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 расход3/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

2О3

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

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 19.08.2013

  • Технологические 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 09.11.2013

  • Методика 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 31.05.2010

  • Расчет 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 31.10.2014

  • Управление 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 06.12.2010

  • Особенности 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 17.05.2014

  • Особенности 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 06.12.2008

  • Приминение 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 04.12.2008

  • Расчет 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 15.10.2013

  • Расчет 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

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.