Расчет выплавки стали в конвертере
Кислородный конвертер с верхней продувкой. Шихтовка плавки и организация загрузки. Основные периоды плавки. Технологические операции конвертерной плавки. Взаимодействие кислородных струй с ванной. Изменение высоты положения фурмы во время продувки.
Рубрика | Производство и технологии |
Вид | курсовая работа |
Язык | русский |
Дата добавления | 21.03.2018 |
Размер файла | 174,6 K |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
31
Размещено на http://www.allbest.ru/
Курсовая работа
По курсу "Теория и технология производства стали"
Расчет выплавки стали в конвертере
г. Старый Оскол 2009 г.
Кислородный конвертер с верхней продувкой
1. Технология плавки
Шихтовка плавки и организация загрузки. Шихтовку, т.е. определение расхода на плавку чугуна и лома, шлакообразующих, ферросплавов и других материалов, в современных цехах проводят с помощью ЭВМ (АСУ ТП) на основании вводимых в нее данных о составе чугуна и других шихтовых материалов, температуре чугуна, параметрах выплавляемой стали и некоторых других. При этом расход лома, являющегося охладителем плавки, определяют на основании расчета теплового баланса плавки, увеличивая или уменьшая расход так, чтобы обеспечивалась заданная температура металла в конце продувки, а расход извести - так, чтобы обеспечивалась требуемая основность шлака (2,7-3,6).
Лом загружают в конвертер совками объемом 20-110 м3; их заполняют ломом в шихтовом отделении цеха и доставляют к конвертерам рельсовыми тележками. Загрузку ведут (рис.1, а) через отверстие горловины конвертера, опрокидывая совок 3 с помощью полупортальной машины 2, либо мостового крана, либо напольной (перемещающейся по рабочей площадке цеха) машины. Конвертер при загрузке наклонен примерно на 45° с тем, чтобы загружаемые куски лома скользили по футеровке, а не падали бы сверху, разрушая ее.
Жидкий чугун заливают (рис.1, б) в наклоненный конвертер через отверстие горловины с помощью мостового крана 4 из заливочного ковша 5, который обычно вмещает всю порцию заливаемого чугуна (до 300 т и более). Заливочные ковши с чугуном доставляют к конвертерам из миксерного или переливного отделений.
Для загрузки сыпучих шлакообразующих материалов конвертер оборудован индивидуальной автоматизированной системой. Из расположенных над конвертером расходных бункеров, где хранится запас материалов, их с помощью электровибрационных питателей и весовых дозаторов выдают в промежуточный бункер б, а из него материалы по наклонной течке (трубе) 7 ссыпаются в конвертер через горловину. При этом система обеспечивает загрузку сыпучих без остановки продувки по программе, которая разработана заранее или задается оператором из пульта управления конвертером.
Периоды плавки
Плавка в кислородном конвертере включает следующие периоды.
1. Загрузка лома. Стальной лом в количестве до 25-27 % от массы металлической шихты (при использовании специальных технологических приемов и в большем количестве) загружают в наклоненный конвертер (рис.1, а) совками. Объем совков достигает 110 м3, его рассчитывают так, чтобы загрузка обеспечивалась одним-двумя совками, поскольку при большем числе возрастает длительность загрузки и плавки в целом. Загрузка длится 2-4 мин. Иногда с целью ускорения шлакообразования после загрузки лома или перед ней в конвертер вводят часть расходуемой на плавку извести.
2. Заливка чугуна. Жидкий чугун при температуре от 1300 до 1450°С заливают (рис.1, б) в наклоненный конвертер одним ковшом в течение 2-3 мин.
3. Продувка. После заливки чугуна конвертер поворачивают в вертикальное рабочее положение, вводят сверху фурму и включают подачу кислорода, начиная продувку. Фурму в начале продувки для ускорения шлакообразования устанавливают в повышенном положении (на расстоянии до 4,8 м от уровня ванны в спокойном состоянии), а через 2-4 мин ее опускают до оптимального уровня (1,0-2,5 м в зависимости от вместимости конвертера и особенностей технологии).
В течение первой трети длительности продувки в конвертер двумя-тремя порциями загружают известь; вместе с первой порцией извести, вводимой после начала продувки, дают плавиковый шпат и иногда другие флюсы (железную руду, окатыши, боксит и др.). Расход извести рассчитывают так, чтобы шлак получался с основностью от 2,7 до 3,6; обычно расход составляет 6-8 % от массы стали.
Рис.1. Технологические операции конвертерной плавки: загрузка лома (а), заливка чугуна (б), начало продувки (в), замер температуры (г), слив металла (д), слив шлака (е): 1 - газоотвод; 2 - полупортальная загрузочная машина; 3 - совок; 4 - мостовой кран; 5 - заливочный ковш; б - бункер; 7 - течка; 8 - термопара; 9 - бункер для ферросплавов; 10 - сталеразливочный ковш; 11 - шлаковая чаша (ковш)
Продувка до получения заданного содержания углерода в металле длится 12-18 мин; она тем больше, чем меньше принятая в том или ином цехе интенсивность подачи кислорода в пределах 2,5-5 м3/ (т мин).
В течение продувки протекают следующие основные металлургические процессы:
а) окисление составляющих жидкого металла вдуваемым кислородом; окисляется избыточный углерод, а также весь кремний, около 70% марганца и немного (1-2%) железа. Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного СО2) удаляются из конвертера через горловину (отходящие конвертерные газы), другие оксиды переходят в шлак;
б) шлакообразование. С первых секунд продувки начинает формироваться основной шлак из продуктов окисления составляющих металла (SiO2, MnO, FeO, Fe2O3) и растворяющейся в них извести (СаО), а также из оксидов, вносимых мик-серным шлаком, ржавчиной стального лома и растворяющейся футеровкой. Основность шлака по ходу продувки возрастает по мере растворения извести, достигая 2,7-3,6;
в) дефосфорация и десульфураиия. В образующийся основной шлак удаляется часть содержащихся в шихте вредных примесей - большая часть (до 90%) фосфора и немного (до 30%) серы;
г) нагрев металла до требуемой перед выпуском температуры (1600-1660°С) за счет тепла, выделяющегося при протекании экзотермических реакций окисления составляющих жидкого металла;
д) расплавление стального лома за счет тепла экзотермических реакций окисления; обычно оно заканчивается в течение первых 2/3 длительности продувки;
е) побочный и нежелательный процесс испарения железа в подфурменной зоне из-за высоких здесь температур (2000-2600°С) и унос окисляющихся паров отходящими из конвертера газами, что вызывает потери железа и требует очистки конвертерных газов от пыли.
4. Отбор проб, замер температуры, ожидание анализа, корректировка. Продувку необходимо закончить в тот момент, когда углерод будет окислен до нужного в выплавляемой марке стали содержания; к этому времени металл должен быть нагрет до требуемой температуры, а фосфор и сера удалены до допустимых для данной марки стали пределов.
Момент окончания продувки, примерно соответствующий требуемому содержанию углерода в металле, определяют по количеству израсходованного кислорода, по длительности продувки, по показаниям ЭВМ. Окончив продувку, из конвертера выводят фурму, а конвертер поворачивают в горизонтальное положение. Через горловину конвертера отбирают пробу металла, посылая ее на анализ, и замеряют температуру термопарой погружения (рис.1, г). Если по результатам анализа и замера температуры параметры металла соответствуют заданным, плавку выпускают. В случае несоответствия проводят корректирующие операции: при избыточном содержании углерода проводят кратковременную додувку для его окисления; при недостаточной температуре делают додувку при повышенном положении фурмы, что вызывает окисление железа с выделением тепла, нагревающего ванну; при излишне высокой температуре в конвертер вводят охладители - легковесный лом, руду, известняк, известь и т.п., делая выдержку после их ввода в течение 3-4 мин. По окончании корректировочных операций плавку выпускают.
На отбор и анализ проб затрачивается 2-3 мин; корректировочные операции вызывают дополнительные простои конвертера и поэтому нежелательны.
5. Выпуск. Металл выпускают в сталеразливочный ковш через летку без шлака; это достигается благодаря тому, что в наклоненном конвертере, (рис.1, д) у летки располагается более тяжелый металл, препятствующий попаданию в нее находящегося сверху шлака. Такой выпуск исключает перемешивание металла со шлаком в ковше и переход из шлака в металл фосфора и FeO. Выпуск длится 3-7 мин.
В процессе выпуска в ковш из бункеров 9 вводят ферросплавы для раскисления и легирования. При этом в старых цехах загружают все ферросплавы так, чтобы обеспечивалось раскисление и получение в стали требуемого содержания вводимых элементов (Мп и Si, а в легированных сталях и других элементов). В конце выпуска в ковш попадает немного (1-2 %) шлака, который предохраняет металл от быстрого охлаждения. В новых цехах, где проводят внепечную обработку, в ковш вводят сплавы, содержащие слабоокисляющиеся элементы (Мп, Сг и иногда Si), после чего ковш транспортируют на установку внепечной обработки, где в процессе усредняющей продувки аргоном вводят элементы, обладающие высоким сродством к кислороду (Si, Al, Ti, Ca и др.), что уменьшает их угар. В этом случае в момент слива из конвертера последних порций металла делают "отсечку" шлака, препятствуя попаданию в ковш конвертерного шлака, содержащего фосфор, который может переходить в металл, и оксиды железа, которые будут окислять вводимые в металл в процессе внепечной обработки элементы. В ковше для защиты металла от охлаждения и окисления создают шлаковый покров, загружая, например, гранулированный доменный шлак, вермикулит, известь с плавиковым шпатом.
6. Слив шлака (рис.1, е) в шлаковый ковш (чашу) 11 ведут через горловину, наклоняя конвертер в противоположную от летки сторону (слив через летку недопустим, так как шлак будет растворять футеровку летки). Слив шлака длится 2-3 мин. Общая продолжительность плавки в 100-350-т конвертерах составляет 40-50 мин.
2. Режим дутья
Взаимодействие кислородных струй с ванной. Перемешивание ванны, возникающее при продувке в результате воздействия кислородных струй и потока выделяющихся из ванны пузырьков окиси углерода, интенсифицирует массо - и теплообмен, ускоряя процессы окисления, рафинирования и нагрева металла и расплавления стального лома.
Характер взаимодействия кислородных струй с ванной и возникающей при этом циркуляции металла показан на рис.2. Под соплами фурмы расположены направленные вниз высокоскоростные потоки кислорода с увлекаемыми в них каплями металла; это первичные реакционные зоны, где весь кислород расходуется на окисление железа. По границам первичной зоны вследствие высокой концентрации кислорода окисляется много углерода с образованием СО и формируется мощный поток всплывающих пузырей СО, увлекающих за собой металл, поэтому циркуляционные потоки направлены здесь вверх.
Рис. 2. Структура ванны при продувке: 1 - зона продувки (прямого окисления); 2-зона циркуляции; 3 - пузыри СО; 4 - крупные газовые полости; 5-металл; 6 - шлак
Поскольку контур циркуляции должен быть замкнутым, у стенок конвертера металл движется вниз. Выше зоны циркуляции металл и шлак перемешиваются всплывающими пузырями СО. Под первичными реакционными зонами, где всплывание пузырей СО затруднено, периодически формируются крупные газовые полости 4. Их объем при движении вверх возрастает в результате поглощения встречных пузырей СО, и при выходе крупных газовых объемов из ванны образуются всплески металла и шлака.
Уровень ванны изменяется по ходу продувки. В начале и конце продувки, когда скорость окисления углерода невелика, т.е. образуется мало пузырей СО, металл вспенивается незначительно, и фурма находится над ванной. В середине продувки, когда скорость обезуглероживания сильно возрастает, большое количество выделяющихся пузырей СО вспенивают верхнюю часть ванны, и фурма оказывается погруженной в газошлакометаллическую эмульсию (рис.2), а уровень ванны может достигать верха горловины конвертера. В этот период могут возникать выбросы.
Давление кислорода. Для внедрения кислородных струй в металл и полного усвоения кислорода необходима высокая кинетическая энергия струй. Поэтому применяют сопла Лава-ля, которые, преобразуя энергию давления в кинетическую, обеспечивают сверхзвуковую скорость выхода кислорода из сопла (500 м/с и более). С тем, чтобы поддерживалась работа сопла в таком режиме, его диаметр при данном расходе кислорода рассчитывают, а давление кислорода перед соплом должно быть более 0,9-1,2 МПа. С учетом потерь давления в фурме давление кислорода, подаваемого в конвертерный цех, должно составлять 1,5-2,0 МПа.
Высота расположения фурмы имеет оптимальные пределы. При чрезмерно высоком расположении фурмы кинетическая энергия струй теряется на пути до встречи с ванной, поэтому кислородные струи не будут внедряться в металл ("поверхностный обдув") и будет низка степень усвоения кислорода; при чрезмерно низком положении ("жесткая продувка") усиливается вынос капель металла отходящими газами и абразивный износ фурмы каплями металла, существенно замедляется шлакообразование из-за уменьшения количества FeO в шлаке. Оптимальная высота обычно находится в пределах, соответствующих расстоянию до уровня ванны в спокойном состоянии от 1,0 до 2,5 м; в этих пределах высота обычно возрастает при увеличении вместимости конвертера и зависит от особенностей принятой в цехе технологии.
Изменение высоты положения фурмы во время продувки обычно используют для регулирования окисленности шлака и ускорения его формирования. При этом учитывают, что в подфурменной зоне вдуваемый кислород расходуется преимущественно на прямое окисление железа, а образующиеся оксиды могут растворяться как в металле, так и в шлаке. При большом заглублении кислородных струй в металлическую ванну весь кислород будет усваиваться металлом. Уменьшение заглубления струй приближает зону прямого окисления к шлаку, и в шлак будет переходить больше образующихся в этой зоне оксидов железа. Обогащение же шлака оксидами железа существенно ускоряет растворение извести, т.е. шлакообразование.
С учетом этого обычно применяют следующий режим продувки. В течение первых 2-4 мин продувки с целью ускорения шлакообразования фурму устанавливают в повышенном положении (в 1,2-2,0 раза выше, чем в остальное время плавки), а затем ее опускают до оптимального уровня (в один или несколько приемов).
Уменьшение давления и расхода кислорода так же, как и подъем фурмы, вызывает уменьшение заглубления кислородных струй в ванну, и в результате этого шлак обогащается оксидами железа. Подобный прием регулирования окисленности шлака также иногда применяют.
Расход кислорода. Кислородную продувку количественно характеризуют удельным расходом кислорода, его общим расходом на плавку, минутным расходом и интенсивностью подачи кислорода. Удельный расход (м3/т стали) и общий расход на плавку (м3) определяются количеством кислорода, необходимого для окисления составляющих шихты; эти величины возрастают при увеличении содержания окисляющихся примесей в чугуне и уменьшаются при росте доли лома в шихте, поскольку лом содержит меньше окисляющихся примесей, чем чугун. Удельный расход кислорода обычно изменяется в пределах 47-57 м3/т стали. Минутный расход кислорода (м3/мин) увеличивается с ростом вместимости конвертера, достигая для большегрузных конвертеров 1600-2000 м3/мин.
Интенсивность подачи кислорода, м3/ (тмин), не зависит от вместимости конвертера и является постоянной в условиях того или иного цеха (в пределах 2,5-5 м3/т-мин)). Интенсивность I определяет длительность продувки t, которая, так же как и величина I, не зависит от емкости конвертера. Связь между величинами t и I примерно следующая:
t = Q/I,
где Q - удельный расход кислорода, равный, как выше отмечалось, 47-57 м3/т.
С целью сокращения длительности плавки интенсивность продувки стремятся увеличить. Однако опыт показал, что имеется предел, после превышения которого начинаются выбросы металла и шлака из конвертера. Объясняется это тем, что при росте расхода кислорода возрастает скорость окисления углерода и, следовательно, количество выделяющихся пузырей СО, вспенивающих ванну; при подъеме вспенившейся ванны до уровня горловины могут появиться выбросы.
Опыт показал, что допустимый уровень интенсивности продувки тем выше, чем больше число сопел в фурме. Установлена, в частности, следующая зависимость: с тем, чтобы при увеличении интенсивности продувки (например, от I1 до I2) уровень вспенивания ванны, а следовательно, вероятность возникновения выбросов оставались на прежнем уровне, необходимо увеличить число сопел с n1 до n2 в следующем соотношении: I1/I2 = (n1/n2) b где b = 0,7-1,0.
Применяемые в настоящее время трех-шестисопловые фурмы обеспечивают, как отмечалось, интенсивность продувки от 2,5 до 5 m3/ (t мин); расход кислорода через одно сопло не превышает 150-250 мин.
3. Шлаковый режим
Параметры шлакового режима - состав, вязкость, количество шлака и скорость его формирования оказывают сильное влияние на качество стали, выход годного металла, стойкость футеровки и ряд других показателей плавки.
Основные источники шлакообразования - это загружаемая в конвертер известь (СаО) и продукты окисления составляющих чугуна (SiO2, MnO, FeO, Fе2О3, P2O5). Это также оксиды растворяющейся футеровки (СаО, MgO); некоторое количество миксерного шлака (Si02 СаО, MnO, MgO, FeO, Аl2О3, S); оксиды железа из ржавчины стального лома и составляющие флюсов. Обычно флюсом служит плавиковый шпат, вносящий СаF2 и немного SiO2; иногда применяют боксит (А1203, Si02, Fе203) железную руду или агломерат либо окатыши, вносящие оксиды железа и немного SiO2 и А120з; флюоритовые руды (СаF2); различные отходы производств.
Требования к шлаку. Шлаковый режим должен прежде всего обеспечить достаточно полное удаление фосфора и серы из металла во время продувки. С этой целью основность шлака должна быть достаточно высокой (от 2,7 до 3,6), а вязкость невелика, так как в густых шлаках замедляются процессы диффузии компонентов, участвующих в реакциях дефосфорации и десульфурации. При чрезмерно большой основности (3,7 и более) шлак начинает переходить в гетерогенное состояние; при недостаточной основности, т.е. повышенном содержании в шлаке SiO2, помимо ухудшения удаления фосфора и серы усиливается разъедание шлаком футеровки. Износ футеровки существенно усиливается при чрезмерной жидкоподвижности шлака и особенно при повышенном содержании в нем оксидов железа, которые окисляют коксовую пленку огнеупора и образуют легкоплавкие соединения с его составляющими (СаО и MgO).
Увеличение количества шлака и его чрезмерная окисленность способствуют появлению выбросов и ведут к росту потерь железа со сливаемым шлаком в виде окислов. Повышение окисленности шлака вызывает также увеличение угара раскислителей. При слишком густом шлаке и повышенном его количестве возрастают потери железа со шлаком в виде корольков; повышение его количества вызывает также рост потерь тепла со сливаемым шлаком.
Формирование шлака. В связи с кратковременностью продувки чрезвычайно важно обеспечить как можно более раннее формирование шлака, в противном случае из-за недостаточного времени контакта металла со шлаком не успеют завершиться дефосфорация и десульфурация. Кроме того, при продувке без шлака наблюдается повышенный вынос капель металла с отходящими газами и образование на фурме настылей металла.
Формирование основного шлака сводится к растворению загружаемой в конвертер кусковой извести в образующейся с первых секунд продувки жидкой шлаковой фазе - продуктах окисления составляющих чугуна (Si02, MnO, FeO). Известь тугоплавка (температура плавления СаО составляет 2570°С), поэтому для ее растворения необходимо взаимодействие СаО с окислами окружающей шлаковой фазы с образованием легкоплавких химических соединений, которые расплавлялись бы при температурах конвертерной ванны.
Практика показала, что без принятия специальных мер растворение извести происходит медленно. Это объясняется тем, что в образующейся в первые секунды продувки шлаковой фазе содержится большое количество SiO, и, реагируя с этим оксидом, куски извести покрываются тугоплавкой оболочкой из двухкальциевого силиката 2СаО SiO2 (температура плавления 2130°С), препятствующей дальнейшему растворению. Поэтому необходимо добавлять компоненты, понижающие температуру плавления этого силиката, а также самой извести.
Наиболее эффективны в этом отношении CaF2 и оксиды железа, в несколько меньшей степени MnO. С учетом изложенного в конвертер в начале продувки обычно присаживают плавиковый шпат (СаF2), а обогащение шлака окислами железа достигают, начиная продувку при повышенном положении фурмы, и иногда за счет присадок железной руды, агломерата, окатышей, боксита.
Шлаковый режим. Продувку с целью обогащения шлака оксидами железа начинают при повышенном положении фурмы. После начала продувки в конвертер вводят первую порцию шлакообразующих - часть извести и плавиковый шпат и иногда вместо него агломерат, окатыши, железную руду, боксит и др. Остальную известь загружают одной или несколькими порциями в течение первой трети длительности продувки. Иногда с целью ускорения шлакообразования до 30-60 % извести вводят в конвертер на стальной лом перед заливкой чугуна, а остальную - по описанному выше режиму. Загрузку шлакообразующих одной порцией не делают, так как это вызывает охлаждение ванны, слипание кусков извести и замедление шлакообразования.
Общий расход извести составляет 6-8 % от массы плавки; его определяют расчетом так, чтобы обеспечивалась требуемая основность шлака (CaO/SiO2 = 2,7-3,6). Расход плавикового шпата составляет 0,15-0,3 % и иногда более.
Шлаковая фаза начинает формироваться с первых секунд продувки, вначале она состоит из продуктов окисления составляющих жидкого чугуна; дальнейшее изменение состава шлака по ходу продувки показано на рис.94. В результате растворения извести содержание СаО в шлаке возрастает, а содержание SiO;, MnO и FeO снижается. Заметно уменьшается содержание FeO в период наиболее интенсивного окисления углерода (середина продувки), когда сильное развитие получает реакция окисления углерода за счет окислов железа шлака. В конце продувки, когда углерода в металле мало, начинает окисляться железо и содержание FeO в шлаках возрастает, причем тем значительнее, чем до более низкого содержания углерода в металле ведут продувку.
Состав конечного шлака следующий: 43-52 % СаО; 14-22 % SiO2; 8-25% FeO; 2-6% Fе203; 3-12% MnO; 3-7% Аl2О3; 1,5-4% MgO; 0,5-4,0% P2O5; < 3 % CaF2; < 1 % CaS. Соотношение между содержанием СаО и SiO2 определяется основностью шлака, которой задаются и которую регулируют, изменяя расход извести. Количество оксидов железа, как отмечалось, будет тем выше, чем ниже содержание углерода в металле в конце продувки. Содержание FeO в шлаке, %, можно определить по эмпирической формуле: FeO = 7,3 + 0,85/ (С + 0,01), где С - содержание углерода в металле по окончании продувки. Содержание Fe2O3 в 3-4 раза ниже содержания FeO. Количество MnO в шлаке возрастает при увеличении содержания марганца в чугуне и окисленности шлака. Содержание MgO тем выше, чем сильнее изнашивается футеровка, составляющие которой переходят в шлак, Количество образующегося шлака равно 11-17 % от массы стали.
Шлакообразующие флюсы. Как уже отмечалось, более раннее образование шлака существенно улучшает дефосфорацию и десульфурацию, а также другие показатели конвертерной плавки. Применяемый же для ускорения шлакообразования плавиковый шпат дефицитен и дорог и, кроме того, вызывает выброс в атмосферу вместе с отходящими газами токсичных фторидов. Поэтому разрабатывают новые и экологически менее вредные способы ускорения наведения шлака.
На отечественных заводах опробованы и иногда используют ряд флюсов, при применении которых медленное растворение тугоплавкой извести заменяется более быстрым расплавлением содержащих СаО легкоплавких фаз.
К их числу относятся: офлюсованная или "ожелезненная" известь (куски извести с оболочкой толщиной до 10 мм из соединений СаО и Fe2O3), получаемая путем введения веществ, содержащих оксиды железа в известковообжигательные печи; спеченный на агломерационной машине шлам конвертерных газоочисток (в основном оксиды железа) с добавкой известняка и доломита, вносящих СаО и MgO; спеченные или сплавленные флюсы на основе СаО с оксидами, образующими легкоплавкие химические соединения.
Рассчитать конвертер емкостью G = 150 т при продувке металла техническим кислородом (99,5% О2 + 0,5 % N2) сверху. Шихта содержит 82% чугуна и 18% скрапа, состав которых и стали (08Ю) перед раскислением следующий:
С |
Si |
Mn |
P |
S |
||
Чугун (82%).. |
3,8 |
1,0 |
0,9 |
0,2 |
0,05 |
|
Скрап (18%) |
0,1 |
- |
0,5 |
0,04 |
0,04 |
|
Средний состав шихты |
3,134 |
0,82 |
0,828 |
0,1712 |
0,0482 |
|
Сталь перед раскислением |
0,08 |
- |
0,04 |
0,01 |
0,025 |
Расход футеровки (периклазошпинелидный кирпич) примем равным 0,25 % массы садки.
Расчет конвертера включает:
1) расчет материального баланса;
2) расчет основных размеров конвертера;
3) расчет кислородной фурмы;
4) расчет теплового баланса.
Материальный баланс
Угар примесей определим как разность между средним содержанием элемента в шихте и в стали перед раскислением (расчет проводим на 100 кг шихты).
С.3,134 - 0,08 = 3,054 кг, Si..0,82 кг
Мn.0,828 - 0,04 = 0,788 кг
Р.0,1712 - 0,01 = 0,1612 кг
S.0.0482 - 0,025 = 0,0232 кг
Fe (в дым).1,5 кг
Всего 6,3264 кг
Принимая, что 10% С окисляется до СО2, а 90% - до СО, найдем расход кислорода на окисление примесей
Расход кислорода, кг |
Масса оксида, кг |
|||
ССО2.0,303432: 12 = |
0,809067 |
0,3034+0,809067 |
1,112467 |
|
ССО.2,730616: 12 = |
3,6408 |
2,7306+3,6408 |
6,3714 |
|
SiSiO2.0,8232: 28 = |
0,937143 |
0,82+0,937143 |
1,757143 |
|
МnМnО.0,78816: 55 = |
0,229236 |
0,788+0,229236 |
1,017236 |
|
РР2O5.0,171280: 62 = |
0, 208 |
0,1712+0, 208 |
0,3692 |
|
SSO2.0,023232: 32 = |
0,0232 |
0,0232+0,0232 |
0,0464 |
|
FeFe2O3 (в дым).1,5 48: 112 = |
0,642857 |
1,5+0,642857 |
2,142857 |
|
Итого |
6,490303 |
12,8167 |
||
Здесь первый столбец чисел - угар соответствующего элемента, 2-й - молекулярная масса кислорода в оксиде, 3-й - молекулярная масса элемента |
Для расчета количества и состава шлака принимаем, что расход боксита равен 0,6 кг (на 100 кг шихты). Обозначим расход извести через х и заимствуя состав неметаллических материалов из табл.
выплавка сталь конвертер шихтовка
Табл. 1. Состав неметаллических материалов, %
Материал |
SiO2 |
Аl2O3 |
Fe |
Fe2O3 |
MnO |
MgO |
CaO |
P2O5 |
S |
H2O |
CO2 |
Cr2O3 |
|
Железная руда |
4,0 |
2,0 |
14,0 |
77,0 |
0,30 |
0,40 |
0,80 |
0,10 |
0,02 |
1,38 |
- |
- |
|
Известняк |
2,0 |
0,3 |
- |
0,2 |
- |
2,00 |
53,0 |
0,07 |
0,01 |
0,83 |
41,50 |
- |
|
Известь |
3,5 |
0,5 |
- |
0,35 |
- |
3,5 |
85,0 |
0,10 |
0,13 |
- |
6,92 |
- |
|
Доломит обожжен. |
2,0 |
2,0 |
0,30 |
36 |
55,0 |
_ |
_ |
2,20 |
2,50 |
- |
|||
Периклазошпинелидный кирпич |
5,0 |
3,0 |
- |
8,0 |
- |
70,0 |
2,0 |
- |
- |
- |
- |
12,0 |
|
Магнезит |
3,0 |
1,6 |
2,0 |
90 |
2,60 |
- |
- |
- |
0,80 |
||||
Магнезитовый порошок |
4,07 |
0,81 |
1,02 |
91,56 |
2,0 |
- |
- |
- |
12,0 |
||||
Магнезитохромит |
6,0 |
4,0 |
- |
10,0 |
66,0 |
1,0 |
0,08 |
0,1 |
9,02 |
0,8 |
|||
Боксит |
10,0 |
54,0 |
- |
25,0 |
- |
- |
12,99 |
- |
|||||
Плавиковый шпат |
3,1 |
0,2 |
- |
0,8 |
95 % CaF2 |
- |
Находим количество СаО в конечном шлаке, кг, поступающее из:
футеровки. 0,250,02=0,005
боксита. 0,600,01=0,006
извести. 0,85 х 0,011+0,85х
количество SiO2 в конечном шлаке, кг, поступающее из:
металлической шихты....1,757
футеровки 0,250,05 = 0,0125
боксита 0,600,10 = 0,06
извести..0,035 х 1,8296+0,035 х
Задаваясь основностью шлака СаО/ SiO2 =3,5, определим расход извести
СаО/ SiO2 = (0,011+0,85х) / (1,8296+0,035 х) = 3,5
откуда х = 8,787 кг.
Теперь, используя данные табл.1, легко определить конечный состав шлака (табл.2).
Таблица 2. Состав шлака, кг
Материал |
SiO2 |
Аl2O3 |
CaO |
MnO |
MgO |
Fe2O3 |
P2O5 |
S |
Cr2O3 |
|
Металлическая шихта |
1,757 |
0 |
0 |
1,0172 |
0 |
0 |
0,3692 |
0,0208 |
0 |
|
Футеровка |
0,0125 |
0,0075 |
0,005 |
0 |
0,175 |
0,02 |
0 |
0 |
0,03 |
|
Известь |
0,3075 |
0,0439 |
7,4691 |
0 |
0,3075 |
0,0307 |
0,0087 |
0,0114 |
0 |
|
Боксит |
0,06 |
0,324 |
0,025 |
0 |
0,271 |
0,15 |
0,0005 |
0,0006 |
0 |
|
Итого |
2,1371 |
0,3754 |
7,4991 |
1,0172 |
0,7535 |
0, 2007 |
0,3784 |
0,0329 |
0,03 |
В боксите содержится еще 0,0048 кг СО2 и 0,054 кг Н2О.
В извести содержится еще 0,06948,787 = 0,608 кг СО2.
В соответствии с практическими данными примем, что содержание FeO и Fe2O3 в конечном шлаке соответственно равно 15 и 5 %. Тогда масса шлака без оксидов железа равна 80 % или согласно предыдущей таблице 12,22, а общая масса шлака LШЛ= 15,28 кг.
Масса оксидов железа в шлаке равна 15,28 - 12,22 = 3,056 кг, из которых 0,764 кг Fе2О3 и 2,29 кг FeO.
Таким образом, состав конечного шлака следующий:
SiO2 |
Аl2O3 |
CaO |
MnO |
MgO |
P2O5 |
S |
Cr2O3 |
FeO |
Fе2О3 |
||
кг |
2,1371 |
0,3754 |
7,4991 |
1,0172 |
0,7535 |
0,3784 |
0,0329 |
0,03 |
2,2920 |
0,7640 |
|
% |
13,986 |
2,4570 |
49,078 |
6,6573 |
4,9316 |
2,4770 |
0,2153 |
0, 1963 |
15 |
5 |
Окислится железа, кг:
До Fe2O3.0,764-0,2=0,564
До FeO...2,292
Здесь 0,2 кг - количество Fe2O3, поступающее из различных источников (см. табл.2).
Поступит железа из металла в шлак
2,29256: 72+ 0,564112: 160 = 1,782 + 0,394 = 2,176939 кг.
Выход годного составит
100 - 6,3264 - 0,5 - 1,0 - 2,176939 = 90 кг,
где 6,3264 - угар примесей, кг; 0,5 - количество железа, уносимого со шлаком, кг; 1,0 - потери железа с выбросами, кг; 2,176939 - потери железа на образование окислов железа в шлаке, кг.
Расход кислорода на окисление железа (определяем как разность между массами окисла и исходного элемента):
(2,29-1,782) + (0,764 - 0,394) = 0,879 кг.
Расход кислорода на окисление всех примесей
6,490303 + 0,879 = 7,369366 кг.
Принимая коэффициент усвоения подаваемого в ванну кислорода равным 0,9, определим необходимое количество технического кислорода на 100 кг садки
7,36936622,4/ (0,9950,932) = 5,760532 м3.
Расход кислорода на 1 т садки равен 57,60532 м3/т.
Количество подаваемого азота равно
5,7605320,005= 0,028803 м3 или 0,0288031,24 = 0,0357 кг.
Количество неусвоенного кислорода
(5,76 - 0,0288) 0,1 = 0,573 м3 или 0,5731,43 = 0,819 кг.
Масса технического кислорода равна
7,369366 + 0,0357 + 0,819 = 8,22 кг.
Теперь можно определить состав и количество выделяющихся газов
кг |
м3 |
% |
||
СО2 |
1,112467+ 0,608+ 0,0048 = 1,727 |
0,878933 |
19,07505 |
|
СО |
6,3714 |
5,09712 |
70,36911 |
|
Н2О |
0,054 |
0,067081 |
0,596405 |
|
О2 |
0,819637 |
0,573173 |
9,052507 |
|
N2 |
0,035715 |
0,028803 |
0,394459 |
|
SO2 |
0,0464 |
0,0116 |
0,512466 |
|
Итого |
9,054257 |
6,65671 |
100 |
Табл.3. Материальный баланс плавки
Поступило, кг: |
Получено, кг: |
|||
Чугун.. |
82 |
Сталь |
89,99666 |
|
Скрап.. |
18 |
Потери металла со шлаком |
0,5 |
|
Боксит.. |
0,6 |
Потери металла с выбросами |
1 |
|
Известь.. |
8,787285 |
Шлак |
15,28001 |
|
Футеровка |
0,25 |
Газы.. |
9,054257 |
|
Технический О2 |
8,224718 |
F2O3 (в дым) |
2,142857 |
|
Итого.. |
117,862 |
Итого.. |
117,9738 |
|
Невязка |
0,111782 |
Определение основных размеров конвертера
Внутренний диаметр DBH конвертера и глубина жидкой ванны в спокойном состоянии h и общая высота HI зависят от его садки (рис.1):
Садка, т |
50 |
100 |
150 |
200 |
250 |
300 |
|
DBH, м. |
3,3 |
4,2 |
4,93 |
5,5 |
6,2 |
6,9 |
|
h, м. |
1,1 |
1,4 |
1,5 |
1,6 |
1,7 |
2,0 |
|
H1/ DBH |
1,55 |
1,47 |
1,4 |
1,3 |
1,22 |
1,25 |
Рис.1. Профиль кислородного конвертора
Толщину футеровки конвертера обычно принимают: конусной части 508-888 мм; цилиндрической части 711 - 990 мм; днища 748-1220 мм.
В соответствии с приведенными рекомендациями выбираем DBH = 4,93 м и H1/ DBH = 1.4 Тогда высота рабочего пространства равна
Н1 = 4,931,4 = 6,9 м.
Диаметр горловины принимаем равным
Dг = 0,55DBH = 0,55 4,93 = 2,7 м.
Высота горловины при угле ее наклона =60° равна
Нг = 0,5 (DBH - Dг) tg 60° = 0,5 (4,93 - 2,7) 1,732 = 1,93 м.
Объем конвертера находим по упрощенной формуле
V = D2BH H / 4 = 3,14 4,932 6.9 /4 = 131,65 м3.
Принимая толщину футеровки днища равной ф=1 м и толщину кожуха кож = 0,03 м, определим общую высоту конвертера
Н = 6,9 + 1,0 + 0,03 = 7,93 м.
Наружный диаметр конвертера при средней толщине футеровки стен ф. ст = 0,85 м и толщине кожуха кож = 0,03 м равен
Dнар = 4,93 + 20,85 + 20,03 = 6,69 м.
Расчет кислородной фурмы
При расчете материального баланса было найдено, что расход технического кислорода на 1 т садки должен быть равен 57,60532 м3. Общий расход кислорода на садку 150 т должен быть равен 57,60532 150= 11054,05 м3. Принимая интенсивность продувки равной 8,3310-5 м3/ (кгс) найдем, что расход кислорода равен
8,3310-5150103 = 12,5 м3/с.
Тогда продолжительность продувки равна
11054,05: 12,5= 884,32 с (14,74 мин).
Длительность паузы между продувками примем равной 1080 с (18 мин). Тогда общая продолжительность цикла равна 884,32 + 1080 = 1964,32 с (32,74 мин).
Массовый расход технического кислорода на садку 150 т равен
8,22: 100150103 = 12337,077 кг
(здесь 8,22 кг - масса технического кислорода, расходуемого на 100 кг садки, заимствована из материального баланса), а его секундный расход
12337,077: 14,74: 60 = 13,95 кг/с.
Далее, задаваясь величиной давления технического кислорода в цехе, р1 = 106 Па, определяем давление кислорода перед фурмой.
При этом через продувочную фурму необходимо подавать кислород с расходом G= 13,95 кг/с по стальным трубам с диаметром d = 0,2 м. Температура Т1 = 293 К, длина трубопровода lтр = 100 м. Коэффициент кинематической вязкости для кислорода = 15,710-6 м2/с.
Плотность кислорода в начале трубопровода:
1 = р1/ RT = 106/260293 = 13,13 кг/м3,
где
R - универсальная газовая постоянная, равная для кислорода 260 Дж/ (кгК).
Скорость движения в начале трубопровода
W1 = G/ 1f = 13,95/ (13,130,22/4) = 33,84 м/с.
Определяем коэффициент трения в трубопроводе, для чего найдем число Рейнольдса:
Re = W1d/ = 33,840,2/ 15,710-6 = 4,31105.
Согласно данным табл.4. абсолютная шероховатость стальных умеренно заржавевших труб равна =0,5 мм, а коэффициент трения равен:
= 0,11 (/dпр + 68/Re) 0,25 = 0,11 (0,510-3/0,210-1 + 68/4,31105) 0,25 = 0,052.
Таблица 4. Основные значения шероховатости стенок и каналов труб.
Материал и состояние поверхности |
, мм |
|
Новые бесшовные стальные трубы |
0,1 |
|
Цельнотянутые стальные и железные трубы после нескольких лет эксплуатации |
0,2 |
|
Старые заржавленные железные трубы |
0,33 |
|
Бетонные и кирпичные каналы в хорошем состоянии |
3,0 |
Давление кислорода перед фурмой находим как
р2 = =
=0,78 МПа.
Для упрощенных расчетов диаметра цилиндрического сопла шестисопельной фурмы можно воспользоваться формулой Б.Л. Маркова
d = 7,13 = 7,13 = 13,4 мм,
где, VФ - расход кислорода на фурму, м3/с.
Тепловой баланс
Приход тепла
1. Тепло, вносимое чугуном (tЧ = 1300°С)
Qч = 1501030,82 [0,7451200 + 217,22 + 0,837 (1300 - 1200)] 103 = 146975160000 Дж = 147 ГДж.
2. Тепло, вносимое скрапом (tСК = 20°С)
QCK = 0,4691501030,1820 = 253260000 Дж = 0,253 ГДж.
3. Тепло экзотермических реакций
С СО2.0,0030315010334,09 = 15514,359
С СО.0,027315010310,47 = 42884,073
Si SiO2.0,008215010331,10 = 38253
Mn МnО.0,007881501037,37 = 8711,34
P Р2О5 0,001615010325,00 = 6045
S SO2.0,0002321501039,28 = 322,94
Fe Fe2O3. (0,015+0,00564) 1501037,37 = 22809,174
Fe FeO.0,02292150103 4,82 = 16571,172
Qэкз = 151111,06 МДж = 151,1 ГДж.
Здесь 3-й столбец чисел - тепловые эффекты реакций окисления.
4. Тепло шлакообразования
SiO2 (CaO) 2SiO2 0,01757 150103: 28602,32 = 13103,27
Р2О5 (СаО) 3Р2О5 СаО 0,00369150103: 62142 4,71 = 5974,073
Qшл. об = 19077,34 МДж = 19,077 ГДж.
Расход тепла
1. Физическое тепло стали
QCT = 0,9150103 [0,71500+ 272,16+ 0,837 (1600 - 1500)] = 189784058 кДж = 189,8 ГДж.
Физическое тепло стали, теряемой со шлаком
QCT-шл = 0,005150103 [0,71500 + 272,16 + 0,837 (1600 - 1500)] = 1054103 кДж = 1,054 ГДж.
3. Физическое тепло шлака
Qшл = 0,1528 150103 (1,251600+209,35) = 50638338 кДж = 50,6 ГДж.
4. Тепло, уносимое газообразными продуктами реакций с температурой tух = 1550°С
ico2+so. (0, 1907 + 0,0051) 3545,34 = 694,44414
iсо.0,70342200,26= 1548,3034
iH2O.0,005962758,39 = 16,451164
io2.0,09052296,78 = 207,91617
iN2 0,00392170,55 = 8,5619214
i = 2475,6768 кДж/м3.
Здесь 2-й столбец - энтальпия газов при tух =1550°C.
Qyx = 0,06657150103 2475,6768103 = 24719792861 Дж = 24,7 ГДж.
5. Тепло, теряемое с уносимыми частицами Fе2О3
Q Fе2О3 = 2,142 150 103 (1,23 1600 + 209,36) = 7,0 ГДж.
6. Потери тепла излучением через горловину конвертера:
во время продувки
Qизл1 = 5,7 [ ( (1600+273) /100) 4 - ( (30+273) /100) 4] 3,142,72884,32/4 = 3,739 ГДж;
во время паузы
Qизл2 = 5,7 [ ( (1500+273) /100) 4 - ( (30+273) /100) 4] 3,142,721080 /4 = 3,48 ГДж;
Суммарные потери тепла излучением
Qизл = 3,739 + 3,48 = 7,219 ГДж.
7. Тепло, аккумулируемое футеровкой конвертера.
Вовремя паузы внутренние слои футеровки конвертера охлаждаются, отдавая тепло излучением через горловину, а во время продувки снова нагреваются, аккумулируя тепло. Расчет этой величины проводят методом конечных разностей.
Для упрощения расчетов принимаем, что температура внутренней поверхности футеровки и толщина последней везде одинаковы (нач = 0,9 м для новой и кон=0,45 м для изношенной футеровки). Поскольку наибольшие потери будут при тонкой футеровке, принимаем в расчете, что периклазошпинелидная футеровка имеет толщину ф = 0,45 м.
В первом приближении принимаем распределение температуры по толщине футеровки в конце периода продувки линейным, причем tвн=1500°С, а tнар=400°С. Тогда при средней температуре футеровки tф = 0,5 (1500+400) = 950°С коэффициент теплопроводности периклазошпинелидной футеровки равен ф= 4,17-0,0011950= 3,125 Вт/ (мК).
Плотность периклазошпинелидной футеровки ф =3150 кг/м3, удельная теплоемкость сф=920 Дж/ (кгК), коэффициент температуропроводности а = 3,125/ (3150920) = 1,010-6 м2/с.
Разобьем футеровку на 25 элементарных слоев, каждый из которых имеет толщину
хф = 0,45/25 = 0,018 м.
Продолжительность элементарного интервала времени
= х2ф /2аф = 0,0182/21,010-6 = 162 с.
Число элементарных интервалов времени: в период продувки k1 = 884,32/162 = 5; в период паузы k2= 1080/162 = 6,67 7.
В период продувки температура внутренних поверхностей футеровки неизменна и равна 1500°С. В течение паузы температура внутренней поверхности футеровки уменьшается за счет потерь тепла излучением.
Коэффициент теплоотдачи излучением находим по формуле
изл = q/ [ (Tфут - Токр) F] = 3,48109/ (1500 - 30) 125,91080 = 17,4 Вт/ (м2К),
где площадь внутренней поверхности футеровки конвертера определяли по формуле
FBH = DвнH1 + D2вн/4 = 3,144,936,9 + 3,144,932/4 = 125,9 м2.
Коэффициент теплоотдачи конвекцией от наружной поверхности футеровки конвертера находим, принимая среднюю температуру наружной поверхности равной 300°С
конв = 10 + 0,06300 = 28 Вт/ (м2К).
Начальное распределение температуры находим в соответствии с принятым линейным распределением температуры по толщине футеровки в конце периода продувки (табл.5).
Поскольку колебания температуры имеют место только во внутренних слоях футеровки при составлении табл.5 ограничимся первыми 10 элементарными слоями.
Расчет температуры внутренней поверхности футеровки проводим по формуле
Т ix, (k+1) = 0,5 [T (i-1) x, k + T (i+1) x, k],
внутренних слоев футеровки - по формуле
T mxm, k = (2xmTок + mT (m-1) xm, k) / (2xm + m).
Таблица 5. Расчет изменения температуры внутренних слоев футеровки конвертера
Периоды |
Время |
Температура (°С) на расстоянии от внутренней поверхности футеровки, м |
||||||||||||
с |
0х |
1х |
2х |
3х |
4х |
5х |
6х |
7х |
8х |
9х |
10х |
|||
0 |
0.018 |
0,036 |
0,054 |
0,072 |
0,090 |
0,108 |
0,126 |
0,144 |
0,162 |
0,18 |
||||
Пауза |
0 |
0 |
1500 |
1456 |
1412 |
1368 |
1324 |
1280 |
1236 |
1192 |
1148 |
1104 |
1060 |
|
1 |
162 |
1306 |
1456 |
1412 |
1368 |
1324 |
1280 |
1236 |
1192 |
1148 |
1104 |
1060 |
||
2 |
324 |
1219 |
1359 |
1412 |
1368 |
1324 |
1280 |
1236 |
1192 |
1148 |
1104 |
1060 |
||
3 |
486 |
1181 |
1316 |
1364 |
1368 |
1324 |
1280 |
1236 |
1192 |
1148 |
1104 |
1060 |
||
4 |
648 |
1141 |
1272 |
1342 |
1344 |
1324 |
1280 |
1236 |
1192 |
1148 |
1104 |
1060 |
||
5 |
810 |
1114 |
1242 |
1308 |
1333 |
1313 |
1280 |
1236 |
1192 |
1148 |
1104 |
1060 |
||
6 |
972 |
1087 |
1211 |
1287 |
1310 |
1307 |
1275 |
1236 |
1192 |
1148 |
1104 |
1060 |
||
7 |
1134 |
1065 |
1187 |
1261 |
1297 |
1293 |
1272 |
1233 |
1192 |
1148 |
1104 |
1060 |
||
Продувка |
8 |
1296 |
1500 |
1163 |
1242 |
1277 |
1284 |
1263 |
1232 |
1191 |
1148 |
1104 |
1060 |
|
9 |
1458 |
1500 |
1371 |
1220 |
1263 |
1270 |
1258 |
1227 |
1190 |
1147 |
1104 |
1060 |
||
10 |
1620 |
1500 |
1360 |
1317 |
1245 |
1260 |
1249 |
1224 |
1187 |
1147 |
1104 |
1060 |
||
11 |
1782 |
1500 |
1409 |
1302 |
1289 |
1247 |
1242 |
1218 |
1186 |
1146 |
1104 |
1060 |
||
12 |
1944 |
1500 |
1423 |
1305 |
1297 |
1250 |
1240 |
1216 |
1185 |
1146 |
1104 |
1060 |
Как видно из табл.5, распределение температуры по толщине футеровки в конце периода продувки (12) достаточно хорошо соответствует принятому в качестве начального линейного распределения (0) и дальнейший расчет можно не производить.
Тепло, аккумулированное футеровкой конвертера, находим по формуле
Qакк = VФФСФ (t - t) = 22,6623150920 (1222,6 - 1196,4) = 1380103 кДж = 1,38 ГДж.
Здесь Vф = Fвн 10х = 125,9100,018 = 22,662 м3.
t = (1423+1305+1297+1250+1240+1216+1185+1146+1104+1060) /10 = 1222,6 С
t= (1163+ 1242+1277+ 1284+ 1263+ 1232+ 1191 + 1148+ 1104+ 1060) /10 = 1196,4°С
8. Потери тепла теплопроводностью через футеровку
Qтепл = (3,146,697,93 +3,146,692/4) 884,32 =1257,8103 МДж =1,257 ГДж.
Потери тепла на охлаждение кислородной фурмы.
Принимая внешний диаметр фурмы равным d=0,2 м, глубину ее опускания 5,8 м, а величину потока тепла на фурму q = 348,9 кВт/м2, определяем потери тепла с охлаждающей водой
QФ = 348,91033,140,25,8884,32 = 1123828300 Дж = 1,123 ГДж.
Результаты расчетов теплового баланса конвертера представим в виде таблицы (табл.6).
Таблица 6. Тепловой баланс конвертера
Статья прихода |
ГДж (%) |
Статья расхода |
ГДж (%) |
|
Физическое тепло: чугуна. скрапа. Тепло экзотермических реакций. Тепло шлакообразования. Итого |
146,9 (46,3) 0,253 (0,08) 151,1 (47,6) 19,077 (6,02) 317,41 (100,0) |
Физическое тепло: стали. стали, теряемой со шлаком шлака. Тепло, уносимое газами Тепло уносимое частицами Fе2О3 Потери тепла излучением Тепло, аккумулированное кладкой Тепло теряемое теплопроводностью Тепло, теряемое с охлаждающей водой Избыток. Итого.. |
189,8 (59,8) 1,054 (0,33) 50,64 (15,95) 24,72 (7,78) 7,00 (2,2) 7,219 (2,27) 1,38 (0,43) 1,257 (0,39) 1,123 (0,35) 33,2 (10,47) 284,17 (100,0) |
|
Как следует из табл. 6, имеется избыток прихода тепла (33,2 ГДж/или 10,47%). Это приведет к увеличению температур металла, шлака, и футеровки. Поэтому, для уменьшения температуры металла следует добавить в исходную шихту больше скрапа, руду (не более 10%), губчатое железо и известняк.
Размещено на Allbest.ru
Подобные документы
Определение параметров процесса плавки стали в конвертере с верхней подачей дутья: расчет расход лома, окисления примесей металлической шихты, количества и состава шлака. Выход жидкой стали перед раскислением; составление материального баланса плавки.
курсовая работа [103,4 K], добавлен 19.08.2013Технологические параметры плавки и тепловой баланса (химическое тепло металлошихты и миксерного шлака, реакций шлакообразования). Технология конвертерной плавки. Расчет размеров и футеровка кислородного конвертера, конструирование кислородной фурмы.
дипломная работа [661,7 K], добавлен 09.11.2013Методика упрощенного расчета параметров технологии плавки IF-стали в конвертере с верхней подачей дутья. Расчет выхода жидкой стали перед раскислением, составление материального баланса. Определение расхода материалов на плавку, выхода продуктов.
курсовая работа [65,6 K], добавлен 31.05.2010Расчет материального баланса плавки в конвертере. Определение среднего состава шихты, определение угара химических элементов. Анализ расхода кислорода на окисление примесей. Расчет выхода жидкой стали. Описание конструкции механизма поворота конвертера.
реферат [413,6 K], добавлен 31.10.2014Управление процессом кислородно-конвертерной плавки в целях получения из данного чугуна стали необходимого состава с соблюдением временных и температурных ограничений. Упрощенный расчет шихты. Оценка количества примесей, окисляющихся по ходу процесса.
лабораторная работа [799,1 K], добавлен 06.12.2010Особенности организации ведения плавки. Контролируемые признаки, методы и средства контроля покрытий. Окисление примесей и шлакообразование. Изменение состава металла и шлака по ходу плавки в кислородном конвертере. Применение неметаллических покрытий.
контрольная работа [61,1 K], добавлен 17.05.2014Особенности технологии выплавки стали. Разработка способов получения стали из чугуна. Кислородно-конвертерный процесс выплавки стали. Технологические операции кислородно-конверторной плавки. Производство стали в мартеновских и электрических печах.
лекция [605,2 K], добавлен 06.12.2008Приминение бестигельной зонной плавки. Применение метода зонной плавки для глубокой очистки металлов, полупроводниковых материалов и других веществ. Оборудование для зонной плавки. Установки зонной плавки в контейнерах. Влияние электромагнитных полей.
курсовая работа [831,7 K], добавлен 04.12.2008Расчет шихты для получения медного штейна методом автогенной плавки "оутокумпу". Проведение расчета шихты для плавки окисленных никелевых руд в шахтной печи. Материальный баланс плавки агломерата на воздухе, обогащенном кислородом, без учета пыли.
контрольная работа [36,4 K], добавлен 15.10.2013Расчет шихты для плавки, расхода извести, ферросплавов и феррованадия. Материальный баланс периода плавления. Количество и состав шлака, предварительное определение содержания примесей металла и расчет массы металла в восстановительном периоде плавки.
курсовая работа [50,9 K], добавлен 29.09.2011