Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

В дуговых электропечах преобразование электрической энергии в тепло происходит в основном в электрическом разряде, протекающем в газовой или паровой среде. В таком разряде можно сосредоточить в сравнительно небольших объёмах большие мощности и получить очень высокие температуры. При этом в камере печи возникают резкие температурные перепады, и поэтому в ней невозможно получить равномерное распределение температур. По этой же причине здесь трудно обеспечить точное регулирование температуры нагрева и, следовательно, проводить термическую обработку. Для плавки металлов дуговая печь удобна, т.к. высокая концентрация энергии позволяет быстро проводить расплавление. Дуговые устройства удобны так же для проведения высокотемпературных химических реакций в жидкой или газовой фазе и подогрева газа. Во всех этих случаях неравномерность нагрева не играет роли, т.к. благодаря теплопроводности и конвекции в жидкой ванне или газовом потоке температура быстро выравнивается.

В данном курсовом проекте я рассчитываю дуговую сталеплавильную печь ёмкостью 25 тонн (ДСП - 25). Печь такого типа относят по классификации к дуговым печам прямого действия. В таких печах дуга горит между электродами и расплавленным металлом, непосредственно нагревая металл. Очаг высокой температуры (дуга) находится около поверхности металла. Благодаря экранирующему действию электродов свод печи частично защищен от непосредственного излучения дуг, поэтому здесь допустимы очень большие объёмные мощности, и можно проводить высокотемпературные процессы. Электроды в таких печах подвешены вертикально и работают в основном на растяжение, и лишь при наклоне печи - на изгиб. Поэтому здесь можно применять сравнительно длинные графитированные электроды большого сечения, допускающие значительные рабочие токи. Дуговые печи могут быть весьма мощными и производительными, и работать на трёхфазном токе. Это крупные мощные трёхфазные печи, предназначенные для плавления металлов с высокой температурой испарения, в основном - сталеплавильные печи. Благодаря технологическим преимуществам в печах этого типа выплавляются в виде слитков, почти все высоколегированные стали и многие конструкционные стали. Кроме того, в них выполняют значительную часть стального фасонного литья. Электропечь лучше других приспособлена для переработки металлического лома, причем твердой шихтой может быть занят весь объем печи, и это не затрудняет процесс расплавления. Металлизированные окатыши, заменяющие металлический лом, можно загружать в электропечь непрерывно при помощи автоматических дозирующих устройств.

В электропечах можно выплавлять сталь обширного сортамента.

1. Описание технологии плавки

1.1 Общее описание дуговой электропечи

Дуговая печь состоит из рабочего пространства (собственно печи) с электродами и токоподводами и механизмов, обеспечивающих наклон печи, удержание и перемещение электродов и загрузку шихты.

Плавку стали ведут в рабочем пространстве, ограниченном сверху куполообразным сводом, снизу сферическим подом и с боков стенками. Огнеупорная кладка пода и стен заключена в металлический кожух. Съемный свод набран из огнеупорных кирпичей, опирающихся на опорное кольцо. Через три симметрично расположенных в своде отверстия в рабочее пространство введены токопроводящие электроды, которые с помощью специальных механизмов могут перемещаться вверх и вниз. Печь питается трехфазным током.

Шихтовые материалы загружают на под печи, после их расплавления в печи образуется слой металла и шлака. Плавление и нагрев осуществляется за счет тепла электрических дуг, возникающих между электродами и жидким металлом или металлической шихтой.

Выпуск готовой стали и шлака осуществляется через сталевыпускное отверстие и желоб путем наклона рабочего пространства. Рабочее окно, закрываемое заслонкой, предназначено для контроля за ходом плавки, ремонта пода и загрузки материалов.

1.2 Шихтовые материалы

Основной составляющей шихты (75-100%) электроплавки является стальной лом. Лом не должен содержать цветных металлов и должен иметь минимальное количество никеля и меди; желательно, чтобы содержание фосфора в ломе не превышало 0,05%. при более высоком содержании

фосфора продолжительность плавки возрастает. Лом не должен быть сильно окисленным (ржавым). С ржавчиной (гидратом окиси железа) вносится в металл много водорода. Лом должен быть тяжеловесным, чтобы обеспечивалась загрузка шихты в один прием (одной бадьей). При легковесном ломе после частичного расплавления первой порции шихты приходится вновь открывать печь и подсаживать шихту, что увеличивает продолжительность плавки.

В последнее время расширяется применение металлизированных окатышей и губчатого железа - продуктов прямого восстановления обогащенных железных руд. Они содержат 85-93% Fe, основными примесями являются окислы железа, SiO₂ и Al₂O₃. Отличительная особенность этого сырья - наличие углерода от 0,2-0,5 до 2% и очень низкое содержание серы, фосфора, никеля, меди и других примесей, обычно имеющихся в стальном ломе. Это позволяет выплавлять сталь, отличающуюся повышенной чистотой от примесей. Переплав отходов легированных сталей позволяет экономить дорогие ферросплавы. Эти отходы сортируют по химическому составу и используют при выплавке сталей, содержащих те же легирующие элементы, что и отходы.

Для повышения содержания углерода в шихте используют чугун, кокс и электродный бой. Основное требование к чугуну - минимальное содержание фосфора, поэтому чтобы не вносить много фосфора в шихту малых (40 т) печей не более 10% чугуна, а в большегрузных не более 25%.

В качестве шлакообразующих в основных печах применяют известь, известняк, плавиковый шпат, боксит, шамотный бой; в кислых печах - кварцевый песок, шамотный бой, известь. В качестве окислителей используют железную руду, прокатную окалину, агломерат, железные окатыши, газообразный кислород. К шлакообразующим и окислителям предъявляются те же требования, что и при других сталеплавильных процессах: известь не должна содержать более 90% CaO, менее 2% SiO₂, менее 0,1% S и быть свежеобоженной, чтобы не вносить в металл водород. Железная руда должна содержать менее 8% SiO_2, поскольку он понижает основность шлака, менее 0,05% S и мене 0,2% P; желательно применять руду с размером кусков 40-100 мм, поскольку такие куски легко проходят через слой шлака и непосредственно реагирует с металлом. В плавиковом шпате, применяемом для разжижения шлака содержание CaF₂ должно превышать 85%.

В элекросталеплавильном производстве для легирования и раскисления применяются практически все известные ферросплавы и легирующие.

1.3 Плавка стали в основной печи

Данная технология также носит название технологии плавки на свежей шихте с окислением и применяется на печах малой и средней (40 т) емкости при выплавке качественных легированных сталей. Плавка состоит из следующих периодов:

заправка печи;

загрузка шихты;

плавление;

окислительный период;

восстановительный период;

выпуск стали.

- Заправка печи

Заправка - это исправление изношенных и поврежденных участков футеровки пода. После выпуска очередной плавки с подины удаляют остатки металла и шлака. На поврежденные подины и откосов забрасывают магнезитовый порошок или же магнезитовый порошок, смешанный с каменноугольным пеком (связующим). Длительность заправки10-15 мин.

- Загрузка шихты

При выплавке стали в печах малой и средней емкости шихта на 90-100% состоит из стального лома. Для повышения содержания углерода в шихту вводят чугун (10%), а также электродный бой или кокс. Общее количество чугуна и электродного боя или кокса должно быть таким, чтобы содержание углерода в шихте превышало нижний предел его содержания в готовой стали на 0,3% при выплавке высокоуглеродистых сталей, на 0,3-04 % при выплавке среднеуглеродистых и на 0,5% для низкоуглеродистых. Этот предел несколько снижается при росте емкости печи. Чтобы совместить удаление части фосфора с плавлением шихты в завалку рекомендуется давать 2-3% извести.

Загрузку ведут бадьями или корзинами. В корзины и бадьи шихту укладывают в следующей последовательности: на дно кладут часть мелочи, чтобы защитить подину от ударов тяжелых кусков стального лома, затем в центре укладывают крупный лом, а по периферии средний и сверху - оставшийся мелкий лом. Плотная укладка шихты улучшает ее проводимость, обеспечивая устойчивое горение дуги, ускоряя плавление. Для уменьшения угара кокс и электродный бой кладут под слой крупного лома.

- Плавление

После окончания завалки электроды опускают почти до касания с шихтой и включают ток. Под действием высокой температуры дуг шита под электродами плавиться, жидкий металл стекает вниз, накапливаясь в центральной части подины. Электроды постепенно опускаются, проплавляя в шихте "колодцы" и достигая крайнего нижнего положения. По мере увеличения количества жидкого металла электроды поднимаются. Это достигается при помощи автоматических регуляторов для поддержания определенной длины дуги. Плавление ведут при максимальной мощности печного трансформатора.

Во время плавления происходит окисление составляющих шихты, формируется шлак, происходит частичное удаление в шлак фосфора и серы. Окисление примесей осуществляется за счет кислорода воздуха, окалины и ржавчины, внесенных металлической шихтой.

За время плавления полностью окисляется кремний, 40-60% марганца, частично окисляется углерод и железо. В формировании шлака наряду с продуктами окисления (SiO₂, MnO, FeO) принимает участие и окись кальция, содержащаяся в извести. Шлак к концу периода плавления имеет примерно следующий состав, %: 35-40 CaO; 15-25 SiO₂; 8-15 FeO; 5-10 MnO; 3-7 Al₂O₃; 0,5-1,2 P₂O₅. низкая температура и наличие основного железистого шлака благоприятствует дефосфорации. В зоне электрических дуг за время плавления испаряется от 2 до 5% металла, преимущественно железа.

Для ускорения плавления иногда применяют газо-кислородные горелки, вводимые в рабочее пространство через под или стенки печи. Для уменьшения продолжительности плавления часто применяют продувку кислородом, вводимым в жидкий металл после расплавления ѕ шихты с помощью фурм или стальных футерованных трубок. При расходе кислорода 4-6 м²/т длительность плавления сокращается на 10-20 мин. Продолжительность периода плавки определяется мощностью трансформатора и составляет от 1,1 до 3,0 ч. Расход электроэнергии за время плавления составляет 400-480 кВт/ч.

Рисунок 1 - Этапы плавления шихты



а - начало плавления; б - опускание электрода; в - подъём электрода;

г - окончание плавления

- Окислительный период

Задача окислительного периода плавки состоит в следующем:

а) уменьшить содержание в металле фосфора до 0,01-0,015%;

б) уменьшить содержание в металле водорода и азота;

в) нагреть металл до температуры близкой к температуре выпуска (на 120-130 С выше температуры ликвидуса).

Кроме того, за время периода окисляют углерод до нижнего предела его содержания в выплавляемой стали. За счет кипения (выделения пузырьков СО при окислении углерода) происходит дегазация металла и его перемешивание, что ускоряет процессы дефосфорации и нагрева.

Окисление примесей ведут, используя либо железную руду (окалину, агломерат), либо газообразный кислород.

Окислительный период начинается с того, что из печи сливают 65-75% шлака, образовавшегося в период плавления. Шлак сливают, не выключая печь, наклонив её в сторону рабочего окна на 10-12. Слив шлака производят для того, чтобы удалить из печи перешедший в шлак фосфор. Удалив шлак, в печь присаживают шлакообразующие: 1-1,5% извести и при необходимости 0,15-0,25% плавикового шпата, шамотного боя или боксита.

После формирования жидкоподвижного шлака в ванну в течение всего окислительного периода ведут продувку кислородом; печь для слива шлака в течение периода наклонена в сторону рабочего окна. Присадка руды вызывает интенсивное кипение ванны - окисляется углерод, реагируя с окислами железа руды с выделением большого количества пузырьков СО. Под воздействием газов шлак вспенивается, уровень его повышается, и он стекает в шлаковую чашу через порог рабочего окна. Новую порцию руды присаживают, когда интенсивность кипения металла начинает ослабевать.

Общий расход руды составляет 3-6,5% от массы металла. С тем, чтобы предотвратить сильное охлаждение металла, единовременная порция руды не должна быть более 0,5-1%.

В течение всего окислительного периода идет дефосфорация металла по реакции:

Для успешного протекания той реакции необходимы высокие основность шлака и концентрация окислов железа в нем, а также пониженная температура. Эти условия создаются при совместном введении в печь извести и руды.

Из-за высокого содержания окислов железа в шлаках окислительного периода условия для протекания реакции десульфурации являются неблагоприятными, и десульфурация получает ограниченное развитие: за все время плавления и окислительного периода в шлак удаляется до 30-40% серы, содержащейся в шихте.

При кипении вместе с пузырьками СО из металла удаляются водород и азот. Этот процесс имеет большое значение для повышения качества электростали, поскольку в электропечи в зоне электрических дуг идет интенсивное насыщение металла азотом и водородом. В связи с этим электросталь обычно содержит азота больше, чем мартеновская и кислородно-конвертерная сталь.

Кипение и перемешивание обеспечивает также ускорение выравнивания температуры металла и его нагрев. За время окислительного периода необходимо окислить углерода не менее 0,2-0,3% при выплавке высокоуглеродистой стали (содержащей 6% С) и 0,3-0,4% при выплавке средне- и низкоуглеродистой стали.

Шлак в конце окислительного периода имеет примерно следующий состав, %: 35-50 CaO; 10-20 SiO₂; 4-12 MnO; 6-15 MgO; 3-7 Al₂O₃; 6-30 FeO; 2-6 Fe₂O₃; 0,4-1,5 P₂O₅. содержание окислов железа в шлак зависит от содержания углерода в выплавляемой марке стали; верхний предел характерен для низкоуглеродистых сталей, нижний - для высокоуглеродистых.

Окислительный период заканчивается тогда, когда углерод окисляется до нижнего предела его содержания в выплавляемой марке стали, а содержание фосфора снижено до 0,010-0,015%. Период заканчивают сливом окислительного шлака. Полное скачивание окислительного шлака необходимо, чтобы содержащийся в нем фосфор не перешел обратно в металл во время восстановительного периода.

- Восстановительный период

Задачами восстановительного периода являются:

а) раскисление металла;

б) удаление серы;

в) доведение химического состава стали до заданного;

г) корректировка температуры.

Все эти задачи решаются параллельно в течение всего восстановительного периода; раскисление металла производят одновременно осаждающим и диффузионным методами.

После удаления окислительного шлака в печь присаживают ферромарганец в количестве, необходимом для обеспечения содержания марганца в металле на его нижнем пределе для выплавляемой стали, а также ферросилиций из расчета введения в металл 0,10-0,15% кремния и алюминий в количестве 0,03-0,1%. Эти добавки вводят для обеспечения осаждающего раскисления металла.

Далее наводят шлак, вводя в печь известь, плавиковый шпат и шамотный бой. Через 10-15 мин. шлаковая смесь расплавляется, и после образования жидкоподвижного шлака приступают к диффузионному раскислению. Вначале, в течение 15-20 мин. раскисление ведут смесью, состоящей из извести, плавикового шпата и кокса в соотношении 8:2:1, иногда присаживают один кокс. Далее начинают раскисление молотым 45 или 75%-ным ферросилицием, который вводят в состав раскислительной смеси, содержащей известь, плавиковый шпат, кокс и ферросилиций в соотношении 4:1:1:1, содержание в этой смеси уменьшают. На некоторых марках стали в конце восстановительного периода в состав раскислительной смеси вводят более сильные раскислители - молотый силикокальций и порошкообразный алюминий, а при выплавке ряда низкоуглеродистых сталей диффузионное раскисление ведут без введения кокса в состав раскислительных смесей.

Суть диффузионного раскисления, протекающего в течение всего периода, заключается в следующем. Так как раскисляющие вещества применяют в порошкообразном виде, плотность их невелика, и они очень медленно опускаются через слой шлака. В шлаке протекают следующие реакции раскисления:

(FeO) + C = Fe + CO; 2?(FeO) + Si = 2?Fe + (SiO₂) и т.д.,

в результате содержание FeO в шлаке уменьшается и в соответствии с законом распределения (FeO)/[FeO] = const кислород (в виде FeO) начинает путем диффузии переходить из металла в шлак (диффузионное раскисление). Преимущество диффузионного раскисления заключается в том, что поскольку реакции раскисления идут в шлаке, выплавляемая сталь не загрязняется продуктами раскисления - образующимися окислами. Это способствует получению стали с пониженным содержанием неметаллических включений.

По мере диффузионного раскисления постепенно уменьшается содержание FeO в шлаке и пробы застывшего шлака светлеют, а затем становятся почти белыми. Белый шлак конца восстановительного периода электроплавки имеет следующий состав, %: 53-60 CaO; 15-25 SiO₂; 7-15 MgO; 5-8 Al₂O₃; 5-10 CaF₂; 0,8-1,5 CaS; < 0,5 FeO; < 0,5 MnO.

Во время восстановительного периода успешно идет десульфурация, поскольку условия для её протекания более благоприятные, чем в других сталеплавильных агрегатах. Хорошая десульфурация объясняется высокой основностью шлака восстановительного периода (CaO/SiO₂ = 2,7-3,3) и низким (< 0,5 %) содержанием FeO в шлаке, обеспечивающим сдвиг равновесия реакции десульфурации [FeS] + (CaO) = (CaS) + (FeO) вправо (в сторону более полного перехода серы в шлак). Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом (S)/[S] в восстановительный период электроплавки составляет 20-50 и может доходить до 60 в электропечи с основной футеровкой можно удалить серу до тысячных долей процента.

Для улучшения перемешивания шлака и металла и интенсификации медленно идущих процессов перехода в шлак серы, кислорода и неметаллических включений в восстановительный период рекомендуется применять электромагнитное перемешивание, особенно на большегрузных печах, где удельная поверхность контакта металл-шлак значительно меньше, чем в печах малой емкости.

Длительность восстановительного периода составляет 40-100 мин. За 10-20 мин. до выпуска проводят корректировку содержания кремния в металле, вводя в печь кусковой ферросилиций. Для конечного раскисления за 2-3 мин. до выпуска в металл присаживают 0,4-1,0 кг алюминия на 1 т стали. Выпуск стали из печи в ковш производят совместно со шлаком. Интенсивное перемешивание металла со шлаком в ковше обеспечивает дополнительное рафинирование - из металла в белый шлак переходит сера и неметаллические включения.

- Порядок легирования

При выплавке легированных сталей в дуговых печах порядок легирования зависит от сродства легирующих элементов к кислороду. Элементы, обладающие меньшим сродством к кислороду, чем железо (никель, молибден) во время плавки не окисляются и их вводят в начальные периоды плавки - никель в завалку, а молибден в конце плавления или в начале окислительного периода.

Хром и марганец обладают большим сродством к кислороду, чем железо. Поэтому металл легируют хромом и марганцем после слива окислительного шлака в начале восстановительного периода.

Вольфрам обладает большим сродством к кислороду, чем железо и он может окисляться и его обычного вводят в начале восстановительного периода. Особенность легирования вольфрамом заключается в том, что из-за высокой температуры плавления он растворяется медленно и для корректировки состава ферровольфрам можно присаживать в ванну не позднее, чем за 30 до выпуска.

Кремний, ванадий и особенно титан, и алюминий обладают большим сродством к кислороду и легко окисляются. Легирование стали феррованадием производят за 15-35 мин. до выпуска, ферросилиций - за 10-20 мин. до выпуска. Ферротитан вводят в печь за 5-15 мин. до выпуска, либо в ковш. Алюминий вводят за 2-3 мин. до выпуска в ковш.



2. Определение параметров плавильного пространства ДСП

2.1 Определение геометрических параметров

Основными геометрическими параметрами ДСП являются:

1. Н_м - глубина ванны по зеркалу жидкого металла;

2. Н_в - глубина ванны до откосов печи;

3. Н_пл - высота плавильного пространства;

4. D_м - диаметр ванны по зеркалу жидкого металла;

5. D_п - диаметр ванны на уровне порога рабочего окна;

6. D_к - внутренний диаметр кожуха печи;

7. D_от - диаметр ванны на уровне откосов.

Наиболее распространенной является сфероконическая ванна с углом между образующей и осью конуса, равным 45є.

Объем ванны до откосов включает в себя объемы металла V_м, шлака V_ш и дополнительный V_д, т.е.

V_в = V_м + V_ш + V_д

Если плотность жидкого металла , а емкость печи М, т, то

м³.

Номинальную ёмкость печи принимаем равным 25 тонн, а = 7,15т/м³ - плотность жидкого металла.

Диаметр зеркала жидкого металла определяется из соотношения

, мм;

где D_м - диаметр зеркала жидкого металла, мм;

V_м - объем жидкого металла, м³;

с - коэффициент, зависящий от отношения диаметра зеркала металла к глубине ванны по металлу.

Обычно коэффициент с определяется по формуле:

с = 0,875 + 0,042 а,

где . Для большинства печей а = 4,5…5,5, причем меньшие значения характерны для небольшой емкости и технологического процесса, не требующего тщательного рафинирования расплавленного металла в печи. При таких соотношениях с теплотехнологической точки зрения будет обеспечено и сравнительно равномерное облучение поверхности ванны от дуг и кладки печи, и более равномерный прогрев металла в объеме ванны.

Примем а = 4,8; Тогда

с = 0,875 + 0,042 4,8 = 1,08

мм = 3,3227 м.

Глубина ванны по жидкому металлу:

, мм;

где - глубина ванны жидкого металла;

м.

Глубина сферического сегмента

м.

Над жидким металлом в ванне предусмотрено пространство для шлака, объем которого составляет 20% объема металла в небольших печах и 10…17% - в крупных.

, м³;

Принимаем

м³.

Высота слоя шлака определяется из выражения

мм = 0,076 м.

где 0,785 - эмпирический коэффициент;

1000 - переводной коэффициент;

Диаметр зеркала шлака:

м.

Уровень порога рабочего окна принимается на уровне шлака или на 20…40 мм выше h? = 0…40 мм.



Диаметр ванны на уровне порога рабочего окна выбираем с таким расчетом, чтобы уровень порога был на 30 мм выше уровня зеркала шлака

м.

где - расстояние от зеркала шлака до уровня порога рабочего окна.

Уровень откосов рекомендуется принимать на 30…70 мм выше уровня порога рабочего окна во избежание размыва шлаком основания футеровки стен h = 30…70 мм.

Уровень откосов принимаем на 60 мм выше уровня порога рабочего окна.

Диаметр рабочего пространства на уровне откосов

м.

Глубина ванны до уровня откосов печи равна

, м;

м.

Высота конической части ванны h_к равна

, м;

м.

Тогда диаметр основания шарового сегмента находится из выражения



, м;

м.

Для современных дуговых сталеплавильных печей высота плавильного пространства принимается в пределах, приведенных в таблице 8.

Таблица 1 - Зависимость высоты плавильного пространства от диаметра на уровне откосов

Емкость печи, т	Доля от
0,5…5	0,5…0,45
10…50	0,45…0,4
100…	0,38…0,34

Высоту плавильного пространства от уровня откосов до верха стены, принимаем равной на основании таблице 8.

, м;

м.

Выше откосов стены делаются наклонными под углом 15..30є к вертикали. При таком наклоне их можно заправлять. В этом случае также увеличивается стойкость огнеупорной кладки, так как по высоте стен увеличивается расстояние от дуг и уменьшается плотность теплового потока на верхний пояс.

Принимаем угол наклона стен 30є.

Высота наклонной части стен составляет:

, м;

м.

Высота цилиндрической части стен составит

, м;

м.

Диаметр стен определяется по формуле

, м;

где - угол наклона стен по вертикали.

м.

2.2 Конструкция футеровки ДСП

Конструкция футеровки кроме внутреннего профиля рабочего пространства определяют материалы и толщину рабочего арматурного и теплоизоляционного слоев кладки, а также форму и размеры кожуха ДСП.

Конструкция футеровки ДСП-25

Для кладки рабочего слоя ДСП используем основные огнеупорные материалы.

Таблица 2 - Толщина отдельных слоев и всей футеровки подины ДСП, мм

Емкость печи, т	< 12	25-50	100	200	300	400
Набивной слой, мм	100	100	150	150	160	180
Кирпичная кладка, мм	300-365	395-495	530	575	595	620
Изоляционный слой, мм	85	105	170	190	195	200
Общая толщина, мм	485-550	600-700	850	915	950	1000



Исходя из данных, приведенных в таблице 2, принимаем общую толщину подины 600 мм. Футеровка подины состоит из рабочей части и теплоизоляционного слоя.

Нижний изоляционный слой выполняем из листового асбеста толщиной 10 мм, укладываемого на металлическое днище, шамотного порошка общей толщиной 30 мм и легковесного шамота марки ШЛБ-1,3, суммарной толщиной 105 мм (один слоя «на плашку»).

Средний огнеупорный слой выполняется из магнезита марки МУ-91 суммарной толщиной 395 мм (пять слоёв «на плашку»).

Огнеупорная набивка выполняется из магнезитового порошка со связующим в виде смеси смолы и пека толщиной 100 мм.

Откосы ниже уровня шлака выкладываются обычным магнезитовым кирпичом марки МО-91, а в районе шлакового пояса плотным магнезитовым кирпичом.

Стены ДСП

С тем, чтобы облегчить тепловую работу и повысить стойкость футеровки, кладка стен обычно не имеет тепловой изоляции. Верх стен изнашивается меньше, поэтому он выкладывается кирпичом меньшего размера, с одним - двумя уступами.

В зависимости от емкости можно рекомендовать следующую толщину огнеупорной кладки стен (мм)

Таблица 3 - Толщина огнеупорной кладки стен ДСП

Емкость печи, т	< 12	25-50	100	200	300-400
Общая толщина на уровне откосов д1, мм	365-445	445-495	525-575	575-610	550-650
Общая толщина в верхней части д2, мм	230-300	300-365	365-415	380-450	400-470

Толщину футеровки стены на уровне откосов принимаем равной 445 мм (445 мм кирпич магнезитохромитовый марки МХСП и 30 мм засыпка зазора между кирпичной кладкой и кожухом печи крошкой из отходов кладки). Засыпка выполняет роль демпферного слоя, компенсирующего тепловое расширение кирпичной кладки стены.

При цилиндрическом кожухе целесообразно выполнение вертикальной стены уступами с постепенным уменьшением толщины стены от основания до верха стены. Исходя из стандартных размеров длины огнеупорных кирпичей 300, 380 и 230 мм, принимаем три размера толщины стены, включая слой засыпки: 445 мм в нижней части, 365 мм в средней части и 300 мм в верхней части.

Выбрав материалы и толщину огнеупорной кладки стен, определяем внутренний диаметр кожуха на уровне откосов:

, м;

м.

и его цилиндрической части:

, м;

м.

где д₁ - толщина футеровки стен на уровне откосов, м;

д₂ - толщина футеровки цилиндрической верхней части стен, м.

Кожух сваривается из листовой котельной стали. Толщина кожуха определяется:

, м;

м.

В обшивке кожуха вырезают отверстия для летки и рабочего окна.

Рабочее окно печи имеет размеры:

Ширина , м;

м.

Высота , м;

м.

Стрела выпуклости арки рабочего окна

, м;

м.

Свод

Футеровку сводов основных дуговых печей наиболее часто выполняют из прямого и небольшого количества клинового кирпича марки МХОП и в отдельных случаях из динасового кирпича.

Толщина футеровки свода соответствует длине стандартного кирпича и обычно составляет:

Таблица 4 - Толщина футеровки свода ДСП

Емкость печи, т	? 12,5	25 - 50	100
дсв, мм	230 - 300	380	380 - 460

Свод выполняется из магнезитохромитового кирпича марки МХСП длиной 380мм без дополнительной тепловой изоляции.

В современных ДСП свод опирается на кожух печи и поэтому можно считать, что его диаметр примерно равняется диаметру верха кожуха, т.е.

м.

Стрела выпуклости свода зависит от материала и пролета (диаметра) свода. Из соображения строительной прочности рекомендуется:

Таблица 5 - Геометрические параметры свода в зависимости от материала футеровки

Материал свода
Магнезитовый (хромомагнезитовый)	(0,11…0,12)
Динасовый	(0,08…0,1)

Стрела выпуклости свода равна:

, м;

м.

При этом высота центральной части свода над уровнем откосов составит:

, м;

м.



Интенсивность облучения определяется диаметром распада электродов D_p, который задает расстояние «дуга-стенка». Поэтому задача определения рационального значения D_p сводится к выбору величины соотношения _, обеспечивающего возможно более равномерной распределение тепловой нагрузки по периметру печи и высокой стойкости футеровки стен.

Наилучшее условия при минимальном значение _. Однако возможности его уменьшения ограничиваются соображениями конструктивного характера (необходимость размещения электрододержателей, обеспечения достаточно высокой строительной прочности центральной части свода.

Таблица 6 - Величины для различных

Емкость печи, т	12 - 50	100	200
	0,40 - 0,35	0,25	0,20

На основании данных таблицы 13 принимаем отношение:

м.

3. Расчет теплового баланса

ДСП является агрегатом периодического действия, в котором потребление электроэнергии в различные периоды плавки неодинаково. При проектировании ДСП составляется расчетный энергетический баланс только для периода расплавления, т.к. печь потребляет наибольшую часть электроэнергии и плавка ведется на самой высокой мощности. По результатам этого баланса определяется необходимая мощность печного трансформатора и удельный расход электроэнергии в период расплавления, т.е. важнейшие параметры печи, определяющие ее производительность и технико-экономическую эффективность.

Энергетический баланс состоит из приходной и расходной частей:

Приход энергии происходит за счет статей:

где - теплота, вносимая в печь с электроэнергией;

- теплота, вносимая в печь с шихтой;

- теплота экзотермических реакций, протекающих в ванне;

- теплота от окисления графитовых электродов.

Теплота на действующей печи определяется по показаниям счетчика активной энергии, установленного на печи, а по показаниям счетчика реактивной мощности определяется средний коэффициент мощности установки (cos ). Эта статья для печей одной емкости составляет 60 - 80 %.

Теплота вносимая в печь с шихтой определяется по формуле:

, МДж;

МДж.

где - масса жидкого чугуна вносимого в печь, кг;

и - теплоёмкость и температура жидкого чугуна соответственно.

Теплота экзотермических реакций определяется только по материальному балансу:

, МДж;

МДж.

электропечь дуговой плавильный футеровка

где , , , - тепловой эффект окисления этих элементов

= 27 МДж/кг; = 3 МДж/кг; = 10 МДж/кг; =4,7 МДж/кг.

Теплоту, выделенную в печи от окисления графитовых электродов , можно определить, зная тепловой эффект окисления графита до СО₂:

, МДж;

МДж.



где = 97,4 кг - количество окислившихся графитированых электродов за период плавления ( из материального баланса );

= 27 МДж/кг - тепловой эффект окисления графита до СО₂;

3.1 Определение полезной энергии для нагрева и расплавления металла и шлака

Полезная теплота определяется как сумма теплоты, необходимой для нагрева до температуры плавления, для расплавления и перегрева до заданной температуры металла и шлака, т.е.

, МДж;

МДж.

где - масса скрапа, загружаемого в печь, кг;

- средняя теплоемкость металла в интервале от - температуры загружаемого скрапа до - температуры плавления, кДж/(кгК);

- средняя теплоемкость металла в интервале температур от до - температуры перегрева, кДж/(кгК);

- скрытая теплота плавления металла, кДж/кг;

Принимаем, что завалка имеет температуру =30 єС.

Температуру плавления завалки можно вычислить по формуле:



.

Для упрощения расчетов среднюю удельную теплоемкость шлакообразующих материалов и расплавленного шлака можно принять равной =1,225 кДж/(кгК). Скрытая теплота плавления шлака составляет 209 кДж/кг.

кДж/кг.

Энергия, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева шлака:

МДж.

Суммарная полезная энергия периода расплавления:

МДж.

3.2 Тепловые потери через рабочее окно

В ДСП тепловые потери через рабочее окно могут достигать 2 - 6 %. Это объясняется значительными размерами оконного проема. Для защиты футеровки от разрушения окно обрамляется изнутри П-образной водоохлаждаемой коробкой. Тепловые потери излучения через рабочее окно определяются средней температурой печи и площадью рабочего проема

Площадь рабочего окна равна:

м².

Принимаем, что за период плавления рабочее окно открыто в течение 20 мин (0,33 ч).

Среднюю расчетную температуру излучающей поверхности печной камеры для периода расплавления примем равной єС, коэффициент диафрагмирования . Тогда искомые тепловые потери излучением через рабочее по формуле:

МДж.

где Вт/(м²К) - коэффициент излучения абсолютно черного тела;

- коэффициент диафрагмирования отверстия;

- средняя температура в печи, К;

- площадь рабочего окна, м²;

- время, в течение которого окно открыто, ч.

3.3 Тепловые потери с газами

В современных дуговых сталеплавильных печах отсос газов обычно осуществляют через специальное отверстие в своде, а вытяжка запыленных газов в систему газоочистки производится вентиляторами высокой производительности.

Принимаем теплоемкость газов приблизительно равной теплоемкости воздуха.

Принимая среднюю температуру печных газов єС, то теплоемкость воздуха

.

Теплота, теряемая печью с уходящими газами, рассчитывается по уравнению:

МДж.

где - объем уходящих газов, м³; (из материального баланса)

- средняя теплоемкость газов, Вт/(м³єС);

- средняя температура уходящих газов, єС;

3.4 Определение тепловых потерь через футеровку

3.4.1 Тепловые потери через футеровку стенок

Удельные тепловые потоки определяем раздельно для стены, свода и подины.

В соответствии с конструкцией футеровки ДСП стена имеет три равных по высоте участка разной толщины: 460 мм на нижнем, 380 мм на среднем и 300мм на верхнем участке. Материал огнеупорной кладки - магнезитохромит. Демпферный слой засыпки в расчет не вводим, полагая, что его тепловым сопротивлением можно пренебречь.

При работе ДСП огнеупорная кладка стен и свода с каждой плавкой изнашивается и утончается. Принимая, что к концу компании кладка может износиться на 50 % первоначальной ее толщины, вводить в расчет 0,75 толщины огнеупорной кладки. К футеровке подины эта рекомендация не относится.

Определим удельный тепловой поток нижнего участка стены при толщине равной:

м.

Коэффициент теплопроводности магнезитохромитового кирпича:

Температуру внутренней поверхности огнеупорной кладки принимаем равной єС, температуру окружающего воздуха єС. Температурой внешней поверхности кладки задаемся в первом приближении єС и для этих условий определяем коэффициент теплопроводности

Вт/(мC).

Вт/м².



где = 31,35 Вт/(м²К) - коэффициент теплоотдачи с поверхности кожуха.

Уточняем температуру по формуле:

.

Относительная погрешность равна:

Поэтому для расчета удельного теплового потока во втором приближении принимаем єС.

При этих условиях:

Вт/(мК).

Вт/м².

Проверяем:

.



Толщина верхнего участка стены:

м.

Задаемся температурой кожуха єС и определяем коэффициент теплопроводности:

Вт/(мC).

Тепловой поток через стенку равен:

Вт/м².

Уточняем температуру:

Так как принятая и уточненная температуры близки, расчет во втором приближении не производим.

Расчетная внешняя поверхность каждого участка стен равна:

м².



Суммарные тепловые потери через стены:

Вт.

3.4.2 Тепловые потери через футеровку свода

В качестве материала свода используется магнезитохромитовый кирпич длиной 300 мм, что и для нижнего участка стены. В этих условиях расчет потерь по существу сводится к определению расчетной поверхности свода, за которую следует принимать внешнюю поверхность свода F_cв.

Для сферического сегмента радиусом R, высотой h боковая поверхность равна:

м².

Тепловые потери свода при средней толщине огнеупорной кладки, равной м составляют:

Вт.

3.4.3 Тепловые потери через футеровку подины ниже уровня откосов

При конструировании подины было принято, что огнеупорная часть подины выполняется из шести слоев магнезитового кирпича марки МП-91 «на плашку» (5Ч65 мм) и набивки толщиной 100 мм из магнезитового порошка, замешанного на смеси смолы и пека. Для упрощения расчета коэффициент теплопроводности набивки принимаем таким же, как и для магнезитового кирпича. Для плотного магнезита марки МП-91 .

Нижний изоляционный слой выполняем из листового асбеста толщиной 10 мм, укладываемого на металлическое днище, шамотного порошка общей толщиной 30 мм и легковесного шамота марки ШЛБ-1,3, суммарной толщиной 105 мм (один слой «на плашку»). Для упрощения расчета заменяем слои порошка и асбеста слоем легковесного шамота «на плашку» марки ШЛБ - 1,3, т.е. толщина теплоизоляционной части равна 145 мм. Коэффициент теплопроводности такого кирпича

Для определения удельных потерь принимаем температуру внутренней поверхности футеровки подины t₁=1600єС и задаемся в первом приближении температурой внешней футеровки , а также температурой на границе огнеупорного и теплоизоляционного слоев футеровки .

При этих условиях: Вт/(мC) и Вт/(мC); Вт/(м²К).

Удельные тепловые потери в первом приближении:

Вт/м².

Уточняем принятые температуры:

Так как принятая и уточненная температуры близки, расчет во втором приближении не производим.

Внешнюю поверхность футеровки подины определяем следующим упрощенным способом.

Примем, что эта поверхность состоит их двух поверхностей - поверхности - сферического сегмента, равной внешней поверхности футеровки свода и цилиндрической поверхности , определяемой диаметром и высотой, равной полной глубине ванны до уровня откосов за вычетом высоты сферического сегмента .

При этом допущении, которое не дает существенной погрешности в практическом расчете, внешняя поверхность футеровки пода составляет:

м².

Тепловые потери через футеровку подины:

Вт.

Суммарные потери теплоты теплопроводностью через футеровку за период плавления равны:

МДж.

3.5 Потери теплоты с охлаждающей водой

Потери теплоты с охлаждающей водой рассчитываются по формуле:

МДж. 

где - расход воды через водоохлаждаемые элементы;

- теплоемкость воды, Дж/(м³К);

- температура уходящей воды (не должна превышать 40 - 45єС во избежание интенсивного осаждения накипи на поверхности), єС;

- температура воды в заводской магистрали, єС. Обычно єС.

Так как расход воды на охлаждение рамы и заслонки рабочего окна, сводовых уплотняющих колец и электрододержателей на рассчитываются, то принимаем тепловые потери с охлаждающей водой равными 2 % от затрат теплоты на нагрев, расплавление и перегрев металла и шлака.

Суммарные тепловые потери по этой статье равны:

=160 + 15631 + 456 =16247 МДж.

3.6 Теплота, аккумулированная кладкой

Эта теплота идет на компенсацию потерь раскрытой под загрузку и подвалку печи.

Тепловые потери печи в период межплавочного простоя можно определить следующим образом:

где - коэффициент неучтенных потерь, принимаемый обычно в пределах 0,1 - 0,2.

Принимая коэффициент неучтенных тепловых потерь определяем искомые потери:



МДж.

3.7 Энергетический баланс периода расплавления

Суммарное количество электрической энергии которую необходимо выделить в дуговой сталеплавильной печи в период расплавления, можно найти из выражения:

,

где - суммарное количество электроэнергии периода расплавления, кВтч;

- полезная энергия периода расплавления, МДж;

- потери тепла через футеровку;

- теплота экзотермических реакций, протекающих в ванне в период расплавления, МДж;

- теплота от окисления графитовых электродов, МДж;

- суммарные тепловые потери с уходящими газами и охлаждающей водой, а также через рабочее окно печи;

- теплота от сжигания природного газа в топливно-кислородных горелках;

- электрический к.п.д.

Искомое количество электрической энергии при = 0,9 равно:



МДж.

3.8 Определение мощности печного трансформатора

Мощность трансформатора ДСП определяется по условиям расплавления, во время которого в печи расходуется наибольшая часть электроэнергии.

Средняя активная мощность, которую необходимо выделять в ДСП в период расплавления определяется по формуле:

где - длительность расплавления, «под током», ч.

Принимая длительность расплавления «под током» =1,75ч, определяем среднюю активную мощность печи в период расплавления:

МВт.

Зная среднюю активную мощность периода расплавления, можно определить необходимую кажущуюся мощность печного трансформатора:

МВт.



где - коэффициент использования печного трансформатора в период расплавления, принимается в пределах 0,8 - 0,9;

- средний коэффициент мощности электропечной установки в период расплавления.

Принимая расчетные значения = 0,8 и = 0,85 определяем необходимую кажущуюся мощность трансформатора.

В качестве установленной мощности печного трансформатора принимают номинальную мощность печного трансформатора равной

= 9 МВА.

В таблице 8 выбираем трансформатор ЭТЦПК-13500/10

Таблица 7 - Технические характеристики трансформаторов для дуговых сталеплавильных печей

Тип печи	Тип трансформатора	Номинальная мощность, S, MBA	Первичное напряжение трансформатора, U,, кВ	Пределы регулирования вторичного напряжения, L\. В
ДСП-0,5	ЭТМГ1К-1000/10	0,63	6; 10	216-98
ДСП-1,5	ЭТМПК-1600/10	1,0	6; 10	225-130
ДСП-5	ЭТМПК-4200/10	2,8	6; 10	257-114
ДСГ1-6	ЭТЦПК-6300/10	4,0	6; 10	281-118
ДСП-6	ЭТЦПК-7500/10	5,0	6; 10	278-116
ДСП-12	ЭТЦПК-7500/10	5,0	6; 10	278-116
ДСП-12	ЭТЦПК-12500/10	8,0	6; 10	318-120
ДСП-25	ЭТЦПК-13500/10	9,0	6; 10	318-117
ДСП-25	Э'ГЦНК-20000/35	15,0	35	370-128
ДСП-50	ЭТЦНК-24000/35	15,0	35	368-126
ДСП-50	ЭТЦНК-32000/35	20,0	35	407-144
ДСП-50	ЭТЦН-52000/35	32,0	35	478-162
ДСП-100	ЭТЦНК-40000/35	25,0	35	417-131
ДСП-100	АТЦН-63000/35	50,0	35	514-181
ДСП-100	ЭТЦНК-90000/35	45,0	35	591-164
ДСП-100	ЭТЦНД-160000/35	80,0	35	761-360
ДСП-100	ЭТЦНД-80000/110	80,0	110	829-288
ДСП-125	ЭТЦНД-160000/35	80,0	35	761-360
ДСП-150	ЭТЦНД-90000/110	90,0	110	825-300
ДСП-200	АТЦН-45000/35	45,0	35	591-164

Таблица 8 - Тепловой баланс периода плавления ДСП-25

Приход	МДж	%	Расход	МДж	%
Теплота вносимая с электроэнергией	34975	57	Теплота, пошедшая на нагрев, расплавление, перегрев металла и шлака	38250	62,3
Теплота вносимая в печь с шихтой	4860	7,9	Тепловые потери теплопроводностью через футеровку	1460	2,3
Теплота экзотермических р-ций протекающих в ванне	12745	20,7	Тепловые потери с излучением, охлаждающей водой и печными газами.	16247	26,4
Теплота от окисления графитовых электродов	584	1,1	Теплота, аккумулированная кладкой	1770	2,8
ТКГ	8160	13,3	Потери из-за неполноты трансформации электроэнергии	3597	5,8
ИТОГО	61324	100	ИТОГО	61324	100

3.9 Электрические и рабочие характеристики ДСП

Электрические характеристики строятся на основе схем замещения печных установок. Активные и индуктивные сопротивления считаются условно постоянными, кроме сопротивления дуги R_Д. поэтому схема замещения имеет вид цепочки из сопротивлений х, r и R_Д.

Расчет производится следующим образом:

1. Активное сопротивление вторичного токоподвода - r =0,64 ,мОм.

Индуктивное сопротивление вторичного токоподвода - х=4,1 ,мОм.

2. Рассчитывается напряжение по формуле



где U₂=318,B - предел регулирования вторичного напряжения на трансформаторе.

3. Рассчитывается ток короткого замыкания по формуле

I_kz=

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рисунок - Однофазная схема замещения дуговой сталеплавильной печи.

По однофазной схеме замещения, изображенной на рисунке 2, рассчитаем следующие параметры:

- мощность электрических потерь

- мощность дуги.

- полная активная мощность фазы печи.

- электрический кпд печи.

- коэффициент мощности установки.



4. Рассчитывается максимальная активная мощность печи Р', мощность дуги Р^”_Д и соответствующие им значения токов I'_Д и I^”_Д по формулам

5. Рассчитываются и строятся рабочие характеристики печи

- удельная производительность, т/ч

где - теоретически необходимый расчет электроэнергии для расплавления 1 тонны стали; приближенном расчете.

- удельный расход электроэнергии, Вт·ч/т

Характеристики строятся в функции от тока дуги (цепи) в одном масштабе по оси тока.

Напряжение - ; Ток КЗ - ;



Список использованных источников

1. Григорьев В.П., Нечкин Ю.М., Егоров А.В., Никольский Л.Е. Конструкции и проектирование агрегатов сталеплавильного производства. М. изд. «Металлургия». 1995г.

2. Брук Л.Ц., Еремин Б.С. Справочник сталевара дуговой печи. М. изд. «Машгиз». 1963г.

3. Зинуров К.Ю., Строганов А.И., Кузнец Л.К. и др. Дуговые сталеплавильные печи. Атлас. М. изд. «Металлургия». 1977г.

4. Морозов А.Н. Современное производство стали в дуговых печах. Изд. «Металлургия». Челябинск 1987г.

5. Окороков Н.В. Дуговые сталеплавильные печи. М. Металлургия. 1971г.

6. Футеровка электропечей и процессы её взаимодействия с реагентами плавки. Ред. Совет: В.С. Турчанинов и др. М. «Металлургия» 1989г.

7. Б.П. Благонравов, В.А. Грачев, Ю.С. Сухарчук, С.Н. Казанцев, А.А. Черный. Печи в литейном производстве: Атлас конструкций. М. Машиностроение, 1989 г.

Размещено на Allbest.ru