машины).

Рис. 31(б) Радиальная машина.

1. Разливочный ковш;

2. Промежуточный ковш;

3. Радиальный кристаллизатор;

4. Форсунки;

5. Роликовые направляющие;

6. Тянуще-правильные ролики;

7. Резак;

8. Рольганг;

Сталь из разливочного ковша 1 через промежуточный ковш 2 поступает в радиальный кристаллизатор 3. После выхода из кристаллизатора сформированный изогнутый слиток продолжает двигаться далее на радиальном участке «1» зоны вторичного охлаждения в роликовых направляющих 5 по дуге того же радиуса, что и радиус изгиба кристаллизатора, и охлаждается водой из форсунок 4.

Полностью затвердевший слиток из зоны вторичного охлаждения попадает в тянуще-правильные ролики 6, выпрямляется и поступает на рольганг 8 горизонтального участка «2», где разрезается на мерные заготовки резаком 7.

Высота радиальной МНЛЗ определяется радиусом изгиба, толщиной отливаемого слитка и скоростью его вытягивания. Капитальные затраты на сооружение радиальных МНЛЗ меньше, для подобных машин вертикального типа вследствие их меньшей высоты, малого или полного отсутствия заглубления ниже нулевой отметки и уменьшения массы технологического оборудования.

ДОСТОИНСТВА: позволяют получать заготовки любой мерной длины, и скорость литья стали на них выше, чем на вертикальных машинах.

НЕДОСТАТКИ: на радиальных машинах слиток необходимо выпрямлять. Эта операция осуществляется с большой величиной деформации слитка, что затрудняет литье сталей, склонных к трещинообразованию в горячем состоянии.

Рис. 31 (в) Криволинейная машина.

1. Разливочный ковш;

2. Промежуточный ковш;

3. Криволинейный кристаллизатор;

4. Форсунки;

5. Роликовые направляющие;

6. Тянуще-правильные ролики;

7. Резак;

8. Рольганг.

Постоянный радиус кривизны сохраняется только в кристаллизаторе и на участке «1» зоны вторичного охлаждения. Последующий участок «2» зоны вторичного охлаждения изогнут по дуге с равномерно увеличивающимися радиусом кривизны, переходящим в бесконечность на горизонтальном участке «3» машины. Слиток, сформированный по радиусу в кристаллизаторе, проходя участок «2» , последовательно с небольшими величинами деформации распрямляется тянущими роликами и переводится в горизонтальное положение. Последовательный разгиб слитка уменьшает возможность образования в нем трещин.

Криволинейные машины по сравнению с радиальными отличаются более сложной настройкой роликов на криволинейном участке.

Процесс может протекать в МНЛЗ одновременно в нескольких ручьях. Ручей – это система механизмов и узлов, включая кристаллизатор, предназначенных для формирования литой заготовки. МНЛЗ может состоять из одного или нескольких ручьев, имеющих отдельные приводы механизмов. Поэтому, в зависимости от числа одновременно отливаемых слитков, определяемых вместимостью ковша, сечением и назначением заготовки, МНЛЗ могут быть: одно-, двух-, четырех-, шести -, восьмиручьевыми.

ВЫВОД: Применение МНЛЗ исключает для получения заготовок надобность в дорогостоящих обжимных станах (блюмингах или слябингах), а также в различном оборудовании, используемом при литье в изложницы.

Промежуточные ковши

Рис. 32 Промежуточный ковш. 1. Ребра жесткости;

2. Корпус;

3. Крышка;

4. Стопор (два);

5. Рычажное устройство.

Состоит: сварного корпуса 2, крышки 3 и двух стопоров 4 пробкового типа.

Корпус 2 усилен ребрами жесткости 1. Изнутри он футерован огнеупорным кирпичом или набивной огнеупорной массой. Футерованная крышка 1 уменьшает, потери тепла стали, находящейся в ковше. В крышке сделаны отверстия для прохода стопоров и струи стали из сталеразливочного ковша. Стопорами 4 выполняется, регулирование количества стали, поступающей из ковша в кристаллизаторы. Управление стопорами осуществляется вручную рычажными механизмами 5, укрепленными на корпусе ковша.

Стабильность струи стали, подаваемой в кристаллизатор из промежуточного ковша, достигается, поддержанием в нем постоянного уровня стали. Этот уровень устанавливают на 150-200 мм ниже верхней кромки корпуса промежуточного ковша.

Подготовка промежуточного ковша к разливке.

ü Сушку и предварительный разогрев промежуточных ковшей для разливки производят на специальном стенде, на участке подготовки промковшей. Окончательный разогрев и поддержание рабочей температуры футеровки промежуточных ковшей производят на стендах разогрева, расположенных на рабочей площадке МНЛЗ.

ü Производится подключение грелок для разогрева футеровки ковша. Время установки промежуточного ковша на разогрев отмечается в технологическом журнале.

ü Канал стакана промежуточного ковша прогревается как специально установленными горелками снизу, так и при помощи верхних горелок.

ü Разогрев производят до температуры не менее 1100⁰С-1200⁰С, футеровка должна иметь ярко малиновый цвет.

ü Контроль за режимом разогрева и подготовкой промежуточных ковшей к разливке осуществляет мастер участка промковшей. Ответственность за своевременную подачу исправного промежуточного ковша несет ковшевой и бригадир разливки.

ü Для обеспечения безаварийной работы МНЛЗ разливку следует начинать при наличии на рабочей площадке двух разогретых промежуточных ковшей.

Устройство кристаллизаторов.

Кристаллизатор – важный узел МНЛЗ. Он служит, для интенсивного первоначального отбора тепла от жидкой стали и образования стенки слитка заданной толщины, чтобы она не разрушалась, под действием фурростатического давления стали и усилия вытягивания при выходе из кристаллизатора.

Кристаллизатор представляет собой открытую сверху и снизу водоохлаждаемую прямоугольную изложницу, состоящую из четырех отдельных стенок – двух широких и двух узких. Отдельные стенки позволяют изменять размер поперечного сечения отливаемого слитка перемещением узких стенок по широким.

Рис. 32 Кристаллизатор для литья слябов.

1. Опорная плита;

2. Медная плита;

3. Трубы.

Каждая стенка состоит из стальной опорной плиты 1, к которой шпильками крепится медная плита 2.

Медные плиты широких сторон кристаллизатора изогнуты по дуге с радиусом, принятым для данной машины. В медных плитах сделаны продольные каналы, по которым циркулирует охлаждающая вода, подаваемая под давлением 0,5-0,8 МН/м². Скорость движения воды поддерживается в пределах 5-10 м/c, чтобы в каналах кристаллизатора не происходило выпадения осадков.

Подвод охлаждающей воды к кристаллизатору и ее слив осуществляется по трубам 3 и гибким металлическим рукавам.

Механизм качания кристаллизатора

Предназначен для сообщения кристаллизатору во время литья качательных движений по дуге с радиусом, равным радиусу кривизны кристаллизатора.

Это способствует уменьшению возможности прилипания корочки слитка к стенкам кристаллизатора. Такое прилипание часто приводит к поперечным разрывам корочки и выплескиванию жидкого металла на металлоконструкции и узлы зоны вторичного охлаждения машины.

Рис. 33 Механизм качания кристаллизатора.

Состоит: двух соединенных между собой шарнирных четырехзвенников.

Четырехзвенник АВСД обеспечивает движение кристаллизатора 1 по заданной круговой траектории с радиусом R.

Четырехзвенник CEFK поддерживает качательное движение кристаллизатора при вращательном движении кристаллизатора при вращательном движении кривошипа 2 от электродвигателя.

Качание кристаллизатора осуществляется с определенной частотой и амплитудой.

Частота качания регулируется изменением числа оборотов двигателя, а амплитуда - изменением величины радиуса кривошипа. Частота качания колеблется в пределах 5-100 кач/мин, а амплитуда – в диапазоне 2,5-12,5 мм.

Проверка и подготовка кристаллизаторов.

ü Сносность кристаллизаторов относительно верхних роликовых секций вторичного охлаждения проверяют специальным аттестованным шаблоном радиусом 12000мм. Отклонение не должно превышать 0,2 мм.

ü Для проверки расходов воды и отсутствия течи воды в рабочую полость, а также в местах ее подвода, в кристаллизатор подается вода при давлении от 0,70 до 0,75 МПа (от 7,0 до 7,5 атм.). Кристаллизатор подлежит замене, если расходы воды при заданном давлении ниже минимальных.

Оборудование копрового цеха.

Копровый цех – цех металлургического или машиностроительного предприятия, занимающийся подготовкой вторичных черных металлов к плавке.

Другими словами: назначение копрового цеха – переработка металлолома и отходов прокатного производства при помощи огневой и механической резки, пакетирования, удара и взрыва для конверторных и литейного цехов комбината, а также отгрузки на сторону.

В состав цеха входят:

Отделение огневой и механической переработки лома.

ü В отделение установлено пять мостовых кранов грузоподъемностью по 16 т,

ü два магнитных крана грузоподъемностью по 15 т,

ü четыре грейферных крана производительностью 45-55 т/ч.

Копровое отделение состоит из двух закрытых бойных залов и склада негабаритного скрапа.

Бойные залы оборудованы кадровыми кранами грузоподъемностью 30/50 т. Весь крупный скрап большого подвергается дроблению на габаритные куски. Дробление производится ударом 10-тонного металлического шара, падающего с высоты 25 м.

Взрывное отделение оборудовано мостовым краном грузоподъемностью 80/20т и взрывной ямой. Металлические массивы неподдающиеся дроблению в копровом отделении, подаются во взрывное отделение, где дробятся взрывом во взрывной яме.

Габаритные куски раздробленного взрывом металла грузятся в вагоны.

Два напольных склада металлолома с четырьмя железнодорожными тупиками и двумя железнодорожными кранами грузоподъемностью по 25 т.

Пресс-ножницы 40-340 установлены в отделении огневой и механической подготовки лома; производительность 10-30 т/ч обеспечивается при максимальном усилии каждого реза и непрерывной подачи.

Кроме выше перечисленных отделений, в состав копрового цеха входит цех подготовки сталеплавильного производства, в состав которого входят склад ферросплавов, отделение сушки руды боксита, склады огнеупоров и открытые площадки для хранения огнеупоров.

Оборудование для разрезки лома под копром

Копровый цех имеет отделения: сортировочное для резки скрапа ножницами, для пакетировки, для дробления стружки, огневой резки, склада сырья и готовой продукции.

Бойный зал оборудован магнитным краном и магнитно-грейферным краном. Современный бойный зал представляет собой открытую крановую эстакаду с двумя ярусами подкрановых путей.

ŒПо верхнему ярусу передвигается мостовой кран грузоподъемностью 15т. С электромагнитом для подъема копровой бабы, которая, падая с высоты, разбивает металл.

На нижнем ярусе установлен магнитно-грейферный кран грузоподъемностью 30/5 т. с грейфером емкостью 2,5 м³.

Здание склада металлического лома представляет собой открытую эстакаду и является продолжением основного здания по отметке подкрановых путей нижнего яруса; кран 30/5 т. обслуживает основное здание и склад.

G Для исключения несчастных случаев, возможных при разлетании металла в результате удара падающей копровой бабы, здание бойного зала зашито ограждением. Лучшим способом защиты от несчастных случаев является сплошная обивка здания на всю высоту броневыми листами толщиной 30 мм.

К основному зданию примыкает склад, представляющий собой открытую эстакаду; склад обслуживается краном нижнего яруса, который имеет общие подкрановые пути для склада и бойного зала.

Под кранами вдоль цеха укладывают два или три железнодорожных пути для подачи в цех негабаритного лома и уборки разделанного лома.

Для разделки лома устраивают шабот (бойное место), представляющий собой железобетонное ограждение, заполненное крупным скрапом-стальными «козлами», уложенными на бетонном основании.

ПРЕИМУЩЕСТВО бойных залов, оборудованных кранами, перед старыми устройствами с подъемом бабы электролебедкой заключается в возможности непрерывной разделки лома, что дает высокую производительность, в 4-8 раз больше производительности башенного копра.

Рис. 34 (а) Кран Fuchs, пакетировочный пресс усилием 1642 т.

Рис. 34 (б) Пресс-ножницы

(автоматизированные).

Оборудование шихтового двора

Шихтовый двор служит для складирования, хранения шихтовых и заправочных материалов и подготовки составов с шихтой. Шихтовый двор расположен параллельно главному зданию.

В новых цехах шихтовый двор состоит из двух отдельных зданий:

Œ Одно здание Рис. 34 (а) служит для хранения металлического скрапа (металлолома) и оборудовано магнитным краном 1 грузоподъемностью 15 т., скрапными ямами 2 глубиной 3,16 м., огражденными в соответствии с требованиями техники безопасности обшивкой высотой 0,8 м. Внутри здания уложены три сквозных железнодорожных пути, из которых один разгрузочный 3 и два погрузочных 4.

Рис. 34 (а). Здание для хранения металлического скрапа.

1. Магнитный кран;

2. Скрапная яма;

3. Железнодорожный путь

(один разгрузочный);

4. Железнодорожный путь

(два погрузочных).

Второе здание предназначено для сыпучих материалов Рис. 34 (б) и оборудовано грейферным краном 1 грузоподъемностью 15 т., бункерами 2 ямного типа глубиной до 7 м., шириной до 20 м. и длиной, соответствующей длине железнодорожного состава. Промежуточные перегородки и дно бункера защищены от разгружающего действия подающего грейфера стальными листовыми настилами или каркасом из рельс.

Внутри здания проложены два сквозных железнодорожных пути:

разгрузочный для установки вагонов 3

‚ погрузочный для установки составов мульдовых тележек 4, загрузка которых осуществляется грейфером 5.

При выходе из шихтового двора тележки с мульдами взвешиваются на весах, на которых одновременно размещаются три тележки.

Рис. 34 (б). Здание для хранения сыпучих материалов.

1. Грейферный кран;

2. Бункеры;

3. Вагоны;

4. Мульдовая тележка;

5. Грейфер.

Безопасность работы при открывании люков вагонов и разгрузки сыпучих материалов обеспечивается катучей фермой 1 с жесткими решетчатыми подвесками 2 и площадками 3 ограждениями, на которых работает люковщик над бункером 4 Рис. 34 (в). Перемещается ферма мостовым электрическим краном.

Рис. 34 (в). Катучая ферма.

1. Катучая ферма;

2. Решетчатые подвески;

3. Площадки;

4. Бункер.

Установка Ковш-печь

КОВШ-ПЕЧЬ - СОВРЕМЕННЫЙ АГРЕГАТ ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ СТАЛИ ЗАДАННОГО КАЧЕСТВА

В современной металлургии ковш-печь - это агрегат, наиболее рационально обеспечивающий возможность гибкого управления процессом формирования физико-химического состояния расплава для достижения поставленной цели - получение высококачественной стали с заданным химическим составом и свойствами.

Рис. 35 Установка ковш-печь (УКП).

В состав установки ковш печь входят:

Рабочая площадка;
два водоохлаждаемых свода с системой подъема и поворота;
Три электрододержателя с электродами диаметром 406 мм и с системой подъема и поворота электродных колонн;
Печной трансформатор 20 МВА;
Два стационарных стенда взвешивания сталеразливочных ковшей;
механизированный скребок для скачивания шлака;
Стенд для наклона сталеразливочного ковша;
Система загрузки и взвешивания добавочных и легирующих материалов;
Система отвода и очистки дымовых газов от ковш-печь и бункеров;
Система перемешивания стали аргоном с узлами продувки, измерения и регулирования расхода аргона;
Две фурмы для перемешивания стали аргоном;
Два двухручьевых трайб-аппарата;
Два комплекса оборудования для автоматического пробоотбора и замера температуры
Система охлаждающей воды;
Система сжатого воздуха;
Насосно-аккумуляторная станция (НАС);
Маслодинамическая система;
Система автоматизированного управления оборудованием;
Система с автоматизированным управлением процесса;
Пневмопочта;
Сталеразливочные ковши с высокоогнеупорной футеровкой;

Рис. 34(a). Расположение оборудования агрегата ковш-печь вдоль пролета цеха

Рис. 34(б). Расположение оборудования агрегата ковш-печь поперек цеха

Агрегаты ковш-печь бывают одно- и двухпозиционными. Двухпозиционные агрегаты используют в мартеновских цехах, выпускающих металл в два ковша, или в конвертерных цехах большой производительности и предназначены для одновременной обработки двух ковшей с поочередным подогревом. В этом случае ковши устанавливают на двух стендах или сталевозах. Каждый ковш накрывают индивидуальной крышкой, а нагрев металла производят поочередно, путем переустановки электродов из одной крышки в другую.

Стенд или сталевоз служат для постановки под ковш-печь сталеразливочного ковша. Использование сталевоза предпочтительнее, так как при этом уменьшается загрузка разливочного крана. В аварийной ситуации сталевоз позволяет оперативно убирать ковш из-под крышки ковша-печи без разливочного крана, который может быть в это время занят. Стенды для постановки ковша обычно используются на двухпозиционных агрегатах, где необходимо точно поставить ковш под крышку. В этом случае в приямке под стендом оборудуют аварийные емкости для приема металла в случае прогара ковша.

Крышка ковша-печи.

Крышка ковша-печи предназначена для снижения потерь тепла металлом в период нагрева и обработки, создает безопасные условия работы, защищает металл от окисления и газонасыщения и служит для сбора отходящих газов.

Крышка ковша-печи может быть выполнена из металлического кожуха с размещенными внутри него трубами водяного охлаждения или полностью только из труб охлаждения, вплотную прилегающих друг к другу.

Трайб-аппарат.

Трайбаппарат представляет собой тянущее устройство, предназначенное для подачи порошковой проволоки определенной длины и с заданной скоростью.

Конструктивно трайбаппараты изготавливают в одно -, двух - и многоручьевом исполнении, т.е. для подачи в расплав одного, двух и более видов проволоки. Многоручьевые трайбаппараты имеют, как правило, один привод на все ручьи. Двухручьевые трайбаппараты изготавливают однопроводными (с попеременной работой ручьев) или с двумя индивидуальными приводами на каждый ручей. Трайб-аппараты с индивидуальным приводом на каждый ручей предпочтительнее

Основы металлургического производства

2013-09-20T23:13:51Z

ОСНОВЫ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПРОИЗВОДСТВА

Из 107 элементов Периодической системы элементов Д. И. Менделеева промышленность использует 74 элемента – металлов и несколько неметаллов, получаемых на предприятиях металлургии.

Металлургия – область науки или отрасль промышленности, охватывающая различные процессы получения металлов из руд и других материалов, а также процессы, способствующие улучшению свойств металлов и сплавов.

Роль металлов и металлургической промышленности в развитии экономики страны

Металлы являются основой экономики страны. В природе очень редко металлы встречаются в чистом виде. К ним относятся золото, серебро, медь. Остальные металлы находятся в виде соединений – руд, которые принято называть полезными ископаемыми. На заре развития человеческого общества люди научились получать и обрабатывать такие металлы, как медь, железо, серебро, золото, олово и свинец. По мере развития культуры число используемых человеком металлов увеличивалось: к началу XIX в. составляло 20, а к концу достигло 50.

Промышленная классификация металлов. Металлы и сплавы условно принято подразделять на две основные группы - черные и цветные. Такая классификация сложилась исторически. К черным металлам относят железо и его сплавы (чугун, сталь, ферросплавы). Остальные металлы составляют группу цветных.

Из металлов особое значение имеет железо: в общемировом производстве металлов свыше 90 % приходится на железо и его сплавы. Широкое применение черных металлов в различных областях техники объясняется их ценными физическими и механическими свойствами, а также и тем, что железные руды широко распространены в природе, а производство чугуна и стали сравнительно дешево и просто.

Объем производства черных металлов в значительной степени определяет уровень технического развития той или иной страны. Современное машиностроение является основным потребителем производимых металлургической промышленностью металлов. В любой отрасли машиностроения - тяжелом машиностроении, станкостроении, судостроении, автомобильной и авиационной промышленности, электронике и радиотехнике из черных металлов изготовляют огромное число деталей машин и приборов. Значительная доля черных металлов потребляется современным промышленным и гражданским строительством.

Большое значение в современной технике имеют и цветные металлы, которые широко применяют во всех отраслях народного хозяйства: в машиностроении, самолетостроении, радиомеханике и электронике. Все большее производство и применение цветных металлов в технике объясняется их физико-механическими и другими свойствами, которыми не обладают черные металлы и сплавы. Металлы в чистом виде применяются очень редко, за исключением меди и алюминия. Эти металлы используются в основном в электротехнической промышленности, как проводники электрического тока. Чистые металлы широко используются как компоненты (легирующие элементы) для получения сплавов. К таким металлам относятся медь, алюминий, магний, никель, титан, вольфрам, а также бериллий, германий, кремний. Наша страна имеет мощную черную и цветную металлургию, обеспечивающие потребности промышленности в металле в виде прокатной продукции. Развитие металлургии идет по пути совершенствования методов плавки и разливки металла, механизации и автоматизации производства, внедрения новых перспективных технологических процессов, обеспечивающих улучшение технико-экономических показателей и качества выпускаемой продукции.

Современное металлургическое производство и его продукция

Современное металлургическое производство представляет собой сложный комплекс различных производств, базирующийся на месторождениях руд, коксующихся углей, энергетических мощностях. Оно включает следующие комбинаты, заводы, цехи (рис. 1.1):

1) шахты и карьеры по добыче руд и каменных углей;

2) горно-обогатительные комбинаты, где подготовляют руды
к плавке, т. е. обогащают их;

3) коксохимические заводы или цехи, где осуществляют подготовку углей, их коксование и извлечение из них полезных химических продуктов:

4) энергетические цехи для получения сжатого воздуха (для дутья доменных печей), кислорода, а также очистки газов металлургических производств;

5) доменные цехи для выплавки чугуна и ферросплавов;

6) заводы для производства ферросплавов;

7)сталеплавильные цехи (конвертерные, мартеновские, электросталеплавильные) для производства стали;

8)прокатные цехи, в которых слитки стали перерабатывают в сортовой прокат - балки, рельсы, прутки, проволоку, а также лист и т. д.

Основой современной металлургии стали является двухступенчатая схема, которая состоит из доменной выплавки чугуна и различных способов его передела в сталь. При доменной плавке, осуществляемой в доменных печах, происходит избирательное восстановление железа из руды, но одновременно из руды восстанавливаются также фосфор и в небольших количествах марганец и кремний; железо науглероживается и частично насыщается серой. В результате из руды получают чугун - сплав железа с углеродом, кремнием, марганцем, серой и фосфором

Рис. 1.1. Схема современного металлургического производства

Передел чугуна в сталь производят в конвертерах, мартеновских и электрических печах. В этих агрегатах происходит избирательное окисление примесей чугуна таким образом, что в процессе плавки они переходят в шлак и газы. В результате получают сталь заданного химического состава.

Основной продукцией черной металлургии являются: 1) чугуны - передельный, используемый для передела на сталь, и литейный для производства фасонных чугунных отливок на машиностроительных заводах; основное количество (до 60 %) выплавляемого чугуна - передельный; 2) ферросплавы (сплавы железа с повышенным, содержанием марганца, кремния, ванадия, титана) для производства легированных сталей; 3) стальные слитки для производства сортового проката (рельсов, балок, прутков, полос, проволоки), а также листа, труб и т, д.; 4) стальные слитки для производства крупных кованых деталей машин (валок, роторов, турбин, дисков и т. д.), называемые кузнечными слитками.

Основной продукцией цветной металлургии являются: 1) слитки цветных металлов для сортового проката (уголков, голос, прутков и т. д.); 2) слитки, (чушки) цветных металлов для фасонных отливок на машиностроительных заводах; 3) лигатуры - сплавы цветных металлов с легирующими элементами для производства сложных легированных сплавов для фасонных отливок; 4) слитки чистых и особо чистых металлов для нужд приборостроения, электронной техники и других специальных отраслей машиностроения.

Материалы для доменного производства

Для производства чугуна, стали и цветных металлов используют руду, флюсы, топливо и огнеупорные материалы.

Руда. В природе большинство металлов находится в виде химических соединений (окислов, силикатов, карбонатов, сернистых соединений), входящих в состав различных минералов, образующих, горные породы.

Промышленной рудой называют горную породу, из которой при данном уровне развития техники целесообразно извлекать металлы или их соединения. Этот уровень определяется содержанием добываемого металла в руде. Например, для железа он составляет не менее 30 … 50 %, для меди 3 …. 5 %, для молибдена 0,005… 0,02 %.

Руда состоит из минералов, содержащих металл или его соединения, и пустой породы, в состав которой входят различные примеси. Например, железная руда содержит окислы железа Fe₃О₄, Fе₂О₃, FеСО₃, Fе₂О₃Н₂О, а также пустую породу, состоящую в основном из SiO₂, А1₂О₃, СаО, МgО. Руды обычно называют по одному или нескольким металлам, которые в них содержатся. Например, железные, медные, алюминиевые, марганцевые, медно-никелевые, железомарганцевые и т. д.

В зависимости от содержания добываемого материала, руды бывают богатые и бедные. Богатые железные руды содержат 45 … 50 % железа и более. Бедные руды (с малым содержанием добываемого металла) специально обрабатывают - обогащают. Обогащение состоит в удалении из руды части пустой породы. В результате получают концентрат - продукт с повышенным содержанием добываемого металла по сравнению с рудой. Использование концентрата позволяет улучшить технико-экономические показатели работы металлургических печей.

Железные руды содержат железо в различных соединениях.

Магнитный железняк (магнетит), содержащий магнитную окись железа Fе₃О₄, добывают в виде плотных кусковых пород (55… 60 % железа). Пустая порода - SiO₂. Наиболее крупные месторождения этой руды в нашей стране – Соколовское и Курская магнитная аномалия и др. Из стран СНГ добывают магнитный железняк в Казахстане (Сарбайское месторождение).

Красный железняк (гематит) содержит Fе₂О₃ и имеет красноватый цвет (55… 60 % Fе). В нем пустая порода содержится в виде SiO₂ и известняка СаСО₃ Крупные месторождения этой руды в нашей стране - Криворожское, Курская магнитная аномалия, Атасуйское и др.

Бурый железняк содержит гидраты окислов железа 2Fе₂О_{3 ·} ЗН₂О и Fе₂О_3·Н₂О (37….55 % Fе). Бурый железняк широко распространен в земной коре. Богатые месторождения его в нашей стране - Керченское, Аятское, Лисаковское.

Шпатовые железня к и содержат FеСО₃ (~ 30 … 40 % Fе). Богатые залежи шпатового железняка в нашей стране находятся в Бакальском месторождении. Мы располагаем богатейшими в мире месторождениями железных руд. Более 48 % мировых разведанных запасов железных руд приходится па долю бывшего СССР.

Марганцевые руды применяют для выплавки ферросплавов с 10 … 82 % Мn, а также передельных чугунов, содержащих до 1 % Мn. Марганец в рудах содержится в виде окислов и карбонатов: МnО₂, Мn₂О₃, Мn₃О₄, МnСО₃ и др. В рудах обычно содержится не более 22 … 45 % Мn. Наиболее крупные месторождения марганцевых руд в нашей стране - Чиатурское и Никопольское. По запасам марганцевых руд бывшего СССР занимает первое место в мире.

Бурый железняк (лимониты) представляет собой водную окись железа n Fe₂O₃ · mH₂O c содержанием железа Fе до 20…50 %. Из бурого железняка добывается до 3 % чугуна. Пустая порода – разнообразная по составу, содержит серу и фосфор. Чаще встречается лимонит - 2 Fe₂O₃ · 3H₂O с содержанием 57,14 железа и 25,3 % воды. Месторождение - Керченское (Крым), Лисаковское (Кустанайская область Казахстана), Алапаевское (Свердловская область).

Шпатовый железняк (сидерит) содержит железа до 30…40 % в виде карбоната FеСО₃ (углекислая соль). Сидерит разрабатывается на Бакальском меторождении в Челябинской области (г. Бакал) с середины 18 века. Разведенные запасы сидеритов 904 млн. т. (1976 г) с содержанием железа 29…33 % .

Хромовые руды используют для производства феррохрома, металлического хрома и огнеупорных материалов - хромомагнезитов. Хромовые руды содержат сложные соединения хрома - хромит (FеО, Сг₂О₃), магнохромит (Мg, Fе) Сг₂О₄ и др. В рудах обычно содержится около 40% Сг₂О₃ . Наша страна располагает богатейшими в мире запасами хромовых руд.

Комплексные руды используют для выплавки природно-легированных чугунов. Это железомарганцевые руды, содержащие, кроме железа, до 20% Мn (Атасуйское месторождение), хромоникелевые руды с 37 - 47% Fе, до 2% Сг, до 1% Ni (Халиловское месторождение), железованадиевые руды, содержащие до 0,17 - 0,35% V.

Топливо. Основными видами топлива, применяемого в металлургических печах, являются кокс, природный газ, мазут, а так - же доменный или колошниковый газ. Для доменного процесса требуется прочное, неспекающееся твердое топливо, которое служит не только горючим для нагрева шахты и ее расплавления, но и химическим реагентом для восстановления железа из руды. Естественные виды топлива не обладают необходимыми свойствами, так как они спекаются и недостаточно прочны. Поэтому для доменной плавки применяют твердое топливо - кокс. Кокс получают в коксовых печах сухой перегонкой при температуре 1000…1200 °С (без доступа воздуха) каменного угля коксующихся сортов. Для коксования используют смесь углей, взятую в определенном соотношении. В процессе коксования угольная масса размягчается и из нее начинают выделяться газообразные продукты, а затем она спекается в пористую массу. При выделении газов в процессе коксования эта масса растрескивается и распадается на куски. Газообразные продукты удаляются из печи и направляются в химическое отделение, где из них извлекают бензол, фенолы, каменноугольную смолу и другие ценные продукты. Процесс коксования длится 15 …20 ч. Затем кокс удаляют из печи и тушат водой или инертным газом. В коксе содержится 80… 88 % С; 8… 12 % золы; 2 … 5 % влаги; 0,5 … 1,8 % S; 0,02… 0,2 % Р и до 1,2 % летучих продуктов. Важными для доменной плавки показателями качества кокса являются зольность и содержание серы, которые должны быть минимальными. Сера - вредная примесь. В процессе плавки она может переходить в металл и ухудшать его свойства. Важное значение для хода плавки имеет размер кусков кокса - кусковатость. Размер кусков кокса должен быть 25 - 60 мм. Кокс должен обладать также высокой механической прочностью, чтобы не разрушаться в доменной печи под действием массы шихтовых материалов. Теплота сгорания кокса составляет обычно 29,3 МДж/кг.

При доменной плавке часть кокса заменяют природным газом, мазутом или пылевидным топливом.

Природный газ содержит 90 … 98 % углеводородов (СН₄ и С₂Н₆) и до 1 % азота. Теплота его сгорания 33 … 50 МДж/кг. Мазут - тяжелый остаток, крекинга нефти. Он содержит 84 … 88 % С, 10… 12 % Н₂, небольшое количество серы и кислорода. Эти виды топлива создают восстановительную атмосферу в доменной печи и улучшают восстановление окислов железа из руды, что приводит к экономии кокса. Кроме этого, используют доменный или колошниковый газ, который является побочным продуктом доменного процесса.

Флюсы. Пустая порода железных руд содержит окислы, температура плавления которых значительно выше развиваемых в доменной печи (А1₂О₃ – 2040 °С, СаО – 2570 °С, МgО - 2800 °С). Однако при определенном количественном соотношении этих окислов образуются легкоплавкие соединения - шлаки, имеющие температуру плавления ниже 1300 °С и обладающие хорошей текучестью при 1450 … 1600 °С. Для перевода пустой породы руды и золы кокса в шлаки требуемого химического состава с определенными химическими свойствами в доменную печь при плавке загружают флюсы. Шлаки, образующиеся в доменной печи, должны содержать определенное количество основных окислов (СаО, МgО). Это необходимо для удаления серы из металла, в который она может переходить из кокса и железной руды при плавке. Поэтому при выплавке чугуна в доменных печах в качестве флюса используют известняк СаСО₃ или доломитизированиый известняк, содержащий СаСО₃ и МgСО₃.

Рекомендуется, чтобы в шлаке отношение содержания (СаО + МgО)/(SiO₂ - А1₂О₃) 1. Обычно пустая порода руды состоит в основном из SiО₂ и А1₂О₃. Суммарное содержание этих оксидов не должно превышать 1 %.

Шлак называют кислым, если в его составе преобладают кислотные окислы (SiO₂, Р₂Оз), и основным, если в его составе преобладают основные окислы (СаО, МgО, FеO и т. д.).

При высоких температурах рабочего пространства плавильных печей шлаки могут взаимодействовать с футеровкой печи. Если в печь, выложенную огнеупорным материалом, в состав которого входят основные окислы (основная футеровка), вводить кислые флюсы, то взаимодействие шлака и огнеупорного материала футеровки печи приведет к ее разрушению. То же произойдет, если в печь, выложенную огнеупорными материалами, в состав которых входят кислотные окислы (кислая футеровка), вводить основные шлаки. Поэтому в печах с кислой футеровкой применяют кислые шлаки, а в печах с основной футеровкой - основные.

При плавке в печах с кислой футеровкой используют в качестве флюса кварцевый песок, состоящий в основном из SiO₂, а в печах с основной футеровкой - известняк (СаСО₃) или доломитизированный известняк, содержащий СаСО₃ или МgСО₃.

Шлаки, образующиеся к процессе планки в металлургических печах, играют большую роль для получения металла с требуемыми химическим составом и свойствами.

В процессе плавки в металлургической печи образуются две несмешивающиеся среды: расплавленный металл и шлак. В соответствии с законом распределения, если какое - либо вещество растворяется в двух соприкасающихся, но не смешивающихся жидкостях, то распределение вещества между этими жидкостями происходит до установления определенного соотношения, постоянного для данной температуры. Поэтому, изменяя состав шлака, можно менять соотношение между количеством примесей, входящих в состав металла и шлака, таким образом, что нежелательные примеси будут удаляться в шлак. Удаляя шлак с поверхности металла, и, наводя новый путем подачи флюса нужного состава, можно управлять процессами удаления вредных примесей из металла (серы, фосфора и т. д.). Регулирование состава шлака с помощью флюсов является одним из основных путей управления металлургическими процессами.

Огнеупорные материалы. В современных металлургических агрегатах процессы плавки происходят при высоких температурах. Поэтому внутреннюю облицовку (футеровку) металлургических печей и ковшей для разливки металла делают из огнеупорных материалов, способных выдерживать нагрузки при высоких температурах, противостоять резким изменениям температур, химическому воздействию шлака и печных газов. Огнеупорными называют материалы, способные противостоять высоким температурам, не расплавляясь при определенных условиях испытания. Огнеупорность материала определяется в °С.

Огнеупорные материалы применяют в виде кирпичей разных размеров и форм, а также порошков и растворов, необходимых для заполнения швов между кирпичами при кладке печей.

По химическим свойствам огнеупорные материалы подразделяют па кислые, основные и нейтральные. Материалы, содержащие большое количество кремнезема SiO₂, называют кислыми (динасовые, кварцеглинистые); содержащие основные окислы (СаО, Mg0) - основными (магнезитовые, магнезитохромитовые, доломитовые); содержащие большое количество Аl₂О₃ и Сг₂0₃ - нейтральными (хромомагнезитовые, высоко глиноземные, шамотные).

Если рабочее пространство плавильной печи выложено из кислых огнеупорных материалов, то печь называют кислой, а если из основных - основной.

Кварцевый песок (не менее 95 % SiO₂) - кислый огнеупорный материал. Его применяют для набивки и наварки подин кислых сталеплавильных печей. Из кварцевого песка и кварцита изготовляют динасовый кирпич, содержащий 93 … 95 %. SiO₂. Огнеупорность динаса составляет 1690…1720 °С. Этим кирпичом футеруют кислые мартеновские и электросталеплавильные печи.

Магнезитовый металлургический порош о к содержит 85…88 % МgO. Его применяют для набивки и наварки подин основных сталеплавильных печей. Из него изготовляют магнезитовый кирпич (86… 90 % МgO). Огнеупорность такого кирпича более 2000 °С. Его применяют для кладки пода и стен основных мартеновских и электросталеплавильных печей. Он обладает высокой термостойкостью. Магнезитохромитовый кирпич содержит 60 % МgО и 8 … 13 % Сг₂О₃. Обладает огнеупорностью (более 2000 °С), термостойкостью и шлакоустойчивостью. Применяется для кладки сводов мартеновских печей.

Доломитовый кирпич содержит 32 … 36 % МgО и 50 … 56 % СаО; применяют вместе с магнезитовым порошком для наварки подин и откосов основных сталеплавильных печей. Смолодоломитовый кирпич изготовляют из доломитового порошка с каменноугольной смолой, используют для футеровки кислородных конвертеров. Смолодоломитомагнезитовый кирпич содержит 32 … 50 % МgО, 38 … 54 % СаО и до 4 % SiO₂; применяют для футеровок кислородных конвертеров. Хромомагнезитовый кирпич содержит 42 % МgО и 15…20 % Сг₂О₃. Огнеупорность его более 2000 °С, применяют в мартеновских печах для кладки шлаковиков.

Шамотный кирпич - нейтральный материал. Содержит 50…. 60 % SiO₂ и 30 …. 42 % А1₂О₃. Огнеупорность его 1580 …. 1730 °С, применяют для футеровки доменных печей, воздухонагревателей, различных ковшей и т. д.

Высокоглиноземистый кирпич содержит 72 …. 95 % А1₂О₃ и имеет огнеупорность 1820 …. 1920 °С.

Углеродистый кирпич и блоки содержат до 92 % С. Обладают высокой огнеупорностью. Применяют для кладки лещади доменных печей, электролизных ванн для получения алюминия, тиглей для плавки и разливки медных сплавов.

Подготовка руд к доменной плавке

Производительность доменной печи, расход кокса и качество получаемого чугуна зависят от состава исходных материалов для плавки - железной руды, кокса и флюсов. При увеличении содержания железа в руде, применении кокса определенной и равномерной кусковатости повышается производительность доменной печи, снижается расход кокса. Установлено, что в шихтовых материалах для доменной плавки оптимальное содержание железа должно быть 60 - 61%. Однако содержание железа в добываемых рудах значительно ниже; кроме того, многие из них содержат вредные примеси, ухудшающие качество чугуна и стали, например серу, фосфор. Поэтому перед плавкой железные руды подвергают специальной подготовке, цель которой состоит в увеличении содержания железа в шихте, повышении ее однородности по кусковатости и химическому составу. Основные методы подготовки руды к плавке следующие: дробление и сортировка по крупности; обогащение; окускование. Метод подготовки добываемой руды зависит от со качества.

Дробление и сортировка руд по крупности необходимы для получения кусков руды определенной величины, оптимальной для плавки. Куски руды дробят и сортируют по крупности на специальных агрегатах – дробилках и классификаторах.

Руды обогащают для повышения содержания железа в шихте. В результате обогащения руду подразделяют на концентрат с высоким (более 60 %) содержанием железа и хвосты - отходы с небольшим содержанием металла. Способы обогащения руд основаны на использовании различия физических свойств минералов, входящих в состав руды: плотностей ее составляющие, магнитной восприимчивости, физико - химических свойств поверхностей минералов.

Промывка руды водой позволяет отделить плотные составляющие рудных минералов от пустой рыхлой породы (песка, глины).

Гравитация (отсадка) основана на отделении руды от легкой пустой породы при пропускании струи воды через дно вибрирующего сита, на котором лежит руда. При этом легкие зерна пустой породы вытесняются в верхний слой и уносятся водой, а тяжелые, содержащие рудные минералы, опускаются вниз. Применяют также гравитационное обогащение в тяжелых средах: руду погружают в жидкость, плотность которой выше плотности пустой породы. Рудный минерал осаждается на дно, а пустая порода всплывает и удаляется.

Магнитная сепарация основана на различии магнитных свойств железосодержащих минералов и частиц пустой породы. Измельченную руду подвергают действию магнита, притягивающего железосодержащие минералы, отделяя их от пустой породы. Этим способом обогащают магнетитовые руды. Для обогащения бурых железняков их подвергают магнетизирующему обжигу при 600 - 800° С в печах с слабовосстановительной атмосферой. В результате слабомагнитная окись железа Fе₂О₃ переходит в магнитную закись - окись Ге₃О₄. После такого обжига руду направляют на магнитную сепарацию.

Окускование производят для переработки концентратов, полученных после обогащения, в кусковые материалы необходимых размеров. Используют два способа окускования: агломерацию и окатывание.

Агломерация заключается в спекании шихты, состоящей из железной руды мелких фракций (40…50 %), известняка (15 … 20 %), возврата мелкого агломерата (20… 30 %), коксовой мелочи (4 … 6 %), влаги (6…9 %) на специальной машине для улучшения их металлургических свойств. Эти материалы смешиваются с измельченным твердым топливом (коксом, углем), увлажняются и подаются в агломерационную машину. Спекание выполняют на агломерационных машинах при 1300…1500 °С. В процессе спекания из руды удаляются вредные примеси (сера, частично мышьяк), карбонаты разлагаются и получается кусковой пористый офлюсованный материал - агломерат.

Агломерационная машина ленточного типа состоит из большого числа паллетспекательных тележек с отверстиями в днище, двигающихся по направляющим рельсам (рис. 1.2). В загруженной паллете после зажигания газовыми горелками начинается горение топлива, причем фронт горения распространяется сверху вниз. Воздух просасывается сквозь пой шихты благодаря действию специальных вакуумных устройств, называемых эксгаустерами. Температура в слое шихты достигает 1300…1600 °С.

В результате восстановления оксидов железа в присутствии кремнезема образуется фаялит Fе₂SiO₄ по реакции

2Fе₃0₄ + 3Si0₂ + 2СО = ЗFе₂SiO₄ + 2СO₂.

В зоне горения фаялит, имеющий температуру плавления 1209 °С, плавится и смачивает зерна шихты, благодаря чему при охлаждении образуется твердая пористая масса — агломерат. Агломерат имеет высокую пористость (до 50 %) и хорошую восстановимость. Кроме того, в процессе спекания почти полностью выжигается сера, которая удаляется в виде сернистого газа. В металлургии обычно используют офлюсованный агломерат, для чего в шихту дополнительно вводят известняк.

Окатывание применяют для обработки тонко измельченных концентратов. Шихта, состоящая из измельченных концентратов, флюса, топлива, увлажняется и при обработке во вращающихся барабанах, тарельчатых чашах (грануляторах) приобретает форму шариков-окатышей диаметром до 30 мм. Окатыши высушивают и обжигают при 1200…1350 °С на специальных машинах (рис. 1.3).

После обжига окатыши приобретают высокую прочность при достаточной пористости. Использование агломерата и окатышей исключает отдельную подачу флюса - известняка в доменную печь при плавке, так как флюс в необходимом количестве входит в их состав. Это улучшает работу доменной печи, повышает ее производительность, снижает расход кокса. Шихта состоит из тонкоизмельченного концентрата (меньше 0,5 мм), из известняка (флюса) и возврата (отбракованных окатышей). Для лучшего окатывания шихту увлажняют (8…10 %) и в ее состав добавляют связующее – бентонитовую глину (до 1,5 %). Образование окатышей диаметром 25…30 мм происходит в грануляторе – вращающейся со скоростью 6…9 об/мин неглубокой чаше. Далее окатыши подвергают сушке при температуре 200…400 °С, а затем обжигу при 1300…1400 °С, после чего они приобретают высокую прочность.

Выплавка чугуна

Чугун выплавляют в вертикальных печах шахтного типа - доменных почах. Сущность процесса получения чугуна в доменных печах заключается в восстановлении окислов железа, входящих в состав руды, которую загружают в печь, окисью углерода, водородом и твердым углеродом, выделяющимися при сгорании топлива в печи.

Устройство и работа доменной печи. Полезная высота доменной печи достигает до 80 м /Солнцев, с. 16/, или примерно в 2,5… 3 раза больше диаметра. Рабочее пространство печи включает колошник 6, шахту 5, распар 4, заплечики 3, горн 1, лещадь 15. В верхней части колошника находится засыпной аппарат 8, через который в печь загружают шихту (офлюсованный агломерат и окатыши).

Стенки печи выкладывают из огнеупорных материалов — в основном из шамота. Нижнюю часть горна и его основание (лещадь) выполняют из особо огнеупорных материалов — углеродистых (графитизированных) блоков. Для повышения стойкости огнеупорной кладки в ней устанавливают (примерно на ³Д высоты печи) металлические холодильники, по которым циркулирует вода. Для уменьшения расхода воды (для крупных печей расход воды до 70000 м³ в сутки) применяют испарительное охлаждение, основанное на том, что поглощаемое тепло используется для парообразования.

Кладка печи снаружи заключена в стальной кожух толщиной до 40 мм. Для уменьшения нагрузки на нижнюю часть печи ее верхнюю часть (шахту) сооружают на стальном кольце, опирающемся на колонны. Доменная печь (рис. 1.4) имеет стальной кожух, выложенный изнутри огнеупорным шамотным кирпичом.

Схема работы доменного цеха современного металлургического завода приведена на рис. 1.5.

Шихтовые материалы поступают в бункера, расположенные на рудном дворе: офлюсованный агломерат- с агломерационной фабрики, а кокс - от коксовых батарей коксохимического завода. Из бункеров шихтовые материалы подаются в вагон-весы 1, на которых взвешивают определенные порции шихты. Из вагона-весов кокс и агломерат передаются в вагонетку 3 скипового подъемника. Скиповой подъемник представляет собой наклонный рельсовый мост, по которому движутся две вагонетки. Скип поднимается стальным канатом до верхней точки рельсового моста и опрокидывается. Через загрузочное устройство (засыпной аппарат) 4 шихта попадает в доменную печь (см. рис. 1.5). Печь состоит из колошника 5, шахты б, распара 7, заплечиков 8 и горна 9.

Две скиповые вагонетки с помощью лебедки передвигаются по наклонному мосту 12 (см. рис. 1.4) к засыпному аппарату 8 и, опрокидываясь, высыпают шихту в приемную воронку 7 распределителя шихты. При опускании малого конуса 10 засыпного аппарата шихта попадает в чашу 11 а при опускании большого конуса 13 - в доменную печь. Такая последовательность работы механизмов засыпного аппарата необходима для предотвращения выхода газов из доменной печи в атмосферу.

Рис. 1.4. Схема устройства доменной печи и воздухонагревателя

Для равномерного распределения шихты в доменной печи малый конус и приемная воронка после загрузки очередной порции материалов поворачиваются на угол, кратный 60°. Все механизмы засыпного аппарата и скипового подъемника Агломерат, руду, флюс и кокс, поступающие в печь в определенном соотношении, называют шихтой.

Доменные печи, как и все шахтные печи, работают по принципу противотока. Сверху сходят шихтовые материалы, а снизу им навстречу движутся газы, образующиеся в процессе горения топлива.

Рис. 1.5. Схема работы доменного цеха

В процессе работы печи шихтовые материалы постепенно опускаются вниз, а через загрузочное устройство в печь подаются новые порции шихтовых материалов в таком количестве, чтобы весь полезный объем печи был заполнен.

Полезный объем печи - это объем, занимаемый шихтой от лещади до нижней кромки большого конуса засыпного аппарата при его опускании. Современные доменные печи имеют полезный объем 2000…5000 м³ Полезная высота доменной печи достигает 35 м. В верхней части горна находятся фурменные устройства 14 через которые в печь поступают нагретый воздух, необходимый для горения кокса, и газообразное топливо, в некоторых случаях жидкое или пылевидное топливо. Предварительный нагрев воздуха необходим для уменьшения потерь теплоты в печи. Воздух поступает в доменную печь из воздухонагревателей. Для нагрева воздуха применяют воздухонагреватели регенеративного типа. Внутри воздухонагревателя (рис. 1.4, справа) имеется камера сгорания 2 и насадка 4 занимающая основной объем воздухонагревателя. Насадка выложена из огнеупорных кирпичей 3 так, что между ними образуются вертикальные каналы. В нижнюю часть камеры сгорания к горелке 1 подается очищенный от пыли колошниковый газ, который сгорает и образует горячие газы. Горячие газы, проходя через насадку, нагревают ее и удаляются из воздухонагревателя через дымовую трубу. Затем подача газа к горелке прекращается, и по трубопроводу через насадку пропускается холодный воздух, подаваемый турбовоз-духодувной машиной. Доменная печь имеет несколько воздухонагревателей: в то время как в одних насадка нагревается горячими газами, в других она отдает теплоту холодному воздуху, нагревая его. По охлаждении нагретой насадки воздухом нагреватели переключаются. Воздух, проходя через насадку воздухо - нагревателя, нагревается до 1000…1200 °С и поступает к фурменному устройству 14 доменной печи (см. рис. II.2), а оттуда в ее рабочее пространство.

Горение топлива. Вблизи фурм 2 (см. рис. 1.4) углерод кокса, взаимодействуя с кислородом воздуха, сгорает:

С + О₂ = СО₂ + 393,51 кДж.

При высоких температурах и в присутствии твердого углерода кокса двуокись углерода неустойчива и частично переходит и окись углерода;

СО₂ + С = 2СО - 171,88 кДж.

Одновременно, на некотором расстоянии от фурм, идет реакция неполного горения углерода кокса:

С - ¹/₂О₂ = СО + 110,5 к Дж.

В результате горения кокса в доменной печи выделяется теплота и образуется газовый поток, содержащий СО, СО₂ и другие газы. При этом в печи немного выше уровня фурм температура становится более 2000° С. Горячие газы, поднимаясь вверх, отдают свою теплоту шихтовым материалам и нагревают их, охлаждаясь до 400…300 °С у колошника. В зоне печи, где температура газон достигает 700 … 450 °С, часть окиси углерода разлагается с образованием сажистого углерода, оседающего на шихтовых материалах:

2СО = СО₂ + С↓

Остальная часть газа, состоящего в основном из СО, СО₂, N₂, Н₂, СН₄ (колошниковый газ), отводится из печи по трубам и после очистки используется как топливо для воздухонагревателей.

Шихтовые материалы (агломерат, кокс) опускаются навстречу потоку газов и нагреваются. В результате в них происходит целый ряд химических превращений: удаляется влага, из топлива выделяются летучие вещества, а при прогреве шихты до температуры ~ 570 °С начинается основной процесс - восстановление окислов железа, содержащихся в агломерате.

Восстановление окислов железа в доменной печи

Этот процесс протекает в результате взаимодействия окислов железа с окисью углерода и твердым углеродом кокса, а также водородом. Восстановление твердым углеродом называют прямым, а газами - косвенным.

При температурах до 570 °С восстановление окиси железа протекает по реакциям

ЗFe₂О₃ + СО = 2Ге₃О₄ + СО₂;

Fе₃О₄ + 4СО = ЗFе + 4СО₂.

При более высоких температурах (750…900 °С) окислы железа восстанавливаются наиболее интенсивно:

ЗFе₂Оз + СО = 2Fе₃О₄ + СО₂;

Fе₃О₄ + СО = ЗFеО + СО₂;

FeО+СО = Fе + СО₂.

При этих температурах из руды, находящейся в нижней зоне шахты доменной печи, образуется твердое губчатое железо. Некоторая часть закиси железа опускается до уровня распара и заплечиков, где восстанавливается твердым углеродом кокса в результате двух одновременно протекающих реакций:

СО₂ + С = 2СО;

FеО + СО = Fе + СО₃

FеО + C = Fe + CO

В реакциях восстановления железа участвуют также сажистый углерод и водород, особенно при введении в доменную печь природного газа.

По мере опускания шихта достигает зоны в печи, где температура составляет 1000 … 1100 °С. При этих температурах восстановленное из руды твердое железо, взаимодействуя с окисью углерода, коксом и сажистым углеродом, интенсивно науглероживается благодаря способности железа в твердом состоянии растворять углерод:

ЗFе + 2СО = Ге₃С + СО₂;

ЗFe + С = Fе₃С.

При насыщении углеродом температура плавления железа понижается и на уровне распара и заплечиков оно расплавляется. Капли железоуглеродистого сплава, протекая по кускам кокса, дополнительно насыщаются углеродом (до 4 % и более), марганцем, кремнием, фосфором, которые восстанавливаются из руды, а также серой, содержащейся в коксе. Эти процессы протекают следующим образом.

Марганец содержится в руде в виде МnО₂, Мn₂О₃, Мп₃О₄. Эти соединения легко восстанавливаются до МnО. При температуре более 1000 °С часть МnО восстанавливается твердым углеродом по реакциям

МnО+СО = Мn + СО₂;

СО₂ + С=2СО

МnО + С = Мn + СО

Одновременно марганец взаимодействует с твердым углеродом и образует карбид Мn₃С, повышая содержание углерода в сплаве. Другая часть МnО входит в состав шлака.

Кремний, содержащийся в пустой породе руды в виде SiO₂, температуре выше 1100 ⁰С также частично восстанавливается твердым углеродом:

SiO₂ + С = SiO + СО;

SiO + С = Si + СО

SiO₂ + 2С = Si + 2СО

Образовавшийся кремний растворяется в железе. Другая часть SiO₂ также входит в состав шлака.

Фосфор содержится в рудо в виде соединений (FеО)₃Р₂О₅и (СаО)₃Р₂О₅. Частично фосфат железа восстанавливается окисью углерода:

2Fе₃ (РО₄)₂ + 16СО = 2Fе₃Р + 2Р + 16СО₂.

При температурах более 1000° С восстановление идет за счет твердого углерода:

2Fе₃(РО₄)₂ + 16С = ЗFе₃Р + 2Р + 16СО.

При температурах выше 1300 °С фосфор восстанавливается из фосфата кальция:

(СаО)₃Р₂О₅ + 5С = ЗСаО + 2Р + 5СО.

Образовавшийся фосфид железа (Fе₃Р) и фосфор полностью растворяются в железе и входят в состав чугуна.

Сера присутствует в коксе и руде в виде органической серы и соединений FeS₂, FеS, СаSО₄. Сера летуча и поэтому часть ее удаляется с газом при нагреве шихты в печи. Сера из кокса окисляется у фурм кислородом дутья до SО₂ и, поднимаясь с газами, восстанавливается твердым углеродом:

SО₂₊2С = S + 2СО.

При этом часть серы в виде 8 и Ге8 растворяется в чугуне. Сера является вредной примесью и ухудшает качество чугуна. Для удаления серы стремятся повысить содержание СаО в шлаке. При этом часть серы в виде Са8 удаляется в шлак по реакциям

FеS + СаО=СаS + FеО,

FеО + С = Fе + СО.

Таким образом, в результате процессов восстановления окислов железа, части окислов марганца и кремния, фосфатов и сернистых соединений, растворения в железе С, Мn, Si, Р, S в печи образуется чугун. В нижней части печи образуется шлак в результате сплавления окислов пустой породы руды, флюсов и золы топлива. В условиях доменного процесса окислы Аl₂О₃, СаО, МgО, содержащиеся в пустой породе руды, полностью переходят в шлак. В шлаке содержится также часть невосстановившихся окислов SiO₂, МnО, FеО и СаS. Шлак образуется постепенно, его состав изменяется по мере отекания в гори_; где он скапливается на поверхности жидкого чугуна благодаря меньшей плотности. Состав шлака зависит от состава применяющихся шихтовых материалов и выплавляемого чугуна.

По мере скопления чугуна и шлака их выпускают из печи. Чугун выпускают через 3 … 4 ч, а шлак через 1,0 … 1,5 ч. Чугун выпускают через чугунную летку 16 (см. рис. 1.4, отверстие в кладке, расположенное выше лещади), а шлак - через шлаковую летку 17. Чугунную летку открывают бурильной машиной, а после выпуска чугуна закрывают огнеупорной массой. Чугун и шлак сливают по желобам, проложенным по литейному двору, в чугуновозные ковши и шлаковозные чаши, установленные на железнодорожных платформах. Емкость чугуновозных ковшей 90…140 т. В них чугун транспортируют в кислородно-конвертерные или мартеновские цехи для передела в сталь. Чугун, не используемый в жидком виде, поступает на разливочные машины. Из ковша чугун через передаточный желоб заполняет металлические формы-изложницы разливочной машины и затвердевает в них в виде чушек-слитков массой 45 кг.

Часто жидкий шлак из доменной печи не сливают в шлаковозные чаши, а для удобства дальнейшего использования подвергают мокрой грануляции: на него направляют струю воды, сод действием которой он рассыпается на мелкие гранулы.

Продукты доменной плавки. В доменных печах получают два жидких продукта - чугун и шлак, а также колошниковый газ.

Чугун - основной продукт доменной плавки. В доменных печах получают чугун различного химического состава в зависимости от его назначения.

Передельный чугун выплавляют для передела его в сталь в конвертерах или мартеновских печах. Он содержит 4,0…4,4 % С; до 0,6…0,8 % Si; до 0,25 … 1,0 % Мn; 0,15 … 0,3 % Р и 0,03 … 0,07 % S. Передельный чугун некоторых марок, предназначенный для передела в сталь в конвертерах, имеет пониженное содержание фосфора (до 0,07 %).

Литейный чугун используют для переплава его на машиностроительных заводах при производстве фасонных отливок. Он содержит повышенное количество кремния (до 2,75 … 3,25 %). Кроме чугуна, в доменной печи выплавляют ферросплавы.

Доменные ферросплавы - сплавы железа с кремнием, марганцем и другими металлами. Их применяют для раскисления и легирования стали. К ним относятся: доменный ферросилиций с 9…13 % Si и до 3 % Мn; доменный ферромарганец с 70… 75 % Мn и до 2 % Si; зеркальный чугун с 10 … 25 % Мn и до 2 % Si.

Побочными продуктами доменной плавки являются шлак и колошниковый газ, также используемые в производстве. Из шлака производят шлаковату, шлакоблоки, цемент, а колошниковый газ после очистки от пыли используют как топливо для нагрева воздуха, вдуваемого в доменную печь, а также в цехах металлургических заводов.

Важнейшие технико-экономические показатели. Такими показателями работы доменных печей являются коэффициент использования полезного объема доменной печи (К. И. II. О) и удельный расход кокса. Коэффициент использования полезного объема печи (К. И. П. О. в м³/т) определяется как отношение полезного объема печи V (в м³) к ее среднесуточной производительности Р и тоннах выплавленного передельного чугуна.

К. И. П. O. = V/P

Чем выше производительность доменной печи, тем ниже К. И. П. О., который для большинства доменных печей в нашей стране составляет 0,5 … 0,7.

Удельный расход кокса K - отношение расхода А кокса за сутки к количеству Р в тоннах передельного чугуна, выплавленного за то же время:

В нашей стране удельный расход кокса в доменных печах составляет 0,5 … 0,7; он является важным показателем работы доменной печи, так как стоимость кокса составляет более 50 % общей стоимости чугуна.

Улучшение технико-экономических показателей работы доменных печей является одной из важнейших задач металлургического производства. Эта задача решается повышением производительности доменных печей путем улучшения их конструкций, способов подготовки шихты, интенсификации доменного процесса.

Основным направлением в развитии современного доменного процесса является увеличение полезного объема доменных печей. Практика показывает, что с увеличением объема печей улучшаются технико-экономические показатели их работы. Поэтому у нас в России эксплуатируют доменные печи объемом 2300 и 2700 м³ и вводят в строй доменные печи объемом 5000 м³. Такие печи выплавляют в сутки более 10 000 т чугуна.

Улучшение подготовки шихтовых материалов - обогащение руд, применение при плавке офлюсованного агломерата и окатышей обеспечивает прирост выплавки чугуна и снижает расход кокса. Например, увеличение содержания железа в шихте на 1 % дает прирост выплавки чугуна на 3 % и снижает расход кокса на 1,5…2,0 %; применение агломерата повышает производительность печей на 10…15 %, а замена агломерата окатышами снижает расход топлива и дополнительно увеличивает выплавку чугуна еще на 5 … 8 %. Вместе с тем повышение производительности доменных печей достигается интенсификацией процесса плавки за счет следующего:

1) повышения давления газа на колошнике до 0,18 МН м², в результате чего снижается скорость их движения а шахте доменной печи, улучшаются условия восстановления железа, снижается расход кокса и уменьшается вынос колошниковой пыли:

2) обогащения дутья кислородом, благодаря чему повышается интенсивность горения кокса, повышается температура в горне доменной печи, ускоряются процессы восстановления кремния и марганца, что особенно важно при выплавке доменных ферросплавов и литейных чугунов;

3) вдувания в горн природного газа и угольной пыли, что позволяет снизить расход кокса на 10 - 15%, увеличить производительность печей на 2 - 3% за счет повышения восстановительной способности газов.

Производство стали

Стали — железоуглеродистые сплавы, содержащие практически до 1,5 % углерода. Кроме углерода, сталь всегда содержит в небольших количествах постоянные примеси: марганец (до 0,8 %), кремний (до 0,4 %), фосфор (до 0,07 %), серу (до 0,06 %), что связано с особенностями технологии ее выплавки. В технике широко применяют также легированные стали, в состав которых для улучшения качества дополнительно вводят хром, никель и другие элементы. Существует свыше 1500 марок углеродистых и легированных сталей — конструкционных, инструментальных, нержавеющих и т. д.

Современные способы получения стали /4 - Кнорозов 1978, с. 40/

Для массового производства стали в современной металлургии основными исходными материалами являются передельный чугун и стальной скрап (лом). По химическому составу сталь отличается от передельного чугуна меньшим содержанием углерода, марганца, кремния и других элементов. Поэтому выплавка стали — передел чугуна (или же чугуна и скрапа) в сталь — сводится к проведению окислительной плавки для удаления избытка углерода, марганца и других примесей. При выплавке легированных сталей в их состав вводят соответствующие элементы.

Первыми способами получения стали из чугуна были кричный способ (XII—XIII вв.) и затем пудлинговый способ (конец XVIII в.). Продуктом плавки были крицы — небольшие куски — комья сварившихся между собой зерен металла. Получение плотного металла — сварочного железа — происходило при последующей ковке или прокатке. Во второй половине XIX в. появились и получили наибольшее развитие высокопроизводительные способы: бессемеровский (1856 г.) и томасовский процессы (1878 г.). Их недостатками являются, невысокое качество стали и ограниченность сырьевой базы, так как можно было использовать лишь некоторые чугуны (с определенным содержанием Si, S, Р). Поэтому примерно с начала нынешнего столетия основную массу стали выплавляли мартеновским способом (появился в 1864 г.) — менее производительным, но позволяющим выплавлять более качественную сталь. Кроме того, для выплавки мартеновской стали, используется наиболее распространенный чугун (непригодный для бессемеровского и томасовского передела) и огромное количество вторичного металла — стального скрапа.

В 50-х годах XX в. появился новый, прогрессивный способ выплавки стали — кислородно-конверторный процесс. Благодаря значительным технико-экономическим преимуществам этот способ быстро получил очень широкое применение, вытесняя мартеновский способ в массовом производстве стали.

В настоящее время в мировом производстве около 40 % стали выплавляют кислородно-конверторным способом и около 40 % мартеновским способом; при этом за последнее время доля кислородно-конверторной стали непрерывно возрастает, а доля мартеновской стали сокращается.

Выплавка качественных сталей в электрических дуговых и индукционных печах началась в конце XIX- начале XX вв. Электросталь стоит дороже, но превосходит по качеству кислородно-конверторную и мартеновскую сталь; ее производство – около 20 % от всей массы стали – непрерывно возрастает. В связи с возрастающими требованиями к стали все большее применение получает внепечное ваккумирование, рафинирование синтетическими шлаками в ковше и другие новые прогрессивные технологические способы.

Сталь особо высокого качества выплавляют в вакуумных электрических печах, а также путем электрошлакового, плазменного переплава и других новейших методов.

Сущность процесса получения стали. Основными исходными материалами для производства стали являются передельный чугун и стальной лом (скрап). Сравнения химических составов передельного чугуна и стали показывает, что содержание углерода и примесей в стали существенно ниже, чем в чугуне (

Таким образом, для передела чугуна в сталь необходимо снизить содержание углерода и примесей. Поэтому сущностью любого металлургического передела чугуна в сталь является снижение содержания углерода и примесей путем их избирательного окисления и перевода в шлак и газы в процессе плавки. В результате окислительных реакций, осуществляемых на первом этапе передела чугуна в сталь, углерод соединяется с кислородом, образуя СО, который удаляется в атмосферу печи. Кремний, марганец, фосфор, сера образуют окислы или другие соединения, нерастворимые или малорастворимые в металле (SiO₂, МnО, СаS и др.), которые в процессе плавки частично удаляются в шлак.

Однако в полной мере окислить примеси не удается, так как, несмотря на их значительно большее сродство к кислороду, чем у железа, по мере снижения содержания примесей в соответствии с законом действующих масс начинает окисляться железо. Окислы железа растворяются в железе, насыщая металл кислородом. Сталь, содержащая кислород, непригодна для обработки давлением - ковки, прокатки, так как в ней образуются трещины при деформации в нагретом состоянии.

Для уменьшения содержания кислорода в стали в процессе плавки ее раскисляют, т. е. вводят в нее элементы с большим сродством к кислороду, чем у железа. Взаимодействуя с кислородом стали, эти элементы образуют нерастворимые окислы, частично всплывающие в шлак. Для раскисления стали используют ферросплавы - ферросилиций, ферромарганец, а также алюминий. Раскисление является завершающим этапом выплавки стали.

Чугун переделывают в сталь в различных по принципу действия металлургических агрегатах. Основными их них являются кислородные конвертеры, мартеновские печи и другие электропечи. В 1974г. мировое производство стали составило около 700 млн.т в год. В нашей стране в 1975г. Около половины всего объема стали выплавлено в мартеновских печах, около трети в кислородных конвертерах и остальное в дуговых электропечах. Соотношение между способами производства стали непрерывно изменяется. Объем производства стали, выплавляемой в высокопроизводительных агрегатах- кислородных конвертерах и крупных электропечах, возрастает. А стали, выплавляемой в мартеновских печах, постепенно уменьшается.

Производство стали в конвертерах

Сущность кислородно-конверторного процесса заключается в том, что налитый в плавильный агрегат (конвертор) расплавленный чугун продувают струей кислорода сверху. Углерод, кремний и другие примеси окисляются и тем самым чугун переделывается в сталь.

Первые опыты по разработке этого способа осуществил в 1933— 1934 гг. А. И. Мозговой. В промышленности кислородно-конверторный передел впервые накали применять в 1952—1953 гг. на заводах Австрии в Линце и Донавице. Благодаря технико-экономическим преимуществам этот способ получил очень быстрое и широкое распространение и является основным направлением развития в массовом производстве стали. Доля кислородно-конверторной стали, составляла в 1960 г. около 4 %, в 1965 г. — около 25 %, в настоящее время — около 4 % мировой выплавки стали.

Кислородно-конвертерный процесс. Это выплавка стали из жидкого чугуна в конвертере с основной футеровкой и продувкой кислородом сверху через водоохлаждаемую фурму.

Кислородный конвертер. Устройство кислородного конвертора показано на рис. 1.6. Его грушевидный корпус (кожух) 3 сварен из листовой стали толщиной до 110 мм; внутри он футерован основными огнеупорными материалами 4 общей толщиной до 1000 мм, емкостью 130…350 т жидкого чугуна.

В процессе работы конвертер можно поворачивать на цапфах 5 вокруг горизонтальной оси на 360°для завалки скрапа, заливки чугуна, слива стали, шлака и т.д. Во время продувки чугуна кислородом конвертер находится в вертикальном положении. Кислород в конвертер (9…14 ат) подают с помощью водоохлаждаемой фурмы 1, которую вводят в конвертер через его горловину 2. Фурму устанавливают строго вертикально по оси конвертера. Ее поднимают специальным механизмом, сблокированным с механизмом вращения конвертера так, что конвертер нельзя повернуть, пока из него не удалена фурма.

Шихтовые материалы. Такими материалами для кислородно-конвертерного процесса являются жидкий передельный чугун, стальной лом, известь, железная руда , боксит, плавиковый шпат. Чугун для переработки в кислородных конвертерах должен содержать 3,7…4,4 % С; 0,7…1,1 % Mn; 0,4…0,8 % Si; 0,03…0,08 % S; <0,15…0,3 % Р. Известь необходима для наводки шлака. Она должна содержать более 90 % СаО и минимальное количество SiO₂и серы. Боксит и плавиковый шпат применяют для разжижения шлака.

Технология плавки. После выпуска очередной плавки конвертер наклоняют и через горловину с помощью завалочных машин загружают скрапом. Затем в конвертер заливают чугун при температуре 1250…1400 °С из чугуновозных ковшей. После этого конвертер поворачивают в вертикальное положение, внутрь его вводят кислородную фурму и подают кислород. Одновременно с началом продувки в конвертер загружают шлакооборазующиеся материалы (известь, боксит, железную руду).

Расстояние головки фурмы от уровня металла в конвертере 0,7…0,3 м, в зависимости от емкости конвертера. Струи кислорода, поступающие под большим давлением в конвертер, проникают в металл, вызывают его циркуляцию в конвертере и перемешивание со шлаком. Благодаря интенсивному окислению примесей чугуна при взаимодействии с кислородом в зоне под фурмой температура достигает 2400 °С.

Окислительный период. В кислородном конвертере составляющие чугуна окисляются газообразным кислородом закиси железа (FeO), растворяющимся в металле и шлаке при продувке. В зоне контакта кислородной струи с чугуном в первую очередь окисляется железо, так как его концентрация во много раз выше концентрации примесей:

Fe+1/2O₂=FeO.

Закись железа растворяется в шлаке и металле, обогащая металл кислородом: FeO=Fe + O.

Окисление примесей чугуна кислородом, растворенным в металле, происходит по реакциям

Si+2O=SiO₂;

Mn+O=MnO;

C+O=CO.

Часть примесей окисляется на границе металл- шлак окислами железа, содержащимися в шлаке:

Si+2FeO= SiO₂+Fe;

Mn+Feo=MnO+Fe;

C+FeO=CO+Fe.

В кислородном конвертере благодаря присутствию шлаков с большим содержанием CaO и Fe, интенсивному перемешиванию металла и шлака легко удаляется из металла фосфор:

2P+5FeO+4CaO= (CaO)₄P₂O₅+5Fe.

Образовавшийся фосфат кальция удаляется в шлак. В чугунах перерабатываемых в конвертерах, должно быть не более 0,15 % Р. При повышенном (до 0,3 %) содержании фосфора необходимо для более полного его удаления производить промежуточный слив шлака и наводить новый, что снижает производительность конвертера.

Рис 1.7. Последовательность технологических операций при выплавке стали в кислородных конвертерах: а - загрузка скрапа; б- заливка жидкого чугуна; в- продувка кислородом; г- выпуск стали в ковш; д- слив шлака в шлаковую чашу

Удаление серы из металла происходит по реакции

FeS+CaO=CaS+FeO.

Вместе с тем высокое содержание в шлаке (до 7…20 %) затрудняет протекание реакции удаления серы из металла. Поэтому для передела в сталь в кислородных конвертерах применяют чугун с ограниченным содержанием серы (до 0,07 %).

Подачу кислорода заканчивают в момент, когда содержание углерода в металле соответствует заданному содержанию в стали. Для этого осуществляют автоматический контроль химического состава металл по ходу плавки с использованием ЭВМ. После этого конвертер поворачивают и производят выпуск стали в ковш.

Раскиление стали. Прим выпуске стали из конвертера в ковш ее раскисляют вначале ферромарганцем, затем ферросилицием и алюминием. Затем из конвертера сливают шлак.

В кислородных конвертерах трудно выплавлять легированные стали, содержащие легкоокисляющие легирующие элементы. Поэтому в кислородных конвертерах выплавляют низколегированные стали, содержащие до 2…3 % легирующих элементов. Легирующие элементы вводят в ковш, предварительно расплавив их в электропечи, или легирующие ферросплавы вводят в ковш перед выпуском в него стали. Окисление примесей чугуна в кислородном конвертере протекает очень быстро: плавка в конвертерах емкостью 130…300 т заканчивается через 20…25 мин. Поэтому кислородно - конвертерный процесс производительнее плавки стали в мартеновских печах: производительность конвертера емкостью 300 т достигает 400…500 т/ч стали, а мартеновских печей и электропечей- не более 80 т/ч. Вследствие этого производство стали в нашей стране в основном увеличивается за счет ввода в строй новых кислородно-конвертерных цехов.

Производство стали в мартеновских печах

Устройство и работа мартеновской печи

Мартеновская печь (рис. 1.8) — это пламенная отражательная регенеративная печь. Она имеет рабочее плавильное пространство, ограниченное снизу подиной 12, сверху сводом 7, а с боков передней 5 и задней 10 стенками.

Рис. 1.8. Схема мартеновской печи

Подина имеет форму ванны с откосами по направлению к стенкам печи. Футеровка печи может быть основной и кислой. Если в процессе плавки стали в шлаке преобладают кислотные окислы, процесс называется кислым мартеновским процессом, а если преобладают основные окислы — основным. При высоких температурах шлаки могут взаимодействовать с футеровкой печи, разрушая ее. Для уменьшения этого взаимодействия необходимо, чтобы при кислом процессе футеровка печи была кислой, а при основном — основной. Футеровку кислой мартеновской печи изготовляют из динасового кирпича, а верхний рабочий слой подины набивают из кварцевого песка. Футеровку основной мартеновской печи выполняют из магнезитового кирпича, на который набивают магнезитовый порошок. Свод мартеновской печи не соприкасается со шлаком, поэтому его делают из динасового или магнезитохромитового кирпича независимо от типа процесса, осуществляемого в печи. В передней стенке печи находятся загрузочные окна 4 для подачи шихтовых материалов (металлической шихты, флюса) в печь. В задней стенке печи расположено сталевыпускное отверстие 9 для выпуска готовой стали.

Размеры плавильного пространства зависят от емкости печи. В нашей стране работают мартеновские печи емкостью 20…900 т жидкой стали. Важной характеристикой рабочего пространства является площадь пода печи, которую условно подсчитывают на уровне порогов загрузочных окон. Например, для печи емкостью 900 т площадь пода составляет 115 м². С обоих торцов плавильного пространства расположены головки печи 2. Головки печи служат для смешивания топлива с воздухом и подачи этой смеси в плавильное пространство. В качестве топлива в мартеновских печах используют природный газ или мазут.Для подогрева воздуха при работе на газообразном топливе печь имеет два регенератора 1. Регенератор представляет собой камеру, в которой размещена насадка — огнеупорный кирпич, выложенный в клетку. Температура отходящих из печи газов 1500…1000 °С. Попадая в регенераторы, они нагревают насадку до 1250…1280 °С, а охлажденные до 500…600 °С газы уходят из печи через дымовую трубу. Затем через один из регенераторов, например правый, в печь подают воздух, который, проходя через насадку, нагревается до 1100…1200 °С. Нагретый воздух поступает в головку печи, где смешивается с топливом; на выходе из головки образуется факел 7, направленный на шихту 6. Отходящие газы проходят через противоположную головку (правую), очистные устройства (шлаковики) для отделения мелких частиц шлака и пыли, уносимых из печи потоком газов, и направляются во второй (левый) регенератор, нагревая его насадку. Охлажденные газы покидают печь через дымовую трубу 8 высотой до 120 м. После охлаждения насадки правого регенератора до определенной температуры происходит автоматическое переключение клапанов, и поток газов в печи изменяет направление: через нагретый левый регенератор и головку в печь поступает воздух, а правый нагревается теплотой отходящих газов.

Температура факела пламени достигает 1750…1800 °С. Факел нагревает рабочее пространство печи и шихту. Факел имеет окислительный характер, что создает условия для окисления примесей шихты на протяжении всей плавки.

Разновидности мартеновского процесса. При плавке в мартеновских печах составляющими металлической шихты могут быть стальной скрап, жидкий и твердый чугуны. В зависимости от состава металлической шихты, используемой при плавке, различают следующие разновидности мартеновского процесса:

1) скрап-процесс, при котором основной частью шихты является стальной скрап; применяют на металлургических заводах, где нет доменных печей, но расположенных в крупных промышленных центрах, где много металлолома; кроме скрапа в состав шихты входит 25…46 % чушкового передельного чугуна;

2) скрап-рудный процесс, при котором основная часть шихты состоит из жидкого чугуна (55…75 %), а твердая составляющая шихты — скрап и железная руда; этот процесс чаще применяют на металлургических заводах, имеющих доменные печи.

Наибольшее количество стали получают в мартеновских печах с основной футеровкой, так как в этом случае возможно переделывать в сталь различные шихтовые материалы, в том числе и с повышенным содержанием фосфора и серы. При этом используют обычно скрап-рудный процесс, как наиболее экономичный.

Кислым мартеновским процессом выплавляют качественные стали. Стали, выплавляемые в кислых мартеновских печах, содержат значительно меньшее количество растворенных газов (водорода и кислорода), неметаллических включений, чем сталь, выплавленная в основной печи. Поскольку в печах с кислой футеровкой нельзя навести основный шлак, способствующий удалению фосфора и серы, то при плавке в кислой печи применяют металлическую шихту с низким содержанием этих составляющих. Благодаря этому кислая сталь имеет более высокие показатели механических свойств, особенно ударной вязкости и пластичности, и ее используют для ответственных деталей: коленчатых валов крупных двигателей, роторов мощных турбин, шарикоподшипников, стволов орудий и т. д.

Плавка стали скрап-рудным процессом в основной мартеновской печи происходит следующим образом. После осмотра и ремонта пода печи с помощью завалочной машины загружают железную руду и известняк и после их прогрева подают скрап. По окончании прогрева скрапа в печь заливают жидкий чугун, который, проходя через слой скрапа, взаимодействует с железной рудой. В период плавления за счет окислов железа руды и скрапа интенсивно окисляются примеси чугуна:

2Fe₂O₃+3Si=3SiO₂+4Fe;

2Fe₂O₃+3Mn=3MnO+2Fe;

5Fe₂O₃+6P=3Р₂O₅+10Fe;

Fe₂O₃+3C=3CO+2Fe

Окислы SiO₂, MnO, Р₂O₅, а также CaO без извести образуют шлак с высоким содержанием MnO и FeO, а выделяющаяся окись углерода (СО) вспенивает шлак, который выпускают из печи в шлаковые чаши. Образование и спуск шлака продолжаются почти до полного расплавления шихты. В этот период плавления полностью окисляется кремний и почти полностью марганец и большая часть углерода, а также интенсивно удаляется фосфор.

Завалка шихты, заливка чугуна и плавление протекают медленно при большом расходе топлива. Для ускорения плавления и окисления примесей после окончания заливки чугуна ванну продувают кислородом, подаваемым в печь через водоохлаждаемые фурмы, которые опускаются в отверстия в своде печи. При этом выделяется значительное количество теплоты, металл интенсивно перемешивается, что позволяет в 2…3 раза сократить период плавления, уменьшить расход топлива и железной руды.

По окончании расплавления шихты наступает период кипения ванны. Для этого после расплавления шихты в печь подают некоторое количество железной руды или продувают ванну кислородом, подаваемым по трубам 3 (см. рис. 1. 8). Углерод, содержащийся в металле, начинает интенсивно окисляться, образуется окись углерода. В это время отключают подачу топлива и воздуха в печь, давление газов в плавильном пространстве печи падает и выделяющаяся окись углерода вспенивает шлак. Шлак начинает вытекать из печи через порог завалочного окна в шлаковые чаши. Эта операция называется скачиванием шлака. Вместе со шлаком удаляется значительное количество фосфора и серы. После этого вновь включают подачу топлива и воздуха, давление газов в печи возрастает, шлак перестает вспениваться, и его скачивание прекращается.

Для более полного удаления из металла фосфора и серы в печи наводят новый шлак путем подачи на зеркало металла извести с добавлением боксита или плавикового шпата для уменьшения вязкости шлака.

Окислительная атмосфера в печи способствует образованию на поверхности шлак — газ окиси железа (Fе₂0₃). Окись железа диффундирует через шлак и на поверхности шлак-металл реагирует с жидким железом, восстанавливаясь до FеО, который также отдает свой кислород металлу. Поступивший в металл кислород взаимодействует с углеродом металла с образованием окиси углерода, которая выделяется в виде пузырьков, вызывая кипение ванны. Поэтому для кипения ванны шихта должна содержать избыток углерода (на 0,5…0,6 %) сверхзаданного в выплавляемой стали. Эта реакция является главной в мартеновской плавке, так как в процессе кипения ванны металл обезуглероживается, выравнивается его температура по объему ванны, частично удаляются из него газы и неметаллические включения, увеличивается поверхность соприкосновения металла со шлаком и облегчается удаление фосфора и серы из металла.

Начиная с расплавления шихты, до выпуска металла из печи, регулярно отбирают пробы металла и шлака для анализа химического состава. Процесс кипения считают окончившимся, если содержание углерода в металле по результатам анализов соответствует заданному, а содержание серы и фосфора минимально.

После этого приступают к раскислению металла. Металл раскисляют в два этапа: в период кипения, путем прекращения подачи руды в печь, вследствие чего раскисление происходит за счет углерода металла и подачи в ванну раскислителей — ферромарганца, ферросилиция, алюминия и окончательно раскисляют алюминием и ферросилицием в ковше при выпуске стали из печи. После отбора контрольных проб плавку выпускают из печи через сталевыпускное отверстие в задней стенке. По желобу сталь сливается в сталеразливочный ковш.

При выплавке легированных сталей легкоокисляющиеся легирующие элементы вводят в ванну после раскисления перед выпуском металла из печи.

Основные технико-экономические показатели. Эти показатели производства стали в мартеновских печах следующие: производительность в сутки (т/м²-сутки), и расход топлива на тонну выплавленной стали (кг/т). Средний съем стали с 1 м² площади пода в сутки составляет ~ 10 т/м² в сутки, а расход условного топлива от 120 кг/т для обычной плавки до 80 кг/т для плавки с применением кислорода.

Технико-экономические показатели работы мартеновских печей можно повысить путем применения печей повышенной емкости, улучшения их конструкции, интенсификации технологического процесса плавки. Увеличение емкости печей способствует более полному использованию их тепловой мощности. В нашей стране эксплуатируют экономически оптимальные мартеновские печи с ванной емкостью до 500-600 т.

Все более широкое применение находят двухванные мартеновские печи, позволяющие полнее использовать теплоту отходящих газов (рис. 1.9).

Рис. 1.9. Схема двухванной мартеновской печи /Кнорозов, с. 50/

В этих печах имеются две ванны: в то время как в одной из них протекают процессы, требующие большой затраты теплоты (завалка, прогрев, плавление), в другой происходит продувка ванны кислородом; при этом возникающий избыток теплоты с отходящими газами используется в первой ванне. К моменту выпуска металла из одной ванны печи, в другой начинают продувку, а выделяющиеся газы направляют в первую ванну, в которой после выпуска начинают завалку шихты. Окись углерода, выделяющаяся при продувке ванны, догорает над шихтой другой ванны, благодаря чему шихта быстро нагревается и плавится. В таких печах топлива расходуется в 2…3 раза меньше, чем в обычных мартеновских печах, резко сокращается расход огнеупоров, повышается производительность печи.

Процесс плавки интенсифицируют широким применением кислорода, что повышает температуру в печи, ускоряет процесс окисления примесей, уменьшает продолжительность плавки и повышает производительность печи (на 20…25 %), снижает расход топлива. Широко применяют кислородный процесс, используя природный малосернистый высококалорийный газ, что снижает содержание серы в стали. Существенно повысить производительность мартеновских печей можно, применяя качественно подготовленные шихтовые материалы с минимальным содержанием вредных примесей, а также автоматизируя контроль и управление ходом мартеновской плавки. Более полное использование мартеновских печей достигается высокой организацией труда при проведении плавки.

Производство стали в электропечах

Электроплавильные печи. Эти печи имеют преимущества по сравнению с другими плавильными агрегатами. В электропечах можно получить высокую температуру, создавать окислительную, восстановительную, нейтральную атмосферу или вакуум. В этих печах можно выплавлять сталь и сплавы любого состава, более полно раскислить металл с образованием минимального количества неметаллических включений—продуктов раскисления. Поэтому электропечи используют для выплавки конструкционных сталей ответственного назначения, высоколегированных, инструментальных, коррозионно-стойких (нержавеющих) и других специальных сталей и сплавов.

Для плавки смтали используются дуговыми и индукционные электропечи.

Дуговая электросталеплавильная печь. В этих печах в качестве источника теплоты используют электрическую дугу, возникающую между электродами и металлической шихтой. Дуговая электросталеплавильная печь (рис. 1. 10) питается трехфазным переменным током и имеет три цилиндрических электрода 9, изготовленных из графитированной массы.

Электрический ток от трансформатора гибкими кабелями 7 и медными шинами подводится к электрододержателям 8, а через них к электродам 9. Между электродами и металлической шихтой 4 возникает электрическая дуга, электроэнергия превращается в теплоту, которая передается металлу и шлаку излучением. Рабочее напряжение 180…600 В, сила тока 1…10 кА. Во время работы печи длина дуги регулируется автоматически путем вертикального перемещения электродов. Печь имеет стальной сварной кожух 3. Кожух печи изнутри футерован теплоизоляционным и огнеупорным кирпичом 7, который может быть основным (магнезитовый, магнезитохромитовый) или кислым (динасовый). Подина 12 печи набивается огнеупорной массой. Плавильное пространство ограничено стенками 5, подиной 12 и сводом 6, изготовляемым также из огнеупорного кирпича и имеющим отверстия для прохода электродов. В стенках печи имеются рабочее окно 10 для управления ходом плавки и летка для выпуска готовой стали по желобу 2 в ковш.

Рис. 1.10. Схема дуговой электрической плавильной печи

Печь загружают при снятом своде. Механизмом 11 печь может наклоняться в сторону загрузочного окна и летки. Емкость дуговых электропечей 0,5—400 т. В металлургических цехах обычно используют дуговые электропечи с основной футеровкой, а в литейных цехах — с кислой.

Основная дуговая печь. Применяют два вида технологии плавки в дуговой основной печи: на шихте из легированных отходов (методом переплава) и на углеродистой шихте (с окислением примесей).

Плавку на шихте из легированных отходов с низким содержанием фосфора проводят без окисления примесей. Шихта для такой плавки, кроме пониженного содержания фосфора, должна иметь меньшее, чем в выплавляемой стали, количество марганца и кремния. По сути это переплав. Однако в процессе плавки за счет кислорода некоторые примеси (алюминия, титана, кремния, марганца, хрома) окисляются. Кроме того, шихта может содержать окислы. Поэтому после расплавления шихты металл раскисляют, удаляют серу, наводят основный шлак, при необходимости науглероживают и доводят металл до заданного химического состава. Раскисляют ферросилицием, алюминием, молотым коксом. При этом окислы легирующих элементов восстанавливаются и переходят из шлака в металл. Таким способом плавки получают легированные стали из отходов машиностроительных заводов.

Плавку на углеродистой шихте чаще применяют для производства конструкционных углеродистых сталей. Эту плавку проводят за два периода: окислительный и восстановительный. После заправки печи, удаления остатков металла и шлака предыдущей плавки, исправления поврежденных мест футеровки в печь загружают шихту: стальной лом (до 90 %), чушковый передельный чугун (до 10 %), электродный бой или кокс для науглероживания металла и 2…3 % извести. По окончании завалки шихты электроды опускают вниз и включают ток; шихта под электродами плавится, металл накапливается на подине печи. Во время плавления шихты начинается окислительный период плавки: за счет кислорода воздуха, окислов шихты и окалины окисляется кремний, марганец, углерод, железо. Вместе с окисью кальция, содержащейся в извести, окислы этих элементов образуют основный железистый шлак, способствующий удалению фосфора из металла.

После нагрева металла и шлака до 1500…1540 °С в печь загружают руду и известь. Содержащийся в руде кислород интенсивно окисляет углерод и вызывает кипение ванны жидкого металла за счет выделяющихся пузырьков окиси углерода. Шлак вспенивается, уровень его повышается; для выпуска шлака печь наклоняют в сторону рабочего окна и он стекает в шлаковую чашу. Кипение металла ускоряет нагрев ванны, удаление из металла газов, неметаллических включений, способствует удалению фосфора. Шлак удаляют, руду и известь добавляют 2…3 раза. В результате содержание фосфора в металле снижается до 0,01 % и одновременно за счет образования окиси углерода при кипении уменьшается и содержание углерода. Когда содержание углерода становится меньше заданного на 0,1 %, кипение прекращают и полностью удаляют из печи шлак. Этим заканчивается окислительный период плавки.

Восстановительный период плавки включает раскисление металла, удаление серы и доведение химического состава до заданного. После удаления окислительного шлака в печь подают ферромарганец в количестве, обеспечивающем заданное содержание марганца в стали, а также производят науглероживание, если выплавляют высокоуглеродистые стали (до 1,5 % С). Затем в печь загружают флюс, состоящий из извести, плавикового шпата и шамотного боя. После расплавления флюсов и образования шлака в печь вводят раскислительную смесь, состоящую из извести, плавикового шпата, молотого кокса и ферросилиция. Молотый кокс и ферросилиций вводят в порошкообразном виде. Они очень медленно проникают через слой шлака. В шлаке восстанавливается закись железа:

FeO+C=Fe+CO;

2FeO+Si=Fe+SiO₂

При этом содержание закиси железа в шлаке снижается и она из металла согласно закону распределения начинает переходить в шлак. Этот процесс называют диффузионным раскислением стали. Раскислительную смесь вводят в печь несколько раз. По мере раскисления и понижения содержания FеО цвет шлака изменяется и он становится почти белым. Раскисление под белым шлаком длится 30…60 мин.

Во время восстановительного периода сера удаляется из металла, что объясняется высоким (до 55…60 %) содержанием СаО в белом шлаке и низким (менее 0,5 %) содержанием FеО. Это способствует интенсивному удалению серы из металла:

FeS+CaO=CaS+FeO.

По ходу восстановительного периода берут пробы для определения химического состава металла. При необходимости в печь вводят ферросплавы для достижения заданного химического состава металла. Когда достигнуты заданные состав металла и температура, выполняют конечное раскисление стали алюминием и силикокальцием. После этого следует выпуск металла из печи в ковш.

При выплавке легированных сталей в дуговых печах в сталь вводят легирующие элементы в виде ферросплавов. Порядок ввода определяется сродством легирующих элементов к кислороду. Никель, молибден обладают меньшим сродством к кислороду, чем железо, и их вводят в период плавления или в окислительный период. Хром легко окисляется и его вводят в восстановительный период; кремний, ванадий, титан — перед выпуском металла из печи в ковш, так как они легко окисляются.

Технико-экономические показатели. Эти показатели плавки в дуговых печах зависят от емкости печи и технологии плавки. Расход электроэнергии на 1 т стали зависит от емкости печи. С увеличением емкости печи расход электроэнергии на 1 т выплавленной стали уменьшается. Например, для печи емкостью 25 т он составляет 750 кВт -ч, а для печи емкостью 100 т —575 кВт-ч. Расход графитированных электродов составляет 6—9 кг/т выплавленной стали.

Технико-экономические показатели работы дуговых печей и качество металла повышаются за счет интенсификации плавки, увеличения емкости печи, мощности трансформаторов, механизации загрузки шихты, применения электромагнитного перемешивания металла. Значительной эффективности можно достигнуть при выплавке легированных сталей, применяя дуплекс-процесс: выплавка стали в основном кислородном конвертере, а рафинирование и доводка по химическому составу в электропечи. Эффективным является применение кислорода для продувки ванны стали в окислительный период, что интенсифицирует процесс плавки, увеличивает на 15…20 % производительность печи, снижает расход электроэнергии и экономит легирующие добавки.

Электроиндукционные печи

Индукционная тигельная сталеплавильная печь (рис. 1.11) состоит из водоохлаждаемого индуктора 5, внутри которого находится тигель 4 с металлической шихтой.

Через индуктор проходит однофазный переменный ток повышенной частоты (500…1000 кГц). Ток создает переменный магнитный поток, пронизывая куски металла в тигле, наводит в них мощные вихревые токи (Фуко), нагревающие металл 1 до расплавления и необходимых температур перегрева.

Тигель может быть изготовлен из кислых (кварцит) или основных (магнезитовый порошок) огнеупорных материалов. Емкость тигля от 60 до 25 т. Ток к индуктору подводится от генератора высокой частоты -лампового (лабораторные печи) или машинного. Для уменьшения потерь теплоты при плавке можно применить съемный свод 2. Индукционные печи имеют преимущества перед дуговыми: 1) в них отсутствует электрическая дуга, что позволяет выплавлять металлы с низким содержанием углерода, газов и малым угаром элементов, это особенно важно при выплавке высококачественных сталей и сплавов;

Рис. 1.11. Схема индукционной тигельной электрической плавильной печи

2) при плавке в металле возникают электродинамические силы, которые перемешивают металл в печи и способствуют выравниванию химического состава, всплыванию неметаллических включений;

3) индукционные печи имеют небольшие габаритные размеры, что позволяет помещать их в закрытые камеры, в которых можно создавать любую атмосферу, а также вакуум. Однако эти печи имеют малую стойкость футеровки, шлак в них нагревается теплотой металла и температура его недостаточна для интенсивного протекания металлургических процессов между металлом и шлаком.

Обычно в индукционных печах выплавляют сталь и сплавы или из легированных отходов методом переплава, или из чистого шихтового железа и скрапа с добавкой ферросплавов методом сплавления. В большинстве случаев печи имеют кислую футеровку. Основную футеровку используют для выплавки сталей и сплавов с высоким содержанием марганца, никеля, титана и алюминия.

При загрузке тщательно подбирают химический состав шихты в соответствии с заданным, так как плавка протекает быстро, и полного анализа металла по ходу плавки не делают. Поэтому необходимое количество ферросплавов (ферровольфрам, ферромолибден, феррохром, никель) для получения заданного химического состава металла загружают на дно тигля вместе с остальной шихтой. После расплавления шихты на поверхность металла загружают шлаковую смесь. Основное назначение шлака при индукционной плавке — уменьшить тепловые потери металла, защитить его от насыщения газами, уменьшить угар легирующих элементов. При плавке в кислой печи после расплавления и удаления плавильного шлака наводят шлак из боя стекла (SiO₂). Металл раскисляют ферросилицием, ферромарганцем и алюминием перед выпуском его из печи.

Продолжительность плавки в индукционной печи емкостью 1 т около 45 мин. Расход электроэнергии на 1 т стали составляет 600…700 кВт.ч.

Вакуумная плавка в индукционных печах позволяет получать сталь и сплавы с очень малым содержанием газов, неметаллических включений, легировать сталь и сплавы любыми элементами. При вакуумной индукционной плавке индуктор с тиглем, дозатор шихты и изложницы помещают в вакуумные камеры. Здесь плавят металл, вводят легирующие добавки, раскислители с помощью специальных механизмов без нарушения вакуума в камере. Металл в изложницы разливают в вакууме или инертных газах под избыточным давлением. Заливку под давлением инертного газа производят для повышения плотности слитков.

Разливка стали

Выплавленную сталь выпускают из плавильной печи в разливочный ковш, из которого ее разливают в изложницы или кристаллизаторы установок для непрерывной разливки стали.

В изложницах или кристаллизаторах сталь затвердевает, и получаются слитки, которые затем подвергают обработке давлением — прокатке, ковке. Сталеразливочный ковш (рис. 1.12) имеет стальной сварной кожух 1, выложенный изнутри огнеупорным кирпичом 2. В дне ковша имеется керамический стакан 3 с отверстием 4 для выпуска стали. Отверстие в стакане закрывается и открывается стопорным устройством. Стопорное устройство имеет стальную штангу 6, на конце которой укреплена пробка 5 из огнеупорного материала. На штангу надеты трубки 7 из огнеупора, предохраняющие ее от расплавления жидкой сталью. Стопор поднимают и опускают рычажным механизмом 11 вручную или с помощью гидравлического привода с дистанционным управлением. Ковш за две цапфы 8 поднимается краном. Емкость ковша выбирают в зависимости от емкости плавильной печи с учетом слоя шлака 9 (100 …200 мм), предохраняющего зеркало металла 10 в ковше от охлаждения при разливке. Обычно емкость ковшей 5…260 т. Для крупных плавильных агрегатов применяют ковши емкостью 350…480 т.

Изложницы — чугунные формы для изготовления слитков. Конфигурация изложниц характеризуется формой поперечного и продольного сечений и зависит от сорта заливаемой стали и назначения слитка. Изложницы выполняют с квадратным, прямоугольным, круглым и многогранным поперечными сечениями (рис. 1. 12).

Слитки квадратного сечения (рис. 1. 12, а) прокатывают на сортовой прокат (двутавровые балки, швеллеры, уголки и т. д.); слитки прямоугольного сечения (рис. 1. 12, б) с отношением ширины к толщине 1,5…3,0 – на лист; из слитков круглого сечения (рис. 1. 13, в) изготовляют трубы, колеса. Многогранные слитки (рис. 1. 13, г) используют для поковок.

Для разливки спокойной стали, применяют изложницы, расширяющиеся кверху (рис. 1. 14, б), для разливки кипящей стали — изложницы, расширяющиеся книзу (рис. 1. 14, а).

Изложницы, расширяющиеся кверху, обычно имеют дно, а расширяющиеся книзу делают сквозными, без дна. Для предупреждения транскристаллизации дно квадратных и прямоугольных изложниц закруглено. Изложницы для разливки спокойной стали имеют прибыльные надставки 8 (рис. 1. 14, б), футерованные изнутри огнеупорной массой 9 с малой теплопроводностью. Сталь в прибыльной надставке дольше находится в жидком состоянии и питает затвердевающий слиток металлом, благодаря чему уменьшается глубина усадочной раковины, улучшается качество слитка, уменьшаются отходы при обрезке его головной части.

Размеры изложниц зависят от массы слитка. Для прокатки отливают слитки от 200 кг до 25 т; для поковок — массой до 250 т.

Экономически более целесообразна разливка стали в крупные слитки, так как при этом сокращаются затраты труда, на огнеупоры, потери металла, уменьшается продолжительность разливки. Однако масса слитка ограничивается мощностью прокатного оборудования и ухудшением качества слитка из-за неравномерности химического состава в различных его местах. Обычно углеродистые спокойные и кипящие стали разливают в слитки массой до 25 т, легированные и высококачественные стали – в слитки от 500 кг до 7 т, а некоторые сорта высоколегированных сталей в слитки массой несколько сот килограммов.

Способы разливки стали. Применяют три основных способа разливки стали: в изложницы сверху; в изложницы сифоном; на установках непрерывной разливки стали (УНРС).

В изложницы сверху (рис. 1. 14, а) сталь заливают непосредственно из ковша 1.

Рис. 1.14. Разливка стали в изложницы

При разливке сверху исключается расход металла на литники, проста подготовка оборудования к разливке, температура заливаемой стали может быть ниже, чем при сифонной заливке. Однако при разливке сверху сталь падает в изложницу с большой высоты, брызги металла застывают на стенках изложницы и ухудшают поверхность слитка, образуя окисные плены. Окисные плены не свариваются с телом слитка даже при прокатке, после которой необходимо зачищать поверхность заготовки для улучшения ее качества, что является очень трудоемкой операцией.При сифонной разливке (рис. 1. 14, б) сталью заполняют одновременно несколько изложниц (от 4 до 60). Изложницы устанавливают на поддоне 6, в центре которого находится центровой литник 3, футерованный огнеупорными трубками 4, соединенный каналами, выполненными из огнеупорных пустотелых кирпичей 7, с нижними частями изложниц. Сифонная разливка основана на принципе сообщающихся сосудов: жидкая сталь 2 из ковша 1 поступает в центровой литник и через каналы заполняет изложницы 5 снизу. Этот способ разливки обеспечивает плавное, без разбрызгивания заполнение изложниц, поверхность слитка получается чистой, сокращается продолжительность разливки, можно разливать большую массу металла одновременно на несколько мелких слитков. Однако при сифонной разливке повышается трудоемкость подготовки оборудования, увеличивается расход огнеупоров, появляется необходимость в расходовании металла на литники (до 1,5 % от массы заливаемой стали), в перегреве металла в печи до более высокой температуры, так как при течении по каналам он охлаждается.

Оба способа разливки широко применяют. Для обычных углеродистых сталей используют разливку сверху; для легированных и высококачественных сталей – разливку сифоном.

Непрерывная разливка стали (НРС) (рис. 1.15) состоит в том, что жидкую сталь из ковша 1 через промежуточное разливочное устройство 2 непрерывно подают в водоохлаждаемую изложницу без дна – кристаллизатор 3, из нижней части которого вытягивается затвердевающий слиток 4.

Рис. 1.15. Схема разливки стали на машинах непрерывного литья

Перед заливкой металла в кристаллизатор вводят затравку, образующую его дно. Затравка имеет головку в форме ласточкина хвоста. Жидкий металл, попадая в кристаллизатор и на затравку, охлаждается, затвердевает, образуя корку. Затравка тянущими валками 5 вытягивается из кристаллизатора вместе с затвердевающим слитком, сердцевина которого находится в жидком состоянии. Скорость вытягивания слитка из кристаллизатора зависит от сечения слитка. Например, скорость вытягивания прямоугольных слитков сечением 150×500 мм и 300×2000 мм ~1 м/мин.

На выходе из кристаллизатора слиток охлаждается водой, подаваемой через форсунки в зоне 6 вторичного охлаждения. Из зоны вторичного охлаждения слиток выходит полностью затвердевшим и попадает в зону 7 резки, где его разрезают газовым резаком 8 на куски заданной длины. Для предотвращения приваривания слитка к стенкам кристаллизатора последний совершает возвратно-поступательное движение с шагом 10…50 мм и частотой 10…100 циклов в минуту, а рабочая поверхность кристаллизатора смазывается специальными смазками. Высота кристаллизатора 500…1500 мм.В них получают слитки прямоугольного поперечного сечения с габаритными размерами от 150×500 до 300×2000 мм, квадратного от 150×150 до 400×400 мм, круглые в виде толстостенных труб. Вследствие направленного затвердевания и непрерывного питания при усадке в слитках непрерывной разливки отсутствуют усадочные раковины, они имеют плотное строение и мелкозернистую структуру. Поверхность слитка получается хорошего качества. Выход годных заготовок может достигать 96…98 % от массы разливаемой стали.

Кристаллизация и строение стальных слитков

Установки НРС имеют один, два, три, четыре и более кристаллизаторов (до восьми), что делает возможным одновременную заливку нескольких слитков.

Слитки, отлитые на УНРС, могут быть прокатаны на сортовых станах, минуя блюминги и слябинги.

Залитая в изложницу сталь отдает теплоту ее стенкам, поэтому затвердевание стали начинается у стенок изложницы. Толщина твердой, закристаллизовавшейся корочки непрерывно увеличивается, при этом между жидкой сердцевиной слитка и твердой коркой металла располагается зона двухфазного состояния, в которой одновременно имеются растущие твердые кристаллы и жидкий металл между ними. Кристаллизация слитка заканчивается в объемах, близких к его продольной оси.

Сталь затвердевает в виде кристаллов древовидной формы – дендритов. Размеры и форма кристаллов зависят от условий кристаллизации. На кристаллическое строение стального слитка влияет степень раскисленности стали. По степени раскисленности стали подразделяют на спокойные, кипящие и полуспокойные.

Спокойная сталь. Эту сталь получают при полном раскислении в печи и ковше (рис. 1. 16, а, г). Она затвердевает без выделения газов и образует плотный слиток, в верхней части которого расположена усадочная раковина 2, а в средней части – усадочная осевая рыхлость 1.

Для устранения усадочных дефектов слитки спокойной стали отливают с прибыльной частью, которая образуется прибыльной надставкой со стенками, футерованными огнеупорной массой малой теплопроводности. Вследствие этого сталь долгое время остается в жидком состоянии и питает усадку слитка, а усадочная раковина образуется в его прибыльной части. Структура слитка спокойной стали, выявленная травлением его продольного осевого разреза (рис. 1. 16, а), имеет следующее строение: тонкую наружную корку А из мелких равноосных кристаллов; зону Б крупных столбчатых кристаллов (дендритов); зону В крупных неориентированных кристаллитов; конус осаждения Г – мелкокристаллическую зону у донной части слитка.

Рис. 1.16. Схема строения стальных слитков

Стальные слитки неоднородны и по химическому составу. Химическая неоднородность, или ликвация, возникает при затвердевании слитка вследствие уменьшения растворимости примесей железа при его переходе из жидкого состояния в твердое. Ликвация бывает двух видов – дендритная и зональная.

Дендритная ликвация – неоднородность стали в пределах одного кристалла (дендрита). Наибольшей склонностью к дендритной ликвации обладают сера, фосфор, углерод, которые при кристаллизации скапливаются в межосных пространствах дендритов. При этом содержание серы на границах дендритов по сравнению с ее содержанием в центре дендрита увеличивается в 2 раза, фосфора в 1,2 раза, а содержание углерода уменьшается приблизительно на 50 %. Этот вид ликвации приводит к появлению в стали полосчатой структуры при прокатке, что вызывает анизотропию механических свойств стали: пластические свойства в направлении, поперечном прокатке, значительно ниже, чем в продольном.Зональная ликвация – неоднородность состава стали в различных частях слитка. Наибольшей склонностью к зональной ликвации обладают сера, фосфор и углерод. В верхней части слитка за счет конвекции жидкого металла содержание этих элементов увеличивается в несколько раз (рис. 1. 17, г), а в нижней уменьшается. Зональная ликвация ухудшает качество слитка и может привести к отбраковке металла вследствие отклонения его свойства от заданного.

Кипящая сталь раскислена в печи не полностью. Ее раскисление продолжается в изложнице при разливке и затвердевании за счет взаимодействия FeO и углерода, содержащихся в металле. Образующаяся при реакции FeO + С = Fe + СО окись углерода выделяется из стали, способствуя удалению растворенных в стали азота и водорода. Газы бурно выделяются из стали в виде пузырьков, вызывая ее «кипение». Кипение металла в изложнице перемешивает сталь, выравнивает ее температуру в разных местах слитка, что уменьшает образование усадочных дефектов. Одновременно это влияет на появление химической неоднородности металла в различных частях слитка. Для уменьшения неоднородности состава слитка кипение вскоре после заполнения изложницы прекращают, накрывая слиток металлической массивной крышкой («механическое закупоривание»), или раскисляют металл алюминием пли ферросилицием в верхней части слитка («химическое закупоривание»). Процесс выделения газов происходит и при затвердевании слитка, поэтому в нем образуется большое количество газовых раковин (пузырей), которые завариваются при прокатке слитка.

Слиток кипящей стали имеет следующие структурные зоны (рис. 1. 16, б, д): плотная наружная корочка А без пузырей, состоящая из мелких кристаллов; зона продолговатых сотовых пузырей П, вытянутых к оси слитка и располагающихся между вытянутыми кристаллами Б; промежуточная плотная зона С; зона вторичных круглых пузырей К; средняя зона Д с отдельными пузырями, количество которых увеличивается в верхней части слитка.

В слитках кипящей стали не образуется концентрированная усадочная раковина: усадка рассредоточена по полостям газовых пузырей.

Интенсивное движение металла при кипении способствует развитию в слитках кипящей стали зональной ликвации (рис. 1. 16, д): углерод, сера и фосфор скапливаются в головной части, от чего свойства стали в верхней части слитка ухудшаются. Поэтому при прокатке эту часть слитка отрезают. Отходы металла составляют 5…8 %, а для качественных сталей достигают 13%. Однако по сравнению со спокойной сталью слитки кипящей стали не имеют усадочной раковины, что уменьшает отходы металла при обрезе головных частей слитков. Кроме того, кипящая сталь практически не содержит неметаллических включений продуктов раскисления и обладает хорошей пластичностью при обработке давлением.

Для сохранения преимуществ спокойной и кипящей сталей и уменьшения их недостатков производят полуспокойную сталь.

Полуспокойная сталь. Эта сталь имеет промежуточную раскисленность между спокойной и кипящей. Частично ее раскисляют в печи и ковше, а частично – в изложнице за счет углерода, содержащегося в металле. Слиток полуспокойпой стали имеет в нижней части структуру спокойной стали, а в верхней – кипящей (рис. 1. 16, в, е). Слитки полуспокойной стали не имеют концентрированной усадочной раковины, поэтому обрезь головных частей слитков при прокатке составляет 5…6 %, за счет чего выход годного металла увеличивается до 90…95 %. Вместе с тем химическая однородность (ликвация) в слитках полуспокойной стали меньше, чем у кипящей, и приближается к ликвации в слитках спокойной стали.

Дефекты стальных слитков. К дефектам этих слитков относятся рассмотренные усадочные раковины в слитках спокойной стали, ликвация, плены на поверхности. При разливке стали и затвердевании образуются также и другие дефекты, ухудшающие качество металла при последующей обработке давлением. К ним относятся осевая рыхлость – скопление мелких усадочных пустот в осевой зоне слитка, она ухудшает макроструктуру прокатанных изделий; заворот корки – образование на поверхности зеркала металла пленки окислов, неметаллических и шлаковых включений, которая потоком металла заносится в его объем; при прокатке в месте заворота корки возникают дефекты – раковины, ухудшающие качество изделий; поперечные и продольные горячие трещины, образующиеся вследствие торможения усадки слитка в изложнице; подкорковые газовые пузыри, возникающие вследствие чрезмерной смазки рабочей поверхности изложниц, приводят к образованию при прокате мелких трещин – волосовин.

Современные способы повышения качества металлов и сплавов

Развитие специальных отраслей машиностроения и приборостроения предъявляет все более жесткие требования к качеству металла: показателям его прочности, пластичности, газосодержания, анизотропии механических свойств. Улучшить эти показатели можно уменьшением в металле неметаллических включений, газов, вредных примесей. Плавка в обычных плавильных агрегатах (мартеновских и электрических, кислородных конвертерах) не позволяет получить металл требуемого качества. Поэтому в последние годы разработаны новые технологические процессы, позволяющие повысить качество металла: обработка металла синтетическим шлаком, электрошлаковый переплав (ЭШП), вакуумирование металла при разливке, плавка в вакуумных печах, вакуумно-дуговой переплав (ВДП), вакуумно-индукционный переплав (ВИП), переплав металла в электронно-лучевых и плазменных печах. Количество металла, выплавляемого этими способами, постоянно увеличивается.

Обработка металла синтетическим шлаком. Сущность процесса, заключается в ускорении взаимодействия между сталью и шлаком за счет интенсивного их перемешивания при заполнении сталью ковша.

Процесс осуществляют так: синтетический шлак, состоящий из 55 % СаО, 40 % А1₂О₃, небольших количеств SiO₂, MgO и минимума FeO, выплавляют в специальной электропечи и заливают в ковш. В этот же ковш затем заливают с некоторой высоты (обычно из электропечи) сталь. В результате перемешивания стали и шлака поверхность их взаимодействия резко возрастает, и металлургические реакции между металлом и шлаком протекают в сотни раз быстрее, чем в обычной плавильной печи. Благодаря этому, а также низкому содержанию закиси железа в шлаке, сталь, обработанная таким способом, содержит меньше серы, кислорода и неметаллических включений, улучшаются ее пластические и прочностные характеристики.

Вакуумная дегазация стали. Этот способ (рис. 1.17) относится к внепечным способам обработки, осуществляемым в ковше или изложнице. Ее проводят для уменьшения содержания растворенных в металле газов и неметаллических включений. Вакуумной дегазации в ковше или изложнице подвергают сталь, выплавляемую в мартеновских и электропечах. Сущность процесса заключается в снижении растворимости в жидкой стали газов при понижении давления над зеркалом металла, благодаря чему газы выделяются из металла, что приводит к улучшению его качества. Процесс осуществляется различными способами: вакуумпрованием стали в ковше, при переливе из ковша в ковш, при заливке в изложницу и др.

Вакуумирование в ковше выполняют в стальных, футерованных изнутри камерах. Ковш 3 с жидкой сталью 4 помещается в камеру 2, закрывающуюся герметичной крышкой 1. Вакуумными насосами в камере создается разрежение до остаточного давления 267…667 Н/м² (0,267…0,667 кПа). Продолжительность вакуумироваиия 12…15 мин. При понижении давления из жидкой стали выделяются водород и азот, а при большой окисленности металла уменьшается и содержание кислорода вследствие его взаимодействия с углеродом стали. Всплывающие пузырьки газа захватывают неметаллические включения, в результате чего содержание их в стали снижается. При снижении содержания газов и неметаллических включений улучшаются прочностные и пластические характеристики стали.

Электрошлаковый переплав. Способ разработан в Институте электросварки им. Е. О. Патона для переплава стали с целью повышения качества металла. Электрошлаковому переплаву подвергают выплавленный в электродуговой печи и прокатанный на круглые прутки металл. Источником тепла при ЭШП явялется шлаковая ванна, нагреваемая за счет прохождения через нее электрического тока. Электрический ток подводится к переплавляемому электроду 1, погруженному в шлаковую ванн 2, и к поддону 9, установленному внизу в водоохлаждаемой металлической изложнице (кристаллизаторе) 7, в которой находится затравка 8 (рис. 1.18). Выделяющаяся теплота нагревает шлаковую ванну 2 до 1700 °С и более и вызывает оплавление конца электрода. Капли жидкого металла 3 проходят через шлак, собираются, образуя под шлаковым слоем металлическую ванн 4.

Перенос капель металла через шлак, интенсивное перемешивание их со шлаком способствуют их активному взаимодействию, в результате чего происходит удаление из металла неметаллических включений и растворенных газов. Металлическая ванна, непрерывно пополняемая за счет расплавления электрода, под воздействием водоохлаждаемого кристаллизатора постепенно формируется в слиток 6. Кристаллизация металла, последовательная и направленная снизу вверх, происходит за счет теплоотвода через поддон кристаллизатора. Последовательная и направленная кристаллизация способствует удалению из металла неметаллических включений и пузырьков газа, получению плотного однородного слитка. После полного застывания слитка опускают поддон и извлекают его из кристаллизатора.

В результате электрошлакового переплава содержание кислорода в металле снижается в 1,5…2 раза, понижается концентрация серы и соответственно уменьшается в 2…3 раза загрязненность металла неметаллическими включениями, причем они становятся мельче и равномерно распределяются в объеме слитка.

Слиток отличается большой плотностью, однородностью, его поверхность — хороший качеством благодаря наличию шлаковой корочки 5. Все это обусловливает высокие механические и эксплуатационные свойства сталей и сплавов электрошлакового переплава.

Слитки выплавляют круглого, квадратного, прямоугольного сечений массой до 110 т.

Вакуумно-дуговой переплав. Такой переплав применяют для удаления из металла газов и неметаллических включений. Сущность процесса заключается в снижении растворимости газов в стали при снижении давления и устранении взаимодействия ее с огнеупорными материалами футеровки печи, так как процесс ВДП осуществляется в водоохлаждаемых медных изложницах. Для осуществления процесса используют вакуумные дуговые печи с расходуемым электродом (рис. 1.19).

В зависимости от требований, предъявляемых к металлу, расходуемый электрод может быть получен механической обработкой слитка, выплавленного в электропечах. Расходуемый электрод 3 закрепляют на водоохлаждаемом штоке 2 и помещают в корпус 1 печи и далее в медную водоохлаждаемую изложницу 6. Из корпуса печи вакуум-насосами откачивают воздух до остаточного давления 1,33 Н/м² (0,00133 кПа). При подаче напряжения между расходуемым электродом-катодом и затравкой-анодом 8, помещенной на дно изложницы, возникает дуговой разряд. Теплотой, выделяющейся в зоне разряда, расплавляется конец электрода; капли 4 жидкого металла, проходя зону дугового разряда, дегазируются, постепенно заполняют изложницу и затвердевают, образуя слиток 7.Дуга горит между расходуемым электродом и ванной 5 жидкого металла, находящейся в верхней части слитка, на протяжении всей плавки. Благодаря сильному охлаждению нижней части слитка и разогреву дугой ванны жидкого металла в верхней его части создаются условия для направленного затвердевания слитка. В результате направленного затвердевания неметаллические включения сосредоточиваются в верхней части слитка, а усадочная раковина в слитке мала. Слитки, полученные в вакуумных дуговых печах, содержат очень небольшое количество газов, неметаллических включений, отличаются высокой равномерностью химического состава, имеют хорошую макроструктуру. Поэтому металл, полученный ВДП, отличается повышенными механическими свойствами и пластичностью. Из слитков ВДП изготовляют ответственные детали турбин, двигателей, авиационных конструкций. Емкость дуговых вакуумных печей — до 50 т.

Современные внедоменные способы производства железа (стали)

Для передела в сталь используют около 80 % всего чугуна. Двухстадийная технология современного сталеплавильного производства: руда→чугун→сталь является технически несовершенной. С давних времен известна принципиально иная технология — получение стали из заранее восстановленного железа. Например, еще в VII—X вв. высококачественную булатную сталь для холодного оружия получали плавкой железа с углерод-содержащими добавками в небольших тиглях. Из многочисленных разработанных и опробованных способов восстановления железа из руды некоторые нашли, хотя и ограниченное промышленное применение. Перспективной является металлизация рудных окатышей для использования в производстве стали. Ведутся большие работы по разработке сталеплавильных агрегатов непрерывного действия.

Альтернативные доменному процессы

В развитых странах до 70 % валового национального продукта (ВНП) составляет продукция, содержащая металлы. Причем доля черных металлов среди конструкционных материалов находится в пределах 90…92 %. Именно поэтому металлургия является базовой отраслью промышленности. Такой она останется и в XXI веке. Прогнозы 60…70-х гг. ХХ века о расширении масштабов замены стали пластмассами, алюминием, композитами, керамикой не оправдались. Реально доля замены сталей альтернативными материалами находится в пределах 2…5 %. Поэтому все возрастающее значение будет приобретать способность материала к повторному использованию - рециклированию, исключающему загрязнение и загромождение окружающей среды. По всем этим параметрам сталь превосходит альтернативные материалы. Количество рециклирования пластмасс не достигает и 10 %, а для таких новых материалов, как композиты, керамика, стекловолокно, пока вообще равно нулю.

Многовековое существование металлургии отягощает ее современный облик устаревшими технологиями, не учитывающими новые экологические требования по защите окружающей среды. Сталь производят на интегрированных заводах из чугуна, используя капиталоемкие кислородные конверторы или мартеновские печи для удаления углерода. В то же время чугун производят из сырья, не содержащего углерода, но при выплавке в домне по условиям технологии происходит его науглероживание.

Производственный цикл выпуска металлопродукции подразделяется на две стадии:

1) получение жидкого металла;

2) обработка стальных заготовок в твердом состоянии при высоких температурах с получением различной металлопродукции.

Пластическая деформация металла на 2-й стадии меньше всего связана с загрязнением окружающей среды и обеспечивается в настоящее время все более совершенным оборудованием.

Более консервативной является стадия получения жидкого металла, основным звеном которой является доменная печь, в которой используется кокс. Коксохимическое производство - один из основных источников загрязнения окружающей среды. Доменная печь требует специальной подготовки к плавке железорудного сырья: измельчения, обогащения, окускования в виде агломерата и окатышей. Все это вынуждает иметь горно-обогатительные комбинаты или производства. Конструкция доменной печи не позволяет осуществлять непрерывный выпуск из нее металла, хотя сам процесс его выплавки происходит непрерывно. Это не благоприятствует разработке непрерывных сталеплавильных процессов.

В последние десятилетия в мировой металлургии наряду с действующими металлургическими интегрированными заводами (заводами с полным циклом) начали строить мини-заводы, использующие для выплавки стали металлолом. Эту тенденцию породили два обстоятельства.

1. Накопление запасов металлолома при переходе от мартеновского к кислородно-конвертерному производству стали, при котором содержание лома в шихте по сравнению с мартеновским процессом ограничено.

2. Развитие непрерывной разливки стали.

В результате появилась возможность создавать небольшие заводы, используя дуговые электропечи, переплавляющие в сталь накопленные ресурсы металлолома. При этом отпадает необходимость иметь в производственном цикле добычу железорудного сырья, его обогащение и окускование, производство кокса. Инвестиционные затраты по такой схеме резко сокращаются, а себестоимость стали конкурентоспособна (с учетом экономии на транспортных расходах) со сталью интегрированных заводов. Это позволяет выходить на рынок металлопродукции сравнительно небольшим частным фирмам, производящим ограниченный сортамент металлопродукции.

Существуют методы прямого восстановления железа природным газом в шахтных печах или углем во вращающихся печах, скорость протекания которых ограничена процессом диффузии. Переплав полученного сырья в сталь происходит в дуговых электропечах. Это требует иметь минимум примесей, а запасы железных руд в мире, удовлетворяющих этим требованиям, ограничены. Все это накладывает ограничения на использование прямого восстановления для массового производства сталей.

В мировой металлургии были неоднократные попытки получения жидкого металла без использования кокса, методом жидкофазного восстановления с использованием энергетического угля в качестве восстановителя.

Такая попытка была осуществлена в СССР В. П. Реминым в 1949 г. Работы были засекречены. Опыты на дуговой электропечи прошли неудачно, хотя сам процесс жидкофазного восстановления железа из рудного расплава происходил. Не удалось разработать приемлемую технологию и построить соответствующий агрегат в виде так называемой глетчерной печи.

В 60-е гг. была неудачная попытка осуществить жидкофазный процесс восстановления железа под названием "Доред" в наклонном вращающемся конверторе в Швеции. В 70-х гг. в Швеции предложен жидкофазный процесс и агрегат для его осуществления. Однако и эта разработка не дошла до промышленной технологии.

После этого в Швеции были созданы опытные агрегаты процессов "Элред" и "Инред", в которых восстановление осуществлялось в две стадии. Первая из них в "Элреде" осуществлялась в реакторе с кипящим слоем, а в "Инреде" - в камере взвешенной плавки. В последней стадии в обоих случаях использовалась электропечь. До промышленного освоения эти процессы доведены не были. Процессы жидкофазного восстановления железа с использованием в качестве реакционной зоны ванны жидкого чугуна разрабатывались также в ФРГ и Японии.

В конце 70-х гг. в ФРГ был разработан процесс "Корекс", и в 1982 г. начала работать демонстрационная установка. В разработке принимала участие австрийская фирма "Фёст Альпине", которая в дальнейшем возглавила развитие этого процесса в мире. В 1989 г. в ЮАР фирма "Искор" ввела в эксплуатацию взамен доменной печи промышленную установку “Корекс” с годовой производительностью 300 тыс. тонн жидкого чугуна. Фактически установка "Корекс" представляет собой разнесенные в пространстве шахту и горн доменной печи (рис. 1.20). Они связаны между собой передачей шихты из шахтной печи в реактор-газификатор (горн) и газа из реактора в шахтную печь. Благодаря такой конструкции удалось заменить кокс энергетическим углем. Впервые в промышленном масштабе был реализован процесс выплавки чугуна бездоменным способом с использованием угля вместо кокса.

В установке "Корекс" процесс восстановления осуществляется в две стадии в разных агрегатах. В шахтной печи 3 идет твердофазное восстановление газом из реактора 1, в котором происходит газификация угля с помощью кислорода. Доля этого восстановления в процессе находится в пределах 90%. Работа шахтной печи, как и доменной, требует окускованного железорудного сырья с высоким содержанием железа (окатыши, богатая кусковая руда), имеющего заданный гранулометрический состав. В результате, в процессе "Корекс" имеются ограничения по мощности установки.

Сырье из шахтной печи с помощью специальных устройств передается в реактор 1, где происходит его расплавление и довосстановление с получением жидкого чугуна, аналогичного доменному чугуну. Следовательно, в процессе "Корекс" собственно жидкофазное восстановление в реакторе составляет не более 10%. Такие комбинированные твердофазные и жидкофазные процессы восстановления железа, в отличие от прямого восстановления (только твердофазного), получили название восстановительной плавки или плавильно-восстановительных процессов.

Рис. 1.20. Технологическая схема процесса КОРЕКС: 1-реактор-газификатор; 2- угольный бункер; 3- шахтная печь; 4- скруббер колошникового газа; 5- водяной холодильник;6- циклон; 7-нагнетатель; 8- сгуститель

Процессы в реакторе установки "Корекс" предъявляют свои требования к технологии. Наряду с углем, в реактор периодически загружают кокс, расход которого может достигать 15 % от расхода угля. Газы, выходящие из реактора, нельзя непосредственно передавать в шахтную печь. Требуется их охлаждение до температуры восстановления и сухая очистка от пыли в специальных циклонах перед шахтной печью. Конструктивные параметры установки "Корекс" требуют, в отличие от доменной печи, иметь две системы шихтоподачи (отдельно для железорудной шихты и отдельно для угля), дополнительую сухую систему газоочистки от пыли в циклонах, шнековую систему передачи высокотемпературного сырья из шахтной печи в реактор.

В результате, общие размеры установки превышают размеры доменной печи одинаковой мощности, и величина инвестиций в "Корекс" выше. Однако при этом нет необходимости иметь коксохимическое производство с соответствующими инвестициями. Фирма "Фёст Альпине" успешно продвигает процесс "Корекс" на мировом рынке технологий, строятся новые установки "Корекс" и уже действуют в Корее и в Индии.

РОМЕЛТ – полностью жидкофазный процесс получения металла

В СССР разработка процесса жидкофазного восстановления железа была начата Московским институтом стали и сплавов (МИСиС) в конце 70-х гг. В отличие от процессов Запада, МИСиС создавал полностью жидкофазный процесс, в котором восстановление железа целиком осуществляется одноступенчатым способом в одном агрегате. В качестве реакционной зоны, в которой непрерывно осуществляются процессы восстановления, используется шлаковый расплав, содержащий до 3% FeO. Агрегаты с жидкой шлаковой ванной применяются в цветной металлургии при переработке сульфидных медно-никелевых руд. Протекание окислительных процессов обеспечивается продувкой шлаковой ванны кислородсодержащим дутьем. При этом достигается необходимый барботаж шлаковой ванны, который интенсифицирует протекание в ней теплообменных процессов.

Принцип барботируемой шлаковой ванны в качестве реакционной зоны используется в черной металлургии для осуществления восстановительных процессов. Источником тепла для их протекания является энергетический уголь, который сжигается до СО с сохранением в объеме ванны восстановительной атмосферы. Для конкурентоспособного производства жидкого металла необходимо иметь удельный расход угля в пределах 1 т на 1т жидкого металла. Поэтому в агрегате жидкофазного восстановления заложен принцип использования тепла от дожигания газов, выходящих из барботируемой шлаковой ванны. С использованием указанных выше принципов был спроектирован и построен Новолипецким металлургическим комбинатом (НЛМК) в 1984 г. опытно-промышленный агрегат. Размеры агрегата, имеющего площадь пода 20 м², обеспечивали возможность проверки осуществления промышленной технологии жидкофазного восстановления и работоспособности его конструкции. Схема агрегата приведена на рис. 1.21.

а - продольный и б - поперечный разрезы

Рис. 1.21. Схема агрегата "РОМЕЛТ": 1 - барботируемый слой шлака; 2- металлический сифон; 3- переток; 4- горн с подиной; 5-слой металла; 6- фурмы нижнего ряда (барботажные); 7- шлаковый сифон (отстойник); 8- дымоотводящий патрубок; 9- загрузочная воронка; 10- водоохлаждаемые кессоны; 11- фурмы верхнего ряда (для дожигания); 12- слой спокойного шлака

Для черной металлургии это был агрегат нового типа. Освоение процесса производилось МИСиС и НЛМК в течение 1985-1986 гг. Были доказаны осуществимость одностадийного процесса жидкофазного восстановления и работоспособность конструкции агрегата. Разработана промышленная технология жидкофазного восстановления различных железосодержащих материалов. В 1987 г. способ жидкофазного восстановления запатентован в 13 странах мира. В условиях экономического кризиса в России МИСиС начал коммерциализацию процесса под названием "Ромелт" путем продажи лицензий фирмам Японии, США, Индии.

Получаемый чугун по составу соответствует доменному чугуну, однако, содержание в нем Si и Mn не превышает 0,15% в связи с температурными условиями восстановления в пределах 1450-1500^оС. Это важная особенность чугуна "Ромелт", позволяющая более эффективно перерабатывать его в сталь ввиду уменьшения образования при этом шлака. Полностью жидкофазный одностадийный процесс, при котором восстановление железа происходит из расплава железосодержащих материалов, позволяет перерабатывать их без окускования и сортировки по размерам. Это сокращает издержки производства и позволяет перерабатывать мелкие руды и другие железосодержащие материалы, в том числе и отходы. Замена кокса углем исключает затраты на его производство. Все это значительно сокращает цикл получения жидкого металла за счет исключения звеньев по производству окатышей, агломерата и кокса.

Жидкофазный процесс в агрегате осуществляется за счет непрерывного восстановления железа в шлаковой ванне. Оно поддерживается непрерывной совместной загрузкой железосодержащей шихты и угля в шлаковую ванну в определенном соотношении. Не требуется никакого предварительного смешения, загрузка происходит через обычное отверстие в своде агрегата. Непременным условием процесса является барботаж шлаковой ванны кислородсодержащим дутьем через нижний ряд горизонтальных фурм. При этом обеспечивается быстрое равномерное распределение и растворение шихтовых материалов в ванне. Шлаковая ванна подразделяется на две зоны:

· надфурменная зона раздуваемого дутьем шлака, в которой происходят процессы плавления и восстановления, а также пиролиза угля;

· подфурменная зона спокойного шлака, через которую опускаются на подину капли чугуна из надфурменной зоны.

Отсутствие необходимости предварительной подготовки железосодержащей шихты в агрегате "Ромелт" принципиально отличает его от двух- и более стадийных процессов типа "Корекс" и позволяет иметь существенную экономию.

Дополнительным преимуществом процесса "Ромелт" является возможность работать на шихте с пониженным содержанием железа в пределах 45-55%. Такая возможность создается тем, что восстановление ведется из шлаковой ванны, содержащей всего 3 % оксида железа. Появляется возможность освоения месторождений с относительно низким содержанием железа.

Продолжительность кампании металлургического агрегата обычно определяется стойкостью футеровки в реакционной зоне, где происходит процесс восстановления. В агрегате "Ромелт" в этой зоне огнеупорная футеровка заменена водоохлаждаемыми медными кессонами, а в зоне надшлакового пространства и в своде - стальными кессонами. Такие кессоны, покрытые гарниссажем, являются надежным ограждающим устройством.

Единственным дополнительным элементом в установке "Ромелт", сравнительно с доменными печами и многостадийными процессами восстановительной плавки, является котел-утилизатор тепла отходящих из агрегата газов. Они удаляются через обычное отверстие в своде агрегата и с помощью водоохлаждаемого дымоотводящего патрубка направляются в котел-утилизатор. В котле-утилизаторе происходит полное дожигание газа до СО₂ и воды с выделением при этом соответствующей энергии и снимается физическое тепло отходящего газа с температурой 1600-1700°С до 250-300°С.

Альтернативные бескоксовые процессы

Ранее уже рассматривались принципиальные различия между процессами "Корекс" и "Ромелт", которые свидетельствуют о более высокой экономической эффективности "Ромелта". Это связано с отсутствием необходимости специальной подготовки железосодержащей шихты и угля, более низкими расходами на амортизацию. Наиболее существенное влияние на эффективность оказывает величина капиталовложений. Для процесса "Ромелт" она значительно ниже, чем для процесса "Корекс", ввиду меньшего в несколько раз объема агрегата и отсутствия необходимости иметь герметичный кожух агрегатов, специальные загрузочные устройства, шлюзовые затворы, шнековые питатели.

В Японии это был процесс, в котором, кроме реактора жидкофазного восстановления в виде вертикального конвертера с верхней подачей кислорода, имеются агрегаты подогрева шихты и предварительного восстановления в реакторах кипящего слоя. В них железосодержащая шихта подогревается и восстанавливается примерно на 25%. В реакторе жидкофазного восстановления в качестве реакционной зоны используется шлаковая ванна, производится неполное дожигание выделяющихся газов, имеется водяное охлаждение в зоне дожигания. Таким образом, использованы успешно апробированные в процессе "Ромелт" принципы. Однако неоправданная многостадийность процесса делают конструкцию установки дорогостоящей, а технология процесса потребует повышенных издержек производства.

Процесс "НISМЕLТ", опробованный на опытной установке в Австралии, также является многостадийным. Доля жидкофазного восстановления составляет около 70%. В этом процессе реакционной зоной является ванна жидкого чугуна. Это исключает возможность использования в ней водоохлаждаемых кессонов и требует огнеупорной футеровки, низкая стойкость которой будет препятствием в условиях промышленной эксплуатации. По последним публикациям, конфигурация реактора приближается к агрегату "Ромелт".

Голландская фирма разрабатывает комбинированный двухстадийный процесс ССР (циклон-конвертер) с использованием экспериментальных установок. Ее представители в 1998 г. знакомились с работой агрегата "Ромелт" в г. Липецке.

В настоящее время в разработках новых процессов в черной металлургии наметилась тенденция к переходу на одностадийные процессы. Например, Американский институт черной металлургии в течение ряда лет разрабатывал двухстадийный процесс с предварительным восстановлением и плавильно-восстановительным реактором конвертерного типа. В настоящее время разработки по процессу этого института прекращены и прорабатывается другая возможность бескоксового получения металла. В Австралии фирма "АUSМЕLТ" в конце 1994 г. объявила о работах по созданий демонстрационной установки для получении жидкого металла из железной руды с использованием угля. Для черной металлургии эта фирма создает одностадийный жидкофазный процесс с использованием шлаковой ванны в качестве реакционной зоны и подачей кислорода для барботажа ванны. Агрегат имеет конфигурацию, сходную с "Ромелтом".

Таким образом, апробированные в процессе "Ромелт" приемы получают распространение при создании новых процессов.

Направления использования процесса "Ромелт"

В разработке новых процессов появилось направление, связанное с утилизацией отходов сталеплавильного производства. В США, где доля электростали к концу века может достигнуть 50% в общей выплавке, в настоящее время приобретает большую остроту переработка пыли газоочисток электросталеплавильных цехов. С 1988 г. запрещено ее захоронение в землю, так как она отнесена к опасным отходам. Основным содержанием этих отходов является железо (до 40%), а также цинк и свинец. При переплаве лома цинк и свинец практически полностью удаляются с отходящими газами и вместе с железом улавливаются на газоочистке. До последнего времени на заводах различных фирм США для переработки электросталеплавильной пыли в промышленном масштабе применялись различные технологии цветной металлургии. Целью в конечном итоге является извлечение цинка, свинца и других ценных элементов. Железо при этом не используется и, как правило, безвозвратно теряется.

Наша концепция переработки железосодержащих отходов черной металлургии, включая электросталеплавильную пыль, предусматривает не только извлечение из отходов цветных металлов, но и одновременно использование железа для выплавки чугуна. С учетом практически бесплатной пыли (расходы только на подготовку и транспортировку) и достаточно высокой стоимости получаемого концентрата процесс такой переработки отходов с получением чугуна будет высокорентабельным.

Процесс "Ромелт" полностью подходит для промышленной реализации этой концепции. Более 10 лет на агрегате в Липецке перерабатываются цинксодержащие шламы газоочисток конвертерных цехов. Проводились специальные плавки по переработке шихты, содержащей 24% Fe, 7,6% ZnO, 0,85% PbO, а также щелочные элементы в виде оксидов K и Na в пределах 1-2,7%. Получался чугун, c содержанием цинка менее 0,02%, причем потери железа со шлаком не превышали 2,5%. Содержание цинка в тонкой фракции пыли газоочистки превышало 70%.

Другим направлением может быть переработка природнолегированных железных руд с получением легированного чугуна, а также переработка карбонатных железных руд.

Процесс "Ромелт" получил признание на мировом рынке технологий новых процессов в черной металлургии. Однако в настоящее время нельзя ставить вопрос о замене доменного производства чугуна жидкофазными или комбинированными процессами восстановительной плавки. Действующее доменное производство с уже осуществленными инвестициями всегда будет экономически более эффективно, чем жидкофазные установки, которые для своего строительства требуют новых инвестиций, даже если себестоимость металла последних будет ниже. Поэтому выделение преимуществ и особенностей процесса жидкофазного восстановления "Ромелт" сравнительно с доменным процессом не означает стремления к замене действующих доменных печей. Возможность начала второго пути наиболее вероятна после 2005 г.

Более остро этот вопрос стоит перед странами, увеличивающими объемы производства в черной металлургии (Индия, Китай и др.). Там этот выбор надо делать уже сейчас с учетом характеристики ресурсов для черной металлургии (железная руда, уголь). МИСиС с АО НЛМК уже организовали в Индии совместную фирму "САИЛ - РОМЕЛТ" для продвижения там своего процесса.

В России в настоящее время реальным путем для использования процесса "Ромелт" является переработка металлургических отходов в целях защиты окружающей среды и сокращения безвозвратных потерь железа.

Особое положение может занять использование процесса "Ромелт" на мини-заводах, которые для выплавки стали используют дуговые электропечи, работающие на шихте из лома. Использование металлолома создает две проблемы:

· конъюнктурное колебание цен на лом

· появление в стали из лома вредных примесей цветных металлов, количество которых непрерывно увеличивается из-за многократных переплавов лома.

Выходом является использование в шихте электропечей первородного жидкого чугуна из агрегата "Ромелт". Это снизит зависимость завода от поставок лома и колебаний цен на него, уменьшит содержание в сталях примесей цветных металлов. Подобный завод уже ряд лет действует в ЮАР на фирме "Искор", где электропечь снабжается жидким чугуном от установки "Корекс".

Преимуществом чугуна процесса "Ромелт", как указывалось, является низкое содержание в нем Si и Mn, что облегчает его переработку в сталь.

Производство цветных металлов

Около 70 элементов таблицы Д. И. Менделеева составляют цветные металлы, без которых немыслимо развитие отраслей промышленности. Цветные металлы широко различаются как по свойствам, так и по способам получения. Так, галлий и цезий имеют температуры плавления 29,8 и 28,5 °С соответственно, т. е. их можно расплавить в руке, а вольфрам плавится при температуре 3400 °С. Литий, имея плотность 0,53 г/см³, не тонет ни в бензине, ни в керосине, а плотность тантала составляет 26,6 г/см³. Для производства цветных металлов применяются пирометаллургия, гидрометаллургия, электролиз, как водных растворов, так и расплавленных солей.

Все цветные металлы делят на 5 групп:

1. Тяжёлые цветные металлы – это металлы, плотность которых превышает 7 г/см³. Типичные представители: медь (8,94 г/см³), никель (8,92 г/см³), свинец (11,34 г/см³), цинк (7,14 г/см³), олово (7,3 г/см³) и др.

2. Легкие цветные металлы – алюминий (2,7 г/см³), магний (1,74 г/см³), кальций (1,55 г/см³), барий (3,75 г/см³), натрий (0,97 г/см³), калий (0,86 г/см³) и др.

3. Благородные металлы – золото, серебро, платина и и металлы платиновой группы.

4. Редкие металлы – это металлы, Кларк которых составляет 10^-10 (кларки элементов – числовые оценки среднего содержания химических элементов в земной коре, гидросфере, атмосфере. Введен А. Е. Ферсманом в честь американского геохимика Ф. У. Кларка). Типичные представители этой группы металлов:: титан, индий, рений, галлий, волфрам, литий, молибден и др.

5. Полупроводниковые металлы: селен, мышьяк, сурьма, германий и др.

Следует отметить, что приведенное деление условное. Так, например, титан и литий могут быть отнесены к легким металлам, а практически все полупроводниковые металлы – к редким.

Производство меди

Медь — один из важнейших металлов, относится к I – й группе Периодической системы; порядковый номер 29; атомная масса – 63,546; плотность – 8,92 г/см³. температура плавления – 1083 °С; температура кипения – 2595 °С. По электропроводности она несколько уступает лишь серебру и является главным проводниковым материалом в электро- и радиотехнике, потребляющих 40…50 % всей меди. Почти во всех областях машиностроения используются медные сплавы — латуни и бронзы. Медь как легирующий элемент входит в состав многих алюминиевых и других сплавов.

Мировое производство меди в капиталистических странах около 6—7 млн. т, в том числе вторичной меди около 2 млн. т. В СССР выплавка меди за каждое пятилетие увеличивался на 30…40 %.

Медные руды. Медь встречается в природе главным образом в виде сернистых соединений CuS (ковеллин), Cu₂S (халькозин) в составе сульфидных руд (85…95 % запасов), реже в виде окисных соединений Сu₂О (куприт), углекислых соединений СuСО₃ · Сu(ОН)₂- малахит 2СuСО₃ · Сu(ОН)₂- азурит и самородной металлической меди (очень редко). Окисные и углекислые соединения трудно поддаются обогащению и перерабатываются гидрометаллургическим способом.

Наибольшее промышленное значение в СССР имеют сульфидные руды, из которых получают около 80 % всей меди. Самыми распространенными сульфидными рудами являются медный колчедан, медный блеск и др.

Все медные руды являются бедными и обычно содержат 1…2 %, иногда меньше 1 % меди. Пустая порода, как правило, состоит из песчаников, глины, известняка, сульфидов железа и т. п. Многие руды являются комплексными — полиметаллическими и содержат, кроме меди, никель, цинк, свинец и другие ценные элементы в виде окислов и соединений.

Примерно 90 % первичной меди получают пирометаллургическим способом; около 10 %—гидрометаллургическим способом.

Гидрометаллургический способ состоит в извлечении меди путем ее выщелачивания (например, слабыми растворами серной кислоты) и последующего выделения металлической меди из раствора. Этот способ, применяемый для переработки бедных окисленных руд, не получил широкого распространения в нашей промышленности.

Пирометаллургический способ состоит в получении меди путем ее выплавки из медных руд. Он включает обогащение руды, ее обжиг, плавку на полупродукт — штейн, выплавку из штейна черной меди, ее рафинирование, т. е. очистку от примесей (рис. 2.1).

Рис. 2.1. Упрощенная схема пирометаллургического производства меди

Наиболее широко для обогащения медных руд применяется метод флотации. Флотация основана на различном смачивании водой металлсодержащих частиц и частиц пустой породы (рис. 2.2).

а б

Рис. 2.2. Схема флотации:

а – принципиальная схема механической флотационной машины (вариант);

б – схема всплывания частиц; 1 – мешалка с лопастями; 2 – перегородка;

3 – схема минерализованной пены; 4 – отверстие для удаления хвосты

(пустой породы); I – зона перемешивания и аэрации.

Обогащение медных руд. Бедные медные руды подвергают обогащению для получения концентрата, содержащего 10…35 % меди. При обогащении комплексных руд возможно извлечение из них и других ценных элементов.

В ванну флотационной машины подают пульпу — суспензию из воды, тонкоизмельченной руды (0,05…0,5 мм) и специальных реагентов, образующих на поверхности металлсодержащих частиц пленки, не смачиваемые водой. В результате энергичного перемешивания и аэрации вокруг этих частиц возникают пузырьки воздуха. Они всплывают, извлекая с собой металлсодержащие частицы, и образуют на поверхности ванны слой пены. Частицы пустой породы, смачиваемые водой, не всплывают и оседают на дно ванны.

Из пены фильтруют частицы руды, сушат их и получают рудный концентрат, содержащий 10…35 % меди. При переработке комплексных руд применяют селективную флотацию, последовательно выделяя металлсодержащие частицы различных металлов. Для этого подбирают соответствующие флотационные реагенты.

Обжиг. Рудные концентраты, достаточно богатые медью, плавят на штейн «сырыми» — без предварительного обжига, что снижает потери меди (в шлаке — при плавке, унос — с пылью при обжиге); основной недостаток: при плавке сырых концентратов не утилизируется сернистый газ SO₂, загрязняющий атмосферу. При обжиге более бедных концентратов удаляется избыток серы в виде SO₂, который используется для производства серной кислоты. При плавке получают достаточно богатый медью штейн, производительность плавильных печей увеличивается в 1,5…2 раза.

Обжиг производят в вертикальных многоподовых цилиндрических печах (диаметр 6,5…7,5 м, высота 9…11 м), в которых измельченные материалы постепенно перемещаются механическими гребками с верхнего первого пода на второй — ниже расположенный, затем на третий и т. д. Необходимая температура (850 °С) обеспечивается в результате горения серы (CuS, Cu₂S и др.). Образующийся сернистый газ SO₂ направляется для производства серной кислоты.

Производительность печей невысокая — до 300 т шихты в сутки, безвозвратный унос меди с пылью около 0,5 %.

Новым, прогрессивным способом является обжиг в кипящем слое (рис. 2.3).

Сущность этого способа состоит в том, что мелкоизмельченные частицы сульфидов окисляются при 600…700 °С кислородом воздуха, поступающего через отверстия в подине печи. Под давлением воздуха частицы обжигаемого материала находятся во взвешенном состоянии, совершая непрерывное движение и образуя «кипящий» («псевдоожиженный») слой. Обожженный материал «переливается» через порог печи. Отходящие сернистые газы очищают от пыли и направляют в сернокислотное производство. При таком обжиге резко повышается интенсивность окисления; производительность в несколько раз больше, чем в многоподовых печах.

Плавка на штейн

Плавку на штейн концентрата наиболее часто проводят в пламенных печах, работающих на пылевидном, жидком или газообразном топливе. Такие печи имеют длину до 40 м, ширину до 10 м, площадь подины до 250 м² и вмещают 100 т и более переплавляемых материалов. В рабочем пространстве печей развивается температура 1500…1600 °С.

При плавке на подине печи постепенно скапливается расплавленный штейн — сплав, состоящий в основном из сульфида меди Cu₂S и сульфида железа FeS. Он обычно содержит 20…60 % Сu, 10…60 % Fe и 20…25 % S. В расплавленном состоянии (t _Пл—950…1050 °C) штейн поступает на переработку в черновую медь.

Плавку концентратов производят также в электропечах, в шахтных печах и другими способами. Технически совершенная плавка в электропечах (ток проходит между электродами в слое шлака) нашла ограниченное применение из-за большого расхода электроэнергии. Медные кусковые руды с повышенным содержанием меди и серы часто подвергают медносерной плавке в вертикальных шахтных печах с воздушным дутьем. Шихта состоит из руды (или брикетов), кокса и других материалов. Выплавляемый бедный штейн с 8…15 % Сu обогащают повторной плавкой до 25…4 % Сu, удаляя избыток железа. Эта плавка экономически выгодна, так как из печных газов улавливают до 90 % элементарной серы руды.

Черновую медь выплавляют путем продувки расплавленного штейна воздухом в горизонтальных цилиндрических конверторах (рис. 2.4) с основной футеровкой (магнезит) с массой плавки до 100 т. Конвертор установлен на опорных роликах и может поворачиваться в требуемое положение. Воздушное дутье подается через 40— 50 фурм, расположенных вдоль конвертора.

Через горловину конвертора заливают расплавленный штейн. При этом конвертор поворачивают так, чтобы не были залиты воздушные фурмы. На поверхность штейна через горловину или специальное пневматическое устройство загружают песок — флюс для ошлакования окислов железа, образующихся при продувке. Затем включают воздушное дутье и поворачивают конвертор в рабочее положение, когда фурмы находятся ниже уровня расплава. Плотность штейна (5г/см³) значительно меньше удельного веса меди (8,9 г/см³). Поэтому в процессе плавки штейн доливают несколько раз: пока не будет использована вся емкость конвертора, рассчитанная на выплавляемую медь. Продувка воздухом продолжается до 30 ч. Процесс выплавки черновой меди из штейна делится на два периода.

В первом периоде происходит окисление FeS кислородом воздушного дутья по реакции

2FeS + ЗО₂ = 2FeO + 2SO₂ + Q.

Образующаяся закись железа FeO ошлаковывается кремнеземом SiO₂ флюса:

2FeO + SiO₂ = SiO₂∙2FeO + Q.

По мере необходимости образующийся железистый шлак сливают через горловину (поворачивая конвертор), доливают новые порции штейна, загружают флюс и продолжают продувку. К концу первого периода железо удаляется почти полностью. Штейн состоит в основном из Cu₂S и содержит до 80 % меди.

Шлак содержит до 3 % Сu и его используют при плавке на штейн.

Во втором периоде создаются благоприятные условия для протекания реакций

2Cu₂S + ЗО₂= 2Cu₂O + 2SO₂+Q;

Cu₂S + 2Cu₂O = 6Cu + SO₂ — Q,

приводящих к восстановлению меди.

В результате плавки в конверторе получается черновая медь. Она содержит 1,5…2 % примесей (железа, никеля, свинца и др.) и не может быть использована для технических надобностей. Плавку меди выпускают из конвертора через горловину, разливают на разливочных машинах в слитки (штыки) или плиты и направляют на рафинирование.

Рафинирование меди — ее очистку от примесей — проводят огневым и электролитическим способом.

Огневое рафинирование ведут в пламенных печах емкостью до 400 т. Его сущность состоит в том, что цинк, олово и другие примеси легче окисляются, чем сама медь, и могут быть удалены из нее в виде окислов. Процесс рафинирования состоит из двух периодов — окислительного и восстановительного.

В окислительном периоде примеси частично окисляются уже при расплавлении меди. После полного расплавления для ускорения окисления медь продувают воздухом, подавая его через погруженные в жидкий металл стальные трубки. Окислы некоторых примесей (SbO₂, PbO, ZnO и др.) легко возгоняются и удаляются с печными газами. Другая часть примесей образует окислы, переходящие в шлак (FeO, Аl₂О_з, Si0₂). Золото и серебро не окисляются и остаются растворенными в меди.

В этот период плавки происходит также и окисление меди по реакции 4Cu+O₂=2Cu₂O.

Задачей восстановительного периода является раскисление меди, т. е. восстановление Сu₂0, а также дегазация металла. Для его проведения окислительный шлак полностью удаляют. На поверхность ванны насыпают слой древесного угля, что предохраняет металл от окисления. Затем проводят так называемое дразнение меди. В расплавленный металл погружают сначала сырые, а затем сухие жерди (шесты). В результате сухой перегонки древесины выделяются пары воды и газообразные углеводороды, они энергично перемешивают металл, способствуя удалению растворенных в нем газов (дразнение на плотность).

Газообразные углеводороды раскисляют медь, например, по реакции 4Cu₂O+CH₄=8Cu+CO₂+2H₂O (дразнение на ковкость). Рафинированная медь содержит 0,3…0,6 % Sb и других вредных примесей, иногда до 0,1 % (Au+Ag).

Готовую медь выпускают из печи и разливают в слитки для прокатки или в анодные пластины для последующего электролитического рафинирования. Чистота меди после огневого рафинирования составляет 99,5 … 99,7 %.

Электролитическое рафинирование обеспечивает получение наиболее чистой, высококачественной меди. Электролиз проводят в ваннах из железобетона и дерева, внутри футерованных листовым свинцом или винипластом. Электролитом служит раствор сернокислой меди (CuSO₄) и серной кислоты, нагретый до 60…65 °С, Анодами являются пластины размером 1х1 м толщиной 40…50 мм, отлитые из рафинируемой меди. В качестве катодов используют тонкие листы (0,5…0,7 мм), изготовленные из электролитической меди.

Аноды и катоды располагают в ванне попеременно; в одной ванне помещают до 50 анодов. Электролиз ведут при напряжении 2…3 В и плотности тока 100… 150 А/м².

При пропускании постоянного тока аноды постепенно растворяются, медь переходит в раствор в виде катионов Си²⁺. На катодах происходит разрядка катионов Cu²⁺+2e → Cu и выделяется металлическая медь.

Анодные пластины растворяются за 20…30 суток. Катоды наращивают в течение 10…15 суток до массы 70…140 кг, а затем извлекают из ванны и заменяют новыми.

При электролизе на катоде выделяется и растворяется в меди водород, вызывающий охрупчивание металла. В дальнейшем катодную медь переплавляют в плавильных печах и разливают в слитки для получения листов, проволоки и т. п. При этом удаляется водород. Расход электроэнергии на 1 т катодной меди составляет 200…400 кВт · ч. Электролитическая медь имеет чистоту 99,95 %. Часть примесей оседает на дне ванны в виде шлама, из которого извлекают золото, серебро и некоторые другие металлы.

Производство алюминия

В группу легких металлов, имеющих плотность меньше 5 г/см, входят Al, Mg, Ti, Be, Ca, В, Zn, К и др. Наибольшее промышленное применение из них имеют алюминий, магний, титан.

Алюминий является самым распространенным металлом в земной коре. Он преимущественно встречается в виде соединений с кислородом и кремнием алюмосиликатов. Для получения алюминия используют руды, богатые глиноземом AI2O3. Чаще всего применяют бокситы, в которых содержится, %: Аl₂О₃ 40—60, Fе₂О₃ 15—30,SiO₂5—15,ТiO₂2—4 и гидратной влаги 10—15.

Технологический процесс производства алюминия состоит из трех этапов: извлечение глинозема из алюминиевых руд, электролиз расплавленного глинозема с получением первичного алюминия и его рафинирование. Извлечение глинозема обычно производят щелочным способом, применяемым в двух вариантах: мокром (метод Байера) и сухом.

При мокром методе бокситы сушат, измельчают и загружают в герметические автоклавы с концентрированной щелочью, где выдерживают в течение 2—3 ч при температуре 150…250 °С и давлении до 3 МПа. При этом протекают реакции взаимодействия гидрооксида алюминия с едким натром:

AI₂O₃ + ЗН₂О + 2NaOH=Na₂O AI₂O₃ + 4Н₂О.

Раствор алюмината натрия Nа₂О· А1₂О в виде горячей пульпы идет на дальнейшую переработку. Оксиды железа, титана и другие примеси, не растворяющиеся в щелочах, выпадают в осадок-шлам.

Кремнезем также взаимодействует со щелочью и образует силикат натрия: SiO₂ + 2NaOH = Na₂O SiO₂ + 4Н₂О, который, в свою очередь, взаимодействуя с алюминатом натрия, выпадает в осадок, образуя нерастворимое соединение Na₂O· AI₂O₃ ·2SiO₂·2Н₂О.

Пульпа после фильтрации и разбавления водой сливается в отстойник, где из алюминатного раствора выпадает в осадок гидроксид алюминия:

Na₂O· AI₂O₃ + 4Н₂О = 2NaOH + 2A1 (ОН)₃.

Гидроксид алюминия фильтруют и прокаливают при температуре до 1200 °С в трубчатых вращающихся печах. В результате получается глинозем:

2А1(ОН)₃= AI₂O₃ + ЗН₂О.

Сухой щелочной способ или способ спекания состоит в совместном прокаливании при температурах 1200…1300 °С смеси боксита, соды и извести, приводящем к образованию спека, в котором содержится водорастворимый алюминат натрия:

AI₂O₃ + Nа₂СО₃=Na₂O · AI₂O₃ + СО₂.

Известь расходуется на образование нерастворимого в воде силиката кальция СаО • SiO2. Алюминат натрия выщелачивают из спека горячей водой и полученный раствор продувают углекислотой:

Na₂O AI₂O₃ + ЗН₂О + СО₂=2А1(ОН)₃ +Nа₂СО₃.

Осадок промывают и прокаливают, получая глинозем, как и в предыдущем способе.

Алюминий получают электролизом глинозема, растворенного в расплавленном криолите Na₃AlF₆. Этот метод был предложен в 1886 г. одновременно Ч.Холлом в США и П.Эру во Франции и применяется до сих пор почти без изменений. Криолит получают в результате взаимодействия плавиковой кислоты HF с гидроксидом алюминия с последующей нейтрализацей содой:6HF + А1(ОН)₃=Н₃АlF₆ + ЗН₂О;

H₃AIF₆ + ЗNа₂СО₃=2Na₃AlF₆ + ЗН₂О + СО₂-

Электролиз осуществляют в алюминиевой ванне-электролизере, схема которого приведена на рис. 2.5.

Рис. 2.5. Схема электролизера для производства алюминия:

1 — катодные угольные блоки; 2 — огнеупорная футеровка; 3 — стальной кожух; 4 — угольные плиты; 5 — жидкий алюминий; 6 — металлические стержни с шинами; 7 — угольный анод; 8 — глинозем; 9 — жидкий электролит; 10 — корка затвердевшего электролита; 11 — катодная токо-подводящая шина; 12 — фундамент

Ванна имеет стальной кожух прямоугольной формы, а ее стену и подину изготавливают из угольных блоков, теплоизолированных шамотным кирпичом. В футеровку подины вмонтированы стальные катодные шины, благодаря чему угольный корпус ванны является катодом электролизера. Анодами служат самообжигающиеся, вертикально расположенные угольные электроды, погруженные в расплав. При электролизе аноды постепенно сгорают и перемещаются вниз. По мере сгорания они наращиваются сверху жидкой анодной массой, из которой при нагреве удаляются летучие и происходит ее коксование. Электролит нагревается до рабочей температуры 930—950 °С. Глинозем, расходуемый в процессе электролиза, периодически загружают в ванну сверху. Благодаря охлаждению воздухом на поверхности образуется корка электролита. На боковой поверхности ванны образуется затвердевающий слой электролита (гарнисаж), предохраняющий футеровку от разрушения и теплоизолирующий ванну.При высокой температуре глинозем AI₂O₃, растворенный в электролите, диссоциирует на ионы: А1₂О₃=2А1³⁺+ O^2- На поверхности угольной подины, являющейся катодом, ионы восстанавливаются до металла: 2Al³⁺+6e=2al

По мере уменьшения содержания глинозема в электролите его периодически загружают в ванну электролизера. Жидкий алюминий скапливается на подине электролизера и периодически удаляется с помощью вакуумных ковшей.

Кислородные ионы разряжаются на угольном аноде: 3O^2—6e=3/2O₂, окисляют анод, образуя СО и СО₂, которые удаляются вентиляционными устройствами. Электролизные ванны соединяют последовательно в серии из 100—200 ванн.

Первичный алюминий, полученный в электролизной ванне, загрязнен примесями Si, Fe, неметаллическими включениями (AI₂O₃,С), а также газами, преимущественно водородом. Для очистки алюминия его подвергают рафинированию либо хлорированием, либо электролитическим способом.

Более чистый алюминий получают электролитическим рафинированием, где электролитом являются безводные хлористые и фтористые соли. В расплавленном электролите алюминий подвергают анодному растворению и электролизу. Электролитическим рафинированием получают алюминий чистотой до 99,996 %,потребляемый электрической, химической и пищевой промышленностью. Еще более чистый алюминий(99,9999 %)можно получить зонной плавкой. Этот способ дороже электролиза, мало производителен и применяется для изготовления

небольших количеств металла в тех случаях, когда необходима особая чистота, например для производства полупроводников.

Производство магния

Сырьем для производства магния служит магнезит, в основном состоящий из MgCO₃, доломит MgCO₃·CaCO₃, карналлит-MgCl₂ ·KC1 ·6Н₂О.

Существуют два способа получения металлического магния: термический и электролитический. В основе первого способа лежит восстановление оксида магния углеродом или кремнием, а второго-электролиз расплавленного хлористого магния MgCl₂. Более распространен электролитический способ производства металлического магния. Он состоит из двух основных процессов: получения хлористого магния из исходного сырья и его электролиза.

Хлористый магний получают обжигом магнезита или доломита и хлорированием образовавшегося оксида магния при 800…900 °С в присутствии восстановителя (углерода):

MgCO₃=MgO+CO₂

MgCO₃ СаСО₃=MgO + CaO + 2СО₂;

MgO + CI₂ + С=MgCl₂+CO.

Электролиз расплавленного хлорида MgCl производится в электролизерах, представляющих собой герметизированные ванны прямоугольной формы с шамотной футеровкой (рис. 2.6).

Аноды изготовляют из графита, катодами служат две стальные пластины. В качестве электролита используют расплав хлористых солей MgCl₂, NaCl, KC1, CaCl₂, содержащий 7—15 % MgCl₂. Анодное пространство отделено от катодного огнеупорной перегородкой. После восстановления магний и хлор не должны взаимодействовать; это привело бы к сгоранию магния в хлоре:

Mg + Cl₂=MgCl₂.

Как и при электролизе глинозема, электрический ток, проходя через электролит, нагревает его и осуществляет электрохимический процесс.

Ионы магния разряжаются на катоде: Mg ²⁺ + 2е = Mg. Плотность магния меньше плотности электролита, поэтому магний всплывает и скапливается на поверхности ванны. Для предупреждения окисления магния ванну закрывают керамической крышкой. Расплавленный магний периодически удаляют с помощью вакуумных ковшей и сифонов. Образующийся на аноде хлор отсасывается через хлоропровод.

После электролиза магний содержит примеси. Его подвергают рафинированию, которое осуществляют переплавкой в тигельных печах с флюсами или возгонкой. Рафинированный металл, содержащий не менее 99,9 % Mg, разливают в чушки на разливочной машине. При разливке струя магния предохраняется от окисления путем опыления металла порошком серы.

Производство никеля

Промышленное производство никеля, возникшее более 100 лет назад, за последнее время быстро увеличивается. В капиталлистических странах получено никеля в 1965 г. около 300 тыс.т, в 1970 г. 470 тыс.т, в настоящее время примерно 800 тыс. т. Никель – один из важнейших легирующих элементов в сталях. Он входит (вместе с другими легирующими элементами) в состав наиболее качественных конструкционных сталей, большинства марок нержавеющих, жаропрочных сталей. В технике широко применяют сплавы на никелевой основе: магнитные, высоко омического сопротивления и др. Для производства легированных сталей и никелевых сплавов расходуется около 80% никеля. Никель применяют также для антикоррозионных покрытий, как катализатор и т. д.

Сырье для производства никеля — окисленные никелевые или сульфидные медно-никелевые руды. В окисленных рудах никель находится в виде силикатов nNiO•SiO₂-mMgO-SiO₂"H₂O; в этих рудах содержится 1— 7% никеля. В сульфидных рудах никель находится в виде NiS; в этих рудах 0,3—5,5% Ni, до 2,5% Си, часто содержится кобальт, а также платина, иридий и другие элементы платиновой группы.

Технология производства никеля из окисленных руд показана на схеме рис. 2.7. Окисленные руды, как правило,—рыхлые с большим содержанием глинистых веществ и влаги. Перед плавкой их измельчают, сушат и затем окусковывают путем брикетирования на прессах или агломерацией на ленточных машинах.

Штейн наиболее часто выплавляют в шахтных печах прямоугольного сечения (ширина 1,5 м, длина 10—15 м, высота 6 м) с воздушным дутьем через щелевидные фурмы. Шихта состоит из агломерата или брикетов руды, кокса, известняка СаСО₃ и других материалов. Продуктом плавки является штейн (или роштейн) — сплав сульфидов никеля и железа (Ni₃S₂ и FeS), содержащий 12…30 % Ni, 45…60 % Fe, 17…23 % S, небольшое количество меди и кобальта.

Плавку на файнштейн производят путем продувки расплавленного штейна воздухом в конверторах, по устройству аналогичных конверторам Для получения черновой меди. Плавка делится на два периода. В первый период происходит окисление и удаление металлического железа. В конвертор заливают первую порцию расплавленного штейна, обычно 2…4 т (до 10 т), загружают флюс — кварцевый песок (SiO₂) для ошлакования железа и ведут продувку 16…20 мин. Окисление и ошлакование железа происходит по следующей реакции: 2Fe+O₂+SiO₂=(FeO)₂-SiO₂+Q.

Образующийся шлак сливают, заливают новую порцию штейна, загружают флюс и продолжают продувку; эти операции повторяют несколько раз, постепенно увеличивая продолжительность продувки до 40…45 мин, по мере накопления обедненного железом штейна и заполнения емкости конвертора.

Рис 2. 7. Схема производства никеля из окисленных руд

Во второй период продувки интенсивно окисляется сульфид железа по реакции 2FeS4-3O₂+SiO₂ — (FeO)₂-•SiO₂ + 2SO₂. Продукт плавки — файнштейн (или белый никелевый штейн) —сплав сульфида никеля Ni₃S₂и никеля, который содержит 75—78% Ni (около 15% металлического), 20—23% S, небольшое количество кобальта, меди, железа.

Окислительный обжиг файнштейна производят для удаления серы и получения закиси никеля NiO по реакции 2Ni₃S₂ + 7O₂ = 6NiO+4SO₂.

До обжига файнштейн дробят и измельчают до 0,5 мм. Обжиг ведут сначала в многоподовых печах без затраты топлива (за счет горения серы), а затем в трубчатых вращающихся печах, отапливаемых мазутом или газом. В последнее время применяется прогрессивный обжиг в кипящем слое.

Для восстановления никеля проводят плавку в дуговых электрических печах (аналогичных сталеплавильным) емкостью 3,5—10 т. Восстановителем служит древесный уголь или нефтяной кокс, чистые по сере. Восстановление протекает аналогично прямому восстановление железа в доменной печи по итоговой реакции NiO +C=Ni+CO-Q.

В процессе плавки образуется и растворяется в жидком никеле карбид Ni₃C. Для снижения углерода до 0,1—0,3% в конце плавки производят доводку присадками закиси никеля Ni₃C + NiO=4Ni + CO. Для удаления серы в печь загружают известняк. Черновой никель содержит 99,2—99,6% (Ni-f-Co), 0,3—0,8% Fe, 0,04—0,4% Си. Электролитическое рафинирование никеля обычно проводят в бетонных ваннах, футерованных керамической плиткой. Аноды—литые пластины из чернового никеля (масса 250—360 кг), катоды — тонкие листы из рафинированного чистого никеля. В ванне устанавливают 30—35 катодов и 31—36 анодов. Электролит — водный раствор сульфата никеля NiSO4. При электролизе на катоде может выделяться не только никель, но также медь, кобальт и железо. Чтобы избежать этого, катоды помещают в ванне в плоских коробках — диафрагмах со стенками из брезента, хлорвиниловых и других тканей (рис. 2.8).

Рис. 2.8. Схема ячейки электролизной ванны: / — анод; 2 — катод; 3 — диафрагма

Чистый электролит (католит) непрерывно заливается в диафрагму; электролит, содержащий примеси (анолит), непрерывно удаляют и направляют на химическую очистку от меди, железа и кобальта. Напряжение на ванне около 3 В, расход электроэнергии на 1 т никеля около 3000 кВт-ч. За 10—15 суток катод наращивают до толщины 10—15 мм, вынимают из ванны и разрезают на куски. Из анодного шлама извлекают платину и другие ценные металлы.

Сульфидные медно-никелевые руды перерабатывают по технологии, аналогичной переработке медных руд. Бедные руды обогащают методами флотации, обычно получая медно-никелевый концентрат; реже — селективной флотацией — получают медный и никелевый концентраты (содержащие медь). Перед плавкой концентрат подвергают обжигу, иногда агломерации или окатыванию. Плавку на штейн концентратов проводят в отражательных пламенных печах (как при производстве меди). Богатые руды в крупных кусках и окускованный концентрат, (агломерат, окатыши) плавят в электрических дуговых печах. Медно-никелевый штейн содержит 9—13% никеля в виде Ni₃S₂, 5—10% меди (Cu₂S), 48—56% железа (FeS), 0»3% кобальта. После продувки воздухом в конверторе получают медно-никелевый файнштейн, содержащий 20—60% Ni, 25—50% Си, 10—20% S, а также железо, кобальт, металлы платиновой группы. После медленного охлаждения для укрупнения кристаллов Cu₂S и распада N13S2 с выделением никеля файнштейн измельчают до 0,05 мм и подвергают флотации по способу И. Н. Маеленицкого. При этом получают два концентрата: никелевый с 65—68% Ni и 2— 4% Си и медный с 68—74% Си, 3,5—6% Ni.

Никелевый концентрат подвергают обжигу и другим операциям (см. рис. 29). Для извлечения никеля из медно-никелевых файнштейнов можно применить карбонильный способ. Сплав измельчают и обрабатывают окисью углерода СО при давлении 70—200 ат и температуре около 200°С. В результате обработки образуются жидкие карбонилы Ni(CO)₄, Fe(CO)₅ и др. Ректификацией выделяют карбонил никеля Ni(CO)₄₎ который затем разлагают при 300 °С с выделением порошкообразного никеля.

Производство титана

Титан как элемент открыт в 1791 г. Его промышленное производство началось в 50-х годах XX века и получило быстрое развитие. Титановые сплавы имеют наиболее высокую удельную прочность среди всех металлических материалов, а также высокую жаропрочность и коррозионную стойкость и находят все более широкое применение в авиационной технике, химическом машиностроении и других областях техники. Титан используют для легирования сталей. Двуокись титана TiO₂ используют для производства титановых белил и эмалей; карбид титана TiC — для особо твердых инструментальных сплавов.

Титан по распространению в природе занимает четвертое место среди металлов и входит в состав более чем 70 минералов. К основным промышленным титаносодержащим минералам относятся рутил (более 90% ТiO₂) и ильменит TiO₂-FeO (60%TiO₂). Ильменит входит в состав титаномагнетитов — его смеси с магнитным железняком; они содержат до 20% ТiO₂. К перспективным рудам относятся сфен CaO-SiO₂-TiO2 (32—42% TiO₂) и перовскит СаО- TiO (60% ТiO₂).

Сырьем для получения титана являются титаномагнетитовые руды, из которых выделяют ильменитовый концентрат, содержащий 40 ... 45 % ТiO₂, -30 % FеО, 20 % Fе₂О₃ и 5 ... 7 % пустой породы. Название этот концентрат получил по наличию в нем минерала ильменита FеО-ТiO₂.

Ильменитовый концентрат плавят в смеси с древесным углем, антрацитом, где оксиды железа и титана восстанавливаются. Образующееся железо науглероживается, и получается чугун, а низшие оксиды титана переходят в шлак. Чугун и шлак — разливают отдельно в изложницы. Основной продукт этого процесса - титановый шлак - содержит 80 ... 90 % ТiO₂, 2 ... 5 % FеО и примеси SiO₂, А1₂О₃, СаО и др. Побочный продукт этого процесса - чугун — используют в металлургическом производстве.

Полученный титановый шлак подвергают хлорированию в специальных печах. В нижней части печи располагают угольную насадку, нагревающуюся при пропус-кании через нее электрического тока. В печь подают брикеты титанового шлака, а через фурмы внутрь печи - хлор. При температуре 800 ... 1250 °С в присутствии углерода образуется четыреххлористый титан, а также хлориды СаС1_2> МgС1₂ и др.:

ТiO₂ + 2С + 2С1₂ = ТiСl + 2СО.

Четыреххлористый титан отделяется и очищается от остальных хлоридов благодаря различию температуры кипения этих хлоридов методом ректификации в специальиых установках.

Титан из четыреххлористого титана восстанавливают в реакторах при температуре 950 ... 1000 °С. В реактор загружают чушковый магний; после откачки воздуха и заполнения полости реактора аргоном внутрь его подают парообразный четыреххлористый титан. Между жидким магнием и четыреххлористым титаном происходит реакция

ТiС1₂ = Тi + 2МgС1₂.

Производство титана является технически сложным процессом. Двуокись титана TiO₂ — химически прочное соединение. Металлический титан (t_ПЛ = 1725 °С), обладает большой активностью. Он бурно реагирует с азотом при температуре 500—600 °С и кислородом воздуха при 1200—1300 °С, поглощает водород, взаимодействует с углеродом и т. д. Наиболее широкое распространение получил магниетермический способ, осуществляемый по следующей технологической схеме: титановая руда ® обогащение ® плавка на титановый шлак ® получение четыреххлористого титана TiCl₄® восстановление титана магнием.

Обогащение титановых руд. Титаномагнетиты и другие бедные руды обогащают электромагнитным и другими способами, получая концентрат, содержащий до 50 % TiO₂ и около 35 % Fe₂O₃ и FeO.

Плавку на титановый шлак проводят в электродуговой печи. Шихтой служат прессованные брикеты, состоящие из мелкоизмельченного концентрата, антрацита или угля и связующего (сульфитный щелок). В результате плавки получают богатый титановый шлак, содержащий до 80 % TiO₂. Побочным продуктом является чугун, содержащий до 0,5 % Ti. Измельченный шлак подвергают магнитной сепарации (для удаления железосодержащих частиц), смешивают с мелким нефтяным коксом и связующим и спрессовывают в брикеты. После обжига при 700—800 °С брикеты направляют на хлорирование.

Получение четыреххлористого титана TiCl₄ в герметизированных электрических печах представлено на рис. 2.9.

Нижнюю часть печи заполняют угольной (графитовой) насадкой, которая служит электрическим сопротивлением и нагревается при пропускании электрического тока. В реакционной зоне печи выше уровня угольной насадки развивается температура 800…850 °С. При хлорировании образуется четыреххлористый титан по реакции TiO₂+2C-T2Cl₂=TiCl₄+2CO. Пары четыреххлористого титана находятся в паро-газовой смеси, содержащей SiCl₄ и другие хлориды; СО, С1₂ и другие газы.

Ее очищают от твердых частиц и охлаждают в конденсаторах, в результате чего получают жидкий четыреххлористый титан. Для более полной очистки от твердых частиц конденсат отстаивают и фильтруют.

Четыреххлористый титан отделяют от других хлоридов путем ректификации конденсата, основанной на различии температур кипения различных хлоридов. Жидкий четыреххлористый титан направляют на восстановление.

В настоящее время для получения четыреххлористого титана начинают применять другие способы хлорирования: в хлоратоpax непрерывного действия, в солевом расплаве; перспективным является хлорирование в кипящем слое.

Восстановление титана магнием из TiCl₄ проводят в герметичных реакторах (ретортах) из нержавеющей стали, установленных в электрических печах сопротивления. После установки в печь из реторты откачивают воздух и заполняют ее очищенным аргоном; после нагрева до температуры 700° С заливают расплавленный магний и начинают подачу жидкого TiCl₄. Титан восстанавливается магнием по реакции TiCl₄+2Mg=Ti+2MgCl₂. Эта реакция сопровождается выделением большого количества тепла и в реакторе поддерживается необходимая температура 800…900 °С без дополнительного нагрева за счет регулирования скорости подачи TiCl₄. Частицы восстановленного титана спекаются в пористую массу (титановая губка), пропитанную магнием и хлористым магнием. Расплав хлористого магния периодически удаляют через патрубок в дне реактора. В промышленных реакторах (емкостью до 2 т) получают титановую губку, содержащую до 60% Ti, 30 °/o Mg и 10 % MgCl_2.

Рафинирование титановой губки производят методом вакуумной дистилляции. Крышку охладившейся реторты снимают и вместо нее устанавливают водоохлаждаемый конденсатор; затем реторту снова устанавливают в печь. Дистилляция проводится при 950…1000 °С и вакууме около 10^-3 мм рт. ст. Примеси титановой губки Mg и MgCl₂ расплавляются, частично испаряются и затем выделяются в конденсаторах. Получаемый оборотный магний возвращается в производство, MgCl₂ используют для производства магния.

Получение титановых слитков. Титановые слитки получают переплавкой титановой губки в вакуумных электрических дуговых печах. Расходуемый электрод изготавливают прессованием из измельченной титановой губки. Электрическая дуга горит между расходуемым электродом и ванной расплавленного металла, постепенно заполняющего изложницу, затвердевающего и образующего слиток.

Наличие вакуума предохраняет металл от окисления и способствует его очистке от поглощенных газов и примесей.

Для получения слитков может быть использована дробленая титановая губка, загружаемая в печь дозатором. В этом случае дуга горит между расплавленным металлом и графитовым электродом, поднимаемым по мере заполнения изложницы металлом.

Для обеспечения высокого качества слитков плавку повторяют два раза. При второй плавке расходуемым электродом служит слиток, полученный при первой плавке.

Титановые сплавы выплавляют в электрических дуговых вакуумных печах, аналогичных применяемым для переплавки титановой губки. В качестве шихтовых материалов используют титановую губку и легирующие элементы в соответствии с заданным химическим составом сплава. Из шихты прессованием при 280….330 °С изготавливают переплавляемый (расходуемый) электрод. Плавку ведут в вакууме или в атмосфере аргона. Перед началом плавки на поддон в качестве затравки насыпают слой стружки из сплава такого же состава. Для более равномерного распределения легирующих элементов в сплаве полученный слиток переплавляют вторично.

Натриетермический способ получения титана отличается от магниетермического тем, что титан из TiCl₄ восстанавливают металлическим натрием. Этот процесс проводят при относительно невысокой температуре, и титан в меньшей степени загрязняется примесями. Вместе с тем натриетермический способ технически более сложен.

Кальциееидридный способ основан на том, что при взаимодействии двуокиси титана TiO₂ с гидридом кальция СаН₂ образуется гидрид титана ТiH2, из которого затем выделяется металлический титан. Недостаток этого способа состоит в том, что получаемый титан сильно загрязнен примесями.

Иодидный способ применяют для получения небольших количеств титана очень высокой чистоты, до 99,99%. Он основан на реакции Ti+2I₂« TiI₄, которая при 100 …200 °С идет слева направо (образование Til₄), при 1300…1400 °С —в обратном направлении (разложение ТiI₄).

Рафинируемую титановую губку помещают в реторту и нагревают до 100…200 °С; внутрь реторты вводят и разбивают ампулу с йодом, взаимодействующим с титаном по реакции Ti+2I₂® TiI₄. Разложение TiI₄® Ti+2I₂ и выделение титана происходит на титановых проволоках, натянутых в реторте, нагретых до 1300… 1400 °С пропусканием тока.

Основы технологии получения феррованадия

Ванадий, открытый как элемент в 1831 г., начали использовать примерно с начала XX в. для легирования конструкционных, быстрорежущих и других сталей.

Для легирования используют феррованадий — сплав на железной основе с 35…45 % ванадия. Феррованадий имеет более низкую температуру плавления, чем ванадий (1735 °С), стоимость легирования ниже, чем при применении чистого ванадия.

Основной сырой материал — железные руды, содержащие 0,3…0,5 % в виде трехокиси V₂O₃. Подготовка руды к плавке состоит в ее обогащении; железо-ванадиевый концентрат окусковывают (агломерация, окатыши). Из агломерата выплавляют чугун, содержащий 0,4...0,6 % , и продувают его в конвекторе; железоуглеродистый сплав перерабатывают в сталь. Ванадий переходит в шлак в виде FeO × V₂O₅.

Конверторный шлак (7…10 % V) с добавкой соды Na₂CO₃ подвергают окислительному обжигу в трубчатых вращающихся печах для образования водорастворимого ванадита натрия Na₂O × V₂O₅. Спек выщелачивают водой и затем раствором серной кислоты; раствор фильтруют и выделяют осадок. Просушенный осадок плавят в пламенной печи, получая техническую пяти-окись ванадия (80…95 %V₂O₅).

Феррованадий выплавляют в электродуговой печи; шихта состоит из пятиокиси ванадия (30 %), извести (50 %), ферросилиция (75 %), алюминия и других материалов. Выплавленный феррованадий содержит 35… 45 % ванадия, шлак с 10…15 % V₂O₅ используют как шихтовой материал при плавке. Извлечение ванадия из руды составляет 60…65 %.

Проектирование сварных конструкций: прочность, материалы, строение сварного соединения

2013-04-16T14:01:58Z

Прочность сварных конструкций

Классификация сварных конструкций

Сварные конструкции делят на стержневые, листовые и машиностроительные.

· Стержневые конструкции – каркасы строительных зданий, специальные конструкции (мачты, каркаса ЛА).

· Листовые конструкции – резервуары, газгольдеры, котлы, корпуса ЛА.

· Машиностроительные конструкции – валы рамы, станины и др.

Любая деталь, узел, конструкция, сооружение должны отвечать требованиям работоспостобности и надежности.

Работоспособность. Работоспособностью называют состояние объектов, при котором значения всех параметров, характеризующих способность выполнять заданные функции, соответствуют требованиям нормативно-технической и (или) конструкторской (проектной) документации.

Надежность. Под надежностью понимают свойство объекта сохранять во времени в установленных пределах значения всех параметров, характеризующих способность выполнять требуемые функции в заданных режимах и условиях применения, технического обслуживания, хранения и транспортирования. Надежность является комплексным свойством, которое в зависимости от назначения объекта и условий его применения может включать безотказность, долговечность, ремонтопригодность и сохраняемость или определенные сочетания этих свойств. Любая современная машина или прибор, какими бы высокими характеристиками они не обладали, будут обесценены при ненадежной работе. Надежность зависит от всех этапов создания и эксплуатации изделий. Отказы в основном связаны с разрушениями (статическими, малоцикловыми и усталостными), изнашиванием и недостаточной жесткостью. Поэтому задачи обеспечения прочности, жесткости и износостойкости являются основными в проблеме надежности.

Работоспособность и надежность деталей машин оцениваются определенными условиями и показателями – критериями. Важнейшими из них являются:

1) прочность – способность детали сопротивляться разрушению;

2) жесткость – способность деталей сопротивляться изменению формы, является одной из характеристик работоспособности деталей машин;

3) износостойкость, коррозионная стойкость, виброустойчивость и др.

При расчете и проектировании деталей обычно используют один или два критерия, а остальные критерии удовлетворяются заведомо или не имеют практического значения для рассматриваемых объектов.

Прочность

Прочность – понятие довольно широкое. Существует инженерное и научное понятие прочности.

Под инженерной прочностью понимают способность материала сопротивляться пластическому деформированию, разрушению, способность конструкции сопротивляться потере устойчивости, потере коррозионной стойкости и др.

В научном более узком смысле понимают сопротивление разрушению материала.

Расчетная и конструкционная прочность

Конструкционная прочность – прочность, определенная путем испытаний конструкции или ее имитатора с учетом материала вида нагружения, условий эксплуатации и технологии ее изготовления.

Кроме экспериментальных методов на прочность используют методы расчетные.

Расчетная прочность – прочность найденная расчетом, путем использования простейших характеристик материала и аппарата теории связывающего эти характеристики с величиной прочности.

Запас прочности – отношение одноименных величин одна из которых соответствует предельному состоянию, а другая состоянию эксплуатации.

При расчете необходим учет условий нагружения, и возможный характер разрушения.

Нагрузки могут быть:

· статическими – характеризуются весьма малыми скоростями нагружения;

· повторностатическими – один цикл не чаще чем раз в секунду;

· вибрационными – частота цикла превышает 1Гц;

· ударными – характеризуются весьма высокими скоростями нагружения.

Разрушение может быть:

· вязким – разрушение идет по телу зерна, место разрушения имеет матовый цвет под микроскопом;

· хрупким – разрушение идет по границам зерен, место разрушения имеет блестящий цвет под микроскопом;разрушающие напряжежения ниже предела текучести материала.

· полувязким – разрушение идет частично по границам зерен, а частично по телу зерна.

Жесткость и устойчивость деталей

Жесткость - способность деталей сопротивляться изменению формы, является одной из характеристик работоспособности деталей машин. Жесткость оценивают по величине силы, вызывающей единичное перемещение (линейное или угловое) некоторой точки или сечения детали. Так, удлинение при растяжении стержня силой P

Δl=Pl/(EA) ( 2.1)

а жесткость стержня при растяжении, Н/мм

c=P/∆ℓ=EA/ℓ ( 2.2)

Характеристику, обратную жесткости, называют податливостью (мм/Н)

λ=1/c=ℓ/EA ( 2.3)

т. е. податливость равна перемещению сечения стержня (детали) под действием силы в 1Н.

Устойчивость

Расчеты на прочность и жесткость всегда ведутся исходя из предположения о том, что нагруженная конструкция занимает единственно возможное положение, в котором уравновешиваютя внешие силы, и вызманные ими внутренние силовые факторы.

В действительности же в деформированном состоянии равновесие между внешними и вызываемыми ими внутренними силами упругости может быть не только устойчивым, но и неустойчивьм.

Упругое равновесие будет устойчивым, если деформированное тело при любом малом отклонении от состояния равновесия стремится возвратиться к первоначальному состоянию и возвращается к нему после удаления внешнего воздействия, нарушившего первоначальное равновесное состояние. Упругое равновесие неустойчиво. если деформированное тело, будучи выведено из него каким-либо воздействием, приобретает стремление продолжать деформироваться в направлении данного ему отклонения и после удаления воздействия в исходное состояние не возвращается. Между этими двумя состояниями равновесий существует переходное состояние, называемое критическим, при котором деформированное тело находится в безразличном равновесии: оно может сохранить первоначально приданную eму форму, но может и потерять ее от самого незначительного воздействия.

Можно утверждать, что достижение нагрузками критических значений равносильно разрушению конструкции, так как неустойчивая форма равновесия неминуемо будет утрачена, что связано с практически неограниченным ростом деформаций и напряжений. Особая опасность разрушения вследствие потери устойчивости заключается в том, что обычно она происходит внезапно и при низких значениях напряжений, когда прочность элемента еще далеко не исчерпана.

До момента наступления критического состояния упругие деформации по величине весьма незначительны и нарастание их происходит почти незаметно для глаза. Но с момента наступления критического состояния до момента разрушения остаточные деформации нарастают крайне быстро, и практически нет времени принять меры по предотвращению грозящей катастрофы. Таким образом, при расчете на устойчивость критическая нагрузка подобна разрушающей при расчете на прочность. Для обеспечения определенного запаса устойчивости необходимо, чтобы удовлетворялось условие.

Расчет строительных конструкций по методу Предельных состояний

Расчет на прочность может производиться по одной из двух методик - по предельному состоянию, или по допускаемым напряжениям. Методика расчета по допускаемым напряжениям принята при расчете машиностроительных конструкций, и основы ее использования приведены в курсе «Сопротивления материалов». При расчете строительных конструкций принята методика расчета по предельному состоянию, более совершенная, чем методика расчета по допускаемым напряжениям.

Предельное напряженное состояние – состояние, когда в точке возникает напряженное состояние, ведущее к возникновению нового процесса. Например, к развитию пластической деформации, к образованию трещины и т.д. Различные ПНС возникают при различных видах нагружения.

Предельное состояние – такое состояние, при котором конструкция теряет работоспособность или ее состояние становится нежелательной. Усилия вызывающие предельное состояние называются предельными

Следует различать предельные состояния и предельные напряженные состояния. Не всегда эти понятия совпадают. Примеры:

Увеличение напряжений при изгибе балки до предела текучести приводит достижению ПНС в точках максимально удаленных от нейтральной линии. Дальнейшее увеличение нагрузки приводит к достижению напряжениями уровня предела текучести во всем сечении – предельного состояния в сечении, в конструкции происходит качественные изменения, перемещения резко увеличиваются, поскольку в наиболее нагруженном сечении образуется пластический шарнир.

Увеличение напряжений при растяжении приводит к последовательному появлению следующих предельных напряженных состояний: а) начала равномерной пластической деформации; б) образования шейки; в) разрушения.

Метод расчета по предельным состояниям

В соответствии с ГОСТ 27751-88 "Надежность строительных конструкций и оснований. Основные положения по расчету" предельные состояния подразделяются на две группы:

· первая группа включает предельные состояния, которые ведут к полной непригодности к эксплуатации конструкций, оснований (зданий или сооружений в целом) или к полной (частичной) потере несущей способности зданий и сооружений в целом;

· вторая группа включает предельные состояния, затрудняющие нормальную эксплуатацию конструкций (оснований) или уменьшающие долговечность зданий (сооружений) по сравнению с предусматриваемым сроком службы.

Предельные состояния первой группы характеризуются:

· разрушением любого характера (например, пластическим, хрупким, усталостным);

· потерей устойчивости формы, приводящей к полной непригодности к эксплуатации;

· потерей устойчивости положения;

· переходом в изменяемую систему;

· качественным изменением конфигурации;

· другими явлениями, при которых возникает необходимость прекращения эксплуатации (например, чрезмерными деформациями в результате ползучести, пластичности, сдвига в соединениях, раскрытия трещин, а также образованием трещин).

Предельные состояния второй группы характеризуются:

· достижением предельных деформаций конструкции (например, предельных прогибов, поворотов) или предельных деформаций основания;

· достижением предельных уровней колебаний конструкций или оснований;

· образованием трещин;

· достижением предельных раскрытий или длин трещин;

· потерей устойчивости формы, приводящей к затруднению нормальной эксплуатации;

· другими явлениями, при которых возникает необходимость временного ограничения эксплуатации здания или сооружения из-за неприемлемого снижения их срока службы (например, коррозионные повреждения).

Первое предельное состояние для растянутых и сжатых элементов выражается соотношением:

( 2.4)

При расчете на прочность растянутых элементов эксплуатация которых возможна и после достижения металлом предела текучести:

( 2.5)

где – расчетное сопротивление по пределу текучести;

– предел текучести;

– коэффициент надежности по материалу (γ_С>1);

– расчетное сопротивление по пределу прочности;

– предел прочности;

– коэффициент условий работы (γ_С <1);

-коэффициент надежности для элементов конструкций, рассчитываемых на прочность с использованием расчетных сопротивлений R_u;

– площадь поперечного сечения растянутого (сжатого) элемента.

Для изгибаемых элементов:

( 2.6)

Формально величину в правой части неравенств ( 2.4), ( 2.5), ( 2.6), мы можем принять за допускаемое напряжение, приемы расчета по предельному состоянию и допускаемым напряжениям совпадают, однако при расчете по предельным состояниям общий и неизменный коэффициент запаса прочности заменяется несколькими переменными величинами. Это позволяет при расчете по предельному состоянию проектировать эксплуатационно равнопрочные конструкции.

При определении расчетных сопротивлений для сварных швов R_W учитываются следующее: основной материал сварной конструкции, вспомогательные материалы используемые при сварке (марки покрытых электродов, электродных проволок), наличие либо отсутствие физических методов контроля сварного шва.

Обозначение на чертежах швов сварных соединений

Обозначение швов сварных соединений выполняется в соответствии с ГОСТ 2.312

Шов сварного соединения, независимо от способа сварки, условно изображают:

видимый - сплошной основной линией;

невидимый - штриховой линией;

Видимую одиночную сварную точку, не зависимо от способа сварки, условно изображают знаком "+", который выполняют сплошными основными линиями.

Невидимые одиночные точки не изображают.

От изображения шва или одиночной точки проводят линию-выноску, заканчивающуюся односторонней стрелкой. Линию-выноску предпочтительно проводить от видимого шва.

На изображение сечения многопроходного шва допускается наносить контуры отдельных проходов, при этом их необходимо обозначить прописными буквами русского алфавита.

Шов, размеры конструктивных элементов которого стандартами не установлены (нестандартный шов), изображаются с указанием размеров конструктивных элементов, необходимых для выполнения шва по данному чертежу).

Границы шва изображают сплошными основными линиями, а конструктивные элементы кромок в границах шва - сплошными тонкими линиями.

Рис. 2.1 Изображение сечения многопроходного шва

Рис. 2.2 Изображение нестандартного шва

В условном обозначении шва вспомогательные знаки выполняют сплошными тонкими линиями.

Вспомогательные знаки должны быть одинаковой высоты с цифрами, входящими в обозначение шва.

Примечание:

1. За лицевую сторону одностороннего шва сварного соединения принимают сторону, с которой производят сварку.

2. За лицевую сторону двустороннего шва сварного соединения с несимметрично подготовленными кромками принимают сторону, с которой производят сварку основного шва.

3. За лицевую сторону двустороннего шва сварного соединения с симметрично подготовленными кромками может быть принята любая сторона.

Структура условного обозначения стандартного шва или одиночной сварной точки приведена на Рис. 2.3

Некоторые из стандартов на сварные соединения:

ГОСТ 5264 Ручная дуговая сварка. Соединения сварные. Основные типы, конструктивные элементы и размеры. ГОСТ 8713 Сварка под флюсом. ГОСТ 14771 Дуговая сварка в защитных газах.

Знак выполняют сплошными тонкими линиями. Высота знака должна быть одинаковой с высотой цифр, входящих в обозначение шва.

Структура условного обозначения нестандартного шва или одиночной сварной точки приведена на Рис. 2.4

Рис. 2.3 Структура условного обозначения стандартного шва

Рис. 2.4 Структура условного обозначения нестандартного шва или одиночной сварной точки

В технических требованиях чертежа или таблицы швов указывают способ сварки, которым должен быть выполнен нестандартный шов.

Условное обозначение шва наносят:

а) на полке линии-выноски, проведенной от изображения шва с лицевой стороны (Рис. 2.5, а);

б) под полкой линии-выноски, проведенной от изображения шва с оборотной стороны (Рис. 2.5, б).

а) б)

Рис. 2.5 Условное обозначение сварного шва. а) - с лицевой стороны; б) - с оборотной стороны.

Обозначение шероховатости механически обработанной поверхности шва наносят на полке или под полкой линии-выноски после условного обозначения шва, или указывают в таблице швов, или приводят в технических требованиях чертежа, например: "Параметр шероховатости поверхности сварных швов ..."

Если для шва сварного соединения установлен контрольный комплекс или категория контроля шва, то их обозначение допускается помещать под линией-выноской (Рис. 2.6)

Рис. 2.6 Обозначение контрольного комплекса или категории контроля шва

Рис. 2.7 Обозначение одинаковых швов

В технических требованиях или в таблице швов на чертеже приводят ссылку на соответствующий нормативно-технический документ.

Сварочные материалы указывают на чертеже в технических требованиях или таблице швов.

Допускается сварочные материалы не указывать.

При наличии на чертеже одинаковых швов обозначение наносится у одного из изображений, от изображений остальных одинаковых швов проводят линии-выноски с полками. Всем одинаковым швам присваивают одинаковый номер, который наносят:

а) на линии-выноске, имеющей полку с нанесенным обозначением шва (Рис. 2.7);

Упрощенное обозначение швов сварных соединений.

При наличии на чертеже швов, выполненных по одному и тому же стандарту, обозначение стандарта указывают в технических требованиях чертежа (запись по типу: "Сварные швы ... по ...") или таблице.

Допускается не присваивать порядковый номер одинаковым швам, если все швы на чертеже одинаковы и изображены с одной стороны (лицевой или обратной). При этом швы, не имеющие обозначения, отмечают линиями-выносками без полок.

Швы считаются одинаковыми, если: одинаковы их типы и размеры конструктивных элементов в поперечном сечении; к ним предъявляются одни и те же требования

Табл. 2.2 Примеры условных обозначений швов сварных соединений

Характеристика шва	Форма поперечного сечения шва	Условное обозначение шва, изображенного на чертеже
с лицевой стороны	с оборотной стороны
Шов стыкового соединения с криволинейным скосом одной кромки, двусторонний, выполняемый дуговой ручной сваркой при монтаже изделия. Усиление снято с обеих сторон. Параметр шероховатости шва: - с лицевой стороны - Rz 20 мкм; - с оборотной стороны Rz 80 мкм
Одиночные сварные точки соединения внахлестку, выполняемые контактной точечной сваркой. Расчетный диаметр точки 5 мм.
Шов соединения внахлестку прерывистый, выполняемый контактной шовной сваркой. Ширина шва 6 мм. Длина провариваемого участка 50 мм. Шаг 100 мм.
Шов соединения внахлестку без скоса кромок, односторонний, выполняемый дуговой полуавтоматической сваркой в защитных газах плавящимся электродом. Шов по незамкнутой линии. Катет шва 5 мм.

Табл. 2.3 Пример условного обозначения нестандартного шва сварного соединения

Характеристика шва	Условное изображение и обозначение шва на чертеже
Шов соединения без скоса кромок, односторонний, выполненный ручной дуговой сваркой при монтаже изделия

Примечание. В технических требованиях делают следующее указание:”Сварка ручная дуговая”.

Обозначения сварных швов металлоконструкций на чертежах выполняется по СН 460-74. Обозначения швов сварных соединений по указанному документу в этом случае допускается использовать без выносных линий, помещая их непосредственно над или под изображением соответствующего сварного шва вне зависимости от того, является ли сварной шов видимым или невидимым.

Материалы сварных конструкций

Правильность выбора материала, является одним из основных вопросов при проектировании сварных конструкций, поскольку материал определяет работоспособность изделия, технологию его изготовления, стоимость изделия.

Исходными данными для выбора материала являются условия эксплуатации, кроме того, материал должен обладать требуемыми для изготовления технологическими свойствами.

При выборе материала учитывают комплекс условий: первоначальные затраты на материал, технологическую обработку (в т.ч. сварку) возможность последующего ремонта и т.д.

К материалам, используемым при изготовлении сварных конструкций, можно отнести стали, цветные сплавы, а также пластмассы, композитные материалы. Но основное место при проектировании и производстве сварных конструкций занимают конструкционные стали и цветные сплавы.

Виды разрушающих испытаний. Механические характеристики сталей и сплавов

Испытания на растяжение

Испытание на растяжение является наиболее распространенным методом определения характера поведения материала при статических нагрузках и оценки характеристик механических свойств материалов, т.е. характеристик упругости, прочности, пластичности, статической вязкости.

· Упругостью называется способность материала восстанавливать первоначальные размеры и форму детали после снятия внешних нагрузок.

· Пластичностью называется способность материала накапливать до разрушения пластические (остаточные) деформации.

· Статической вязкостью называется способность материала поглощать энергию, идущую на деформирование образца.

Количественными оценками свойств материала являются следующие характеристики:

· Предел пропорциональности σ_ПЦ - наибольшее напряжение, до которого деформации прямо пропорциональны напряжениям.

· Предел упругости σ_У - напряжение, до которого материал не получает остаточных деформаций.

· Предел текучести σ_Т - напряжение, при котором деформации растут без заметного увеличения нагрузки.

· Временное сопротивление σ_В (предел прочности) - максимальное напряжение (определенное без учета изменения площади поперечного сечения в процессе нагрузки) выдерживаемое материалом при растяжении.

Характеристики механических свойств материалов получают путем испытания образцов стандартной формы и размеров.

Рис. 3.1 Образец для испытаний на растяжение ОМ

Рис. 3.2Диаграмма растяжения для стали

При испытании образца (Рис. 3.1) на испытательной машине получают первичную диаграмму растяжения в координатах: нагрузка P- удлинение образца ∆l (Рис. 3.2). Эта диаграмма зависит от размеров образца. Для того, чтобы диаграммы не зависели от размеров испытуемых образцов и были сравнимы для различных материалов, первичную диаграмму перестраивают. При этом, удлинения ∆l делят на начальную длину образца l₀ (ε=∆l/l₀), нагрузки на начальную площадь поперечного сечения F₀ (σ=P/F₀). Координаты "ε-σ" используют для построения условной диаграммы растяжения, которая подобна первичной, так как при ее построении абсциссы и ординаты первичной диаграммы делятся на постоянные величины.

Рассмотрим более детально процесс растяжения стального образца. Начальный участок диаграммы 0-1 является прямолинейным и дает пропорциональную зависимость , где . Участок пропорциональности заканчивается напряжением

называемым пределом пропорциональности. Участок 0-1-2 составляет область упругих деформаций. При разгрузке из точки 2 деформации исчезают полностью. Участок заканчивается напряжением

которое называется пределом упругости. Практически предел упругости совпадает с пределом пропорциональности. Участок 2-3 составляет физическую площадку текучести: деформация продолжается при постоянном напряжении

которое называется пределом текучести.

Рис. 3.3Машинная и истинная диаграммы растяжения для стали.

Участок 3-4 характеризует упрочнение материала:

увеличение деформации вызывает непропорциональное увеличение напряжения. Наибольшее напряжение

на условной диаграмме называется временным сопротивлением (пределом прочности) материала. До точки 4 материал по длине образца растягивается равномерно. При достижении σ_В деформация образца локализуется в одном месте, образуется шейка. Вследствие местного уменьшения площади сечения необходима меньшая нагрузка для продолжения деформации, чем объясняется снижение напряжения на участке 4-5.

В точке 5 происходит разрушение. Условное разрушающее напряжение

не отражает истинной величины действующих в материале напряжений в зоне разрушения (в месте образования шейки).

Условные диаграммы не учитывают изменения площади сечения и длины образца. Если учесть эти изменения, то можно построить истинную диаграмму деформирования в координатах " ". Напряжение называется истинным сопротивлением разрыву.

Для большинства материалов имеет место закон упругой разгрузки и повторной нагрузки. При разгрузке из точки A на диаграмме растяжения получим прямую линию, параллельную начальному участку (Рис. 3.3). Точка В делит деформацию ε_С на ε_УПР, исчезающую при разгрузке, и ε_ПЛ, остающуюся в образце. При повторном нагружении на диаграмме получается линия, почти совпадающая с линией разгрузки. После достижения точки А зависимость ε-σ изобразится в виде кривой А-4-5 так, как если бы промежуточной разгрузки не проводилось.

Линейный участок АВ при повторной нагрузке больше начального участка 0-1, следовательно, предел пропорциональности повышается. Однако при этом уменьшается величина остаточной деформации. Такое повышение прочности и уменьшение пластичности материала вследствие предварительной нагрузки выше предела текучести называется наклепом материала.

Существуют материалы, у которых отсутствует физическая площадка текучести (Рис. 3.4). Для них определяется условный предел текучести, т.е. напряжение, при котором остаточная деформация составляет заранее заданную малую величину. При этом на оси абсцисс откладывают отрезок, равный 0.002-0.005 от первоначальной длины образца, и проводят линию, параллельную прямой нагружения. Ордината точки пересечения этой линии с диаграммой растяжения соответствует величине условного предела текучести σ_0.2 (или σ_0.5).

При испытании хрупких материалов, например чугуна (Рис. 3.5), шейка на образце не образуется. Разрушение происходит при небольших пластических деформациях. Хрупкие материалы менее строго подчиняются закону Гука, начальный участок диаграммы деформирования слегка искривлен.

Рис. 3.4 Диаграмма растяжения для материала не имеющего площадки текучести

Рис. 3.5 Диаграмма растяжения для хрупкого материала

Второй группой характеристик, получаемых при испытаниях на растяжение, являются характеристики пластичности, по которым можно оценить способность материала накапливать пластические деформации.

Характеристиками пластичности являются: относительное остаточное удлинение образца при разрыве

где l_К - длина рабочей части образца к моменту разрыва; l₀ - начальная длина рабочей части образца.

и относительное остаточное сужение площади поперечного сечения образца при разрыве

где F₀ - начальная площадь сечения; F_K- площадь поперечного сечения образца в шейке к моменту разрыва.

Формы и размеры образцов стандартизированы. Так как относительное остаточное удлинение образца при разрыве зависит от типа испытанного образца, то его размеры подбираются в соответствии с соотношениями

=11.3 или =5.65.

В соответствии с указанными соотношениями, длина круглых стандартных образцов для испытания на растяжения будет соответственно в 10 и в 5 раз больше их диаметра. Поэтому определяемые при испытаниях образцов с различной длиной значения относительного остаточного удлинения принято обозначать и .

Площадь, заключенная под первичной диаграммой растяжения (рис.2), численно равна работе, затраченной на разрушение образца. При этом площадь 5-6-7 численно равна работе упругого деформирования, а площадь 0-1-2-3-4-5-7 - работе пластического деформирования образца.

Статическая вязкость материала характеризуется работой, затраченной на пластическое деформирование до разрушение единицы объема материала:

где a- удельная работа; A- работа, затраченная на пластическое деформирование до разрушения образца; V₀- начальный объем образца.

Для упрощения расчетов, работу, затраченную на пластическое деформирование, можно определить как площадь прямоугольника с основанием и высотой (Рис. 3.2).

Разницу между площадью этого прямоугольника и площадью под кривой растяжения учитывают поправочным коэффициентом η, называемым коэффициентом полноты диаграммы

Измерение твердости

Твердость – это свойство материала оказывать сопротивление контактной деформации или хрупкому разрушению при внедрении индентора в его поверхность. Испытания на твердость – самый доступный и распространенный вид механических испытаний. Наибольшее применение в технике получили статические методы испытания на твердость при вдавливании индентора: метод Бринелля, метод Виккерса и метод Роквелла.

При испытании на твердость по методу Бринелля (ГОСТ 9012-59) в поверхность материала вдавливается твердосплавный шарик диаметром D под действием нагрузки Р и после снятия нагрузки измеряется диаметр отпечатка d (рис.2.3,а). Число твердости по Бринеллю (НВ) подсчитывается как отношение нагрузки Р к площади поверхности сферического отпечатка М:

( 3.9)

При D=10 мм, Р= 29400 Н (Р/D2 =294 МПа) и времени выдержки под нагрузкой 10 с твердость по Бринеллю обозначается символом НВ с указанием числа твердости. При этом размерность (МПа) не ставиться, например 200НВ. При использовании шариков других диаметров (1, 2, 2,5 и 5 мм) изменяется нагрузка вдавливания, а символ твердости НВ дополняется тремя индексами. Например 180НВ2,5/187,5/30 обозначает что при D= 2,5 мм, Р=187,5 кгс (1839Н) и времени выдержки под нагрузкой 30 с число твердости по Бринеллю равно 180.

Метод Бринелля не рекомендуется применять для материалов с твердостью более 450 НВ, так как стальной шарик может заметно деформироваться, что внесет погрешность в результаты испытаний.

При испытании на твердость по методу Виккерса (ГОСТ 2999-75) в поверхность материала вдавливается алмазная четырехгранная пирамида с углом при вершине α=136º (рис.2.3, б). После снятия нагрузки вдавливания измеряется диагональ отпечатка d1 . Число твердости по Виккерсу HV подсчитывается как отношение нагрузки Р к площади поверхности пирамидального отпечатка М:

( 3.11)

Рис.2.3. Схема испытания на твердость

Число твердости по Виккерсу обозначается символом HV с указанием нагрузки Р и времени выдержки под нагрузкой, причем размерность числа твердости (МПа) не ставиться. Продолжительность выдержки индентора под нагрузкой принимается для сталей 10 – 15 с, а для цветных металлов – 30 с. Например 450HV10/15 означает , что число твердости по Виккерсу 450 получено при Р=10 кгс (98,1Н), приложенной к алмазной пирамиде в течении 15 с.

Преимущество метода Виккерса по сравнению с методом Бринелля заключается в том, что методом Виккерса можно испытывать материалы более высокой твердости из-за применения алмазной пирамиды.

При испытании на твердость по методу Роквелла (ГОСТ 9013-59) в поверхность материала вдавливается алмазный конус с углом при вершине 120º или стальной шарик диаметром 1,588 мм . Однако, согласно этому методу, за условную меру твердости принимается глубина отпечатка. Схема испытания по методу Роквелла показана на (рис.2.3, в.)

Вначале прикладывается предварительная нагрузка Р₀, под действием которой индентор вдавливается на глубину h₀. Затем прикладывается основная нагрузка Р₁ под действием которой индентор вдавливается на глубину h₁. После этого снимают нагрузку Р₁, но оставляют предварительную нагрузку Р₀. При этом под действием упругой деформации индентор поднимается вверх, но не достигает уровня h₀. Разность (h-h₀) зависит от твердости материала; чем тверже материал, тем меньше эта разность. Глубина отпечатка измеряется индикатором часового типа с ценой деления 0,002 мм. При испытании мягких металлов методом Роквелла в качестве индентора применяется стальной шарик. Последовательность операций такая же, как при испытании алмазным конусом. Число твердости, определённое методом Роквелла, обозначается HR. Однако в зависимости от формы индентора и значений нагрузок вдавливания к этому символу добавляется буква А,С, или В, обозначающая соответствующую шкалу измерений. Шкала В используется для измерения наименее твердых металлов, индентором является стальной шарик. По шкале А измеряют твердость особо твердых материалов и в этом случае во избежание повреждений алмазного конуса рекомендуется меньшая нагрузка вдавливания.

Числа твердости по Роквеллу подсчитываются по формулам

HRA(HRC) = 100 –[(h-h0)/0,002]

( 3.12)

HRB = 130 –[(h-h0)/0,002]

( 3.13)

где 100 и 130 – предельно заданное число делений индикатора часового типа с ценой деления 0,002 мм. Например 50 HRC означает, что твердость, определенная методом Роквелла по шкале С при вдавливании алмазного конуса, равна 50.

Преимущество метода Роквелла по сравнению с методом Бринелля и Виккерса заключается в том, что значения твердости по методу Роквелла фиксируются непосредственно стрелкой индикатора, при этом отпадает необходимость в оптическом измерении размеров отпечатка.

Для измерения твердости тонких слоев материала и даже их отдельных структурных составляющих применяют метод микротвердости (ГОСТ 9450- 76).

Этот метод по существу не отличается от метода Виккерса, однако при этом используют малые нагрузки вдавливания; 0,049(0,005); 0,098(0,01); 0,196(0,02); 0,49(0,05); 0,98(0,1); 1,962(0,2); 4,9(0,5) Н (кгс).

Испытания на ударный изгиб

Для проверки способности металла сопротивляться ударным нагрузкам применяют особый вид испытний ударным изгибом - определение ударной вязкости надрезанных образцов. Эти испытания проодят на маятниковых копрах. Испытание должно проводиться при ударе маятника со стороны, противоположной концентратору, в плоскости его симметрии.

На Рис. 3.6 показан маятниковый копер и направление удара бойка маятника. Разность высот положения маятника ло и после удара позволяет вычислить работу А, израсходлванную на разрушение образца.

Рис. 3.6 Схема испытания на ударный изгиб.

При испытаниях используются два типа образцов (Рис. 3.7):

· Образец с U образным надрезом (образец Менаже);

· Образец с V образным надрезом (образец Шарпи).

Рис. 3.7 Образцы для испытаний на ударный изгиб

Ударной вязкостью (КСU или КСV в зааисимости от формы надреза) Дж/см² (кгс×м/см²) называется величина работы разрушения образца, тнесенная к плоскости его поперечного сечения в месте надреза. Ударную вязкость вычисляют по формуле:

( 3.16)

где А - работа удара, Дж (кгс×м);

F - начальная площадь поперечного сечения образца в месте концентратора, см²,

Хотя данные об ударной вязкости не могут быть использованы при расчете на прочность, но они позволяют оценить особое качество металла – его склонность к хрупкости при динамических нагрузках в условиях сложного напряженного состояния в области надреза, и решить вопрос о применимости того или иного материала для данных условий работы.

Учитывая, что большинство важнейших конструкционных материалов склонно к охрупыванию при понижении температуры работы – явление хладноломкости – испытания образцов материала на ударную вязкость рекомендуется проводить при разных температурах.

Правила нанесения показателей свойств материалов

На чертежах изделий, подвергаемых термической и другим видам обработки, указывают показатели свойств материалов, полученных в результате обработки, например: твердость (HRC_э, HRB, HRA, HB, HV), предел прочности (σ_в), предел упругости (σ_у), ударная вязкость (а_к) и т. п.

Глубину обработки обозначают буквой h.

Величины глубины обработки и твердости материалов на чертежах указывают предельными значениями: «от…до», например: h 0,7…0,9; 40…46 HRC_э

В технически обоснованных случаях допускается указывать номинальные значения этих величин с предельными отклонениям, например, h 0,8±0,1; (43±3) HRC_э.

Допускается указывать значения показателей свойств материалов со знаками ≥ или ≤, например σ_в≥1500 кгс/см², твердость ≥780 HV т.п.

Обозначение твердости HRC_э следует указывать только во вновь разрабатываемой документации. При использовании ранее разработанной документации для перевода значения твердости HRC в HRC_э следует руководствоваться ГОСТ 8. 064 - 79

Допускается на чертежах указывать виды обработки, результаты которых не подвергаются контролю, например, отжиг, а также виды обработки, если они являются единственными гарантирующими требуемые свойства материала и долговечность изделия. В этих случаях наименование обработки указывают словами или условными сокращениями, принятыми в научно-технической литературе (Рис. 3.8).

Рис. 3.8 Указание на чертежах вида обработки

При необходимости в зоне требуемой твердости указывают место испытания твердости (Рис. 3.9)

Если все изделие подвергают одному виду обработки, то в технических требованиях делают запись: «40..45 HRC_э» или «Цементировать h 0,7…0,9 мм, 58…62 HRC_э » или «Отжечь» и т.п.

Рис. 3.9 Указание на чертежах места испытания

Рис. 3.10 Указание поверхности, отличающейся по твердости
от остальных поверхностей детали

Рис. 3.11 Указание поверхности, отличающейся по твердости
от остальных поверхностей детали

Если большую часть поверхности изделия подвергают одному виду обработки, а остальные поверхности - другому виду обработки или предохраняют от нее, то в технических требованиях делают запись по типу: «40…45 HRC_э, кроме поверхности А» (Рис. 3.10) или «30..35 HRC_э, кроме места, обозначенного особо» (Рис. 3.11). Если обработке подвергают отдельные участки изделия, то показатели свойств материалов и, при необходимости, способ получения этих свойств указывают на полках линий-выносок, а участки изделия, которые должны быть обработаны, отмечают штрих пунктирной утолщенной линией, проводимой на расстоянии 0,8…1 мм от них, с указанием размеров, определяющих поверхности (Рис. 3.12, Рис. 3.13)

Рис. 3.12 Обозначение показателей свойств материала отдельных участков изделия

Рис. 3.13 Обозначение показателей свойств материала отдельных участков изделия

Размеры, определяющие поверхности, подвергаемые обработке, допускается не проставлять, если они ясны из данных чертежа (Рис. 3.14, Рис. 3.15).

Рис. 3.14 Обозначение поверхности, подвергаемой обработке

Рис. 3.15 Обозначение поверхности, подвергаемой обработке

Поверхности изделия, подвергаемые обработке, отмечают штрих-пунктирной утолщенной линией на той проекции, на которой они ясно определены (Рис. 3.16).

Допускается отмечать эти поверхности и на других проекциях, при этом надписи с показателями свойств материала, относящимися к одной и той же поверхности, наносят один раз (Рис. 3.17).

Рис. 3.16 Обозначение поверхности, подвергаемой обработке

Рис. 3.17 Обозначение поверхности, подвергаемой обработке

При одинаковой обработке симметричных участков или поверхностей изделия отмечают штрих пунктирной утолщенной линией все поверхности, подвергаемые обработке, а показатели свойств материала указывают один раз (Рис. 3.18).

Рис. 3.18 Обозначение симметричных поверхностей, подвергаемой обработке

При наличии на изделии участков поверхностей с различными требованиями к свойствам материала эти требования указывают отдельно для каждого участка (Рис. 3.17).

Если надписи с указанием свойств материала и размеры, определяющие поверхности, подвергаемые обработке, затрудняют чтение чертежа, то допускается приводить их на дополнительном упрощенном изображении.

При обработке поверхностей или участков изделия, определяемых термином или техническим понятием (например, рабочая часть или хвостовик режущего инструмента, поверхности зубьев, зубчатого колеса или поверхности, обозначенные буквами, и т.п.), допускается (если это не приведет к неоднозначному пониманию чертежа) не отмечать их штрих пунктирной утолщенной линией, а в технических требованиях делать запись по типу: «хвостовик h 0,8…1 мм; 48..52 HRC_э». «Поверхность А-45…50 HRC_э».

Стали. Классификация. Маркировка

По содержанию легирующих элементов конструкционные стали делят на:

· Углеродистые стали. Содержат легирующие элементы, кроме углерода в небольших количествах, как примеси.

· Низколегированные стали. Легированны одним или несколькими элементами, содержание каждого из них не превышает 2%. Суммарное содержание легирующих элементов не превышает 5%.;

· Среднелегированные стали. Суммарное содержание легирующих элементов до 10 %.

· Высоколегированные стали. Суммарное содержание легирующих элементов превышает 10 %. Содержание железа –не менее 45 %.

Поскольку важнейшим легирующим элементом, определяющим механические и технологические характеристики (свариваемость) является углерод, стали подразделяют по содержанию углерода на:

· малоуглеродистые (до 0,25 %);

· среднеуглеродистые (0,25 – 0,45 %);

· высокоуглеродистые ( свыше 0,45 %).

Наибольшее распространение при производстве сварных конструкций получили малоуглеродистые и низколегированные стали.

Маркировка.

Маркировка качественных сталей включает слово «Сталь» и цифры, указывающие на содержание углерода в сотых долях процента. В легированных сталях затем идут буквы и цифры, указывающие наличие тех или иных химических элементов и их содержание в процентах.

Легирующие добавки имеют следующие условные обозначения: марганец – Г, кремний – С, никель – Н, хром – Х, молибден – М, ванадий – Ф, медь – Д, титан – Т, вольфрам – В, бор – Р, азот – А (если в середине обозначения), алюминий – Ю (если в середине обозначения).

Высококачественные стали маркируются буквой «А» в конце обозначения стали.

Строительные стали поставляются по ГОСТ 27772. Поскольку основным критерием при выборе стали для строительных конструкций является прочность строительные стали классифицируются не по химическому составу, а в зависимости от прочностных свойств. Маркировка стали начинается с буквы «С», затем идут цифры, характеризующие предел текучести стали в МПа.

Углеродистые стали

По степени раскисления стали делят на:

· кипящие «кп», плавка стали проводится без достаточного количества раскислителей;

· спокойные «сп», стали, раскисленные добавками марганца, кремния и алюминия;

· полуспокойные «пс», стали, занимающие промежуточное положение между кипящими и спокойными.

Спокойные и полуспокойные стали по механическим свойствам различаются незначительно. Кипящие стали обладают большей хладноломкостью, неравномерностью распределения примесей, склонностью к горячим трещинам.

Кроме добавок раскислителей - кремния и марганца, в сталях содержатся вредные примеси – сера и фосфор, содержание которых в стали ограничивают

По содержанию серы и фосфора, неметаллических включений различают углеродистые стали:

· обыкновенного качества;

· качественные;

· высококачестенные.

Сталь получают плавкой чугуна со стальным ломом, легирующими элементами, флюсами в конверторах, мартеновских и электрических печах. Высшие сорта сталей получают электрошлаковым, вакуумным дуговым, электронно-лучевым, плазменно-дуговым переплавом.

Стали обыкновенного качества поставляются по без термообработки в горячекатанном состоянии. Маркируются стали обыкновенного качества сокращением «Ст.» и цифрой 0…6, цифра ничего не говорит о химическом составе стали, чем выше номер, тем выше прочность. Кроме того, в маркировке стали обыкновенного качества могут присутствовать индексы указывающие степень раскисления.

Качественные стали поставляются по ГОСТ 1050, отдельным стандартам и техническим условиям (ГОСТ 5520 – сталь для котлостроения, ГОСТ 5521 сталь для судостроения, ГОСТ 6713 сталь для мостостроения), механические свойства сталей установлены в зависимости от вида термообработки.

Механические характеристики углеродистых сталей:

от 0,1% углерода: МПа;

МПа;

от 0,1-0,25%: МПа;

МПа;

Низколегированные стали

К сталям данной группы относятся ещё такие марки сталей, как 14Г, 19Г, 09Г2, 14Г2, 12ГС, 17ГС, 09Г2С, 10Г2С1, 10ХСНД, 15ХСНД и др.

В зависимости от легирования стали рассматриваемого типа подразделяют на марганцовистые, кремнемарганцовистые, хромокремнемарганцовистые и др.

Стали предназначаемые для сварных конструкций, поставляют в основном в горячекатаном или нормализованном состоянии. Ряд сталей применяют в термоулучшенном состоянии (после закалки и отпуска), что дает возможность повысить их прочность и стойкость против хрупкого разрушения (ударная вязкость в 1,5—2 раза выше чем у низкоуглеродистых).

Низколегированные стали поставляют по ГОСТ 5058 и специальным техническим условиям. Механические свойства наиболее широко применяемых в промышленности сталей обычно находятся в пределах: МПа; МПа; при -40° С KCU>30. Стали, поставляемые в термоулучшенном состоянии, имеют МПа; МПа и при -70° С KCU>30.

По содержанию серы и фосфора низколегированные низкоуглеродистые конструкционные стали могут быть отнесены к качественным сталям. В последние годы находят применение стали с пониженным содержанием серы, например рафинированные в ковше жидким синтетическим шлаком.

Легирующие элементы оказывают существенное влияние на показатели свариваемости сталей. Увеличение содержания элементов, повышающих закаливаемость, сопровождается снижением сопротивления сварных соединений образованию холодных трещин. Элементы, упрочняющие твердый раствор, способствуют, как правило, снижению ударной вязкости металла в околошовном участке ЗТВ сварных соединений.

Применение сварных конструкций и изделий из низколегированных низкоуглеродистых конструкционных сталей постоянно возрастает, поскольку их применение взамен низкоуглеродистых позволяет в ряде случаев снизить металлоемкость конструкций на 20-50%. Они широко используются в строительстве трубопроводов, конструкций газонефтехимических производств, судов, мостов и других сооружений, эксплуатируемых в температурном интервале –70…+475 С

Цветные металлы

В некоторых отраслях промышленности наряду с применением стали получили распространение цветные сплавы: в авиации, судостроении, строительстве. Сплавы на основе алюминия и титана обладают значительно меньшей плотностью по сравнению со сталями, хорошо сохраняют свои свойства при работе в условиях низких температурах. Они обладают более высокой коррозионной стойкостью и обеспечивают экономию массы по сравнению с рядом других применяемых материалов. С другой стороны, цветные сплавы имеют в несколько раз меньший, чем сталь, модуль упругости, что снижает устойчивость элементов конструкций, увеличивает их деформируемость.

По сравнению со сталями обыкновенного качества цветные сплавы обладают повышенной чувствительностью к концентраторам напряжений. Это повышает требования к качеству обработки изделий и особенно к качеству сварочных работ.

Алюминевые сплавы

По масштабам применения в народном хозяйстве алюминий занимает среди металлов второе место после железа.

Механические свойства отожженного алюминия высокой чистоты: МПа; МПа;

Механические свойства отожженного алюминия технической чистоты: МПа; МПа;

Холодная пластическая деформация повышает предел прочности технического алюминия до 150 МПа, но относительное удлинение снижается до 6 %.

Модуль упругости алюминия 71000 МПа.

Втрое меньший чем у стали модуль уругости обуславливает малую жесткость конструкций изготовленных из алюминия и его сплавов. Прочность чистого алюминия также низка, однако она может быть существенно увеличена путем легирования.

Алюминиевые сплавы представляют собой двойные, тройные и более сложные системы с различной растворимостью компонентов в твердом состоянии. Для упрощения маркировки в обозначении некоторых сплавов, кроме алюминия, с помощью букв отражается еще один элемент (основной компонент), а цифрами - его процентное содержание;

· АМц - алюминиево-марганцевый сплав.

· АМг - алюминиево-магниевый.

· АВ - алюминиево-кремниевый (авиаль).

· Д - дуралюмин.

· В - высокопрочный сплав.

В маркировке сплавов после цифр могут быть еще буквы, которые обозначают состояние поставки проката или листа, то есть вид механической или термической обработки металла. Буквенные обозначения механической и термической обработки алюминиевых сплавов (состояние поставки):

· П - полунагартованные.

· Н - нагартованные.

· М - отожженные.

· Т - закаленные и естественно состаренные.

· TI - закаленные и искусственно состаренные.

Алюминиевые сплавы различают двух видов: литейные, которые применяются в виде отливок, в основном, в машиностроении, и так называемые деформируемые, из которых путем пластических деформаций изготовляются различные профили и листы, применяемые в строительстве и в других отраслях народного хозяйства.

Деформируемые сплавы разделяют на две группы: термически необрабатываемые и термически обрабатываемые.

Общими свойствами группы термически необрабатываемых сплавов являются: невысокая прочность и хорошая свариваемость. Для повышения прочности листов, изготовляемых из сплавов этой группы, применяется полунагартовка.

Термически неупрочняемые алюминиевые сплавы:

а) Алюминиево-марганцевый сплав АМц.

Содержит 1-1,6%. марганца. Сплав имеет низкий предел прочности - 110-170 МПа. Сваривается. Как правило, используется для ограждающих конструкций.

б) Алюминиево-магниевый сплав АМг-6Т.

По стойкости против коррозии алюминиево-магниевые сплавы занимают первое место после технически чистого алюминия. Хорошо свариваются. Применяются для листовых и для сварных стержневых конструкций.

Наибольшее распространение из алюминиево-магниевых сплавов получил в строительстве сплав АМг-6Т, который содержит около 6% магния и до 0,2% титана (что в марке сплава обозначено буквой Т).

Предел прочности АМг-6Т -320 МПа и относительное удлинение- 15%.

Наиболее качественные сварные соединения алюминия и его сплавов получают при контактной сварке и электродуговой сварке в среде аргона.

Одно из наиболее ценных качеств алюминиевых сплавов - это их относительно малый собственный вес при высокой прочности. Объемный вес сплавов АМг, АМц, АВ-2700 кг/м3, дуралюмина - 2800 кг/м3, то есть вес сплавов почти в три раза (в 2,7-2,9 раза) меньше веса сталей.

В качестве характеристики прочности материала с учетом собственного веса принято оценивать по такому показателю как удельная прочность. Удельная прочность предсталяет собой обношение расчетного сопротивления к объемному весу. Физически, это отношение показывает высоту столба постоянного сечения, в основании которого напряжения от собственного веса равны расчетному сопротивлению. Удельная прочность высокопрочных алюминиевых сталей в несколько раз выше чем у обыкновенных сталей.

Более широкому применению алюминиевых сплавов при изготовлении сварных конструкций препятствуют малая жесткость сплавов алюминия, достаточно сложная технология сварки и разупрочнение сварных соединении нагартованного металла.

Титановые сплавы

Сварные конструкции и изделия из титана и его сплавов находят применение не только в военной промышленности и новых отраслях техники, но во многих областях машиностроения и строительства.

В связи с более высокой удельной прочностью и жесткостью титан и его сплавы имеют неоспоримые преимущества перед алюминиевыми и магниевыми сплавами, особенно для сварных конструкций, работающих при 150—200°С, т. е. у верхнего предела рабочего интервала температур для алюминиевых и магниевых сплавов. В тех случаях, когда сопротивление коррозии играет важную роль, сплавы металлов алюминия и магния выгодно заменять титаном и его сплавами также и в сварных конструкциях, работающих при комнатной температуре. Сочетание высокой удельной прочности с относительно высокой теплоустойчивостью позволит в дальнейшем еще более широко использовать титан и его сплавы вместо аустенитных сталей в сварных конструкциях, предназначенных для эксплуатации при температурах до 500°.

Первое применение сварные конструкции из титана нашли в оборонной технике: авиации, ракетостроении, судостроении, танкостроении, стрелковом и артиллерийском вооружении. В настоящее время титан и его сплавы начинают все более широко использоваться также и в других отраслях, например, в гражданской авиации, атомном, энергетическом, химическом, нефтяном и транспортном машиностроении.

Технический титан имеет МПа; МПа; , , E = 140000 МПа.

Легирование существенно меняет механические характеристики титана. При этом, меняется и фазовый состав сплавов.

По структуре различают однофазные и двухфазные титановые сплавы – α, α+β, β. Однофазные упрочняются механически, двухфазные упрочняются термообработкой.

α: ВТ1-0, ОТ4, ВТ5.

α+β: ВТ4, ВТ6, ВТ14, ВТ22, ВТ8

β: ВТ15, ТС-6.

Β сплавы отдичаются низкой свариваемостью, поэтому в сварных конструкциях используются в основном α и α+β сплавы.

Титановые сплавы обладают высокой коррозионной стойкостью, удельной прочностью.

Однако титановые сплавы имеют склонность к замедленному разрушению, без тщательной подготовки свариваемых кромок и качественной защиты сварные конструкции разрушаются и без нагрузки.

Сварочные материалы

Стальные сварочные проволоки поставляются по ГОСТ 2246, алюминиевые – по ГОСТ 7871, для наплавки – по ГОСТ 10543.

Маркировка стальных проволок начинается с сокращения «св.» - для сварочных проволок, и «нп.» - для наплавочных. В остальном маркировка проволок совпадает с маркировкой сталей.

Электроды поставляются по ГОСТ 9467, 10052 и техническим условиям. Полная маркировка электродов в соответствии с ГОСТ 9466 приведена на Рис. 3.19.

Рис. 3.19 Полная маркировка электродов для ручной дуговой сварки.

1-тип; 2- марка; 3-диаметр, мм; 4-обозначение назначения электродов; 5-обозначение толщины покрытия; 6-группа индексов; указывающих характеристики наплавленного металла и металла шва по ГОСТ 9467-75, ГОСТ 10051-75 или ГОСТ 10052-75; 7-обозначение вида покрытия; 8-обозначение допустимых пространственных положений сварки или наплавки; 9-обозначение рода применяемого при сварке или наплавке тока, полярности постоянного тока и номинального напряжения холостого хода источника питания сварочной дуги переменного тока частотой 50 Гц; 10-обозначение настоящего стандарта; 11-обозначение стандарта на типы электродов

Согласно ГОСТ 9467-75 электроды изготавливатются следующих типов: Э38, Э42, Э46 и Э50-для сварки углеродистых и низколегированных конструкционных сталей с временным сопротивлением разрыву до 50 кгс/мм²;

Э42А, Э46А и Э50А-для сварки углеродистых и низколегированных конструкционных сталей с временным сопротивлением разрыву до 50 кгс/мм², когда к металлу сварных швов предъявляют повышенные требования по пластичности и ударной вязкости;

Э55 и Э60-для сварки углеродистых и низколегированных конструкционных сталей с временным сопротивлением разрыву свыше 50 до 60 кгс/мм2;

Э70, Э85, Э100, Э.125, Э150-для сварки легированных конструкционных сталей повышенной и высокой прочности с временным сопротивлением разрыву свыше 60 кгс/мм².

Электроды для сварки специальных сталей изготавливаются с использованием проволок содержащих легирующие элементы и в обозначении типа Указывается марка проволоки: Э-09М, Э-09МХ, Э-09Х1М, Э-10Х17Т, Э-08Х19Н10Г2МБ и т.д.

Строение сварного соединения. Влияние неоднородности свойств на прочность сварной конструкции

Сварным соединением как конструктивным элементом называют участок конструкции, в котором элементы отдельные ее элементы соединены с помощью сварки. В сварное соединения входят сварной шов, прилегающая к нему зона основного металла со структурными другими изменениями в результате термического действия сварки (зона термического влияния) и примыкающие к ней участки основного металла.

В той или иной мере для всех сварных соединений характерно различие механических свойств металла в разных участках, соизмеримых с размерами соединения, главным образом с толщиной свариваемых элементов s, называемое механической неоднородностью.

Сварные соединения являются несущими элементами конструкций, в которых неоднородность свойств может быть весьма значительной. При установившемся режиме сварки ширина зон и их механические свойства мало меняются по длине сварного соединения. Обычно рассматривают неоднородность свойств и чередование зон в поперечном сечении сварного соединения.

Сварные соединения, выполненные сваркой плавлением, можно разделить на несколько зон, отличающихся макро- и микроструктурой, химическим составом, механическими свойствами и другими признаками: сварной шов, зону оглавления, зону термического влияния и основной металл (Рис. 4.1). Характерные признаки зон связаны с фазовыми и структурными превращениями, которые претерпевают при сварке металл в каждой зоне.

Рис. 4.1 Характерные зоны сварных соединений

1 - шов; 2 - зона термического влияния;3 - основной металл; 4 - околошовный участок зоны термического влияния.; 5 - зона сплавления; ТЛ, ТС, и ТП - температуры ликвидуса, солидуса и начала фазовых и структурных превращений

Сварной шов характеризуется литой макроструктурой металла.

Зона термического влияния (ЗТВ) — участок основного металла, примыкающий к сварному шву, в пределах которого вследствие теплового воздействия сварочного источника нагрева протекают фазовые и структурные превращения в твердом металле. В результате этого ЗТВ имеет отличные от основного металла величину зерна и вторичную микроструктуру. Часто выделяют околошовный участок ЗТВ или околошовную зону (ОШЗ). Она располагается непосредственно у сварного шва и включает несколько рядов крупных зерен. Металл шва, имеющий литую макроструктуру, и ЗТВ в основном металле, имеющая макроструктуру проката или рекристаллизованную макроструктуру литой или кованой заготовки, разделяются друг от друга поверхностью сплавления.

Зона сплавления (ЗС) — это зона сварного соединения, где происходит сплавление наплавленного и основного металла. В нее входит узкий участок шва, расположенный у линии сплавления, а также оплавленный участок ОШЗ.

Основной металл располагается, за пределами ЗТВ и не претерпевает изменений при сварке.

Сварное стыковое соединение, как было сказано выше, в поперечном сечении имеет несколько участков, которые могут существенно различаться между собой по механическим свойствам. Обычно рассматривают неоднородность свойств и чередование зон в поперечном сечении сварного соединения.

Зоны, где металл обладает пониженным пределом текучести по отношению к пределу текучести соседнего металла, называют мягкими прослойками.

Типичным примером образования механической неоднородности и прослоек является сварка термически обработанных сталей. Будем для простоты рассматривать сварку без присадочного металла. Тогда шов и околошовная зона, нагретые до температуры выше АС₃, в процессе охлаждения закаливаются и имеют более высокую твердость и прочность, чем основной металл. Этот участок называют твердой прослойкой.

Рядом с ней по обе стороны находятся участки высокоотпущенного металла, который и по отношению к основному металлу, и по отношению к твердой прослойке имеет пониженный предел текучести. Эти зоны образуют две мягкие прослойки. В случае если термически обработанная сталь сваривается аустенитным швом, возникает еще более сложное сочетание мягкого аустенитного шва, двух твердых и двух мягких прослоек. Если отношение пределов текучести прослойки и соседнего участка больше единицы, то прослойка будет твердой; в обратном случае - мягкой.

Неоднородность имеет место и при с сварке наклепанных термически неупрочняемых сталей и сплавов, например аустенитных сталей или алюминиевых сплавов. Нагрев до высоких температур снимает наклеп, достигнутый при холодной прокатке металла. На Рис. 4.1 показано распределение твердости в сварном соединении из сплава АМг6. Твердость шва и околошовной зоны близки к твердости отожженного металла. Предел прочности и предел текучести оказываются заметно ниже, чем у основного металла, а пластичность повышается. Представление о размерах зоны и степени разупрочнения дает также Рис. 4.2

Паяные стыковые соединения, припой в которых менее прочен, чем основной металл, также содержат мягкую прослойку. Прочность таких соединений зависит не только от прочности металла мягкой зоны, но и от ее относительного размера х = h/s, где h — ширина прослойки; s— толщина металла.

Рис. 4.2 Распределение твердости по Виккерсу сварного шва из сплава АМг6 (s =2,8 мм)

Механические свойства образца, вырезанного из мягкой прослойки и имеющего низкую прочность, еще не свидетельствуют о том, что сварное соединение в целом обладает такими же свойствами. Взаимодействие отдельных зон протекает сложным образом, и агрегатная прочность сварного соединения, как правило, не совпадает с прочностью какой-либо прослойки.

Растяжение поперек шва

Рассмотрим работу мягкой прослойки при растяжении стыкового соединения поперек шва (Рис. 4.3) достаточно большой протяженности за плоскость чертежа. В упругой стадии нагружения мягкая прослойка и соседние участки деформируются однородно, и при достижении предела текучести материала мягкой прослойки в ней возникает пластическая деформация, в то время как соседние участки остаются в упругом состоянии. При дальнейшем повышении нагрузки и деформации коэффициент поперечной деформации у прослойки будет выше, чем у соседнего металла.

Рис. 4.3 Зависимость , и от относительной толщины прослойки.

По мере развития пластической деформации в прослойке , в то время как в упругих частях . Из-за неодинаковой поперечной деформации возникают касательные напряжения, максимальные на плоскостях раздела. Они будут препятствовать поперечному сужению прослойки в направлении толщины листа. Чем уже прослойка, т. е. чем меньше, тем меньшее поперечное сужение получает прослойка к моменту возникновения в ней истинных разрушающих напряжений. Так как среднее истинное разрушающее напряжение меняется мало, то в более узких мягких прослойках площадь утоненного поперечного сечения прослойки Fy к моменту разрушения будет больше, а следовательно, будет больше и разрушающая сила Р_р:

В этом заключается причина повышения несущей способности (эффект контактного упрочнения). Повышение разрушающей силы не может происходить беспредельно, так как соседние с мягкой прослойкой более прочные участки также при определенных условиях начнут пластически деформироваться. Чем более прочны соседние зоны, тем больше эффект контактного упрочнения. Твердые прослойки, находящиеся рядом с мягкими, усиливают этот эффект.

Относительное поперечное сужение в мягкой прослойке и абсолютное удлинение образца зависят от относительной толщины прослойки и свойств металлов в соединении. На Рис. 4.3 видно, что в широких прослойках, когда эффекта контактного упрочнения еще не наблюдается, остается постоянным при уменьшении , а постепенно падает по мере уменьшения доли длины участка мягкой прослойки в общей длине образца. В области контактного упрочнения резко падает, так как возрастают поперечные касательные напряжения, препятствующие сужению прослоек. Удлинение образца при уменьшении также сначала уменьшается, но затем, когда реализуется повышение прочности, возрастает, поскольку в пластическую деформацию в большей мере вовлекается основной металл.

Растяжение вдоль шва

Рассмотрим случай, когда растягивающая сила направлена вдоль шва и все прослойки испытывают одинаковые деформации. Деформационная способность соединения и, как показано ниже, его несущая способность ограничены пластичностью металла наименее пластичной прослойки. На Рис. 4.4 показаны диаграммы зависимости напряжения от деформации в различных зонах сварного соединения. Точки А_1, А₂ и А₃ соответствуют разрушению образца. Разрушение наступит при . При этом напряжения в основном металле, в шве и в твердой прослойке будут сильно различаться. Продольная растягивающая сила в основной воспринимается участком основного металла, так как его площадь намного превосходит и площадь поперечного сечения шва, и площадь твердой прослойки. И хотя уровень напряжений в твердой прослойке будет велик, средние напряжения будут близки к что существенно ниже разрушающих напряжений в точке А₁. Это означает, что прочность сварного соединения нагруженного вдоль шва с твердой прослойкой, окажется ниже, чем прочность такого же элемента из основного металла. Отрицательное влияние твердой прослойки сказывается сильнее, если по длине соединения встречаются резкие изменения сечения шва, вызывающие концентрацию напряжений, или еще хуже — поперечные трещины или другие дефекты в твердой прослойке.

При действии силы вдоль шва наличие малопрочных мягких прослоек практически не влияет на общую несущую способность нагруженного элемента, так как площадь прослоек обычно невелика.

Рис. 4.4 Диаграммы зависимости напряжения от деформаций для различных зон сварного соединения при растяжении вдоль шва.

Другие схемы нагружения

При испытании соединений с мягкой прослойкой на изгиб до разрушения разрушающий момент М_р, при котором появляются трещины в прослойке, не зависит от относительной ширины прослойки . Это можно объяснить тем, что разрушение при изгибе не связано с образованием шейки и изменением размеров поперечного сечения. Поэтому касательные напряжения, действующие вблизи границ мягкой прослойки, хотя и влияют на процесс пластической деформации во время нагружения, но не изменяют существенно толщины образца и его момента сопротивления. Разрушение наступает, когда максимальное напряжение в крайнем волокне достигает истинного разрушающего напряжения металла мягкой прослойки . Если принять, что зависимость напряжения от деформации при имеет линейный характер и к моменту разрушения эпюра напряжений в сечении выглядит, как показано на Рис. 4.5, то разрушающий момент равен

где W — момент сопротивления сечения; — предел текучести металла мягкой прослойки.

Рис. 4.5 Схематичное распределение напряжений при изгибе полосы с мягко прослойкой

При работе соединений с мягкой прослойкой в элементах конструкций влияние мягкой прослойки на прочность может несколько изменяться. В сосудах с внутренним давлением р, где , мягкая прослойка с малой в кольцевом шве работает аналогично сварному соединению, которое растягивается вдоль прослойки. Пониженной прочности металла прослойки при этой схеме не обнаруживается, так как разрушение происходит вдоль сосуда.

Рис. 4.6 Мягкая широкая прослойка в кольцевом шве цилиндрического сосуда, работающего под внутренним давлением р

Если велика, то мягкая прослойка удлиняется в окружном направлении сильнее, чем остальная часть сосуда, в результате чего искривляется прямолинейная образующая (Рис. 4.6). Разрушение может наступить вдоль образующей сосуда в зоне прослойки вследствие повышенной деформации в окружном направлении или даже по окружности из-за дополнительных деформаций изгиба и растяжения вдоль сосуда. Твердые прослойки в кольцевом сварном соединении разрушаются раньше, чем остальная часть сосуда достигает предельной пластической деформации в окружном направлении. Этот случай аналогичен растяжению сварного соединения вдоль шва при наличии в нем твердой прослойки. Момент разрушения зависит от пластичности твердой прослойки.

Мягкая прослойка в продольном шве ведет себя примерно так же, как при испытании образцов на одноосное растяжение с поперечной мягкой прослойкой. Твердые прослойки в продольных швах сосуда, если они не попадают в зону концентрации напряжений, обычно не снижают прочности сосуда.

В сварных соединениях прослойки могут находиться под углом к направлению действия сил, иметь произвольную форму поперечного сечения и иначе влиять на прочность. Однако общая тенденция их влияния оказывается такой же, как в случаях, рассмотренных выше.

Механические свойства металла сварных соединений

Методы определения механических свойств сварных соединений регламентированы ГОСТ 6996. Стандарт устанавливает методы определения механических свойств при следующих видах испытаний:

1. испытании металла различных участков сварного соединения и наплавленного металла на статическое (кратковременное) растяжение;

2. испытании металла различных участков сварного соединения и наплавленного металла на ударный изгиб (на надрезанных образцах);

3. испытании металла различных участков сварного соединения на стойкость против механического старения;

4. измерении твердости металла различных участков сварного соединения и наплавленного металла;

5. испытании сварного соединения на статическое растяжение;

6. испытании сварного соединения на статический изгиб (загиб);

7. испытании сварного соединения на ударный разрыв.

Следует различать простейшие механические свойства металла отдельных участков сварного соединения и механические свойства сварного соединения в целом.

Простейшие механические свойства металла отдельных зон оценивают временным сопротивлением, пределом текучести, относительным удлинением и поперечным сужением, определяемыми на круглых цилиндрических образцах при статическом растяжении (1-й вид испытаний).

Свойства сварных соединений оценивают в ряде случаев теми же характеристиками или критериями, что и однородный основной металл, но при этом в них вкладывают иное содержание. Например, распространенной характеристикой прочности является временное сопротивление. Можно говорить о временном сопротивлении металла шва или металла околошовной зоны, если образцы взяты достаточно малыми, чтобы содержать в себе относительно однородный по свойствам металл.

Временное сопротивление сварного соединения, напротив, следует определять на достаточно крупных образцах, которые бы включали в себя все типичные зоны сварного соединения и обеспечивали такое взаимодействие их между собой, которое характерно для работы сварного соединения в конструкции (5-й вид испытаний). Такая характеристика, как предел текучести сварного соединения, в большинстве случаев вообще не может быть определена, так как, во-первых, из-за неоднородности механических свойств пластические деформации возникают, не по всей длине образца одновременно, во-вторых, пластические деформации неравномерны в поперечном сечении образца из-за эффекта контактного упрочнения, в-третьих, натуральное сварное соединение с неснятым усилением создает концентрацию напряжений и даже может иметь собственные напряжения, что в принципе делает поле напряжений в образце неоднородным.

Сравнительно экономной в определении и достаточно информативной является твердость металла. Ее распределение в сечении сварного соединения при наличии корреляционных зависимостей между твердостью и другими простейшими механическими свойствами позволяет судить об уровне прочности отдельных зон, а также о степени неоднородности механических свойств. По твердости можно приближенно судить о структурном состоянии металла.

Рис. 4.7 Пример задания мест измерения твердости

Для оценки пластичности стыковых сварных соединений проводят испытания на статический изгиб. Схема испытаний представлена на Рис. 4.8. При испытании определяют способность соединения принимать заданный по размеру и форме изгиб. Эта способность характеризуется углом загиба α (Рис. 4.9), при котором в растянутой зоне образца образуется первая трещина, развивающаяся в процессе испытания. Если длина трещин, возникающих в процессе испытания в растянутой зоне образца, не превышает 20 % его ширины, но не более 5 мм, то они не являются браковочным признаком. Определяют также место образования трещины или разрушения (по металлу шва, металлу околошовной зоны или основному металлу).

В зависимости от требований, установленных соответствующей НТД, испытания проводят до достижения нормируемого угла изгиба или угла изгиба, при котором образуется первая являющаяся браковочным признаком трещина, до параллельности или соприкосновения сторон образца.

Рис. 4.8 Схемы испытаний сварных соединений на статический изгиб.

Рис. 4.9 Определение угла загиба при испытаниях на статический изгиб.

Вместо испытаний на статический изгиб для сварных соединений труб малового диаметра назначают испытания на сплющиваение, а для тавровых сварных соединений назначают испытания на излом.


а)	б)

Рис. 4.10 Схемы испытаний на сплющивание стыковых сварных соединений труб (а), и на излом образцов из таврового сварного соединения (б).

Проектирование сварных конструкций: напряжения и деформации соединений, стержневые сварные конструкции

2013-04-16T14:06:38Z

Концентрация напряжений и деформаций в сварных соединениях

Под концентрацией напряжений понимают резкое местное увеличение напряжений в местах изменения формы деталей (различные проточки, резьба, отверстия и т.д.). В сварных соединениях концентрацию напряжений вызывают нахлестки, усиления и т.д., а также технологические дефекты (поры, шлаковые включения, особенно трещины и непровары) Влияние концентрации напряжений на прочность конструкций, в том числе и сварных исключительно велико. Это основной фактор снижающий прочность конструкции.

Рассмотрим предварительно распределение напряжений в пределах упругих деформаций на полосе шириной а, ослабленной круглым небольшим отверстием диаметром d

При у=d/2, σ’=3σ, т. е. теоретический коэффициент концентрации К_Т=σ’/σ=3. При y=2d, σ'=1,04σ, т. е. приближается к единице.

Рис. 5.1 Концентрация напряжений: а — в полосе е круглым отверстием; б — в полосе с эллиптическим отверстием; в — распределение σ в упругой стадии, г — распределение σ в пластической стадии нагружения.

В случае эллиптического отверстия ( . б) теоретический коэффициент концентрации напряжений в пределах упругих деформаций

( 2.1)

При с→0 К_T→∞. Это решение не точно, так как при малых значениях деформаций, вызванные внешними силами, оказывают существенное влияние на форму отверстия и формула . не выполняется.

Указанные местные напряжения в зоне концентрации не опасны для прочности в конструкциях из пластичных металлов при статических нагрузках. Поясним это положение.

Диаграммы растяжения пластичного металла нередко схематизируются. Их приближенно заменяют двумя прямыми: наклонной, выражающей зависимость напряжения от деформаций в упругой области, и горизонтальной. Горизонтальная прямая показывает, что при ε→ε_Т деформация протекает пластически, без увеличения нагрузки, приложенной к испытуемому элементу.

Вернемся к рассмотрению эпюры напряженной полосы, ослабленной отверстием ( ., в). Напряженное состояние в сечении А—А близко к одноосному. Допустим, что около отверстия напряжение достигло значения σ_Т,. Это соответствует деформации ε_Т,. При увеличении нагрузки деформации возросли, но напряжения в зоне, где ε> ε_Т ( ., г), как это следует из схематизированной диаграммы растяжения, остаются равными σ_Т. Эпюра станет изменять свою форму и выравниваться. Приближенно можно принять, что она примет очертание, близкое к прямоугольному ( ., д), что и было положено в основу расчета прочности по элементарным формулам.

Сглаживание эпюры напряжений в пластической стадии, рассмотренное на конкретном примере, является закономерным процессом, имеющим место во многих элементах конструкций из пластичных сталей (низкоуглеродистые и низколегированные) при одноосных напряженных состояниях (а иногда и многоосных). Однако концентрация напряжений существенно снижает прочность при переменных нагрузках; в случае ограниченной пластичности металла и при статических нагрузках.

Концентрацию напряжений в сварных конструкциях вызывают следующие причины: технологические дефекты шва — газовые пузыри, шлаковые включения и особенно трещины и непровары. Возле этих дефектов при нагружении силовые линии искривляются, в результате чего образуется концентрация напряжений. Коэффициенты концентрации напряжений около указанных дефектов значительны, но при их небольшом числе и размерах прочность сварных соединений остается удовлетворительной. В плотных однородных стыковых швах концентрация напряжений может быть сведена до минимума.

Распределение напряжений в стыковых швах

В стыковых соединениях с обработанными гладкими поверхностями швов, не имеющих внутренних дефектов (непроваров, трещин, пор, шлаковых включений), напряжения от продольной силы распределяются по поперечному сечению соединяемых элементов равномерно и определяются по формуле

(5.2)

Рис. 5.3 Распределение напряжений в стыковом шве

Когда поверхность имеет форму, показанную на (Рис. 5.3,а), распределение напряжений по сечению становится неравномерным. На (Рис. 5.3,б) показано распределение напряжений в стыковом соединении. Зоны шва, сопрягаемые с основным металлом, испытывают концентрацию напряжений. Средние напряжения на оси шва несколько меньше напряжений в основном металле вне соединения.

Концентрация напряжений образуется также в корне шва при его непроваре.

Вторым источником концентрации может служить смещение одного элемента относительно другого ( . а, б), а также в результате местных деформаций, вызванных неравномерным сокращением шва.

Влияние концентраторов на прочность не учитывается при статических загружениях, но является весьма существенным при действии динамических нагрузок.

Концентрация напряжений, вызванная очертанием шва, имеет место в зоне сопряжения шва с основным металлом, зависит от степени утолщения шва и радиуса перехода. Концентрация резко возрастает при уменьшении радиуса до долей миллиметра.

Рис. 5.4 Депланация (а) и изгиб стыкового шва (б).

Концентрация напряжений, возникающих в зоне пор, имеет пространственный характер. Как показывают теоретические расчеты, коэффициенты концентрации напряжений возле сферических пор в 1,5 раза меньше концентрации в зоне цилиндрических отверстий того же радиуса и положения относительно поверхности.

Стыковые швы при всех видах сварки — дуговой, контактной, электронно-лучевой — являются оптимальными в отношении концентрации напряжений. При доброкачественном технологическом процессе, отсутствии пор, непроваров, включений, смещений кромок, при доведении до минимума остаточных местных сварочных деформаций и, наконец, что особенно важно, при рациональном очертании швов их плавных сопряжениях с основным металлом результирующий коэффициент концентрации напряжений может быть сведен до значений, близких к единице. В других типах соединений такой результат получить практически невозможно.

Распределение напряжений в лобовых швах

В лобовых швах имеет место значительная концентрация напряжений. Большое влияние на распределение напряжений оказывает конфигурации поперечного сечения шва: глубина проплавления, угол при вершине и форма свободной поверхности шва. Концентрация напряжений заметно снижается при увеличении глубины проплавления; величина угла и введении плавных переходов от шва к поверхности соединяемых деталей.

Рис. 5.5 Распределение напряжений нахлесточных соединениях с двусторонними накладками в сечениях: б (А—А) в (С-А) г (В—В)

При возрастании нагрузок происходит выравнивание деформаций и снижение концентраций напряжений.

Распределения напряжений в накладках с лобовыми швами показаны на Рис. 5.5. Наибольший коэффициент концентрации равный двум имеет место в сечении А—А (Рис. 5.5, б). В нахлесточных соединениях с двумя лобовыми швами усилия между ними распределяются равномерно, в случае если элементы имеют равные толщины.

Рис. 5.6 Концентрация напряжений в тавровом сварном соединении.

Концентрация напряжений имеет место также в лобовых швах тавровых соединений. Так, возле ребер жесткости, приваренных к растягиваемому элементу, образуется концентрация напряжений s_х по сечению А—А.

Коэффициент концентрации напряжений в шве таврового соединения зависит от его очертания и от формы сопряжения в основным металлом.

Распределение напряжений в соединениях с фланговыми швами

В соединениях с фланговыми швами имеет место концентрация напряжений в швах и в основном металле полос между швами.

Рассмотрим соединение двух полос, соединенных швами с катетом К длиной L (рис. 4.6), Ввиду незначительной ширины полос условно примем распределение напряжений а в полосах равномерным по их ширине.

Основные элементы под действием растягивающих усилий удлиняются и перемещаются, во фланговых швах образуются сдвиговые деформации. Прямоугольный элемент dx шва 1—1—2—2 обращается в 1’—1’’—2’—2’’ (Рис. 5.7, а). Наибольшие деформации наблюдаются в крайних точках шва, наименьшие — в средних. Поэтому касательные напряжения распределяются по длине шва неравномерно.

В соединениях, у которых площади поперечных сечений соединяемых деталей равны (А₁=А₂=А) (Рис. 5.7, б),

напряжение в точке шва определяется уравнением:

G — модуль сдвига; Е — модуль упругости; L — длина шва.

Рис. 5.7 Распределение усилий в соединении с длинными фланговыми швами, прикрепляющими узкую полосу:

а — общий вид соединения; б — распределение по длине шва при А₁=А₂; в — распределение по длине шва при А₁<А₂.

Наибольшие значения τ_X принимает в точках х=0 и х=1:

Для равнопрочных соединений (2[τ]βKL=[σ]рA) при условии, что [τ]=0.6[σ]р и β=0,7, а также учитывая, что сt hα₀L=1, теоретический коэффициент концентрации напряжений в стальном фланговом шве

Если А₁<А₂, то наибольшее значение τ_Х будет со стороны элемента с меньшим поперечным сечением. При условии, что все деформации упругие, эпюра распределения τ_Х имеет вид, показанный на Рис. 5.7, в.

Рис. 5.8 Распределение напряжений σх в широкой накладке соединения с короткими фланговыми швами

Рассмотрим распределение нормальных напряжении между фланговыми швами в соединениях с накладками (Рис. 5.8). Допустим, что фланговые швы имеют небольшую длину и примем приближенно, что напряжения τ вдоль их длины одинаковы. Ширину же листов 2а будем считать значительной и определять концентрацию напряжений в металле листов, вызванную фланговыми швами. Силовой поток в растянутом листе сгущается в зоне фланговых швов, а средняя часть напряжена мало. Поэтому нормальные напряжения. максимальны на краях накладки и минимальны в середине.

Эпюра σ имеет вид, изображены на Рис. 5.8, и выражается законом гиперболического косинуса, т. е. цепной линией..

При различных отношениях а/L коэффициент концентрации принимает следующие значения:

a/L	0,1	0,5	1,0	2,0
KT	1,45	2,01	3,37	6,61

Приведенные данные показывают, что при значительном увеличении ширины листа по сравнению с длиной фланговых швов коэффициент концентрации нормальных напряжений в листе возрастает. В соединениях с длинными фланговыми швами при небольшом расстоянии между ними концентрация образуется главным образом в концах фланговых швов (концентрация касательных напряжений τ_Х). В соединениях с короткими фланговыми швами при относительно большом расстоянии между ними концентрация возникает преимущественно в основном металле на участке между швами (концентрация нормальных напряжений σх). В соединениях, применяемых в сварных конструкциях, образуются обе разновидности концентраций в более или менее резко выраженной форме.

Распределение напряжений в комбинированных соединениях с лобовыми и фланговыми швами

Распределение напряжений в соединениях с накладками неравномерно. В тех соединениях, где стыковые швы перекрыты односторонними накладками, образуется эксцентриситет и появляется изгибающий момент. В таких соединениях напряжения не только не уменьшаются по сравнению со стыковыми швами без накладок, но даже заметно возрастают. В соединениях, не имеющих стыковых швов, накладки также вызывают значительную концентрацию напряжений.

На Рис. 5.9 показаны результаты экспериментального изучения распределения напряжений в различных попереченых сечениях (А—А, Б—Б, В—В) соединений с односторонними накладками, когда накладки приварены к соединяемым полосам только фланговыми швами. В точках, близко расположенных к фланговым швам, образуется концентрация напряжений; точки, удаленные от швов и лежащие возле оси элемента, напряжены весьма слабо.

Рис. 5.9 Распределение напряжений в соединениях с накладками без стыковых швов:

а — распределение между фланговыми швами; б — выравнивание распределения σ в соединениях с лобовыми и фланговыми швами

Вдали от накладок эпюра напряжений в поперечном сечении выравнивается и элемент работает более равномерно.

Неравномерность распределения напряжений по поперечному сечению накладок значительно уменьшается при добавлении к фланговым швам лобовых. На Рис. 5.9, б показано распределение напряжений в таком соединении в сечениях Г—Г, Д-Д, Е—Е.

Распределение усилий в соединениях, полученных контактной сваркой

В точечных соединениях возникает концентрация напряжений, обусловленная рядом факторов.

1. В результате сгущения силовых линий основной металл испытывает концентрацию напряжений в надточечной зоне (Рис. 5.10, а). Интенсивность сгущения определяет концентрацию. Она растет с ростом отношения t/d (t — расстояние между точками в направлении, перпендикулярном действию силы; d — диаметр точки). Коэффициент концентрации напряжений в этом соединении может вычисляться по приближенной формуле

На Рис. 5.10,б показана эпюра распределения а в продольном сечении соединения. Максимального значения напряжение достигает в сечении 0—0.

Усилия в отдельных точках соединения, расположенных в продольном ряду, при их работе в упругой области не одинаковы.

Рис. 5.10 Распределение напряжений в точечных соединениях:

а — общий вид; б — распределение σ в продольном сечении

Распределение усилий между точками в продольном ряду дано в Табл. 5.1.

Крайние точки оказываются нагруженными значительно сильнее, чем средние. С увеличением числа точек в продольном ряду такая диспропорция возрастает. Подобное явление имеет место при работе в пределах упругости. За пределами текучести наступает значительное выравнивание усилий.

Сварная точка испытывает локальные напряжения в пределах упругих деформаций во много раз больше расчетных. Этим и объясняется низкая прочность точек при работе под переменными нагрузками.

При статических нагрузках за пределом упругих деформаций концентрация напряжений в значительной степени смягчается и значения разрушающих усилий, найденные опытным путем, незначительно отличаются от расчетных.

В соединениях, выполненных шовной контактной сваркой, неравномерность распределения вызвана рядом причин.

Рис. 5.11 Появление концентрации напряжений в соединениях с шовными швами:

а — неравномерное распределение по толщине; 6 — изгиб соединении

1. Распределение напряжений σ в зоне шва по длине детали при растяжении происходит неравномерно. Коэффициент концентрации напряжений при растяжении деталей, как правило, не велик и лишь незначительно превышает единицу.

2. При растяжении соединения происходит изгиб детали (Рис. 5.11, а, б), который обычно не учитывают при расчете.

Следует помнить, что за пределом текучести происходит некоторое выравнивание напряжений и коэффициент концентрации при этом снижается.

Концентрация напряжений в паяных швах

В паяных соединениях нахлесточного типа распределение касательных напряжений т по длине нахлестки в направлении действия сил происходит неравномерно и в значительной степени аналогично условиям работы сварных фланговых швов. Для соединения двух деталей с равными площадями поперечных сечений A=sb (рис. 4.13) наибольшее значение усилия q_max на единицу длины паяного шва в концевых точках определяется уравнением

G — модуль упругости металла паяного шва при сдвиге; Е — модуль упругости основного металла при растяжении; s₀— толщина мягкой прослойки; b — ширина шва; L — длина шва; s — толщина основного металла.

Рис. 5.12 Распределение т в паяном соединении в пределах упругих деформаций

Коэффициент концентрации напряжений в паяном шве

Чем меньше отношения G/E и s/s₀, тем соответственно меньше коэффициент концентрации.

Преимуществом паяных швов является возможность образования пластических деформаций в нахлесточных соединениях, сопровождаемых снижением напряжений в крайних точках соединений и выравниванием эпюры напряжений по длине соединения. При сопоставлении значений концентраций напряжений в паяном и сварном нахлесточных соединениях, состоящих из двух лобовых швов, коэффициенты концентрации напряжений высоки в обоих случаях, но при пайке они ниже. Это обстоятельство объясняется более рациональной конструктивной формой паяного соединения по сравнению со сварным.

Сопротивление сварных соединений усталости

Прочность основного металла при переменных (циклических) нагрузках

Современные методы расчета прочности деталей основаны на гипотезах непрерывности, однородности и изотропности материала. В действительности распределение усилий между зернами металла происходит неравномерно. В некоторых зернах могут иметь место значительные пластические деформации, в результате чего образуются микротрещины. При переменных нагрузках они имеют тенденцию развиваться: сначала развитие трещин происходит очень медленно, далее ускоряется, а на последнем этапе происходит внезапное разрушение. При этом местные напряжения оказываются опасными для прочности не только хрупких, но и пластичных металлов.

Анализ механизмов усталостного разрушения очень сложен, так как требует изучения неоднородности среды (кристаллиты и межкристаллические среды). В сварных соединениях задача анализа значительно осложняется наличием остаточных напряжений и неоднородностью свойств различных зон наплавленного и основного металлов.

Рис. 6.1 Наиболее распространенная схема проведения испытаний на циклическую прочность.

Диаграмма усталостной прочности

Прочность при переменных нагрузках зависит главным образом от числа циклов нагружений, амплитуды изменения напряжения, формы и размеров испытуемых образцов, их материала, состояния поверхности, вида на-гружения (изгиб, кручение), свойств среды, в которой производится испытание (воздух, вода и т. п.).

При многократно повторяющийся нагрузке разрушение может происходить под действием напряжений меньших, чем предел прочности.

Для определения прочности материала в таких условиях проводят испытания на циклическую прочность (Рис. 6.1).

Рис. 6.2 Диаграмма прочности стали в зависимости от числа нагружений N:

а —в декартовых координатах; б —в полулогарифмических координатах

На Рис. 6.2, а показана диаграмма прочности металла в зависимости от числа циклов нагружений N. Максимальное напряжение, при котором материал не разрушается при достаточно большом количестве циклов нагружения, называется пределом выносливости. При испытании стальных образцов предел выносливости определяется, как правило, при N=10⁶.

Усталостное разрушение — следствие постепенного развития микродефектов в материале.

Если образец испытывают при меньшем числе нагружений, то значение разрушающих напряжений называют пределом ограниченной выносливости.

Ограниченный предел выносливости определяется отношением

где N — число циклов; σ_r — предел выносливости при цикле r, m — коэффициент, который зависит от физических свойств материалов и определяется величиной угла наклона усталостной прямой (Рис. 6.2,6).

На Рис. 6.2, б изображена диаграмма прочности металла в зависимости от числа циклов нагружения, построенная в полулогарифмических координатах. Число циклов в логарифмическом масштабе отложено по оси абсцисс, а значения разрушающих напряжений — по оси ординат. Опытами подтверждено, что зависимость σ=f(N) при построении в этих координатах может быть изображена двумя отрезками прямой (см. Рис. 6.2, б): наклонным и горизонтальным. Горизонтальная прямая соответствует пределу выносливости,

Диаграмма строится при использовании теории вероятностей путем обработки статистического материала.

Влияние характеристики цикла r на прочность при переменных нагрузках

Предел выносливости зависит в значительной степени от характеристики цикла. Цикл — совокупность всех значений напряжений за время одного периода нагружения.

Отношение называют коэффициентом амплитуды или характеристикой цикла, гдеи— соответственно наибольшее и наименьшее напряжения цикла по абсолютной величине.

На (Рис. 6.3, а) показана схема цикла симметричного нагружения | | = ||, на (Рис. 6.3, г) — от нулевого.

Рис. 6.3 Осциллограммы нагружений с различными характеристиками циклов.

Пределы выносливости, определенные при симметричном цикле, обозначаются σ_-1, при отнулевом — σ₀; при произвольном — σ_r. Наибольшее значение имеют пределы выносливости при испытаниях на изгиб, несколько меньшее — при осевом нагружении и наименьшее — при кручении. Характер изменения напряжений по времени бывает различным: как синусоидальным (Рис. 6.3, а-г), так и другой формы (Рис. 6.3, д-е).

Рис. 6.4 Диаграмма прочности и усталости в координатах σ_т_ax, σ_mln и σ_т

В целях изучения пределов выносливости в зависимости от характеристики циклов строится диаграмма выносливости. Наиболее часто пользуются построением диаграммы выносливости испытуемых образцов по методу Смита, представленной в схематизированной форме (Рис. 6.4). Она дает возможность на основании экспериментального определения предела выносливости при симметричном цикле найти пределы выносливости при любом цикле.

По данным других исследований диаграмму прочности и усталости строят в форме параллельных прямых.

Обоснованием к этому служит положение, что для ряда материалов разрушение определяется главным образом диапазоном изменений напряжений в то время как постоянная составляющая не имеет существенного влияния. Диаграмма может быть использована до того, как , достигает . По оси абсцисс откладываются значения средних напряжений цикла

по оси ординат — напряжения σ_max и σ_min. Под углом 45° к оси абсцисс проводится прямая. Величины амплитуд

откладываются симметрично относительно этой прямой.

Прямые пересекаются в точке К, которая характеризует цикл с бесконечно малой амплитудой. Условно принимают, что эта точка соответствует пределу прочности σ_в. Отрезок ОА выражает значение предела выносливости при симметричном цикле. При этом σ_m=0.

В большинстве случаев пользуются участком диаграммы с напряжениями, не превышающими предела текучести σ_T. Из точки D с координатами σ_T проводят горизонтальную прямую до пересечения с прямой АК в точке N. Эту точку проецируют на прямую А'К. в точке М. Ломаная линия ANDMA' выражает схематизированную диаграмму усталости в пределах упругих деформаций. Отрезок ВС выражает значение предела выносливости при пульсирующем цикле σ₀; отрезок OB= σ₀/2.

Проведем из точки 0 прямую под произвольным углом а к оси абсцисс, тогда

(6.1)

Рис. 6.5 Полная диаграмма

усталости в области растяжения и сжатия

По этому отношению для заданного цикла r определяют tgα. Точка Р определяет значение предела выносливости при заданном цикле нагружения.

В машиностроении нередко для определения пределов выносливости сварных соединений при цикле r поступают следующим образом. Экспериментальным путем определяют предел выносливости σ_-1 при цикле стандартного образца. Определяют предел выносливости при том же цикле проектируемого сварного соединения σ_{-1 св} Находят отношение η= σ_-1/ σ_{-1 св}. Перестраивают диаграмму Смита в масштабе η, и по ней определяют предел выносливости для любого цикла r, пользуясь формулой (6.1).

На Рис. 6.5 показана полная диаграмма зависимости σ_max и σ_min от среднего напряжения σ_m в области растягивающих и сжимающих напряжений. С ростом средних сжимающих напряжений амплитуда разрушающих напряжений растет, пределом роста является предел текучести при сжатии σ_Т^СЖ.

Отношение предела выносливости и предела текучести при испытании стандартных гладких образцов из низкоуглеродистых сталей на изгиб в условиях симметричного цикла равно

. Для низколегированных конструкционных сталей отношение меньше, чем для низкоуглеродистых.

Обычно при повышении температуры пределы выносливости сталей понижаются. В агрессивных средах предел выносливости значительно уменьшается. Прочность деталей конструкций при переменных нагрузках зависит от концентрации напряжении.

Коэффициенты концентрации и их влияние на усталостную прочность

Эффективным коэффициентом концентрации напряжений К_Э называется отношение предела выносливости гладкого образца к пределу выносливости образца при наличии концентратора; К_Э >1; причем, чем ближе К_Э к единице, тем лучше работает изделие. У хрупких материалов эффективный коэффициент концентрации К_Э близок к теоретическому, у пластичных — он значительно меньше.

Опытами установлено, что при значениях r, близких к единице, концентрация напряжений не оказывает существенного влияния на предел выносливости. С уменьшением r влияние концентраторов на понижение предела выносливости растет, наибольшего значения К_Эдостигает при .

Чувствительность к концентраторам в образцах из низколегированной стали может быть выше, чем из низкоуглеродистой. Пределы выносливости сталей, испытанных при изгибающих усилиях и симметричных циклах, приведены в Табл. 6.1

Табл. 6.1 Пределы выносливости сталей σ_-1, МПа

Испытуемый образец	Ст. 3 кп	Ст.3 сп	15ХСНД
Лист без обработки	121	158	188
Лист шлифованный	134	198	-
Лист с отверстиями	86	110	150

Предел выносливости основного металла в зоне термического влияния иногда изменяется по сравнению с пределом выносливости образцов из основного металла, не подвергавшегося влиянию процесса сварки. Восстановить предел выносливости можно иногда термической обработкой сварного соединения.

Заметное влияние на сопротивление усталости оказывают также размеры сечений образцов или конструктивных элементов. При увеличении диаметра образцов с 10 до 200 мм значения предела выносливости стали 22 снизились с 215 до 165 МПа, а стали 35 —со 155 до 90 МПа.

Крайне отрицательное влияние на усталостную прочность оказывает наличие коррозионно агрессивных сред сварных соединений при эксплуатации.

Влияние частоты циклов нагружения на усталостную прочность

Сварные конструкции в некоторых областях техники подвергают испытаниям при низкой частоте нагружений и доводят до разрушения при нескольких десятках тысяч циклов. Такие испытания называются повторно-статическими. Многие явления, свойственные поведению образцов под усталостными нагрузками, имеют место при повторно-статических нагрузках. Прочность образцов зависит от наличия концентраторов в соединениях, свойств материала и качества сварных соединений.

Тем не менее, сопротивляемость сварных соединений нагружениям при низкой частоте (несколько циклов в минуту, в час, в сутки) заметно ниже, чем при испытаниях с высокой частотой. Низкочастотные нагрузки снижают прочность всех видов материалов и сварных соединений. Низкочастотным нагружениям подвергаются конструкции подводных судов, резервуарно-котельные конструкции. Высокочастотные колебания нагрузки, модулированные более низкой частотой, особенно резко снижают усталостное сопротивление сварных конструкций.

Сопротивление усталости сварных соединений, выполненных дуговой сваркой

В сварных конструкциях предел выносливости зависит от материала, технологического процесса сварки, формы конструкции, а также от рода усилия и характеристики цикла нагружения. Влияние технологического процесса сварки на прочность при переменных нагрузках обычно изучают на образцах стандартного типа, имеющих стыковые швы. В образцах со снятым усилением концентрация напряжений практически отсутствует. Как показали результаты многочисленных опытов, в таких обработанных сварных образцах из углеродистых и ряда низколегированных конструкционных сталей отношение

σ_-1СВ/σ_-1=0,9

где

σ_-1 — предел выносливости образца из основного металла при симметричном цикле;

σ_{-1 СВ} — предел выносливости стыкового сварного соединения.

Значения предела выносливости при автоматической сварке более стабильны, нежели при ручной. Это объясняется лучшим качеством сварных швов.

При действии переменных нагрузок следует отдельно рассматривать прочность швов и прочность прилегающего к ним основного металла. В большинстве случаев в стыковых соединениях разрушение наступает в зонах термического влияния. Это объясняется наличием в них концентраторов напряжений от швов с необработанной поверхностью, а также разупрочнений легированных или закаленных сталей в результате теплового действия сварочной дуги. приведены усталостные характеристики сталей и алюминиевого сплава Д16Т и их сварных соединений. Высокие отношения пределов выносливости соединений к пределам прочности основного металла имеют низкоуглеродистые стали. Аустенитные стали, высокопрочная сталь марки 30ХГСА, сплав Д16Т имеют низкие значения

σ_-1_св/σ_В_СВи σ_-1/σ_В.

Стали повышенной прочности наиболее эффективно используются в условиях статических и переменных нагрузок при r>0. Если значения коэффициентов концентрации напряжений конструкции высоки и r→-1, то эффективность применения высокопрочных сталей резко понижается, в этом случае пределы выносливости для сталей с совершенно различными значениями пределов прочности почти не отличаются.

Рис. 6.6 Пределы прочности и выносливости сталей и сплава Д16Т:σв — основного металла (вертикальная штриховка); σ-1 — основного металла (не заштрихованные полосы); σ-1св — сварного соединения (косая штриховка).

Решающее влияние на усталостную прочность оказывает качество технологического процесса.

При наличии технологических дефектов (шлаковых включений, пор, окислов, трещин, непроваров и т. п.) прочность сварных соединений при переменных нагрузках резко падает. Даже небольшой непровар корня шва образует надрез и концентрацию напряжений, что может существенно снижать прочность стыковых соединений при переменных нагрузках.

Влияние непровара на уменьшение усталостной прочности зависит от рода материала. Очень чувствительны к непроварам сварные соединения из аустенитных сталей типа 12Х18Н9Т и титановых сплавов.

выносливости сталей и алюминиевых сплавов в зависимости от глубины непровара.

Рис. 6.7 Влияние глубины непровара в выносливости стыковых соединении при растяжении (r=0,1…0,3; N=2*106 циклов): — АМг6; 2 — низкоуглеродистая сталь; 3 – 12Х18Н10Т; 4 – Д16Т; 5 – 30ХГСА.

Большое влияние на предел выносливости оказывает очертание поверхности швов. У выпуклых стыковых швов он более низкий, чем у гладких; весьма хорошие результаты получаются при снятии усилений стыковых швов или при их обработке, обеспечивающей плавный переход от шва к основному металлу. Получить соединения с хорошей прочностью можно не только при сварке прокатных элементов, но и при сварке литых деталей или прокатных с литыми.

Прочность при переменных нагрузках тавровых соединений в значительной степени зависит от подготовки кромок. Экспериментально доказано, что предел выносливости таврового соединения, сваренного с подготовкой кромок, выше, чем того же соединения без подготовки кромок. Причиной этого является концентрация напряжений из-за непровара. При сварке тавровых соединений на автоматах под флюсом глубина проплавления больше, чем при других видах сварки. Это обстоятельство улучшает работу соединений, подвергавшихся переменным нагрузкам

Прочность нахлесточных соединений и соединений с накладками, работающих при переменных нагрузках, низка из-за концентрации напряжений в соединениях этого рода. Она образуется в основном металле вблизи угловых швов, между швами, в поперечных сечениях самих швов, а также по длине швов вследствие неравномерного распределения усилий.

Особенно пониженной усталостной прочностью обладают соединения с фланговыми швами.

Работоспособность соединений с фланговыми швами при переменных нагрузках зависит от длины фланговых швов, от ширины накладок, и может быть повышена путем применения улучшенных форм и технологической обработки.

Швы должны обеспечивать минимальный уровень концентрации напряжений, обеспечивать наиболее равномерное распределение напряжений. Плавные переходы от наплавленного металла к основному достигаются механической зачисткой швов, а также при обработке швов аргонодуговой сваркой вольфрамовым электродом. После такой обработки в стыковых соединениях из стали Ст3 предел усталости повышается с 80 до 120 МПа.

Рис. 6.86.9 Пределы выносливости тавровых соединений в зависимости от разделки кромок: 1 — основной металл; 2 — образец, сваренный на автомате с разделкой кромок; 3 — то же, при сварке вручную; 4 — образец, сваренный вручную без разделки кромок; 5 — то же, при сварке автоматом.

Примеры рационального оформления сварных швов работающих при переменных нагрузках приведены на

Рис. 6.10 Рациональные формы сварных швов, работающих при переменных нагрузках.

Рис. 6.11 Влияние конструкции на усталостную прочность: а) Выкружка в целом элементе полосы; б) Выкружка в приваренном элементе; в) Деконцентратор; г) Швы без обработки.

Сопротивление усталости сварных соединений, выполненных контактной сваркой

Соединения, выполняемые контактной стыковой сваркой, обладают высокими механическими свойствами не только при статических, но и при переменных нагрузках. При сварке низкоуглеродистых и многих низколегированных сталей соединения имеют предел выносливости, близкий к пределу выносливости основного металла. Большое влияние на усталостную прочность оказывает не только качество провара стыка, а также состояние его поверхности. При грубой обработке поверхности предел выносливости меньше, при гладкой, особенно полированной— больше.

Усталостная прочность точечных соединений значительно уступает прочности стыковых. Точечные соединения условно рассчитывают по напряжениям среза. Однако их разрушения при работе под переменными нагрузками почти всегда происходят в результате разрывов металла в надточечной или околоточечной зоне. Эти разрушения вызваны концентраторами напряжений. Усталостная прочность точечных соединений в большей степени зависит от того, являются ли они связующими или рабочими, от рода материала и степени его чувствительности к концентраторам напряжений.

Данные экспериментов показывают, что пределы выносливости рабочих точек намного ниже, чем связующих, что наименее чувствительны к концентраторам точечные соединения из низкоуглеродистых сталей, более чувствительны соединения из аустенитной стали 12Х18Н10Т и из стали 30ХГСА после закалки и низкого отпуска.

Усталостная прочность в сильной степени зависит от конструкции соединения. Чем больше шаг между точками в ряду, направленном перпендикулярно действующей силе, тем выше концентрация напряжений и ниже усталостная прочность. В соединениях с двусрезными точками усталостная прочность повышается более чем в два раза по сравнению с односрезными. Качество сварных точек, особенно рабочих, также влияет на усталостную прочность. Внутренние трещины в точке оказывают небольшое влияние на значение разрушающей нагрузки; нагруженные же трещины могут снизить ее в три раза и более. При знакопеременных нагружениях предел выносливости в несколько раз меньше, чем при знакопостоянных.

Усталостная прочность соединений, выполненных шовной сваркой, ниже стыковой, но выше, чем при точечной, так как соединения обеспечивают более равномерный силовой поток.

Влияние термообработки и остаточных напряжений на сопротивления усталости сварных соединений

При сварке элементов больших толщин термическая обработка, особенно в сочетании со снятием усиления, приводит к заметному повышению усталостной прочности. При высокой концентрации напряжений в ряде случаев термическая обработка не эффективна и даже снижает прочность при переменных нагрузках. В некоторых случаях основной металл при переменных нагрузках приобретает пониженную прочность в зоне отпуска. Аналогичное понижение предела выносливости в зоне отпуска наблюдается в сварных соединениях термически обработанных цветных сплавов (алюминиевые, магниевые и др.).

Отпуск при температуре 650 °С, устраняющий остаточные напряжения, вызванные сваркой, как правило, не повышает усталостную прочность низколегированных сталей. Это объясняется тем, что отпуск не только устраняет остаточные напряжения, но и изменяет до некоторой степени механические свойства металла — снижает предел текучести. При нагружениях в условиях симметричного цикла отпуск полезен; при r=0 — бесполезен; при r>0 — снижается предел выносливости.

Остаточные напряжения могут понижать несущую способность конструкции, чаще всего не оказывают на нее влияния, а в некоторых случаях даже и повышают ее. Аналитически предел выносливости образца с остаточными напряжениями при r=—1 может быть выражен следующей формулой:

(5.3)

Где σ_-1— предел выносливости при симметричном цикле в отсутствие остаточных напряжений; σ_ост — остаточные растягивающие напряжения в зоне возможного разрушения; σ_в— предел прочности материала.

При сжимающих σ_ост предел прочности σ_-1^ост повышается.

Благоприятные остаточные напряжения сжатия можно создать местной пластической деформацией. С этой целью сварные соединения иногда подвергают поверхностной механической обработке: прокатке роликами или, что является более простым и удобным, обдувкой дробью, обработке пневматическим молотком или пучком проволок ударными методами. При этом в поверхностных слоях металла происходит пластическая деформация, которая вызывает наклеп металла, сопровождающийся повышением σ_т, и, кроме того, образуются остаточные напряжения сжатия. Чем выше коэффициент концентрации напряжений в сварном соединении, тем более эффективно применение поверхностной обработки швов.

Эффект повышения предела выносливости сварных точечных соединений достигается их обжатием ковочным давлением при остывании. Проковка повышает сопротивляемость усталостным разрушениям в 1,4…2,0 раза, а при обработке специальным инструментом и скоростной проковке — в большей степени.

Существует способ повышения усталостной прочности сварных соединений обжатием посредством взрыва. Вдоль швов укладывают трубки со взрывчатым веществом. В результате действия взрывной волны усталостная прочность повышается. Значительное повышение усталостной прочности может быть получено в результате обработки соединений ультразвуковым инструментом

Выносливость сварных соединений может быть увеличена предварительным их нагружением при одновременном устранении вредных растягивающих остаточных напряжений в зоне концентраторов. Иногда считают полезным создание предварительных напряжений в тонкостенных конструкциях и подвержение их вибрации. При этом остаточные растягивающие напряжения уменьшаются на несколько десятков процентов, а сопротивление усталостным нагрузкам повышается.

Стержневые сварные конструкции.

Балки

Балками называют элементы конструкций, работающие в основном на поперечный изгиб. Они входят в состав рам различного назначения (вагонов, кранов, станин, каркасов зданий), перекрытий, мостов и других металлических конструкций и машин.

Рис. 7.1. Типы поперечных сечений сварных балок:

а) открытый тип сечения; б), в) г) закрытые профили

Наиболее часто применяют сварные балки двутаврового (Рис. 7.1, а) и коробчатого (Рис. 7.1, б, в) профилей, более редко—с профилями, указанными на Рис. 7.1 г. Двутавровые балки хорошо сопротивляются изгибу в плоскости своей наибольшей жесткости, коробчатые—изгибу в разных плоскостях и кручению. Балки с профилями, указанными на Рис. 7.1, удобны в изготовлении, рациональны с позиции использования материала. Поперечные сечения балок иногда изменяются по длине, если последняя значительна. В некоторых случаях изменяют толщину или ширину горизонтальных листов (Рис. 7.2, а) (что более целесообразно). Иногда применяют несколько пар горизонтальных листов, если толщина каждого из них s≥30-35 мм, при этом в менее нагруженных участках число листов уменьшают (Рис. 7.2, в). В некоторых случаях изменяют высоту вертикальных листов (Рис. 7.2, б).

Рис. 7.2 Балки с переменными поперечными сечениями:

а) изменяется толщина листов; б) изменяется высота балки; в) изменяется число листов в поясах

Балки переменного сечения по сравнению с постоянным позволяют лучше использовать несущую способность металла по всей их длине. Они экономичнее по весу в сравнении с балками постоянного профиля, у которых значительная их часть работает при напряжениях, значительно меньше допускаемых. В технологическом отношении балки переменного профиля несколько сложнее. Вопрос выбора конструкций решается с экономических позиций, а иногда и с учетом общей компоновки и эстетики. Значительное большинство типовых балок имеют профиль, постоянный по длине.

При расчете балок встречаются с тремя видами задач.

1. Заданы размеры балки, известны расчетные усилия—изгибающие моменты и поперечные силы. Требуется проверить прочность балки. В этом случае по правилам курса «Сопротивление материалов» определяют нормальные и касательные напряжения.

2. Задана балка и заданы допускаемые напряжения. Требуется определить допускаемую нагрузку на балку. Эта задача также легко решается с использованием общеизвестных формул из курса «Сопротивление материалов».

3. Требуется спроектировать балку, обеспечивающую требуемую грузоподъемность. Эта задача является наиболее трудной по сравнению с первыми двумя. Решать ее надо следующим образом: от заданной нагрузки определяют опорные реакции, строят эпюры поперечных сил Q, изгибающих моментов М по длине и крутящих моментов, если последние имеют место.

При наличии подвижных нагрузок чертят линии влияния опорных реакций, затем Q и М для сечений х=0; х=0,1L;

х=0,2L и т. д. до х=0,5L.

В указанных сечениях вычисляют максимальные значения усилий при самом опасном для них положении подвижных нагрузок. После этого подбирают размеры поперечных сечений балки, обеспечивающие прочность.

Расчет жесткости и прочности

Балка должна удовлетворять требованию жесткости, т. е. ее прогиб от наибольшей нагрузки не должен превышать предельно допускаемого. Обычно в балках предельная величина отношений fmax/L (где fmax —стрела прогиба балки) регламентируется нормами. Норма жесткости fmax/L для балок разных назначений различна, например, в подкрановых балках она должна быть не более 1/600—1/700, в главных балках междуэтажных перекрытий—около 1/400 и т. д.

Размеры поперечного сечения выбираются в соответствии с рекомендациями методических указаний. Затем осущесталяются проверочные расчеты на жесткость и прочность.

Напряжение от изгиба равно

( 7.1)

где J—момент инерции подобранного сечения.

Касательное напряжение от поперечной силы будет

где Q—наибольшая поперечная сила балки;

S — статический момент полуплощади сечения (симметричного) относительно центра тяжести балки. Эквивалентные напряжения проверяются обычно в тех случаях, когда максимальные значения М и Q совпадают в одном поперечном сечении. Их определяют на уровне верхней кромки вертикального листа

( 7.2)

В большинстве случаев эквивалентные напряжения σ_э оказываются меньше σ, вычисленного по ( 7.1).

При всех условиях расчетные напряжения σ, найденные по

( 7.1), или σ_э, вычисленные по ( 7.2), не должны превышать 1,05[σ]р.

Сечение считается подобранным рационально, если σ=(0,95-1,05)[σ]р.

Допустим, что к верхнему поясу балки прикладывают сосредоточенные перемещающиеся грузы. Это имеет место в крановых, подкрановых и мостовых балках. При этом определяют прочность вертикального листа с учетом местного напряжения под грузом

где Р—величина сосредоточенного груза;

т—коэффициент, равный 1,5 при тяжелом режиме работы балки (например, в металлургических цехах) и 1,0 при легком режиме (например, в ремонтных);

z—условная длина, на которой сосредоточенный груз распределяется в вертикальном листе;

( 7.3)

Здесь Jn — момент инерции горизонтального листа совместно с приваренным к нему рельсом (если таковой имеется) относительно оси Хп, проходящей через их общий центр тяжести О'.

Общая устойчивость

Рис. 7.3 К определению расстояния L₀ между закреплениями балки в горизонтальной плоскости

Чтобы обеспечить общую устойчивость балки таврового профиля, у которой Jх велик по сравнению с Jу, следует прибегнуть к одному из двух мероприятий.

1. Укоротить свободную длину изгибаемого элемента. Например, если установлены параллельно две изгибаемых балки 1 и 2, то их следует взаимно соединить связями (Рис. 7.3), особенно сжатые пояса. Такие связи ставят в подкрановых балках, мостовых кранах и т. п. Момент инерции двух балок, соединенных связями, во много раз больше момента инерции в горизонтальной плоскости каждой из балок в отдельности.

2. Снизить величину допускаемых напряжений. Проверку напряжений в изгибаемой балке с учетом требований обеспечения общей устойчивости проводят по формуле

Рис. 7.4 К вопросу расчета местной устойчивости вертикальных листов балок.

а) образование напряжений σ и τ, вызывающих потерю устойчивости, б), в) постановка вертикальных ребер жесткости

где φ — коэффициент уменьшения допускаемых напряжений в балке с учетом обеспечения ее устойчивости.

Местная устойчивость

Помимо проверки общей устойчивости необходимо про верить отдельные элементы балки на местную устойчивость. В сжатых поясах потеря устойчивости происходит, когда напряжения сжатия превышают критические значения.

( 7.4)

Устойчивость вертикального листа в балках из низко углеродистой стали обеспечена, если при отсутствии сосредоточенных сил, перемещающихся по балке,

а при наличии сосредоточенных сил, перемещающихся по балке,

( 7.5)

(σ_Т выражено в МПа).

В вертикальных листах балок потеря устойчивости может быть вызвана нормальными сжимающими напряжения ми и комбинацией нормальных и касательных напряжений. Касательные напряжения вызывают в диагональных сечениях нормальные сжимающие растягивающие напряжения.

Для повышения местной устойчивости вертикального листа, т. е. для увеличения , при заданной высоте балки следует уменьшить а, устанавливая ребра жесткости. Постановка ребер жесткости необходима, если не соблюдены условия ( 7.4) и ( 7.5). Обычно вертикальные ребра жесткости конструируют из полос, реже — из профильного материала (Рис. 7.4, в).

Ширину ребра (мм) принимают bр=40мм+hв/30; толщину . Расстояние между ребрами жесткости определяется значением напряжений и размерами балки, но не менее 1,2hв.

Помимо основных ребер жесткости, устанавливаемых по всей высоте вертикального листа балки, в интервалах между ними иногда ставят укороченные ребра жесткости треугольного очертания. Их высота составляет примерно hв/3. Укороченные ребра (треугольники жесткости) иногда ставят при воздействии на пояс балки сосредоточенных грузов большой массы. Как правило, наличие таких ребер нежелательно, так как осесимметричное их расположение относительно оси вызывает при сварке искривление балки в вертикальной плоскости.

В балках большой высоты иногда ставят горизонтальные ребра жесткости. Их располагают на расстоянии с=(1/4…1/5)h_B от верхнего горизонтального листа (Рис. 7.4, в).

При отсутствии в балке подвижных нагрузок рекомендуется постановка ребер жесткости с одной стороны. Это дает экономию металла, но способствует образованию достаточного деформирования от несимметрично уложенных швов.

В коробчатых балках устанавливаются диафрагмы жесткости. диафрагмы допускается приваривать односторонними швами, растянутый пояс допускается не приваривать, при обеспечении плотной пригонки к полке.

Работа на кручение

В тех случаях, когда балки работают на кручение, применение балок двутаврового профиля становится нецелесообразным.

Напряжение от кручения в незамкнутых профилях (двутавровых, уголковых и т. д.) равно (Рис. 7.5,а)

( 7.6)

где Vi — коэффициент, приближенно равный 0,33.

α=1 для уголка; α=1,3 для двутаврового профиля;

Рис. 7.5 К расчету балки на кручение:

а) двутаврового открытого профиля; б) трубчатого закрытого профиля

a_i — наибольший размер стороны прямоугольника (вертикального или горизонтального листа);

s_i—наименьший размер стороны того же прямоугольника;

s_max—наибольшая толщина профиля.

Так как момент сопротивления оказывается, как правило, малым, то напряжение τ значительно.

При кручении целесообразно применение сварных балок коробчатого поперечного сечения. Напряжение от крутящего момента с достаточной степенью точности может быть найдено по формуле

Рис. 7.6. К расчету поясных швов сварных балок:

а) швы без подготовки кромок, б) связующие напряжения от изгиба, в), г) примеры сварных соединений в различных профилях балок, д) образование в швах рабочих напряжений τp под сосредоточенной силой

где F—площадь сечения прямоугольника (Рис. 7.5, б), ограниченного штрихпунктирными линиями;

s_min — наименьшая толщина вертикального или горизонтального листа.

Так как F велико, то напряжение τ оказывается незначительным.

Сварные соединения

Горизонтальные листы соединяются с вертикальными поясными швами. Они, как правило, угловые (Рис. 7.6, а) и в редких случаях при наличии сосредоточенных перемещающихся грузов большой величины или действии переменных нагрузок — с подготовкой кромок.

Если балка работает на поперечный изгиб, то в поясных швах возникают связующие нормальные напряжения σ вследствие совместной деформации шва и основного металла, которые в учет не принимаются (Рис. 7.6, б), и рабочие касательные τ (Рис. 7.6, е). Поясные швы обеспечивают работу на изгиб всего сечения как единого целого. Срезывающие усилия на уровне крайних кромок вертикального листа на единицу длины определяются по формуле

где Q—расчетная поперечная сила в рассматриваемом сечении;

J—момент инерции всего сечения;

S — статический момент площади пояса (горизонтального листа и рельса, если таковой имеется) относительно центра тяжести сечения балки.

Касательные напряжения τ от усилия Т являются рабочими. Их роль в балке существенна, несмотря на относительно небольшую величину.

В швах с катетом к касательные напряжения равны

При наличии в вертикальном листе подготовки кромок определение касательных напряжений производится по формуле

При сварке конструкций, у которых толщина листов s>4 мм, величину к принимают также > 4 мм.

Прерывистые швы нецелесообразны, так как при этом затрудняется применение автоматической сварки.

При наличии на балке сосредоточенных перемещающихся грузов поясные швы принимают некоторое участие в передаче нагрузки с горизонтального листа на вертикальный (Рис. 7.6, д). Это имеет место вследствие неплотного их взаимного соприкосновения. Если груз перемещается по рельсу, прикрепленному к поясу балки, то напряжение τ_р в поясных швах определяется по формуле

( 7.7)

где Р—величина сосредоточенного груза;

n—коэффициент, зависящий от характера обработки кромки вертикального листа (обычно n=0,4);

z—расчетная длина шва, по которой происходит передача давления с пояса на вертикальный лист

После вычисления τ_р по ( 7.7) определяют условное результирующее напряжение

Швы, приваривающие ребра жесткости, как правило, расчетом на прочность не проверяются. Они выполняются угловыми, с катетом к=0,5— 1,0s_в, где s_в—толщина вертикального листа. Эти швы в опорных сечениях, а также в местах приложения сосредоточенных сил непременно выполняют непрерывными. Ребра жесткости вне опорных сечений в наиболее напряженных волокнах растянутой зоны иногда не привариваются.

Рис. 7.7 Стыки сварных двутавровых балок

a) универсальные (все элементы стыкуются в одном сечении), б) частичные, в) со вставками

Стыки

( 7.8)

Расчет прочности стыков балок (рис. 14-15) производится обычно на изгибающий момент. Напряжение в стыке равно

Если допускаемое напряжение в соединении (в шве или прилегающем к шву металле) [σ’]р принимается меньше [σ]р, то такой стык оказывается неравнопрочным целому сечению. В этом случае стыки целесообразно помещать в сечениях, удаленных от зон максимальных моментов, и ( 7.8) в этих условиях удовлетворяется.

Если σ>[σ']р, а стык должен находиться в зоне, где σ имеет максимальное значение, то допускается произвести местное усиление балки привариванием к ее поясам дополнительных горизонтальных листов, увеличивающих ее момент инерции и момент сопротивления в расчетном сечении. При этом

где W'—момент сопротивления сечения балки усиленной приваркой накладок. К накладкам прибегают редко, так как они являются источником образования концентрации напряжений. В некоторых случаях стыки проектируют косыми. Они неудобны в технологическом отношении. Более рационально применение обычных прямых стыков, выполненных технологическим процессом высокого качества.

Фермы

Под фермой понимают жесткую неизменяемую конструкцию, состоящую из стержней и соединяющих их шарниров.

Шарнирной фермой называется геометрически неизменяемая система стержней, связанных между собой по концам шарнирами. Система неизменяема, если под действием внешних сил, приложенных к ней, перемещения ее точек происходят лишь вследствие упругих деформаций.

Простейшая жесткая конструкция - это три стержня, соединенные тремя шарнирами, как показано на Рис. 7.1. Двумя из них ферма крепится к опорным узлам. С добавлением к ферме каждых двух новых стержней добавляется и один узел.

Рис. 7.1 Примеры шарнирных стержневых систем. а) – ферма из трех стержней; б) – механизм; в) – построение фермы добавлением к основному треугольнику пар стержней с шарниром; г) – к определению усилий в стержнях; д,е) – примеры статически неопределимых ферм; ж) – ферма с полигональным верхним поясом и треугольной решеткой; з) – форма с полигональным нижним поясом и раскосной решеткой.

Четыре стержня, соединенные, как показано на Рис. 7.1 б), представляют собой механизм.

Фермы со сварными соединениями не представляют собой шарнирных систем. Однако экспериментальные исследования показывают, что распределения усилий в фермах со сварными соединениями мало отличаются от распределения усилий в фермах, составленных из стержней, соединенных шарнирами. Поэтому сварные фермы условно рассматриваются как шарнирные системы.

Точки соединений стержней называются узлами фермы. Стержни обозначаются узлами, между которыми они заключены.

Из основного треугольника можно получить новые неизменяемые системы ферм последовательным добавлением двух стержней с шарниром. Фермы со структурой, полученной последовательным добавлением к основному треугольнику по два стержня с шарниром, называются простейшими. В дальнейшем мы будем рассматривать только простейшие фермы.

Геометрическая неизменяемость и статическая определимость ферм

Допустим, что простейшая ферма имеет закрепления, свойственные статически определимым системам, например одну неподвижную, а другую подвижную опоры. Определим в этой ферме соотношение между количеством стержней и шарниров (Рис. 7.1 в).

Обозначим число стержней фермы через i (кроме стержней, входящих в состав опорных закреплений), а число шарниров — через k.

На образование основной треугольной фермы требуются три стержня и три шарнира. Таким образом, количество стержней, не входящих в состав основного треугольника, составляет (i—3), а количество шарниров, не входящих в состав этого треугольника,— (k—3).

Так как образование ферм производится из основного треугольника последовательным добавлением двух стержней и одного шарнира, то

откуда

Это является необходимым условием геометрически неизменяемой системы. Для простейших ферм оно является не только необходимым, но и достаточным.

Найдем условия статической определимости ферм.

Для каждого узла фермы могут быть написаны два условия равновесия для определения неизвестных усилий в стержнях ,.

Если число узлов фермы равно k, то число уравнений равновесия равно 2k (Рис. 7.1 в).

Из указанных 2k уравнений должно быть определено i неизвестных усилий в стержнях, а также три неизвестные реакции, приложенные в опорах.

Таким образом, необходимые условия геометрической неизме-няемости совпадают с условием статической определимости ферм, имеющих три стержня в опорных закреплениях.

Если количество стержней фермы i превышает (2k-3), то усилия во всех стержнях фермы не могут быть определены при помощи уравнений статики. В этом случае необходимо использовать уравнения упругих деформаций.

Системы ферм, изображенные на Рис. 7.1 г), ж), з), статически определимы; на Рис. 7.1 д) — система статически неопределима, так как число стержней превышает (2k-3). Ферма, изображенная на Рис. 7.1 е), также статически неопределима, так как она имеет одно лишнее закрепление в опоре.

Классификация ферм

Фермы имеют верхний и нижний пояса, которые соединяются между собой решеткой. Вертикальные элементы решетки называют стойками; наклонные — раскосами.

Узлы нижнего пояса нумеруют 0, 1, 2 ...; верхнего — 0’,1’2’ ... . Стержни и усилия, возникающие в них, обозначают цифрами, определяющими рассматриваемый элемент.

Стержни 0'1', 1,2', 2'3' и т.д. составляют элементы верхнего пояса фермы (рис. 3.1 г).

Стержни 01, 12, 23 — элементы нижнего пояса (панели).

Стержни 11', 22', 33' и т. д. — стойки.

Стержни 01', 1'2', 2'3' и т. д. — раскосы.

Пример ферм с параллельными поясами изображен на Рис. 7.1 г); с полигональным верхним поясом — на Рис. 7.1 ж); с полигональным нижним поясом — на Рис. 7.1 з). Решетка ферм, изображенная на Рис. 7.1 ж), называется треугольной, а на Рис. 7.1 з) — раскосной.

В зависимости от назначений фермы называются стропильными, поддерживающими кровлю зданий, мостовыми, крановыми, вагонными и т. п.

Соединения ферм в геометрически пространственную неизменяемую систему

Инженерное сооружение очень редко состоит из одной фермы, чаще применяют парные фермы, например, в кранах, вагонах, железнодорожных мостах, а во многих случаях ставят ряд ферм. При перекрытии проемов зданий фермы соединяют между собой стержнями, которые составляют связи. Связи, расположенные в плоскостях поясов, называют продольными, в плоскостях решетки — поперечными.

В своей совокупности плоские фермы со связями образуют пространственную геометрически неизменяемую систему, которая может быть статически определимой или при наличии избыточного количества стержней статически неопределимой.

Определение усилий стержней фермы аналитическим методом

Усилия стержней фермы определяются по правилу РОЗУ: разрез фермы; отбрасывание одной части; замена стержней силами; условия равновесия отрезанной части.

Рис. 7.8 Пример определения усилий в стержнях фермы методом вырезания узлов

Разрезы производят методами вырезания узла и рассечения фермы. В месте разреза к стержням прикладывают неизвестные силы и направляют стрелки от сечений. Растягивающие усилия считают положительными. Допустим, что после решения уравнений статики искомое неизвестное усилие имеет отрицательный знак. Это указывает на то, что знак усилия первоначально был выбран неправильно. Стержень оказывается не растянутым, а сжатым.

Определение усилий в стержнях ферм методом вырезания узлов удобно в следующих случаях:

1) в узле сходятся два стержня (Рис. 7.8 а), при этом усилия находят из уравнений ΣX=0, ΣY=0.

2) в узле сходятся три стержня, два из них являются продолжением один другого (Рис. 7.8 б), усилие в третьем стержне определяют проектированием всех сил на направление, перпендикулярное х;

3) в узле сходятся несколько стержней, при этом все усилия, кроме двух, уже найдены какими-либо другими приемами.

Если в узле сходятся два стержня и отсутствуют внешние нагрузки, то усилия в обоих стержнях равны нулю. Спроецируем все силы на вертикаль, ΣY=0 откуда N₁=0 (Рис. 7.8 в), из условия ΣX=0 следует, что N₂=0.

Если в узле сходятся три стержня при условии, что два являются продолжением один другого (Рис. 7.8 г) и в узле отсутствует внешняя нагрузка, то усилие в третьем стержне равно 0. Проецируем силы на направление у, перпендикулярное стержням 1 и 2, ΣY=0.

Убеждаемся в правильности того, что продольное усилие в третьем стержне N₃=0.

Легко показать, что в системе, изображенной на Рис. 7.8 д, усилия во всех стержнях, кроме 0'1' и 01', равны нулю, рассмотрите равновесие узлов 4', 4, 3, 3' и т. д., а в системе на Рис. 7.8, е усилия в стержнях 00', 11', 22', 33', 44', 0'1', 3'4', 1'2, 23' равны нулю при заданных условиях нагружения.

При определении усилий в стержнях фермы методом ее рассечения (Рис. 7.9 а) необходимо составить уравнения равновесия в виде ΣM₁=0; ΣM₂ = 0; ΣM_g=0.

где 1, 2 и g— моментные точки.

Точки называют моментными, если они определяются пересечением двух из перерезанных стержней фермы.

Моментная точка 1' лежит на пересечении стержней 1' 2' и 1'2; точка 2 — на пересечении 1'2 и 12; точка g— на пересечении 12 и 1'2'.

Если рассматриваемые разрезанные стержни параллельны, например стержень 01 и 0’1’ (Рис. 7.9, б), то моментная точка g перемещается в бесконечность. При этом статические уравнения равновесия следует написать в форме

Каждое уравнение содержит одно неизвестное, так как остальные неизвестные усилия образуют относительно моментной точки моменты, равные нулю.

Определим усилия в стержнях фермы (Рис. 7.9, в) с параллельными поясами.

Вследствие симметрии фермы и нагрузки опорные реакции равны между собой:

(1.1)

Разрезаем третью панель фермы (разрез В – В).

Пишем условие равновесия отрезанной левой части фермы, нагруженной реакцией А, силами Р и усилиями стержней 2'3', 23 и 23' в виде:

Рис. 7.9 Определение усилий в стержнях фермы:

а – ферма с непараллельными поясами; б, в - ферма с параллельными поясами

(1.2)

откуда

(1.3)

где –момент сил, расположенных слева от разреза,

относительно точки 3' при учете фермы как сплошной балочной системы.

Напишем условие:

;	(1.4)
.	(1.5)

где — момент сил, находящихся слева от разреза относительно точки 2.

Напишем условие:

3,5P – P – P – P +23'sin α = 0

(1.6)

(1.7)

где — поперечная сила от сил, расположенных слева от разреза при рассмотрении фермы как сплошной балочной системы.

Производим подобные разрезы по второй и первой панелям.

Подобным же образом находим усилия в остальных стержнях поясов и раскосов.

Усилия в стойках находим методом вырезания узлов.

Вырезаем узел 0'. Тогда

(1.8)

Откуда 0'0 = - P

Вырезаем узел 1. В этом узле нет сил, поэтому из условия =0 находим 11'=0.

Вырезаем узел 2'. При этом имеем

(1.9)

Откуда 22' = - P

Легко показать, что распределение усилий в стержнях поясов сквозных ферм с параллельными поясами подобно распределению изгибающих моментов в балочных сплошных конструкциях. Нижние пояса растянуты, верхние сжаты при нагрузках, изображенных на рис. 8.3, в. Усилия в стержнях поясов возрастают от опор к середине пролета.

Распределение усилий в раскосах сквозных ферм с параллельными поясами подобно распределению поперечной силы в балочной сплошной конструкции. Усилия в раскосах имеют наименьшую величину в середине пролета. Усилия возрастают от середины пролета фермы к ее опорам.

Сведения из строительной механики

Определение расчетных усилий в балках методом линий влияния

Метод линий влияния принят при расчете балок, ферм, рамных конструкций и особенно при расчете мостовых, крановых и других инженерных сооружений с подвижной нагрузкой.

Линия влияния выражает зависимость усилия (или деформации) в каком-либо заданном сечении балки или элементе фермы от положения груза на них. В практических расчетах их всегда строят от одного груза, равного единице, и после этого построения используют для определения усилий (или деформаций) в изучаемом сечении или элементе при любом заданном загружении от нескольких сосредоточенных сил или распределенных нагрузок.

Линии влияния опорной реакции в однопролетной балке с шарнирными опорами.

Линия влияния опорной реакции балки выражает зависимость величины реакции от положения груза, равного единице, на балке.

Рис. 8.1 К построению линии влияния опорных реакций и моментов в разных сечениях балки цифрами на рис д—з указаны наибольшие моменты в сечениях 0,5L, 0,4L и т д.

Обозначим расстояние груза до левой опоры через х, пролет балки—через L (Рис. 8.1, а).

Реакция

Реакция А определяется уравнением наклонной прямой (Рис. 8.1, б):

при х = 0 : А = 1:

при х = L : А = 0;

Подобным же образом строится линия влияния реакции В (Рис. 8.1, б).

Линии влияния изгибающего момента М.

Линия влияния изгибающего момента М выражает зависимость величины момента в заданном сечении от положения груза, равного единице, на балке.

Допустим, что груз находится справа на расстоянии x от опоры (Рис. 8.1, б).

При этом изгибающий момент равен:

Построим линию влияния момента М (Рис. 8.1, а) из условия, что

при х = 0 : Мa = 1·а;

при х = L : Мa = 0.

Так как было сделано предположение, что груз находится справа от сечения а, то построенная прямая верна лишь на участке x≥а.

Допустим, что груз находится слева на расстоянии а от опоры.

Изгибающий момент целесообразно выразить в этом случае через величину правой опорной реакции

где В—опорная реакция на правой опоре.

При х = 0 : Ма = 0;

при х = L : Мa = L-a.

Так как было предположено, что груз находится слева от сечения а, то построенная прямая верна лишь на участке х≤а.

Подобным образом линии влияния М строятся для разных сечений балки. Ординаты линий влияния М имеют размерность длины.

Линия влияния поперечной силы Q выражает зависимость

величины поперечной силы в заданном сечении а от положения груза, равного единице, на балке.

Допустим, что груз находится справа от сечения а (Рис. 8.2 , а)

Прямая верна на участке x≥а.

Допустим, что груз находится слева от сечения а. При этом

при х = 0 : = 0;

при х = I : = - 1.

Рис. 8.2 К построению линий влияния поперечной силы в балках.

Эта линия верна на участке х≤а, под исследуемым сечением она меняет знак.

Ординаты линий влияния безразмерны.

Использование линий влияния для определения усилий от системы сосредоточенных сил Р и равномерно распределенной нагрузки q.

Построенной линией влияния пользуются для определения усилия в заданном сечении балки от различной комбинации сосредоточенных и сплошных нагрузок.

Предположим, что для сечения на расстоянии а балки построена линия влияния некоторого усилия R, имеющая вид, показанный на Рис. 8.3,а.

Балка нагружена сосредоточенными силами , , и равномерной нагрузкой q; на участке L—а.

Рис. 8.3 Определение усилий от Р и q на основе построенных линий влияния:

а) общее положение; б), в) к численному примеру расчета

Ординаты линии влияния под силами , , обозначим соответственно , , .

Пользуясь принципом независимости действия сил, находим усилие в сечении

=++=Σ

( 8.1)

Усилие от равномерной нагрузки найдем, заменив сосредоточенную нагрузку бесконечно большим количеством бесконечно малых сосредоточенных сил

(8.11)

где Ω — площадь линии влияния на длине загруженного участка.

Полное усилие:

R=ΣP_iy_i+qΩ

(8.12)

R выражает собой продольную силу N, поперечную силу Q, момент М и т. д., в зависимости от построения линий влияния.

Линии влияния усилий стержневых ферм

Рис. 8.4

При загружении ферм движущимися нагрузками, например тележкой крана, целесообразно определять усилия в стержнях методом линий влияния. Линии влияния усилий стержней фермы выражают зависимость величины усилий в стержнях от положения груза, равного единице, на ферме. Таким образом, для каждого стержня фермы сроится соответствующая линия влияния.

Груз может перемещаться как по верхнему, так и по нижнему поясу фермы в соответствии с загружениями реальными силами.

По продольным брускам перемещается груз, равный единице, воспринимаемый фермой через поперечные брусья. Таким образом, осуществляется передача нагрузки на ферму по узлам.

В действительности такая надстройка нередко осуществляется в сооружениях. Если же она в действительности отсутствует, то для построения линий влияния продольных усилий поясов следует допустить, что она все же имеет место.

Рассмотрим линии влияния усилий в стержнях фермы с параллельными поясами, которая опирается на две опоры (Рис. 8.4, а).

Производим последовательно разрезы III - III и II - II (Рис. 8.4, б).

Рис. 8.5 Линия влияния усилия в стержне 23.

Для построения линии влияния 23 рассмотрим уравнение равновесия SМ_3’=0.

При грузе, находящемся справа от разрезанной панели III - III, уравнение равновесия для левой части фермы будет

A∙3d – 23 h = 0;

При х = 0 А =1 и

При х = l А = 0 13 = 0

Проводим правую линию влияния 23, которая верна при условии, что груз находится на участке от узла 6' до узла 3'.

При грузе, находящемся слева от разрезанной панели III - III, уравнение равновесия для правой части фермы будет

B∙3d – 32∙h = 0 откуда

Аналогичным образом находим левую линию влияния, которая верна при грузе, находящемся на участке от узла 0' до узла 2'.

При перемещении груза от 2' до 3' линия влияния изменяется по закону прямой, изображенной на Рис. 8.5, являющейся продолжением левой линии влияния.

Рис. 8.6 Линия влияния усилия в стержне 2'3'.

Аналогичным образом пишем условия равновесия SМ₂=0 и строим линию влияния 2'3' (Рис. 8.6).

Если груз находится справа от 3' то 2’3’∙h+A∙2d=0 откуда 2’3’=, в т. 0’ А=Р=1, в т. 6’ А=0.

Если груз находится слева от 2' то 2’3’∙h+В∙4d=0 откуда 2’3’=, в т. 6’ В=Р=1, в т. 0’ В=0.

Рис. 8.7 Линия влияния усилия в стержне 23'.

Определение усилия в раскосе 23'.

При грузе, находящемся справа от разрезанной панели, уравнение равновесия для левой части фермы запишется так:

При х = 0: 23’=;

При х = L: 23’ = 0

Проводим правую линию влияния 23', которая верна при грузе, находящемся на участке от узла 6' до узла 3' (Рис. 8.7).

При грузе, расположенном слева от разрезанной панели, уравнение равновесия для правой части фермы запишется так:

При х=0: 3’2=0

При х=l:

Левая линия влияния верна при грузе, находящемся на участке 0'2'.

Линия влияния 1'2' строится из рассмотрения условия равновесия узла 2'

ΣX = 0 откуда следует, что 2’1’=2’3’.

Линия влияния 0’1’ строится с учетом условия равновесия узла 0'

ΣX = 0 откуда следует, что 0’1’=0.

Рис. 8.8 Линия влияния усилия в стержне 12.

Для построения линии влияния 12 проводится разрез II - II и пишутся условия равновесия ΣM_1'=0.

Очертание линии влияния 12 показано на Рис. 8.8.Из условия равновесия ΣХ=0 в узле 1 следует, что линия влияния 10 равна линии влияния 12.

Рис. 8.9 Линия влияния усилия в стержне 1'2.

Для построения линии влияния 1'2 следует использовать условие равновесия ΣУ=0 в сечении между 1 и 2.

При грузе, находящемся справа от разрезанной панели

A – 1’2sin α = 0

При х=0: ;

при х=L: 1'2=0.

проводим правую линию влияния 1’2, которая верна при грузе, находящемся на участке от узла 6’ до узла 2' (Рис. 8.9).

При грузе, находящемся слева от разрезанной панели II – II

B + 21’ sinα = 0

При х=L: 21’

при х =0: 21’=0.

Проводим левую линию влияния на участке 0’1’. При перемещении груза от 1' до 2' линия влияния определяется уравнением прямой, изображенной на Рис. 8.9 пунктирной линией.

Аналогичным путем строим линию влияния усилия в стержне 01'.

Построим линию влияния усилия в стойке 11'

Из условия равновесия сил, приложенных в узле 1, ΣY =0 вытекает, что усилие 11'=0.

Ординаты линии влияния стойки 33' также равны нулю.

Рис. 8.10 Линия влияния усилия в стержне 22'.

При построении линии влияния усилия в стержне 22' следует рассмотреть условия равновесия ΣY=0 в узле 2'.

Если груз находится вне второй и третьей панелях, то усилие 2'2=0.

Если груз находится в узле 2', то условие ΣY =0 пишется таким образом: —2'2—1=0, при этом 2'2=—1 (Рис. 8.4, и).

При перемещении груза на участках 1'2' и 23' линия влияния имеет очертание треугольника (Рис. 8.10).

Рис. 8.11 Линия влияния усилия в стержне 22'.

Линия влияния усилия в опорной стойке 00' находится из условия равновесия ΣY =0 в узле 0' (Рис. 8.4, з).

При отсутствии груза на первой панели 0'0=0.

При нахождении груза в узле 0' уравнение равновесия запишется так:

-1-0’0 = 0 откуда 0'0 = — 1

При перемещении груза от узла 0 до узла 1 линия влияния усилия в стержне 00' определяется уравнением прямой, изображенной на Рис. 8.11 пунктирной линией.

Определение усилий в стержнях фермы при нахождении груза на поясе

Выше рассматривались случаи, когда перемещающийся груз, от которого строились линии влияния, не вызывал местного изгиба в поясе.

Допустим, что нагрузки приложены не в узлах ферм, а по длине панели. При этом нагрузки следует разложить по узлам обычным путем, от них определять продольные силы в стержнях фермы.

В нагруженных панелях помимо продольных сил действуют поперечные силы Q и изгибающие моменты М, которые определяют при рассмотрении нагруженного пояса фермы в качестве балки.

Проектирование сварных конструкций: хрупкие разрушения, прочность, коррозийная стойкость

2013-04-16T14:12:22Z

Сварочные напряжения и деформации

Помимо напряжений и деформаций, возникающих в деталях под действием приложенных нагрузок, в них могут быть так называемые собственные напряжения, которые существуют в телах даже при отсутствии воздействия каких-либо внешних сил. Причины образования собственных напряжений весьма многообразны. Одной из них является неравномерный нагрев тела.

Образование термических напряжений и деформаций

Свободный и стесненный нагрев стержня

Рис. 9.1 Схема образования напряжений и пластических деформации при нагреве стержня: а) стержень; б) диаграмма σ=f(ε) идеально упруго-пластичного металла

Рассмотрим вначале образование напряжений в стержне, который вставлен в массивную жесткую деталь без зазора и нагрет до температуры Т (Рис. 9.1, а). Очевидно, что в нем возникнет напряжения сжатия. Если величина деформации αT значительна (Рис. 9.1, б), то напряжения достигнут предела текучести σ_T, и в стержне произойдут пластические деформации. Величина напряжений при этом будет соответствовать напряжению в точке А (Рис. 9.1, б). При остывании стержня напряжения сжатия в нем уменьшаться, следуя закону упругой разгрузки (прямая АВ), и в точке В окажутся равными нулю. При дальнейшем остывании между стержнем и деталью образуется зазор, где ε_ос — остаточное относительное укорочение стержня, возникшее в результате пластической деформации при нагреве. Если бы стержень был прикреплен к детали, то в нем после остывания возникли бы собственные напряжения растяжения.

Нагрев тонкой пластины уложенным по середине проводником тока

Образование собственных напряжений растяжения проследим на примере длинной узкой пластины (Рис. 9.2, а), посередине которой уложен проводник, выделяющий тепло и нагревающий пластину до некоторой температуры Т, кривая которой показана на Рис. 9.2, б. Если бы волокна пластины длиной l не были связаны между собой, то они удлинились бы на абсолютную величину αТ. Будучи связанными между собой, все волокна фактически удлиняются на относительную величину e (Рис. 9.2, б).

Положение прямой линии от m—т находится из условия уравновешенности эпюры: площади, заключенные между прямой m—т и кривой аТ (показаны штриховкой), в сумме с учетом их знака должны давать величину, равную нулю. При этом по оси пластины образуются напряжения сжатия, а по ее краям — напряжения растяжения. Допустим, что максимальная деформация ε_max в области сжатия превысила величину ε_T, а материал пластины является идеально упруго-пластичным (см. диаграмму на Рис. 9.1, б). Тогда эпюра упругих деформаций несколько изменит свой вид (Рис. 9.2, б). Прямой штриховкой на Рис. 9.2, б показаны упругие деформации, а косой — пластические. Положение прямой т'—т' при этом изменится, так как эпюра упругих деформаций должна быть уравновешена вследствие уравновешенности собственных напряжений в пределах всего поперечного сечения пластины.

Рис. 9.2 Температурные и остаточные напряжения в пластине при симметричном нагреве (плюс означает образование растягивающих напряжений, минус — сжимающих) : а) пластина; б) временные деформации при нагреве; в) временные деформации при остывании; г) остаточные деформации

Волокна, не испытавшие пластической деформации, при остывании стремятся сократиться до длины, которую они имели перед нагревом. Волокна, испытавшие пластическую деформацию при нагреве, после остывания укоротились бы на величину ε_пл, если бы при этом они не были связаны с остальными волокнами. Эпюра остаточных напряжений показана на Рис. 9.2, г кривой линией. Будучи связанными между собой, волокна сокращаются на величину σ_ост (Рис. 9.2, г). При этом по оси образуются собственные напряжения растяжения, а по краям — напряжения сжатия. Эти напряжения носят название остаточных, в отличие от напряжений при нагреве, которые называются временными, или температурными. Зона шириной 2b_П (Рис. 9.2, г), где происходили при нагреве пластические деформации, носит название зоны пластических деформаций.

Для движущегося источника нагрева

Рис. 9.3 Схема образования временных и остаточных продольных напряжений σОСТ в процессе нагрева кромки пластины движущимся источником тепла при различных значениях предела текучести металла: а) при упругой деформации; б) σТ = 40 кГc/мм2; в) σТ = 20 кГc/мм2

Если источник нагрева перемещается, то образование собственных деформаций и напряжений происходит значительно сложнее, чем в двух предыдущих случаях. Допустим, по краю пластины перемещается источник нагрева, например в виде газового пламени, который создает в пластине установившееся температурное поле. Допустим также, что нам известна кривая изменения сжимающих напряжений σ_х в крайнем волокне пластины (Рис. 9.3, а). Если напряжения σ_х не достигают σ_Т, то после полного остывания остаточные напряжения будут отсутствовать.

Предположим, что по такому же режиму нагревается кромка металла с пределом текучести σ_Т=40 кГc/мм² (Рис. 9.3, б). При этом будем полагать, что металл не нагревается выше температуры, при которой происходит снижение предела текучести, а модуль упругости Е остается неизменным. Напряжения σ_X до точки a1 (Рис. 9.3, б) будут возрастать, оставаясь меньше предела текучести. После точки a1 будет происходить пластическая деформация, а напряжения в предположении идеальной пластичности будут оставаться равными пределу текучести σ_Т=40кГc/мм². В точке B₁ сжимающие напряжения начнут уменьшаться, следуя по кривой B₁C₁D₁, эквидистантно кривой ВD. В точке C₁ напряжения окажутся равными нулю, а затем перейдут в растягивающие. После полного остывания возникнут растягивающие напряжения σ_ОСТ<σ_Т=40кГc/мм².

Если предположить, что по такому же режиму нагревается кромка металла с меньшим пределом текучести, например σ_Т =20 кГ/мм², то картина образования временных и остаточных напряжений изменится (Рис. 9.3, в). Пластические деформации начнутся раньше и будут протекать вплоть до точки В₂. Затем напряжения сжатия начнут уменьшаться и перейдут в растягивающие. В точке N напряжения достигнут предела текучести и вплоть до полного остывания в металле будет происходить пластическая деформация. Остаточные собственные напряжения растяжения будут равны пределу текучести σ_Т = 20 кГ/мм².

В приведенных выше примерах рассматривались одноосные собственные напряжения 1-го рода, вызванные неравномерным нагревом и термопластической деформацией. В ряде случаев напряжения являются двух- или трехосными. Образование собственных напряжений может происходить вследствие объемных изменений, вызванных структурными превращениями.

Свойства металлов при высоких температурах. Распределение температур при сварке

Определение деформаций и напряжений в ряде случаев производится с учетом зависимости предела текучести σ_Т (Рис. 9.4, б) и модуля упругости Е от температуры (Рис. 9.4, а).

В упрощенных расчетах удобнее пользоваться схематизированной диаграммой зависимости предела текучести от температуры. На Рис. 9.4, б эти схематизированные зависимости показаны пунктирными линиями. Для малоуглеродистых сталей используется зависимость l с изломом при Т=500°С и нулевым значением σ при 600° С, для титанового сплава—прямая 2.

Зависимость σ=f(ε) обычно принимается, как для идеально упругопластичного тела (см. диаграмму на Рис. 9.1, б). Это объясняется тем, что при сварке пластические деформации, как правило, невелики и упрочнением металла можно пренебречь.

Рис. 9.4 Механические свойства металлов при высоких температурах:

а) модуль упругости малоуглеродистой стали с 0,1% С— 1 и технического титана — 2, б) предел текучести; сплошные кривые—действительные зависимости, пунктирные—схематизированные зависимости

Для описания температурных полей при расчете деформаций и напряжений можно пользоваться теорией тепловых процессов при сварке. Эта теория дает хорошее совпадение расчетов с опытами при температурах ниже 800—900°С, т. е. в той области, где обычно и производится вычисление температуры для определения собственных напряжений.

Образование деформаций. Напряжений и перемещений при сварке

Процесс сварки обычно сопровождается неравномерным нагревом, расширением металла и пластическими деформациями, что приводит к образованию собственных деформаций и напряжений. Собственные напряжения создают так называемые внутренние усилия в деталях и конструкциях; под действием этих сил могут возникать значительные перемещения отдельных точек сварных конструкций вследствие их укорочения, изгиба, закручивания и т. п.

Собственными деформациями металла и напряжениями в нем обычно интересуются, когда требуется установить изменение свойств металла и его состояния для оценки прочности при статических и переменных нагрузках, коррозионной стойкости, технологической прочности и др.

Остаточные перемещения в сварных конструкциях, вызванные процессом сварки, могут влиять на такие эксплуатационные свойства, как точность, сопротивление потоку жидкости или газа, устойчивость, а также на процесс сборки при производстве сварных конструкций. Перемещения могут заметно искажать заданные проектные формы изделий и ухудшать их вид.

Рис. 9.5 Определение продольных деформаций и напряжений при сварке пластин (по Г. А. Николаеву): а) распределение температур и деформаций в сечении I—I; б) распределение температур в пластине; в) остаточные деформации и напряжения

Обычно деформации и напряжения, а также перемещения определяют отдельно, используя различные расчетные методы и приемы.

Рассмотрим образование деформаций и напряжений при однопроходной сварке встык двух пластин в предположении, что напряжения одноосны, соблюдается гипотеза плоских сечений (поперечные сечения свариваемых пластин не искривляются), идеально упруго-пластический материал имеет зависимость σ_Т =f(T), представленную на Рис. 9.4, б ломаной линией 1.

В методе Г. А. Николаева, рассматривается распределение деформаций и напряжений в сечении I—I, где область, ограниченная изотермой 600° С, имеет наибольшую ширину (Рис. 9.5, б). Температурные деформации волокон пластины равны величине аТ. Так как волокна связаны между собой и деформируются совместно, то в них возникают дополнительные деформации. На Рис. 9.5, а деформации укорочения показаны со знаком минус, а деформации удлинения — со знаком плюс. Пластические деформации показаны косой штриховкой, упругие — прямой. Прямая m—m' на Рис. 9.5, а показывает положение сечения пластины. Она проводится с учетом условия уравновешенности эпюры упругих деформаций.

Пластические деформации укорочения являются причиной образования остаточных напряжений. На Рис. 9.5, в они показаны линией add'a'. Величина пластических деформаций в зоне с температурой нагрева выше 600° С определяется условно. Деформации при Т>600°С в расчет не вводятся ввиду того, что при этих температурах предполагается отсутствие напряжений. Поэтому на Рис. 9.5, а они ограничены линией gd.

Эпюра add'a' на Рис. 9.5, выражает укорочение волокон, которое произошло в зоне пластических деформаций в период нагрева металла. Это укорочение волокон обнаружится лишь при остывании металла и приведет к образованию растягивающих напряжений.

Для определения остаточных деформаций необходимо провести прямую п—п' так, чтобы площадки у положительной и отрицательной части эпюры были равны. Если бы волокна при остывании сокращались беспрепятственно, то их укорочение соответствовало бы кривой add'a'. Связь с соседними волокнами вызывает появление растягивающих напряжений, которые, достигнув σ_Т, создают на стадии остывания пластические деформации удлинения. Эти деформации удлинения представлены эпюрой fdd'f (Рис. 9.5, в). Умножив ординаты эпюры деформаций на модуль упругости Е, получим эпюру остаточных напряжений (заштрихованная часть на Рис. 9.5, в).

Максимальные значения σ на участке f—f равны σ_Т Зона шириной 2b_P носит название зоны растягивающих напряжений» а зона 2b_П — зоны пластических деформаций.

При расчетном определении перемещений, возникающих в сварных конструкциях от продольного сокращения металла, используется фиктивная усадочная сила Р_УС, величина которой в данном случае пропорциональна площади зоны остаточных пластических деформаций aff'a'

( 9.1)

Так как εпл. ост. в данном случае являются деформациями укорочения и имеют знак минус, то сила Рус является сжимающей. Если учитывать объемные изменения металла в процессе тех фазовых превращений, которые происходят при температурах ниже 600° С, о чем сказано далее, то в некоторых зонах по ширине сварного соединения величина будет иметь знак плюс, а интеграл ( 9.1) может дать растягивающую фиктивную силу.

Под действием усадочной силы пластина испытывает относительную продольную деформацию ε_ПР (Рис. 9.5, в), а на всей длине L—укорочение Δ_ПР= Lε_ПР.

При сварке напроход весьма жесткой сварной конструкции

( 9.2)

где q - эффективная мощность (в ваттах),; - скорость сварки, мм/с.

Формула

( 9.2) пригодна также для определения от газовой резки. Коэффициент В определяют экспериментально путем сварки и обмера образцов. При сварке алюминиевых сплавов В = 140...150 для стыковых швов и 160...170 для тавровых с одним угловым швом. Для конструкционных сталей установлена зависимость В от погонной энергии:

здесь s - толщина свариваемых пластин (средняя толщина при сварке пластин разной толщины).

При многопроходной сварке зоны пластических деформаций от следующих проходов частично перекрывают предыдущие, поэтому каждый проход дает дополнительную силу порядка 15 % от возникающей после первого прохода. Для прерывистого шва пропорциональна отношению длины участка шва к шагу прерывистого шва. При сварке «от середины» на 15...20 % меньше, чем при сварке напроход.

В случае ограниченной жесткости вносится поправка, увеличивающая значение по сравнению с .

Рис. 1.35. Сварная балка таврового профиля под действием усадочной силы, вызывающей ее изгиб и укорочение

От этой же оси отсчитывают эксцентриситет е от силы . Для учета ограниченной жесткости балки вносят поправку

в значение, найденное по формуле

( 9.2) (I_Х, I_Y -моменты инерции сечения относительно двух главных центральных осей; е_х, е_у - эксцентриситеты приложения усадочной силы относительно тех же осей; S - площадь сечения; σ_Т -предел текучести материала). Если знаменатель дроби в формуле < 0,5, то он принимается равным 0,5. Формула справедлива, когда площадь зоны пластических деформаций, равная, не превышает 25...30 % от всей площади поперечного сечения F.

Сварочные напряжения и деформации в различных материалах

Остаточные напряжения в сварных соединениях аустенитных сталей, алюминиевых и титановых сплавов, не испытывающих структурных превращений (рис. 6-6, а, кривая 7), по характеру распределения аналогичны малоуглеродистым сталям. Однако, если в малоуглеродистых и аустенитных сталях максимальные остаточные напряжения близки к пределу текучести металла, то в алюминиевых и титановых сплавах они, как правило, составляют (0,6—0,8)σ_Т.

В легированных сталях при нагреве выше температуры А₁, а затем при охлаждении происходят структурные превращения, сопровождающиеся изменением объема металла. На Рис. 9.6, а кривая 2 показывает изменение линейного размера на стадии охлаждения в случае, если металл был нагрет выше температуры структурных превращений,- До температуры, равной примерно 300° С (рис. 6-6, а, кривая 2), происходит укорочение металла, а затем в интервале температур 300—100° С, несмотря на уменьшение температуры, происходит увеличение объема металла, вызванное структурным превращением. Остаточные напряжения в сварном соединении из такой стали имеют сложный характер (рис. 6-6,6). Например, при сварке легированной стали аустенитными электродами остаточные напряжения в шве будут примерно равны пределу текучести аустенитного металла (зона l₁). К шву примыкает зона l₂, которая нагревалась выше температуры фазовых превращений. В ней вследствие расширения металла при сравнительно низких температурах (кривая 2 на Рис. 9.6, а) возникли остаточные напряжения сжатия. Зона l₃ также нагревалась до высоких температур, но ниже температуры фазовых превращений. В ней при нагреве происходили значительные пластические деформации укорочения, в результате которых после остывания возникли остаточные напряжения растяжения, достигающие предела текучести легированной стали. В этой зоне при нагреве и остывании не было структурных превращений, сопровождающихся изменением объема. Зона l₄ — зона упругих деформаций. Знак напряжений в зоне l₄ зависит от распределения деформаций и напряжений в зонах l₁, l₂ и l₃. Например, если присадочный металл имеет тот же химический состав, что и основной легированный металл, в шве вследствие структурных превращений будут остаточные напряжения сжатия. При этом ввиду возможной уравновешенности эпюры остаточных напряжений в пределах зон l₁, l₂, l₃ остаточные напряжения в зоне l₄ могут быть близкими к нулю или даже растягивающими. Это указывает на то, что при сварке легированных сталей, испытывающих структурные превращения, возможно получение фиктивной силы Р_УС, близкой к нулю, или даже растягивающей.

Рис. 9.6 Характерные дилатограммы сталей (а): аустенитной — 1 и перлитной — 2 и распределение остаточных напряжений в среднелегированной стали, сваренной аустенитным швом (б)

Поперечная усадка

Рассмотрим перемещение кромок при сварке пластин встык с зазором (Рис. 9.7). Металл при нагреве расширяется не только в направлении Ох, но и в перпендикулярном направлении Оу. Характер перемещения края пластины, по кромке которой движется источник тепла, показан кривой v на Рис. 9.7, а. При подходе источника тепла (точка О) кромка интенсивно перемещается (участок CBD), достигая максимального перемещения v_MAX в точке О. Затем по мере остывания металла край пластины постепенно возвращается в исходное положение. Чем больше теплоотдача в воздух, тем интенсивнее перемещение кромки. Если свариваются две пластины с зазором (Рис. 9.7, б), то кромка каждой из пластин испытывает поперечное перемещение v. В момент сваривания перемещения достигают максимальной величины v_MAX. а взаимное приближение кромок составляет 2 v_MAX .

Рис. 9.7 Схема образования поперечной усадки при однопроходной сварке встык

На участке ОА металл обладает небольшим сопротивлением пластической деформации, в результате чего он испытывает удлинение 2(V_MAX -V_A). В точке A пластическое удлинение металла прекращается и таким образом фиксируется взаимное сближение кромок, равное 2V_A. В процессе остывания пластины подтягиваются друг к другу и возникает поперечная усадка Δ_ПОП=2V_A. В пластинах, которые свариваются без зазора, перемещение кромок впереди источника тепла не может осуществляться беспрепятственно. До некоторой точки В (Рис. 9.7, а) происходит упругая деформация; а от точки В до точки D — пластическая. Поперечная усадка оказывается меньше, чем при сварке с зазором.

Максимально возможное перемещение кромок при отсутствии теплоотдачи в воздух

( 9.3)

где q – эффективная мощность источника нагрева, вводимая в обе кромки (в каждую вводится q/2);

s — толщина пластины;

v — скорость сварки;

α — коэффициент линейного расширения;

сρ – объемная теплоемкость.

Фактически величина поперечного укорочения, как было объяснено выше, меньше теоретически возможного. При электродуговой однопроходной сварке металла встык толщиной до 12—16 мм поперечное укорочение равно

Δ_ПОП≈(0,5÷0,7)2v_MAX

( 9.4)

а иногда и меньше.

Формулой ( 9.4) можно пользоваться также для приближенного определения поперечного укорочения, когда шов укладывается на целую пластину без полного провара, например при сварке внахлестку или втавр. Определение эффективной тепловой мощности q_П вводимой в лист толщиной s_П, к которому приваривается лист толщиной s_P производится по формуле:

( 9.5)

Распределение остаточных напряжений в основных типах сварных соединений исследовано экспериментально и теоретически довольно широко. Продольные остаточные напряжения в сварных соединениях, выполненных внахлестку, угловых и втавр, как по величине, так и по распределению в основном аналогичны напряжениям в стыковых соединениях, т. е максимальные их значения в конструкциях из низкоуглеродистых и аустенитных сталей близки к σ_Т. Помимо продольных, в сварных однопроходных соединениях возникают также и поперечные остаточные напряжения.

Неравномерные по толщине пластические деформации. Сдвиговые деформации

Неравномерные по толщине поперечные пластические деформации образуют угловые перемещения сварного соединения.

При проплавлении целой пластины или выполнения таврового шва угол β зависит от H/S.

При малой глубине провара не приваренная часть сопротивляется усадке проваренной части (пунктирная линия на Рис. 9.8). При H/S близком к единице распределение температуры достаточно равномерно по толщине. В обоих случаях угол β мал. Характер зависимости β (H/S) показан на Рис. 9.8

Рис. 9.8 Зависимость величины угловых деформаций от глубины провара.

Сдвиговые деформации

Сдвиговые деформации γ_xy образуют в сварном шве смещения Dх вдоль оси шва. При сварке в зоне нагрева точки свариваемых пластин перемещаются в направлении оси х.

Впереди источника нагрева они движутся в одном направлении с ним, а позади него - в противоположном. Максимальны перемещения U у кромок, они быстро убывают с увеличением координаты Y.

Рис. 9.9 Перемещения впереди источника теплоты при его движении по середине пластины (а) или по краю (б)

При прочих равных условиях U зависит от погонной энергии, вводимой в каждую из свариваемых пластин.

Интерес представляет то обстоятельство, что при одинаковых температурных полях максимальные перемещения при вводе тепла в край U_k в 1,5 раза больше, чем максимальное перемещение U_с середины пластины (Рис. 9.9 а,б). Такое явление обычно наблюдается при сварке нахлесточных или тавровых соединений.

Разница между U_k и U_с может быть еще больше, если больше тепла вводится в привариваемый лист чем в полку.

При выполнении нахлесточных и тавровых соединений разница в перемещении:

( 9.7)

зафиксируется швом и сохранится как остаточная. Привариваемые ребро или нахлёстка переместятся после полного остывания в направлении сварки. Значение Dх при сварке металла толщиной 5-10мм составляет несколько десятых долей миллиметра, но может быть и более миллиметра при сильном разогреве привариваемого элемента.

Деформации элементов при сварке стыковых соединений с зазором

Сварка стыкового соединения может производиться без прихваток, как с зазором между пластинами, так и без него. Типичным примером сварки с зазором является электрошлаковая сварка. В общем случае в процессе сварки пластин с зазором возникает одновременно несколько видов перемещений.

1. Изгиб полос от неравномерного нагрева их по ширине. Распределение температур Т по ширине пластины показано на Рис. 9.10. Изгиб приводит к раскрыванию сварочного зазора.

2. Перемещения, вызываемые остыванием пластин в заваренной части шва. Сокращение зоны термического влияния в поперечном направлении O_y приводит к поступательному сближению пластин, а главное — к их повороту, который вызывает закрывание зазора.

Рис. 9.10 Изгиб полос от неравномерного нагрева по ширине

3. Перемещения, вызываемые изменением объема металла при его структурных превращениях в процессе сварки. Они могут как открывать, так и закрывать зазор при сварке. Сочетание трёх перечисленных выше видов перемещения могут создавать самые разнообразные изменения зазора в процессе сварки.

Предотвратить поступательное сближение при электрошлаковой сварке закреплением пластин или их скреплением между собой практически невозможно из-за громадных сил усадки, возникающих в свариваемых пластинах.

Структурные превращения типа сопровождаются уменьшением объема металла, а обратные — увеличением объема. В процессе сварки, на стадии нагрева металла, между изотермами A_C₁ и A_C₃ (Рис. 9.11) в зоне шириной l происходят структурные превращения . Через некоторое время в той же зоне в интервале температур от Т_н до Т_к идет процесс . В заштрихованной зоне объем металла увеличивается. Пока заштрихованная зона находится в начальной части шва — до середины заваренной части, ее расширение приводит к закрыванию сварочного зазора.

Рис. 9.11 Зоны структурных превращений при сварке

Когда же заштрихованная зона становится ближе к месту сварки, чем к началу шва, поворот пластин от ее расширения будет открывать сварочный зазор.

В сталях с высокой степенью легирования, у которых Т_н и Т_к низкие, a h_с велика, процесс закрывания зазора обычно продолжается, пока длина шва h не превысит 1,5 м.

В низкоуглеродистых и низколегированных сталях, таких, как стали 20 или 20ГС, открытие зазора начинается уже при
h=0,6..0,7м.

Изменение величины зазора приводят к изменению формы шва. При электрошлаковой сварке изменение зазора ведёт к изменению режима-скорости сварки и соотношения между основным металлом и прилегающим при формировании шва. Может привести к короткому замыканию между изделием и мундштуком (при раскрытии). Причем предотвратить изменение зазора закреплением, как правило, не удаётся, из - за ограниченных возможностях в толстостенных деталях.

Деформации в соединениях с кольцевыми швами

В оболочках возникают временные и остаточные перемещения. От временных перемещений при сварке кольцевых швов частично зависят конструкции приспособлений и оснастка. Например, предотвратить радиальные перемещения в тонкостенных оболочках можно прижатием кромок роликами, перекатывающимися впереди сварочной горелки, или использованием охватывающего жесткого кольца. Во втором случае сварку необходимо выполнять изнутри.

Особенностью тонкостенных оболочек по сравнению с другими сварными конструкциями является пониженная жесткость отдельных листовых элементов. Образование и распределение напряжений в продольных однопроходных соединениях цилиндрических обечаек, когда они свариваются с закреплением в приспособлениях, принципиально не отличаются от случая сварки двух листов встык. Вследствие гибкости оболочки поперечная усадка происходит беспрепятственно. Остаточные напряжения практически одноосные. После освобождения короткие обечайки получают местный прогиб f (Рис. 9.12 Деформации от продольных швов в цилиндрических оболочках: а) коротких; б) длинных, а), который иногда составляет более 10—20 мм. При этом в среднем сечении D₁< Dном, а у краев D₂>Dном. У длинных обечаек (труб) возникает искривление оси (Ошибка! Источник ссылки не найден., б), а на концах появляется овальность.

Рис. 9.12 Деформации от продольных швов в цилиндрических оболочках: а) коротких; б) длинных

В кольцевых швах оболочек, если они свариваются на жестком кольце, после остывания образуются одноосные остаточные напряжения σ_t , мало изменяющиеся по окружности. Уравновешивание напряжений σ_t на этой стадии происходит благодаря реакциям q (Рис. 9.13, а) со стороны кольца

q = σ_t s/r₀

После удаления кольца силы q снимаются и вызывают прогиб оболочки (Рис. 9.13, б). На Рис. 9.13, в) показана экспериментальная кривая перемещений цилиндрической оболочки 2r₀=145 см, s=l,5 мм из нержавеющей стали после аргонодуговой однопроходной сварки. Сокращение периметра в зоне шва составляет около 9 мм.

Рис. 9.13 Образование перемещений в зоне кольцевого шва цилиндрической оболочки: а) при сварке на подкладном кольце; б), в) после удаления подкладного кольца.

Рис. 9.14 Образование несимметричных перемещений в зоне кольцевого шва при сварке цилиндрических оболочек разной жесткости

Прогибы оболочек вызывают напряжения изгиба поперек шва: внутри — растягивающие, снаружи − сжимающие. Происходит также уменьшение растягивающих напряжений в шве. Сокращение оболочек от кольцевых швов возникает также после приварки кольцевых элементов жесткости дуговой или контактной сваркой. Однако не во всех случаях после сварки происходит укорочение шва. Например, в оболочках из алюминиевых сплавов тепло распространяется на значительное расстояние, вызывая подогрев участков, где упругие свойства металла еще не утрачены. Эти участки, расширяясь, вызывают перемещение зоны шва в радиальном направлении. Удлинение и изгиб бывают настолько значительными, что после остывания металла периметр шва оказывается увеличенным по сравнению с исходным состоянием.

При сварке кольцевым швом различных по жесткости элементов радиальные перемещения в момент сваривания оказываются различными. В результате этого образуется ступенька (Рис. 9.14), которая может явиться серьезным дефектом, снижающим прочность сосуда.

Толстостенные оболочки

В толстостенных цилиндрических сосудах продольные и кольцевые швы выполняют многослойной дуговой или однопроходной электрошлаковой сваркой.

В кольцевых многослойных швах на образование напряжений σ_у оказывают влияние поперечная усадка очередного валика, вызывающая сжатие нижележащих слоев; изгиб, возникающий от поперечной усадки валика, расположенного с эксцентриситетом относительно центра тяжести шва; изгиб оболочки вследствие окружного сокращения валиков. Изгибы от поперечной усадки и вследствие окружного сокращения валиков вызывают растяжение в корне шва. Остаточные напряжения σ_у в корне шва после заварки всей разделки зависят от жесткости оболочки, и условий сварки. В гибких оболочках в корне шва могут возникать значительные поперечные деформации и напряжения. Продольные (окружные) напряжения σх в многослойных швах стальных обечаек близки к σт.

В толстостенных оболочках при электрошлаковой сварке радиальные перемещения незначительны, но возникают перемещения поперек шва, которые сильно изменяют сварочный зазор в процессе сварки. Ввиду пространственного расположения стыка в отдельных местах периметров возникает значительное закрывание зазора, которое, будучи зафиксировано швом, после полного остывания превращается в остаточные перемещения. Наибольшая поперечная усадка возникает в зоне около 0,4 периметра, считая от места начала сварки. Это вызывает излом продольной оси свариваемого цилиндра. При больших длинах цилиндров или осей необходимо проводить предварительную сборку, создавая клиновидный зазор.

Деформации и напряжения в соединениях с круговыми швами

В круговом сварном соединении на плоском листе распределение напряжений и деформаций в первом приближении может рассматриваться как осесимметричное.

В таком соединении следует различать три основных зоны: внутреннюю 1, среднюю 2 и внешнюю 3 (Рис. 9.15). Зона 2 соответствует зоне растягивающих напряжений в обычном прямолинейном шве и имеет, как правило, высокие напряжения σt, близкие к пределу текучести. Вследствие уравновешенности зоны 2, представляющей кольцо, радиальные напряжения σr₃, действующие на внешнюю зону 3, всегда больше напряжений σr₁, действующих на внутреннюю зону. В малоуглеродистых и аустенитных сталях зона 2 находится в состоянии пластической деформации, что соответствует условию пластичности,

( 9.6)

1.10.1. 1.10.2. Рис. 9.15 Характерные зоны кругового шва

В сочетании с дифференциальным уравнением равновесия уравнение ( 9.6) позволяет определить распределение напряжений σ_r2 и σ_t2 в зоне 2 в зависимости от величины напряжения σ_r1 или σ_r3. На (Рис. 9.16) схематично показано несколько возможных распределений напряжений σ_r2 и σ_t2 в зоне 2. В свою очередь, величина напряжений σ_r1 зависит от соотношения жесткостей элементов в областях 1 и 3, радиуса r₂₀ , поперечного сокращения шва и ширины зоны пластических деформаций 2b_п.

1.10.3. Рис. 9.16 Возможные распределения напряжений в зоне 2

Установить точную количественную связь между всеми этими величинами трудно. Однако всегда напряжение σ_r3 — растягивающее, в то время как σ_r1 может быть и растягивающим и сжимающим. Это объясняется тем, что поперечная усадка соединения вызывает растягивающие напряжения σ_r и в области 1, и в области 3, а продольная (окружная) вызывает в области 3 напряжения растяжения σ_r, а в области 1 — сжатие. При больших размерах зоны 3 и малых размерах зоны 1 поперечная усадка преобладает, и в области 1 действуют растягивающие напряжения (Рис. 9.16.). Аналогичная картина наблюдается, если элемент 1 представляет собой жесткую бобышку или фланец небольшого диаметра (до 100—200 мм). В этом случае могут возникнуть большие радиальные пластические деформации, и даже разрушение металла.

Сжимающие напряжения σ_r1 в зоне 1 возникают при относительно малой жесткости области 3, например, при приварке узкого кольца; окружное сокращение почти полностью передается на область 1 и она испытывает сжатие.

Круговые швы на сферических поверхностях вызывают нарушение формы оболочки в зоне кругового шва с приближением ввариваемого элемента к центру сферы (Рис. 9.17, б, пунктирная линия). Деформации появляются вследствие поперечной усадки соединения Δ_поп и окружного сокращения металла в зоне пластических деформаций 2b_п. Характер деформаций близок к осесимметричному. В круговых швах остаточные напряжения в окружном направлении обычно велики и могут достигать значений σ_T. Напряжения поперек шва могут изменяться от нулевых значений, если круговой шов близок к кольцевому, до значений σ_T в случае расположения кругового шва в зените сферы. Большие значения поперечных напряжений иногда являются причиной разрушений в круговых сварных соединениях.

1.10.4. Рис. 9.17 Деформации круговых швов

Деформации от круговых швов на цилиндрических оболочках имеют сложный характер (Рис. 9.17, а). Поперечная усадка в зонах В и продольная в зонах А создают сокращение периметра оболочки, в результате чего деталь 1 перемещается к оси цилиндра. Прямолинейная образующая искривляется.

При точечном разогреве на сферической или цилиндрической оболочке после остывания происходит перемещение нагревавшегося пятна к центру оболочки.

Деформации в конструкциях балочного типа

Характерной особенностью сварной конструкции балочного типа является их относительно большая длина (может исчисляться метрами, десятками метров, а для пролетных сооружений зданий, мостов - сотнями метров) по сравнению с высотой и шириной, поясные швы вдоль всей длины, наличие поперечных швов. (Рис. 9.18). Поперечные швы выполняются вследствие того, что прокат, как правило, имеет мерную длину, и обеспечение требуемой длины балки ведет за собой необходимость стыковки элементов.

Рис. 9.18 Пример сварной конструкции балочного типа

При сварке конструкций балочного типа возникают два вида деформаций: продольное укорочение и прогиб (Рис. 9.19).

Рис. 9.19 Расчетная схема тавровой балки

Для их нахождения используют понятие усадочной силы. Усадочная сила вызывает укорочение , которое находим из закона Гука

(9.1)

где P_усад - усадочная сила;

F - поперечное сечение балки;

- деформация балки, мм;

- напряжение, возникающее в балке.

Откуда

(9.2)

Поскольку длина балки может достигать больших размеров, то большой величины могут достигать и продольные укорочения, вызванные усадочной силой.

Эксцентричность приложения усадочной силы относительно центра тяжести сечения (Рис. 9.19) приведет к возникновению изгибающего момента, равного

(9.3)

где e - эксцентриситет приложения усадочной силы относительно центра тяжести сечения.

В результате действия изгибающего момента появляется прогиб (Рис. 9.20), определяемый по формуле

(9.4)

где I - момент инерции сечения относительно оси.

Рис. 9.20 Прогиб конструкции балочного типа

Рис. 9.21 Конструкция балочного типа с поперечными швами, расположенными перпендикулярно оси балки

Отрезка полос от листа (термическая) так же сопровождается изгибом. После остывания прогиб можно определить по тем – же правилам, что и для балок.

Если в балках имеются несимметрично расположен-ные продольные и попереч-ные швы, то из-за большой длины возникают значитель-ные прогибы.

Поперечными швами соединяются отдельные элементы поясов (шов №1 Рис. 9.21) и стенок (шов №2 Рис. 9.21). Если поперечный шов соединяет два листа на стенке, то общая длина балки уменьшится на величину поперечной усадки. Поперечная усадка шва, соединяющего два пояса, также сокращает длину, но только одного из поясов. При этом, если полки уже приварены к стенкам поясными швами, а поперечные швы расположены несимметрично, например только на верхней полке (Рис. 9.21), то поперечная усадка поперечных швов вызовет изгиб всей балки. Оценить угол загиба можно расчетным путем.

Так, если шов укладывается на верхнюю полку, то в балке действует усилие, приложенное к центру тяжести верхнего листа.

(9.5)

где F_п- площадь поперечного сечения полки;

- поперечная усадка.

Верхняя полка получает продольное укорочение, зависящее от величины поперечной усадки:

(9.6)

Усилия в верхней полке , с которым сваренные пластины притягиваются друг к другу, будет уравновешиваться напряжениями в нижней полке. В результате соединение получит изгиб

Угол загиба определяется из соотношений

;

(9.7)

где - угол, на который изгибается ось балки.

Поскольку - статический момент полки относительно общего центра тяжести S_n , то

(9.8)

Таким образам, поперечный шов на полке вызывает местное ускорение и излом ее оси на угол .

При сварке таврового шва, так же как при сварке стыковых соединений возникают деформации в направлении поперечном,

Рис. 9.22 Деформация “грибовид-ность” балки таврового типа

Рис.9.23 Загиб полки относи-тельно стенки при сварке без жесткой фиксации полки

направлению сварного шва: поперечная усадка и, если прогрев был неравномерным по толщине из за разности усадочных сил, к изгибу (Рис. 9.22). При этом, если тавровое соединение надежно зафиксировано, то деформации появляются после съема с фиксирующего приспособления.

Если жесткой фиксации в приспособлении не осуществляется, то полка относительно стенки может свободно перемещаться и получить смещение (Рис.9.23). Причем это смещение вдоль длины шва будет разным. Это объясняется тем, что жесткость на загиб полки относительно стенки при незакрепленной полке определяется длиной шва. Вначале выполнения шва жесткость мала, и даже небольшие усилия могут приводить к существенным деформациям. При окончании сварки шва, он уже оказывает сопротивление деформации, и, вследствие большей жесткости, деформации будут значительно меньше.

В балках под действием усадочной силы из-за недостаточной жесткости конструкции может возникать потеря устойчивости в виде различного рода закручивания вдоль продольной оси (Рис. 9.24). При сварке симметричных швов 1 и 3; 4 и 2 (Рис. 9.24 б) в одном направлении, деформации изгиба от действия усадочной силы будут друг из друга вычитаться, а при сварке в противоположных направлениях - складываться. Поэтому при сварка симметричных швов в противоположных направлениях может вызвать большое закручивание балки.

а)

б)

Рис. 9.24 Крутильная форма потери устойчивости: а) в крестообразной балке; б) в двутавровой балке

Закручивание может возникать вследствие неодновременной поперечной усадки: 1 закручивает верхний пояс, 2 – нижний, т.к. 3 и 4 отсутствуют (есть лишь прихватки) и не могут оказать сопротивление. Швы 3 и 4 при сварке не могут вызвать такого – же закручивания с противоположенным знаком из – за сопротивления швов 1 и 2.

Итак, в балочных конструкциях деформации могут быть общими или локальными (например, появление грибовидности (Рис. 9.22)), и величины деформаций и прогибов из-за достаточно большой протяженности этих конструкций могут достигать существенных значений. Для устранения – сварка в кондукторе или жестком приспособлении, симметричное наложение швов.

Примеры вредного влияния сварочных напряжений, деформаций и перемещений

Остаточные напряжения и деформации могут влиять на получение и сохранение точных размеров и форм сварных конструкций, а также на их прочность и работоспособность.

Влияние собственных остаточных напряжений.

1.Изменение размеров и формы свойств соединений в процессе механической обработки. Либо непосредственно в процессе обработки, либо в момент съема со станка, в незначительной степени в процессе вылеживания. В процессе, обработки удаляется металл, в котором были собственные напряжения, при этом происходит нарушение равновесия сил. Снятие усилений - самый распространенный вид механической обработки (Рис. 9.25). Если закрепление детали не препятствует деформации, то изменение размеров возникает сразу. Искажение формы образовавшихся поверхностей может происходить так же вследствие различных сил резания закаленных и не закаленных зон не отпущенного соединения.

Рис. 9.25 Распределение напряжений

2.Изменение размеров в процессе эксплуатации может происходить так же вследствие релаксации напряжений и распада нестабильных структур, которые могут возникнуть в процессе сварки. Подобные изменения размеров весьма малы, и рассматривать их важно лишь для прецизионных свойств соединений в точном машиностроении и приборостроении.

3. Растягивающие остаточные напряжения снижают усталостную прочность сварных соединений. Чем выше рабочие напряжения (σраб) и эффективный коэффициент концентрации напряжения (K_T₎, тем меньше влияние собственных напряжений. При высоких рабочих напряжениях и больших значениях эффективного коэффициента концентрации напряжений на первых же циклах возникает пластическая деформация от сумм остаточных и рабочих напряжений (σост+σраб). Кроме того, значительная концентрация напряжений по своему влиянию превалирует над остаточными напряжениями. При небольшой концентрации напряжений и рабочих напряжений собственные напряжения сохраняют свой высокий уровень и увеличивают средние напряжения (σm), тем самым, понижая прочность. Циклическая прочность сильно зависит от средних напряжений (σm), (Рис. 9.26).

Рис. 9.26 Схема средних напряжений

При σm>0 - тормозится рост трещин, циклическая прочность значительно выше.

При σm<0 - наблюдается рост усталостных трещин, т.о. циклическая прочность меньше.

Если материал достаточно пластичен, то в условиях рабочих нагрузок внутренние напряжения уменьшаются. Чем выше нагрузка, тем меньше собственные напряжения.

4. Остаточные напряжения могут понижать и статическую прочность. Если металл при температуре эксплуатации не чувствителен к концентрации напряжений и не испытывает значительные статические деформации при сварке, то остаточные напряжения не влияют на статическую прочность. В противном случае даже сами собственные напряжения могут вызвать появление холодных трещин.

Сумма рабочих и остаточных напряжений достигает предела выносливости и происходит разрушение.

5. Сжимающие напряжения могут привести к образованию выпуклостей и т.д., т.е. к потере устойчивости (Рис. 9.27).

Рис. 9.27 Распределение сжимающих напряжений

6. Растягивающие напряжения, действующие в сварном шве, снижают коррозионную стойкость.

7. Остаточные напряжения являются носителями энергии упругой деформации. При одноосной нагрузке энергия в единице объема: . Начавшееся по каким – либо причинам разрушение в дальнейшем поддерживается энергией остаточных напряжений. Энергия остаточных напряжений усиливает динамику разрушения, увеличивает скорость движения трещин и способствует переходу от вязкого разрушения к хрупкому.

Влияние деформаций после сварки:

1. Перемещения деталей создают деформации в зоне кристаллизации металла и могут приводить к образованию горячих трещин.

2. Во время сварки в ряде случаев возникают перемещения в зоне деформирования шва, что приводит к появлению дефектов, нарушающих режимы сварки.

3. Перемещения элементов при сварке (Рис. 9.28) затрудняют последующий процесс сборки сварных деталей между собой, а иногда делают ее невозможной без применения правки.

Рис. 9.28 Перемещения при сварке

а) Линейное смещение кромок шва, при котором поверхности двух свариваемых частей параллельны, но размещены не на требуемом уровне.

б) Угловое смещение кромок, при котором плоские поверхности двух свариваемых частей непараллельны (или не направлены под требуемым углом). Нарушение технологического процесса сборки заготовок.

4. Из-за возникновения при сварке перемещений приходится назначать завышенные припуски на механическую обработку.

5. Некоторые виды перемещений изменяют геометрические характеристики сечений (Рис. 9.29).

Рис. 9.29 Искажение поверхности

а) теоретический профиль

;

б) изменение вследствие сварки

;

6. Начальные перемещения могут вызывать снижение устойчивости, особенно местной.

7. В летательных аппаратах или в судах энергетической установок искажение поверхности, которые обтекаются жидкостью или газами увеличивают сопротивление потоку. В деталях машин искажение размеров вызывает увеличение зазоров, либо наоборот, увеличение сил трения или заклинивания.

8. Значительные отклонения от правильных геометрических форм нарушают требования технической эстетики и ухудшают товарный вид сварных изделий.

Методы уменьшения сварочных напряжений, деформаций и перемещений

Рациональные конструирование.

За счет выбора размеров и расположения сварных швов можно добиться существенного уменьшения коробления конструкции. Для этого следует назначать минимальные, найденные из расчета на прочность катеты угловых швов; обеспечивать максимальную жесткость конструкции к моменту сварки швов; располагать швы симметрично для взаимной компенсации перемещений от отдельных швов.

Некоторые из перечисленных приемов могут приводить к росту напряжений (сварка в жестком контуре) или снижать качество металла шва (сварка с минимальным катетом шва).

В ряде случаев можно компенсировать перемещения при сварке путем корректировки размеров заготовок с учетом последующей усадки или создания предварительных искажений формы деталей противоположного знака. В случае неизбежности перемещений при сварке в конструкции должен быть обеспечен доступ для последующей правки.

Рациональная технология сборки и сварки.

Существенное уменьшение остаточных перемещений может быть достигнуто за счет: сборки в жестком приспособлении или на прихватках перед началом сварки; рациональной последовательности наложения швов, а также выбора способа и режима сварки с минимальной погонной энергией. При многопроходной сварке погонная энергия существенно ниже, чем при однопроходной сварке такого же шва, а при контактной, лазерной и электроннолучевой - ниже, чем при дуговой.

Предварительный и сопутствующий подогревы при сварке позволяют уменьшить пластические деформации и напряжения вследствие:

- уменьшения разности температур между отдельными точками тела;

- меньшего вложения теплоты при сварке;

снижения предела текучести металла;

- изменения скорости охлаждения и характера структурных превращений.

Пластическое деформирование после сварки. Этот прием применяется в основном для правки конструкции. Чаще всего деформация осуществляется за счет сжатия шва и околошовной зоны в направлении толщины сваренных пластин. При этом уменьшается усадка шва, образовавшаяся после сварки. Одновременно снижаются продольные остаточные напряжения в шве. Применяются различные способы деформирования: прокатка роликами, проковка, обработка взрывом. Обработка может быть осуществлена как после полного остывания, так и сразу после сварки (например, роликом, движущимся вслед за дугой, или сварочным электродом при точечной контактной сварке).

Недостатком всех указанных методов является снижение пластичности деформируемой зоны.

Рис. 9.30 Схема прокатки роликами:

а - прокатка всей зоны пластических деформаций поочередно;

б - перекат средней части зоны пластических деформаций; в - шов не прокатан;

1 — 5 - последовательные операции прокатки роликами

Сила, которую необходимо приложить к роликам для снижения до нуля остаточных растягивающих напряжений, близких к пределу текучести, определяется по формуле

( 9.7)

где b,d- ширина и диаметр рабочей поверхности ролика; σ_Т, Е, s - предел текучести, модуль упругости и толщина прокатываемого материала.

В случае невозможности прокатать шов и околошовную зону за один проход ролика, прокатку осуществляют более узким роликом, начиная со шва, с переходом на околошовную зону (Рис. 9.30). Если шов или часть околошовной зоны недоступны для прокатки, то можно добиться устранения усадки шва за счет увеличения силы прокатки доступной части. При этом в прокатанной части создаются напряжения сжатия, а в непрокатанной сохраняются растягивающие напряжения.

Применяются также растяжение вдоль оси шва, изгиб (для балок) и другие схемы деформирования. Уменьшить напряжения можно вибрационной обработкой сварного изделия.

Создание неравномерных нагревов или охлаждений. Этот метод широко используют для перераспределения остаточных напряжений. Для уменьшения напряжений растяжения необходимо создавать нагрев вблизи зоны с напряжениями растяжения (Рис. 9.31, а) или охлаждение в самой этой зоне (Рис. 9.31, б). В любом случае в зоне с напряжениями растяжения возникают дополнительные напряжения растяжения, которые, суммируясь с остаточными напряжениями растяжения, вызывают пластические деформации металла и после выравнивания температур напряжения снижаются. Для уменьшения напряжений сжатия необходимо греть зоны с такими напряжениями или охлаждать окружающие зоны. Эффект от местного нагрева определяется его концентрацией и перепадом температур, поэтому следует создавать небольшие пятна нагрева и охлаждения. При потере устойчивости листовых элементов местный нагрев сжатых участков позволяет вызвать их пластическое укорочение после остывания и исправление деформаций.

Рис. 9.31 Схема расположения зон нагрева (а) и охлаждения (б) для уменьшения растягивающих напряжений (в)

Рис. 9.32 Снижение напряжений от различного начального уровня в процессе отпуска

Термическая обработка (отпуск или отжиг). Достоинством отпуска является снижение напряжений во всех точках тела, независимо от сложности его формы, без снижения пластичности металла.

Отпуск сварных конструкций применяют для изменения структуры и свойств ,металла, а также для снижения остаточных напряжений. Применение отпуска для снижения остаточных напряжений целесообразно, если предъявляются повышенные требования к прочности сварной конструкции и точности ее размеров при последующей эксплуатации. Кроме того, иногда целесообразно восстановить пластические свойства в зонах, где концентрировались пластические деформации при сварке, и повысить сопротивляемость хрупким разрушениям. В остальных случаях применение отпуска не рекомендуется из-за повышения стоимости производства конструкций.

Термический цикл отпуска состоит из нагрева, выравнивания температур, выдержки при заданной температуре и охлаждения. Большая часть снижения напряжений происходит уже на стадии нагрева (Рис. 9.32) и определяется температурой отпуска. Чем выше температура отпуска, тем полнее устраняются напряжения, однако при этом снижается прочность металла.

Важно ограничить скорость охлаждения после отпуска (остывание в печи), так как при быстром охлаждении возможно возникновение новых остаточных напряжений.

Если отпуск или отжиг детали осуществляется в зажимном приспособлении, то одновременно со снятием напряжений выполняется правка.

Различают: общий отпуск, когда равномерно нагревают изделие целиком; местный — нагревают лишь часть конструкции в зоне сварного соединения; поэтапный — источник нагрева движется вдоль конструкции, например, трубы или оболочки, и последовательно нагревает ее участки; поэлементный — термической обработке подвергают узлы сварной конструкции, а затем сваривают их между собой. Основное достоинство отпуска как метода снижения остаточных напряжений в том, что он не вызывает пластических деформаций, которые бы уменьшали пластичность металла.

Температуры отпуска (в градусах Цельсия), обеспечивающие существенное снижение остаточных напряжений, для углеродистых сталей 580...680, для аустенитных сталей 850... 1050, для сплавов магния и алюминия 250...300, для титановых сплавов 550…600.

Способы снижения сварочных деформаций при РДС

Однопроходная сварка

Сварные швы в зависимости от длины условно делят на 3 группы:

Короткие (до 250 мм)

Средней длины(250<l<1000мм)

Длинные ( свыше 1000мм)

Короткие швы обычно выполняют ”на проход” т.е. при движения электрода от начала к концу шва.

При выполнении длинных швов и швов средней длины возможно коробление, и для его предотвращения применяют специальные меры:

При сварке швов средней длины используется сварка ”сварка напроход” (Рис. 9.36) от середины к концам или обратноступенчатый способ (Рис. 9.35) - при этом каждый из коротких швов выполнен целым количеством элементов (2-мя, 3-мя), при этом переход от участка к участку совмещается со сменой электрода.

Рис. 9.33 Сварка обратноступенчатым методом

Каждый участок заваривается в направлении, обратной общему, а последний заваривается на выход (Рис. 9.33).

Длинные швы завариваются от середины к концам обратно ступенчатым способом. При этом возможно организовать работу двух сварщиков одновременно.

Многопроходные швы

При сварке конструкций большой толщины (как правило, свыше 25 мм) собственные сварочные напряжения переходят в трехосные, увеличивается вероятность образования трещин.

Для снижения уровня напряжения и вероятности образования трещин применяют специальные приемы заполнения многопроходных швов блоками или каскадами.

При каскадном методе (Рис. 9.34) выполняется обратноступенчатая сварка, многослойный шов выполненный отдельными участками с полным заполнением каждого из них.

Рис. 9.34 Сварка блоками

При сварке блоками сначала в разделку кромок наплавляют первый слой длиной 200-300 мм затем второй, перекрывающий первый и имеющий примерно вдвое большую длину.

Рис. 9.35 Сварка каскадом

Рис. 9.36 Сварка каскадом двумя сварщиками

Так наплавляют слои до тех пор, пока на небольшом участке над первым слоем разделка не будет заполнена. Затем от этого участка сварку ведут короткими швами тем же способом. Таким образом, зона сварки находится все время в горячем состояние.

Хрупкие разрушения сварных конструкций

Хрупкость – это свойство металла, разрушенное без заметного пластичного деформирования. Хрупкие разрушения характеризуются следующими признаками:

· такое разрушение происходит при напряжениях меньших предела текучести, а в некоторых случаях и ниже, чем допускаемые;

· хрупкие разрушения реализуются в форме самопроизвольного развития трещин, т.е. хрупкая трещина растет под влиянием запаса упругой энергии.

Хрупкие разрушения развиваются по границам зерен, и имеют кристаллическую поверхностью излома. Вязкие разрушения идут по телу зерна, и имеют волокнистый излом. Промежуточное положение занимают полухрупкие разрушения, у которых часть поверхности имеет кристаллический, а часть поверхности — волокнистый излом.

Аварии, связанные с хрупким разрушением, составляют 10–15 % от аварий различных инженерных конструкций. Главная опасность хрупких разрушений связана с неожиданностью их разрушений, которые происходят при низком уровне напряжения, когда, казалось бы, все требования выполнены.

Наиболее распространенным и простым методом оценки изменения свойств при понижении температуры является испытание на ударную вязкость. Чем острее надрез испытуемого образца, крупнее его кристаллы, скорость ударяющего тела, тем меньше ударная вязкость.

В настоящее время наука не располагает расчетными методами, позволяющими оценить способность конструкции противостоять хрупкому разрушению. Трудность решения э ой задачи объясняется двойной природой металла: вязкой и хрупкой, то есть металл может быть пластичным и хрупким.

При наличии трехосного сжатия даже чугун разрушается после пластической деформации.

Основные факторы, определяющие переход от вязкого разрушения к хрупкому:

1) Температура. При отрицательной температуре пластичность почти всех конструкционных материалов значительно ниже чем при нормальной.

Характер изменения свойств металлов при понижении температуры зависит от многих факторов: вида кристаллической решетки, химического состава, величины зерна, термической обработки — и проявляется по-разному в зависимости от условий нагружен и я и напряженного состояния.

У металлов и сплавов с гранецентрированной решеткой (γ-Fe, Cu, Al) с понижением температуры предел текучести по сравнению с пределом прочности повышается незначительно пластичность и ударная вязкость с понижением температуры почти не меняется. Такие материалы относятся к хладостойким.

У металлов и сплавов, имеющих объемно-центрированную решетку (α-Fe, Cr) предел текучести повышается значительно сильнее, чем предел прочности. Такие материалы относятся к хладноломким.

Железа, углеродистые и низколегированные стали высокой прочности, имеют резко выраженную область температур перехода от вязкого к хрупкому разрушению.

Высокая работоспособность многих деталей машин, сварных соединений и элементов сварных конструкций при пониженных температурах решающим образом зависит от их способности сопротивляться хрупким разрушениям.

Рис. 10.1 Характер изменения доли площади с волокнистым изломом В (%) работы разрушения а_Н, предела текучести σТ и среднего разрушающего напряжения σСР. Р в зависимости от температуры испытания для низкопрочных сталей

Принято определять при понижении температуры так называемую первую критическую температуру Ткр, резко уменьшающую ударную вязкость, при которой площадь волокнистого (вязкого) излома составляет 50% общей разрушенной площади, либо как температуру при которой ударная вязкость снижается ниже 30 Дж/см².

На Рис. 10.1 показаны изменения процентного содержания волокнистого излома В, работы разрушения KCU, предела текучести σт среднего разрушающего напряжения σСР. Р в зависимости от температуры испытаний.

На хладостойкость сталей оказывают влияние химический состав металла, структура, которая меняется под действием термообработки или термического цикла сварки.

2) Влияние скорости нагружения на хрупкие разрушения.

Увеличение скорости удара с 5 до 15 м/с при испытании на удельную вязкость приводит к переходу стали Ст.3 от вязкого к хрупкому разрушению.

Переход к хрупкому разрушению связан с увеличением степени снижения деформаций по мере увеличения скорости нагружения.

3) Масштабный фактор. С уменьшением толщины проката пластичная деформация протекает более свободно, снижает степень трехосности напряженного состояния, то есть переходит к двуосному напряженному состоянию. Вследствие снижения толщины проката сопротивление хрупкому разрушению увеличивается.

4) Влияние концентраций напряжения. Практически всегда разрушение зарождается в области конструктивных и технологических концентраторов напряжения. С увеличением концентрации напряжения все характеристики, описывающие характер разрушения, снижаются.

Переход от вязкого к хрупкому разрушению с ростом концентрации напряжения смещается в сторону положительных температур.

Отсутствие малых радиусов перехода, непроваров, скоплений швов, применение неразрушающего контроля позволяет заметно повысить сопротивляемость хрупким разрушениям как при нормальных, так и при низких температурах.

влияние сварки:

а) концентрация напряжения конструкции и технологические дефекты;

б) остаточное напряжение;

в) неблагоприятные изменения структуры металла, вызванные термическим воздействием сварочной дуги.

Воздействие термического цикла на металл многообразно, свойства шва определяются его химическим состоянием, наличием в электродном и присадочном материале легирующих элементов и т.д. В процессе охлаждения при низких скор. св. возможен рост зерна, а при быстром охлаждении – уменьшение зерна. В обоих случаях шов может стать источником хрупкого разрушения.

Во время остывания в сварном шве развивается пластическая деформация удлинения 1,5-2 %. Если шов накладывается вблизи концентратора напряжений, то пластическая деформация приближается к предельным. И при незначительном нагревании может начаться разрушение, то есть сварка может сильно уменьшить способность сопротивления хрупкому разрушению.

Сочетание пластической деформации и нагрева при 200…300 °С вызывает охрупчивание, называемое динамическим старением. Именно в этих зонах нередко образуются хрупкие разрушения при последующем действии низкой температуры в эксплуатационных условиях.

При старении металла имеет место снижение сопротивления удару и пластических свойств, а именно пластического удлинения.

Для предупреждения хрупкого разрушения необходимо:

рациональное конструктивное оформление сварных соединений уменьшающее концентрацию как рабочих так и остаточных сварочных напряжений, то есть выполнение сварных соединений с плавными переходами от шва к о.м.;

назначение последовательности сборочных и сварочных операций исключающих концентрацию напряжений в зоне пластических деформаций;

применение присадочных материалов и режимов обеспечивающих высокую пластичность при низких температурах;

выбор режимов сварки обеспечивающих оптимальную с точки зрения сопротивляемости хрупким разрушениям структуру, в первую очередь правильное назначение погонной энергии при сварке; при неправильно выбранных параметрах режима в отдельных зонах сварных соединений могут старение, происходить рост зерна, закалка, отпуск.

выбор основного металла исходя из двух условий:

а) не имеющий склонность к деформационному старению;

б) с высокой ударной вязкостью при низкой температуре.

Назначение термообработки сварных соединений

Влияние высоко отпуска:

а) сниженный уровень остаточной деформации;

б) устранение области деформационного старения и повышение пластичности.

Прочность при высоких температурах

При обсуждении прочности свойств металла при высоких температурах в качестве критерия чаще всего использовались отношения заданной абсолютной температуры к температуре плавления. Эту безразмерную величину называют гомологической температурой.

Зависимость деформации и механизма разрушения от времени проявления у большинства металлов при гомологической температуре ≈ 0,3 (Для Fe – T = 300⁰C). Свинец при комнатной температуре находится в высокотемпературных условиях.

При высоких температурах в металлах проявляется свойство ползучести – это явление увеличивает деформации материала с течением времени при постоянной нагрузке. Для определения прочности при высокой температуре проводят испытания на прочность и ползучесть. Зависимость деформации от времени называют кривой ползучести (Рис. 11.1), которую получают на установках (Рис. 11.2).

Рис. 11.1 Кривые ползучести.

В I скорость деформация после приложения нагрузки постепенно уменьшается.

Во II постоянная скорость деформаций.

В III ускоренная ползучесть, скорость деформации увеличивается со временем вплоть до разрушения.

Кроме испытаний на ползучесть для определенной прочности при высокой температуре применяются испытания на длительную прочность. По методике испытаний они отличаются тем, что в ходе испытаний регистрируется только время до разрушения.

Рис. 11.2 Схема испытаний на ползучесть.

Наиболее общим способом предоставления результатов испытаний на длительную прочность является построение кривых длительной прочности:

Рис. 11.3 Кривые длительной прочности.

Разрушение при высоких температурах могут носить вязкий внутризёренный характер, такой характер разрушений соответствует сравнительно невысоким температурам и большой длительности испытаний, при высоких температурах и больших нагрузках разрушение носит хрупкий межзёренный характер. Переход от вязкого разрушения к хрупкому сопровождается изломом кривой длительной прочности.

Концентраторы напряжения снижают пластичность как при высоких, так и при нормальных температурах.

Влияние структуры материала и его состава на жаропрочность

Жаропрочность повышается двумя способами:

Легирование элементами повышающими температуру рекристаллизации и температуру начала диффузионных процессов. Наличие легирующих элементов создает дополнительные фазы (карбиды или интерметаллиды), создает препятствия высокотемпературной ползучести.

Термообработка как правило включает в себя закалку позволяет получить высокодисперсные фазы пересыщенными твердыми растворами и последующий отпуск или старение, в ходе которых выделяются мелкодисперсные упрочняющие фазы. В процессе эксплуатации происходит коагуляция мелкодисперсных фаз и жаропрочность теряется.

Жаропрочные стали и сплавы

Для изготовления объектов теплоэнергетики эксплуатируемых при температурах 450-600градусов Цельсия используются теплоустойчивые низколегированные стали.

К теплоустойчивым относят низколегированные хромомолибденовые стали (12ХМ, 12МХ, 15ХМ, 20ХМЛ) и хромомолибденованадиевые стали (12Х1М1Ф, 15Х1М1Ф, 20ХМФЛ) выпускаемым по ГОСТ 20072, ГОСТ 5520, ГОСТ 4543, техническим условиям и по отраслевым стандартам. Теплоустойчивые стали используются в энергетике химической и нефтяной отраслях для изготовления агрегатов работающих при температуре 450-550 С (для хромомолибденовых) и 550-600 – для хромомолибденванадиевых сталей.

Теплоустойчивые стали обладают повышенной механической прочностью при высоких температурах и при длительных постоянных нагрузках, а также достаточной жаростойкостью.

Применение теплоустойчивых сталей обеспечивает возможность нормальной эксплуатации конструкций в условиях высоких температур при значительных напряжениях и в особых средах, способствующих химическому и механическому разрушению металла в течении длительных сроков эксплуатации - до 100000 ч (около 10 лет).

Табл. 11.1 Прочностные характеристики некоторых сталей при высоких температурах.

марка
12ХМФ	80	60
15Х1МФ	85	65
15Х11МФ	97
18Х12ВМБФР	180	150

При низком уровне напряжений температура эксплуатации может быть повышена.

Для сварных конструкций эксплуатирующихся при более высоких температурах используются высоколегированные стали мартенситного, мартенситно-ферритного, ферритного и аустенитного классов, а также сплавы на основе железа и никеля

ХН77ТЮР =200 МПа

Свойства сварных соединений отличаются от свойств основного металла наличием концентрации напряжений ползучести, приводящей к локальным исчерпываниям пластичности, а при длительных выдержках — к хрупким разрушениям даже в зоне мягких прослоек, что нередко имеет место.

В сварных соединениях появляются мягкие прослойки, в которых при повышенных температурах появляются хрупкие разрушения в случае длительных выдержек.

Иногда разрушения в этих прослойках носят смешанный характер — транс- и межкристаллический. Узкие мягкие прослойки часто не обнаруживают уменьшения прочности. Широкие прослойки пластичности не понижают, а нередко сохраняют прочность основного металла.

В сварных соединениях в условиях высоких температур возникают концентрации не только напряжений, но и деформаций, неравномерность которой при ползучести усиливается.

В сварных соединениях часто образуются зоны с неоднородными свойствами металла, наблюдаются дисперсионное упрочнение зерен и одновременно ослабление их границ.

Длительная прочность термически упрочненных сталей может быть невысокой вследствие образования разупрочнения зон термического влияния.

При строгом контроле неразрушающими методами качества сварных соединений и применении в необходимых случаях термической обработки допускаемые напряжения в сварном соединении оцениваются по отношению к прочности основного металла коэффициентом φ, устанавливаемым в зависимости от марки стали и технологического процесса.

Для углеродистых и низколегированных сталей φ = =0,85…1,0 при дуговой автоматической сварке под флюсом, электрошлаковой, контактной и в среде СО₂; для всех других видов сварки φ =0,75…1.

При расчете сварных соединений на прочность, работающих при повышенных температурах, определяют допускаемые напряжения с учетом следующих трех отношений:

где σ_В — предел прочности при нормальных температурах: σ_Т — предел текучести при нормальных температурах; σ_Д.П_.— предел длительной прочности; n₁=2,5…4,0; n₂= 1,5…2,0; n₃=1,5…3,0 — коэффициенты запаса для котельных и турбинных установок, варьирующие от ряда параметров.

Из указанных трех отношений выбирают одно, имеющее наименьшую величину.

Коррозионная стойкость сварных соединений

Рис. 12.1 Характер разрушения при общей коррозии

Коррозионное разрушение является наиболее распространенной причиной выхода из строя металлоконструкций. Коррозия – это разрушение металла вследствие химического или электрохимического взаимодействия с окружающей средой.

Химическая коррозия – взаимодействие металла с неэлектропроводной средой.

Электрохимическая коррозия – взаимодействие металла с электропроводной средой.

По характеру разрушений коррозия подразделяется на:

общую или сплошную (см. Рис. 12.1): а) равномерную; б) сосредоточенную на шве; в) сосредоточенную на зоне термического влияния г) преимущественно на основном металле;

местную Рис. 12.2:

а) межкристаллитная в ЗТВ;

б) ножевая в зоне сплавления;

в) в сварном шве;

г) точечная (питтингоговую);

Рис. 12.2 Характер разрушения при местной коррозии

и) коррозийное растрескивание под напряжением, повторно статическое и циклическое ().

Для сварных соединений характерны все основные типы коррозийного разрушения обычных металлоконструкций, однако они имеют свою специфику, объясняемую причинами:

неоднородность по химическому составу и структуре,

наличие остаточных напряжений и концентрации напряжений.

Рис. 12.3 Характер разрушения при коррозионном растрескивании.

Влияние механических напряжений.

Механические напряжения разрушают окисные пленки и способствуют коррозии.

Остаточное напряжение повышает уровень внутренней энергии, и тем самым снижает термодинамичекую устойчивость.

Наиболее опасным видом коррозии является растрескивание металла – это коррозия при одновременной воздушной коррозии среды и растягивания напряжения (от внешнего нагревания или собственного).

Направление роста трещин – перпендикулярно растягивающей нагрузке.

Коррозийное растр. металла является самым опасным из-за того, что оно скрытое и его трудно обнаружить типичными средствами – растворы различных нитратов: Ca(NO₃)₂; NH₄NO₅; Ba(NO₃)₂; NH₄Cl.

Для повышения сопротивления коррозионному разрушению сварных конструкций могут быть использованы традиционные способы:

1) использование основных материалов стойких к коррозии в данной среде,

2) применение защитных покрытий (металлических и неметаллических),

3) изменение внешних условий (напряженного состояния).

Специфические для сварных конструкций способы повышения коррозионной стойкости приведены в Табл. 5.1.

Табл. 12.1 Классификация основных сварочно-технических методов повышения стойкости сварных соединений против коррозионного разрушения

Период	Улучшение коррозионной стойкости металла сварных соединений путем регулирования химического состава и структуры	Улучшение напряженного состояния в сварных соединениях
До сварки	Выбор оптимального состава и улучшение свойств основного металла перед сваркой Регулирование химического состава и структуры шва: подбор рациональных присадочных материалов, проволок, покрытий, флюсов, защитных газов и др.; рациональная форма шва	Рациональное конструирование сварных соединений и узлов: правильный расчет: исключение конструктивных концентраторов напряжений; избежание наложения швов в высоконапряженных зонах конструкции; уменьшение величины жесткости схемы и размеров зон остаточных напряжений Уменьшение общей и местной напряженности: сварка без технологических концентраторов напряжений; рациональная последовательность наложения швов
При сварке	Регулирование термодеформационного цикла сварки и условий кристаллизации: применение рационального метода, способа и режима сварки по погонной энергии и степени концентрации источника тепла; применение тепловых способов регулирования: дополнительного, предварительного, сопутствующего, последующего подогрева или охлаждения при сварке;
После сварки	Улучшение свойств и снятие остаточных сварочных напряжении и деформаций термической, механической и термомеханической, ультразвуковой и другими видами обработки. Создание сжимающих напряжений на поверхности.

Нержавеющие стали

Нержавеющая сталь (нержавейка) - сложнолегированная сталь, стойкая против ржавления в атмосферных условиях и коррозии в агрессивных средах. Основной легирующий элемент нержавеющей стали - Cr (12-20%). Кроме того, нержавеющие стали содержат элементы, сопутствующие железу в его сплавах (С, Si, Mn, S, Р), а также элементы, вводимые в сталь для придания ей необходимых физико-механических свойств и коррозионной стойкости (Ni, Mn, Ti, Nb, Co, Mo). Чем выше содержание Cr в стали, тем выше её сопротивление коррозии. При содержании Cr более 12% сплавы являются нержавеющими в обычных условиях и в слабоагрессивных средах, более 17% - коррозионностойкими и в более агрессивных окислительных и др. средах, в частности в азотной кислоте крепостью до 50%.

Коррозионная стойкость нержавеющей стали объясняется тем, что на поверхности контакта хромсодержащего сплава со средой образуется тончайшая защитная плёнка окислов или др. нерастворимых соединений. Большое значение при этом имеют однородность металла, соответствующее состояние поверхности, отсутствие у стали склонности к межкристаллитной коррозии. Чрезмерно высокие напряжения в деталях и аппаратуре вызывают коррозионное растрескивание в ряде агрессивных сред, а иногда приводят к разрушению. В сильных кислотах высокую коррозионную стойкость показывают сложнолегированные нержавеющие стали и сплавы с более высоким содержанием Ni с присадками Mo, Cu, Si в различных сочетаниях. При этом для каждых конкретных условий выбирается соответствующая марка нержавейки. Выделяется также нержавейка жаростойкая.

Коррозионностойкие высокохромистые предназначены для работы в средах разной агрессивности. Для слабо агрессивных сред используются стали 08Х13, 12Х13, 20Х13, 25Х13Н2.

Детали из этих сталей работают на открытом воздухе, в пресной воде, во влажном паре и растворах солей при комнатной температуре.

Для сред средней агрессивности применяют стали 07Х16Н6, 09Х16Н4Б, 08Х17Т, 08Х22Н6Т, 12Х21Н5Т, 15Х25Т.

Для сред повышенной агрессивности используют стали 08Х18Н10Т, 08Х18Н12Т, 03Х18Н12, которые обладают высокой стойкостью против межкристаллитной коррозии и жаростойкостью. Структура коррозионностойких сталей в зависимости от химсостава может быть мартенситной, мартенситно-ферритной, ферритной, аустенитно-мартенситной аустенитно-ферритной, аустенитной.

Хладостойкие стали должны сохранять свои свойства при температурах минус 40 - минус 80°С. Наибольшее применение имеют стали: 20Х2Н4ВА, 12ХН3А, 15ХМ, 38Х2МЮА, 30ХГСН2А, 40ХН2МА и др.

Сварные листовые конструкции

Расчет на прочность листовых оболочковых конструкций по безмоментной теории Лапласа

Расчет оболочковых конструкций, имеющих достаточно большое отношение радиуса к толщине, ведут по безмоментной теории Лапласа. Распределение σ по толщине листа равномерное, соответственно в конструкции не возникает изгибающих моментов. Гипотеза дает хороший результат в случае, если диаметр обечайки значительно больше толщины.

Рассмотрев равновесие элемента оболочки (Рис. 13.1 а) запишем:

аб

Рис. 13.1 Схема к определению осевых и меридиональных напряжений.

В итоге получаем:

( 13.1)

Из условия равновесия верхней части оболочки (Рис. 13.1 а) получим:

( 13.2)

Система уравнений ( 13.2) и ( 13.3) позволяют найти тангенциальные и меридиональные напряжения в оболочке зная внутреннее давление и геометрическую форму оболочки.

Для наиболее простого случая (прямая труба) расчетные формулы приобретают вид:

( 13.3)

Гипотеза Хубера-Мизеса

Предельное состояние в условиях многоосного напряженного состояния определяется согласно гипотезе Хубера-Мизеса.

Согласно данной гипотезы, переход металла к пластичности соответственно связан с величиной накопленной в единице объема потенциальной энергии формоизменения.

Величина внутренней энергии формоизменения:

( 13.4)

– коэффициент Пуассона

Е – модуль упругости

При трехосном напряженном состоянии:

( 13.5)

При 2-осн.

Металлургия

Проектирование и эксплуатация газо- и водоочистки

Природоохранные мероприятия

Недостатком этих печей является то, что

Тканевый (рукавный) фильтр

ОТХОДЫ доменного производства

Проектирование и эксплуатация газо- и водоочистки: продолжение

Очистка сточных вод прокатного и трубопрокатного производства

Оборудование и машины в цехах. Часть 1

Оборудование и машины в цехах. Часть 2

Основы металлургического производства

Производство никеля

Рис 2. 7. Схема производства никеля из окисленных руд

Проектирование сварных конструкций: прочность, материалы, строение сварного соединения

Классификация сварных конструкций

Прочность

Расчетная и конструкционная прочность

Жесткость и устойчивость деталей

Устойчивость

Расчет строительных конструкций по методу Предельных состояний

Метод расчета по предельным состояниям

Обозначение на чертежах швов сварных соединений

Виды разрушающих испытаний. Механические характеристики сталей и сплавов

Испытания на растяжение

Измерение твердости

Испытания на ударный изгиб

Правила нанесения показателей свойств материалов

Стали. Классификация. Маркировка

Углеродистые стали

Низколегированные стали

Цветные металлы

Алюминевые сплавы

Титановые сплавы

Сварочные материалы

Строение сварного соединения. Влияние неоднородности свойств на прочность сварной конструкции

Растяжение поперек шва

Растяжение вдоль шва

Другие схемы нагружения

Механические свойства металла сварных соединений

Проектирование сварных конструкций: напряжения и деформации соединений, стержневые сварные конструкции

Концентрация напряжений и деформаций в сварных соединениях

Распределение напряжений в стыковых швах

Распределение напряжений в лобовых швах

Распределение напряжений в соединениях с фланговыми швами

Распределение напряжений в комбинированных соединениях с лобовыми и фланговыми швами

Распределение усилий в соединениях, полученных контактной сваркой

Концентрация напряжений в паяных швах

Прочность основного металла при переменных (циклических) нагрузках

Диаграмма усталостной прочности

Влияние характеристики цикла r на прочность при переменных нагрузках

Коэффициенты концентрации и их влияние на усталостную прочность

Влияние частоты циклов нагружения на усталостную прочность

Сопротивление усталости сварных соединений, выполненных дуговой сваркой

Сопротивление усталости сварных соединений, выполненных контактной сваркой

Влияние термообработки и остаточных напряжений на сопротивления усталости сварных соединений

Балки

Расчет жесткости и прочности

Общая устойчивость

Местная устойчивость

Работа на кручение

Сварные соединения

Стыки

Фермы

Геометрическая неизменяемость и статическая определимость ферм

Классификация ферм

Соединения ферм в геометрически пространственную неизменяемую систему

Определение усилий стержней фермы аналитическим методом

Определение расчетных усилий в балках методом линий влияния

Линии влияния усилий стержневых ферм

Определение усилий в стержнях фермы при нахождении груза на поясе

Проектирование сварных конструкций: хрупкие разрушения, прочность, коррозийная стойкость

Образование термических напряжений и деформаций

Свободный и стесненный нагрев стержня

Нагрев тонкой пластины уложенным по середине проводником тока

Для движущегося источника нагрева

Свойства металлов при высоких температурах. Распределение температур при сварке

Поперечная усадка

Неравномерные по толщине пластические деформации. Сдвиговые деформации

Сдвиговые деформации

Деформации в соединениях с кольцевыми швами