Расчет и разработка конструкции дуговой сталеплавильной печи
Анализ особенностей плавки в дуговых печах: заправка, окислительный и восстановительный периоды. Изучение химического состава шихтовых материалов, материального баланса плавки. Расчет конструкции дуговой сталеплавильной печи, ее энергетического баланса.
| Рубрика | Производство и технологии |
| Вид | курсовая работа |
| Язык | русский |
| Дата добавления | 28.12.2014 |
| Размер файла | 566,0 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.
Размещено на http://www.allbest.ru/
Содержание
Введение
1. Технология плавки
2. Расчет материального баланса
3. Расчет дуговой сталеплавильной печи
3.1 Определение геометрических размеров
3.2 Конструкция футеровки ДСП
4. Энергетический баланс ДСП
5. Отвод и очистка печных газов
6. Техника безопасности при работе печи
Список используемой литературы
Введение
Существенным отличием получения стали в дуговых печах является возможность получения в плавильном пространстве восстановительной или нейтральной атмосферы и различного давления.
Восстановительная атмосфера в электродуговых печах позволяет получить шлак, содержащий в конце плавки не более 1% FeO, что примерно в 10 раз меньше, чем в обычном шлаке мартеновской печи.
Другим отличием является отсутствие в атмосфере печи кислорода. Поэтому ведение окислительных процессов возможно только за счет внешнего кислорода, источниками которого могут быть железная руда и газообразный кислород, вдуваемый в ванну.
По этой же причине имеют место меньшие потери металла на угар.
Возможность ведения плавки на шлаке с более высокой температурой плавления и перегрева в условиях основного процесса облегчает осуществление десульфурации. При основном процессе плавки обеспечиваются все условия, необходимые для получения стали с минимальным содержанием серы.
В тоже время процесс дефосфорации в электродуговых печах хуже.
В электродуговых печах имеются благоприятные условия для переплава высоколегированных отходов. Здесь потери дефицитных легирующих элементов минимальны.
Особенностью выплавки стали в электродуговых печах является возможность работы с одним шлаком, без специального восстановительного периода. Это значительно сокращает продолжительность плавки, расход электроэнергии и улучшает все технико-экономические показатели процесса.
В процессе электроплавки конечный результат предопределяется в основном взаимодействии двух фаз - металлической и шлаковой. В остальных процессах тремя металлической, газовой и шлаковой
Поэтому с точки зрения возможности использования влияния физико-химических факторов на конечные результаты электроплавка является более совершенной. Практически значительное количество дефектов в отливках и слитках из легированных сталей получается из-за плохого качества металла или вызываются и усугубляются четырьмя вредными примесями: кислородом, серой, водородом и фосфором. Электроплавка является наиболее гибким процессом для борьбы с тремя примесями: кислородом, серой и водородом.
Основное преимущество дуговой печи заключается в возможности раскисления и обессеривания металла и легкости его перегрева, поэтому в целях удешевления процесса иногда применяют так называемый «дуплекс-процесс», при котором расплавление скрапа и окисление ведут в более дешевом плавильном аппарате-мартеновской печи, а затем жидкий металл переливают в дуговую печь для рафинирования и доводки до нужного состава. Реже применяют дуплекс-процесс «конвертор-электропечь».
При дуплекс-процессах мощность печи может быть меньше, чем при работе на твердой завалке, так как расплавление скрапа в этом случае отсутствует. Проводящиеся время от времени плавки на твердой завалке выполняют при уменьшенном весе шихты; они из-за меньшей мощности более длительны, но так как проводятся не часто (главным образом после ремонта футеровки), то их удлинение не является существенным. Электрический режим печей, работающих на жидкой завалке, также значительно спокойнее. При наличии жидкого металла, покрытого слоем шлака, дуга горит более стабильный и отсутствуют короткие замыкания из-за обвалов шихты.
Электродуговая печь может быть остановлена или пущена в эксплуатацию в любое время, удобное для производства, и при любом режиме работы.
Капитальные затраты на установку электродуговых печей в среднем на 40% меньше, чем на установку мартеновских печей аналогичной производительности.
1. Технология плавки
Плавка в дуговой печи начинается с заправки печи. Жидкоподвижные нагретые шлаки сильно разъедают футеровку, которая может быть повреждена и при загрузке. Если подина печи во время не будет закрыта слоем жидкого металла и шлака, то она может быть повреждена дугами. Поэтому перед началом плавки производят ремонт - заправку подины. Перед заправкой с поверхности подины удаляют остатки шлака и металла. На поврежденные места подины и откосов - места перехода подины в стены печи - забрасывают сухой магнезитовый порошок, а в случае больших повреждений - порошок с добавкой пека или смолы.
Заправку производят заправочной машиной, выбрасывающей через. насадку при помощи сжатого воздуха заправочные материалы, или, разбрасывающей материалы по окружности с быстро вращающегося диска, который опускается в открытую печь сверху.
Для наиболее полного использования рабочего пространства печи в центральную ее часть ближе к электродам загружают крупные куски (40 %), ближе к откосам средний лом (45%), на подину и на верх загрузки мелкий лом (15%). Мелкие куски должны заполнять промежутки между крупными кусками.
Выплавка сталей включает следующие операции: расплавление металла, удаление содержащихся в нем вредных примесей и газов, раскисление металла, и выливание его из печи в ковш для разливки по изложницам или формам. Значение этих операций и требования, которые они предъявляют к дуговой печи, могут быть весьма различными.
Расплавление скрапа необходимо вести по возможности скорее и с минимальным расходом энергии. Зачастую длительность его превосходит половину продолжительности всей плавки и при этом расходуется 60-80% всей электроэнергии. Характерной особенностью периода является неспокойный электрический режим печи. Горящая между концом электрода и холодным металлом дуга нестабильна, ее длина невелика и сравнительно небольшие изменения в положении электрода или металла (обвал, сдвиг подплавленного куска скрапа) вызывают либо обрыв дуги, либо, наоборот, короткое замыкание. Ход плавления шихты в дуговой печи иллюстрируется рис.1. Дуга загорается сначала между концом электрода и поверхностью шихты (рис.1, а), причем для повышения ее устойчивости в первые минуты под электроды обычно подкладывают куски кокса или электродного боя.
Рис. 1. Этапы плавления шихты
а - начало плавления; б - опускание электрода; в - подъем электрода; с - окончание плавления
После сгорания последних начинает подплавляться металл и каплями стекать на подину. В шихте образуются колодцы, в которые углубляются опускающиеся электроды (рис.16) до тех пор, пока они не достигнут подины, на которой во избежание перегрева ее к этому моменту должна быть образована лужа расплавленного металла (рис.1в). Когда электроды проплавляют в шихте 3 колодца, свод и электроды приподнимаются. Печь поворачивается сначала в одну сторону на 40 градусов и проплавляются колодцы в новых местах, затем в другую сторону на 80 градусов и таким образом проплавляется 9 колоцев.Это самый беспокойный, неустойчивый период горения дуги; подплавляемые куски шихты падают на электрод, закорачивая дугу опускании куска шихты под торцом электрода может, наоборот, наступить обрыв тока. Горящая между электродом и расплавленным металлом дуга перегревает металл: начинается размыв и расплавление шихты, окружающей колодцы. Колодцы расширяются, уровень жидкого металла в ванне начинает повышаться, а электроды-подниматься (рис.1в). В конце этого периода почти весь металл оказывается расплавленным; остаются лишь отдельные куски шихты на откосах («настыли», рис.1г), расплавляющиеся последними. Чтобы не затягивать период расплавления, обычно эти «настыли» сбрасывают ломом в глубь ванны. Период расплавления считают законченным, когда весь металл в печи перешел в жидкое состояние. К этому моменту режим горения дуги становится более спокойным, так как температура в печи выше, поверхность металла покрыта слоем шлака, образованным заброшенными в печь в период расплавления кусками извести и всплывающими окислами; длина дуги по сравнению с началом расплавления увеличивается в несколько раз дуга горит устойчивее, количество толчков тока и обрывов уменьшается.
Окислительный период
После окончания периода расплавления начинается окислительный период, задачи которого заключаются в следующем: окисление избыточного углерода, окисление и удаление фосфора; дегазация металла; удаление неметаллических включений, нагрев стали. Окислительный период плавки начинают присадкой железной руды, которую дают в печь порциями. В результате присадки руды происходит насыщение шлака FeO и окисление металла по реакции: (FeO)=Fe+[O]. Растворенный кислород взаимодействует с растворенным в ванне углеродом по реакции [C] +[O]=CO. Происходит бурное выделение пузырей CO, которые вспенивают поверхность ванны, покрытой шлаком. Поскольку в окислительный период на металле наводят известковый шлак с хорошей жидкоподвижностью, то шлак вспенивается выделяющимися пузырями газа. Уровень шлака становится выше порога рабочего окна и шлак вытекает из печи. Выход шлака усиливают, наклоняя печь в сторону рабочего окна на небольшой угол. Шлак стекает в шлаковик, стоящий под рабочей площадкой цеха. За время окислительного периода окисляют 0,3--0,6 % C со средней скоростью 0,3--0,5 % С/ч. Для обновления состава шлака одновременно с рудой в печь добавляют известь и небольшие количества плавикового шпата для обеспечения жидкоподвижности шлака. Непрерывное окисление ванны и скачивание окислительного известкового шлака являются непременными условиями удаления из стали фосфора.
Для протекания реакции окисления фосфора 2[P]+5[O]=(P2O5); (Р2O5)+4(СаО)=(СаО)4*P2O5 необходимы высокое содержание кислорода в металле и шлаке, повышенное содержание CaO в шлаке и пониженная температура.
В электропечи первые два условия полностью выполняются. Выполнение последнего условия обеспечивают наводкой свежего шлака и постоянным обновлением шлака, так как шлак, насыщенный (СаО)4*P2O5 скачивается из печи. По ходу окислительного периода происходит дегазация стали--удаление из нее водорода и азота, которые выделяются в пузыри СО, проходящие через металл.
Выделение пузырьков СО сопровождается также и удалением из металла неметаллических включений, которые выносятся на поверхность потоками металла или поднимаются наверх вместе с пузырьками газа. Хорошее кипение ванны обеспечивает перемешивание металла, выравнивание температуры и состава.
Общая продолжительность окислительного периода составляет от 1 до 1,5 ч. Для интенсификации окислительного периода плавки, а также для получения стали с низким содержанием углерода металл продувают кислородом. При продувке кислородом окислительные процессы резко ускоряются, а температура металла повышается со скоростью примерно 8-- 10 С/мин. Чтобы металл не перегрелся, вводят охлаждающие добавки в виде стальных отходов. Применение кислорода является единственным способом получения низкоуглеродистой нержавеющей стали без значительных потерь ценного легирующего хрома при переплаве.
Окислительный период заканчивается, когда содержание углерода становится ниже заданного предела, содержание фосфора 0,010%, температура металла несколько выше температуры выпуска стали из печи. В конце окислительного периода шлак стараются полностью убирать из печи, скачивая его с поверхности металла.
Восстановительный период плавки
После скачивания окислительного шлака начинается восстановительный период плавки. Задачами восстановительного периода плавки являются: раскисление металла, удаление серы, корректирование химического состава стали, регулирование температуры ванны, подготовка жидкоподвижного хорошо раскисленного шлака для обработки металла во время выпуска из печи в ковш. Раскисление ванны, т. е. удаление растворенного в ней кислорода, осуществляют присадкой раскислителей в металл и на шлак. В начале восстановительного периода металл покрывается слоем шлака. Для этого в печь присаживают шлакообразующие смеси на основе извести с добавками плавикового шпата, шамотного боя, кварцита. В качестве раскислителей обычно используют ферромарганец, ферросилиций, алюминий. При введении раскислителей происходят следующие реакции:
[Mn]+[O]=(MnO); [Si]+2 [О] = (SiO2); 2[Al]+ 3[O]=(Al2O3).
В результате процессов раскисления большая часть растворенного кислорода связывается в оксиды и удаляется из ванны в виде нерастворимых в металле неметаллических включений. Процесс этот протекает достаточно быстро и продолжительность восстановительного периода в основном определяется временем, необходимым для образования подвижного шлака. В малых и средних печах при выплавке ответственных марок сталей продолжают применять метод диффузионного раскисления стали через шлак, когда раскислители в виде молотого электродного боя, порошка ферросилиция присаживают на шлак. Содержание кислорода в шлаке понижается и в соответствии с законом распределения, кислород из металла переходит в шлак. Метод этот, хотя и не оставляет в металле оксидных неметаллических включений, требует значительно большей затраты времени. В восстановительный период плавки, а также при выпуске стали под слоем шлака, когда происходит хорошее перемешивание металла со шлаком, активно происходит десульфурация металла по уравнению FeS + CaO=FeO+ CaS. Этому способствует хорошее раскисление стали и шлака, высокое содержание извести в шлаке и высокая температура.
В ходе восстановительного периода вводят легирующие - ферротитан, феррохром и др., а некоторые, например никель, присаживают вместе с шихтой. Никель не окисляется и не теряется при плавке. Добавки тугоплавких ферровольфрама, феррониобия производят в начале рафинирования, так как нужно значительное время для их расплавления.
В настоящее время большинство операций восстановительного периода переносят из печи в ковш. Присаживают по ходу выпуска раскислители. Целью восстановительного периода является обеспечение нагрева стали до заданной температуры и создание шлака, десульфурирующая способность которого используется при совместном выпуске из печи вместе со сталью.
2. Расчет материального баланса
Химический состав компонентов шихты и стали в конце периода окисления приведены в таблице 1.
Таблица 1 Химический состав шихтовых материалов
|
Кг |
C |
Si |
Mn |
P |
S |
Cr |
Ni |
Cu |
Feмет |
||
|
Лом |
105000 |
0,27 |
0,36 |
0,66 |
0,03 |
0,04 |
0,22 |
0,24 |
0,3 |
97,86 |
|
|
Окатыши метализированные |
350 |
1,8 |
- |
- |
0,011 |
0,001 |
0,007 |
0,003 |
0,005 |
87 |
|
|
Кокс кусковой |
1786 |
89 |
- |
- |
- |
0,8 |
- |
- |
- |
- |
|
|
Пакеты ВАЗ |
10000 |
0,04 |
0,02 |
0,02 |
0,029 |
0,016 |
0,02 |
0,02 |
0,02 |
99,8 |
|
|
Известь |
4851 |
0,05 |
|||||||||
|
Всего |
121987 |
||||||||||
|
Средний состав |
1,54 |
0,31 |
0,57 |
0,03 |
0,05 |
0,19 |
0,21 |
0,26 |
92,66 |
Определяем угар примесей (U) в период расплавления как разность между средним содержанием элемента в шихте и в конце периода расплавления (кроме кремния и магранца):
, кг; (2.1)
где масса металлической части шихты, кг;
содержание примеси в шихте, % по массе;
содержание элемента в стали, в конце периода расплавления, % по массе;
i выгорающие элементы (C, Mn, Si, S, Fe).
Химический состав стали Сталь 25ХГТ
|
Элемент |
С |
P |
S |
Mn |
Si |
Cr |
Ni |
Cu |
|
|
содержание |
0,26 |
0,035 |
0,036 |
0,9 |
0,27 |
1,15 |
0,3 |
0,3 |
Определяем угар примесей:
C……….. (1.54 -0.26) 121987/100 = 1561,4
При плавке в основной печи угар марганца составляет от 60 до 85 %. Примем, что магранец угарает на 60%
Mn……… 0,570,6121987/100 = 402,6 кг
Si………. (0,31-0,27) 121987/100 = 48,8 кг
Fe (в дым)… 3049,7 кг (принимаем 2,5% от массы шихты)
Всего … 5117,4кг.
Принимаем, что 30% С окисляется до СО2, а 70% до СО. исходя из этого, находим расход кислорода на окисление примесей и массу образовавшихся оксидов.
Расход кислорода в период расплавления:
, кг; (2.2)
где - молекулярная масса элемента;
- молекулярная масса кислорода.
ССО2 …, кг;
ССО …, кг;
SiSiО2 …, кг;
Fe(в дым) Fe2О3(в дым) ….
Таблица 2. Расход кислорода в период плавления
|
Расход кислорода, кг |
Масса оксида, кг |
|||||||
|
C?CO2 |
0,31561,4 32/12= |
1249,1 |
0,31561,4 +1249 = |
1717 |
||||
|
C?CO |
0,71561,4 16/12= |
1457,3 |
0,71561,4 +1457,3= |
2550,2 |
||||
|
Si?SiO2 |
48,8 32/28= |
55,8 |
48,8+55,8= |
104,6 |
||||
|
Mn?MnO |
402,616/55= |
117,1 |
402,6+117,1= |
519,7 |
||||
|
Fe?Fe2O3 (в дым) |
3049,7 48/112= |
1307 |
3049,7+1307= |
4356,7 |
||||
|
|
|
Всего |
4186,3 |
|
Всего |
9248,8 |
Состав шлака периода расплавления приведен в таблице 3. (согласно заданию)
Таблица 3. Состав шлака периода расплавления.
|
SiO2 |
Al2O3 |
Fe2O3 |
MnO |
MgO |
CaO |
P2O5 |
S |
Cr2O5 |
||
|
% |
23,52 |
8,83 |
0,06 |
0,43 |
6,43 |
59,43 |
0,137 |
0,306 |
0,082 |
Масса шлака без оксидов железа =Lшл()кг.
где - масса шлака без оксидов железа (по составу шлака к концу выплавки), кг; - содержание оксидов железа в шлаке, %.
Содержание оксидов железа в шлаке зависит от содержания углерода в металле и определяется с помощью таблицы 4.
Таблица 4. Зависимость содержания оксидов железа в шлаке от содержания углерода в металле
|
[C],% |
0,08-0,18 |
0,20-0,32 |
0,28-0,42 |
0,67-1,09 |
|
|
(Feобщ), % |
14,4 |
12,8 |
11,04 |
9,41 |
По практическим данным отношение принимается равным 2…4.
Содержание оксидов железа в шлаке составит 12,8 %, причем FeO будет 9,6 % (доля - 0,75), а FeO - 3,2 % (доля - 0,25).
Исходя из того, что известь состоит из CaO и MgO получаем:
Масса извести согласно заданию 4851 кг.
CaO+MgO составляет 65,86%
кг.
= 7365(100%-12,8%)/100 = 6422, кг.
Масса оксидов железа в шлаке:
= 7365-6422 = 927 кг. (2.4)
Масса оксидов железа в шлаке равна 927 кг, из которых 231,75 кг FeO (0,25) и 695,25 кг FeO (0,75). Таким образом, состав шлака следующий:
Основность шлака:
, (2.5)
где (CaO) -содержание CaO в шлаке, %;
(SiO2) - содержание SiO2 в шлаке, %.
.
С учетом того, что окислится железа, кг:
До FeO ……… 231,75 кг
До FeO ………. 695,25 кг,
поступит железа из металла в шлак (кг):
, (2.6)
где - масса Fe2O3, кг;
- масса FeO, кг;
112 и 56 - молекулярная масса железа в Fe2O3 и FeO соответственно;
160 и 72- молекулярная масса Fe2O3 и FeO соответственно.
кг.
Выход годного с учетом металла, скачиваемым шлаком (кг):
, (2.7)
где - масса выгоревших примесей за всю плавку, определяется, как сумма выгоревших примесей за период расплавления и окислительный период плавки, кг; mFe(шл) - потери железа на образование оксидов железа в шлаке, кг; mFe(ун.шл) - количество железа, уносимого шлаком, кг (принимаем 0,5 % от ) :
кг.
Расход кислорода на окисление железа:
, кг (2.8) (231,75 - 231,75112/160) + (695,25 - 695,2556/72) = 224,025 кг.
Расход кислорода на окисление всех примесей:
, кг. (2.9)
где - расход кислорода на окисление примесей (табл. 2).
кг.
Принимаем, что количество кислорода, вносимого воздухом 80 %, техническим кислородом вносится 20 % .
Принимая коэффициент усвоения кислорода равным 0,9, определим потребное количество кислорода:
, кг. (2.10)
кг или м3.
Количество неусвоенного кислорода:
, кг. (2.11)
кг или 334,26 м.
Кислороду, вносимому воздухом, сопутствует азот в количестве (кг или м3)
, (2.12)
где 77 и 23 - соответственно массовая доля азота и кислорода в воздухе.
кг или 10231 м.
При определении количества выделяющихся газов необходимо учесть образование СО и СО2 (в отношении 70% и 30 %) при горении углерода электродов. Согласно практическим данным, расход электродов на плавку составляет 4 - 7 кг/т, причем ~ 60 % расходуется в период расплавления. Согласно данным БМЗ на ДСП-3 расход электродов на плавку составляет Pэл = 3 - 4 кг/т стали. Принимаем 3 кг/т стали.
С образованием СО сгорает 0,7Pэл кг С и образуется кг СО. С образованием СО2 сгорает 0,3Pэл кг С и образуется кг СО2.
С образованием СО сгорает кг С и образуется кг СО.
С образованием СО2 сгорает кг С и образуется
кг СО2 .
Для горения углерода электродов требуется кислорода:
, кг. (2.13)
кг или 439 м.
Принимаем, что количество кислорода, вносимого воздухом 80 %, техническим кислородом вносится 20 % .
Принимая коэффициент усвоения кислорода равным 0,9, определим потребное количество кислорода:
кг. (2.14)
кг или м.
Количество неусвоенного кислорода:
, кг. (2.15)
кг или 53,88 м.
Окисление углерода электродов происходит кислородом, подсасываемым в печь, которому сопутствует азот в количестве:
, кг. (2.16)
кг.
Теперь по расчетам материального баланса и процесса горения газа (ТКГ) можно определить состав и количество выделяющихся газов и составить материальный баланс периода расплавления.
Таблица 6. Состав выделившихся газов
|
Кг |
% |
||
|
CO2 |
1717+398=2115 |
10,3 |
|
|
CO |
2055+591=3141 |
15,2 |
|
|
O2 |
477+69,69=547 |
2,7 |
|
|
N2 |
12789,4+1866,5=14755 |
71,8 |
|
|
Всего |
20558 |
100,0 |
Таблица 7. Материальный баланс плавки
|
Поступило |
кг |
Получено |
Кг |
||
|
Лом |
105000 |
Металл |
110706 |
||
|
Окатыши |
350 |
Шлак |
7365 |
||
|
Кокс |
1786 |
Потери мет. со шлаком |
927 |
||
|
Пакеты ВАЗ |
10000 |
||||
|
Известь |
4851 |
Уходящие газы |
|||
|
Электроды |
360,4 |
|
СО |
3141 |
|
|
Тех.кислород |
1094 |
|
СО2 |
2115 |
|
|
Воздух |
20838 |
N2 |
14755 |
||
|
|
О2 |
547 |
|||
|
|
Fe2O3 (в дым) |
4356,7 |
|||
|
ВСЕГО |
144279,4 |
ВСЕГО |
143912,7 |
Невязка: 0,25 %.
3. Расчет конструкции дуговой сталеплавильной печи
3.1 Определение геометрических размеров
Основными геометрическими размерами являются:
ь Нм - глубина ванны по зеркалу жидкого металла;
ь Нв - глубина ванны до откосов печи;
ь Нпл - высота плавильного пространства;
ь Dм - диаметр ванны по зеркалу жидкого металла;
ь Dп - диаметр ванны на уровне порога рабочего окна;
ь Dк - внутренний диаметр кожуха печи;
ь Dот - диаметр ванны на уровне откосов.
Принимаем, что печь имеет сфероконическую ванну с углом между образующей осью конуса, равным 45 є
Объем ванны включает в себя объем металла , шлака и дополнительный , то есть
Vв = Vм + Vш + Vд (3.1)
Если плотность жидкого металла см, а емкость печи М, т, то
, м3 (3.2)
где М - номинальная емкость печи, т; см = 7,15 т/м3 - плотность жидкого металла.
Определяем объем жидкого металла в количестве, равным массе завалки емкости печи
м3,
Определяем диаметр зеркала жидкого металла
м (3.3)
где Dм - диаметр зеркала жидкого металла, мм;
Vм - 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.
Для сравнения сфероконической ванны принимаем высоту сферического сегмента равной 20 % глубины жидкого металла, а отношение . Тогда коэффициент С равен:
С=0,875 + 0,042Ч5,25 = 1,096
Диаметр зеркала жидкого металла
м
Глубина ванны по жидкому металлу
, мм (3.4)
где - глубина ванны жидкого металла.
м
Глубина сферического сегмента
, мм (3.5)
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 (3.6)
Расчетный объем шлака принимаем равным 20 % объема жидкого металла
м3
Высота слоя шлака определяется из выражения
, мм (3.7)
где 0,785 - эмпирический коэффициент;
1000 - переводной коэффициент;
м
Диаметр зеркала шлака
м (3.8)
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 40 мм выше уровня зеркала шлака
м (3.9)
где - расстояние от зеркала шлака до уровня порога рабочего окна.
м
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 40 мм выше уровня порога рабочего окна.
Диаметр рабочего пространства на уровне откосов
, мм (3.10)
м
Глубина ванны до уровня откосов печи равна
, мм (3.11)
м
Высота конической части ванны hк равна
, мм. (3.12)
м,
Тогда диаметр основания шарового сегмента находится из выражения
, мм (3.13)
м.
Для современных дуговых сталеплавильных печей высота плавильного пространства принимается в пределах, приведенных в таблице 8.
Таблица 8. 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. (3.14)
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 (3.15)
м
Высота цилиндрической части стен составит
, м. (3.16)
м.
Диаметр стен определяется по формуле
, м (3.17)
где б - угол наклона стен по вертикали
м
Оставшиеся размеры печи определяются с учетом материала и толщины огнеупорной кладки подины, стен и свода.
3.2 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-75
Для кладки рабочего слоя ДСП используем основные огнеупорные материалы.
Подина и откосы
Таблица 9. Толщина отдельных слоев и всей футеровки подины ДСП, мм
|
Емкость печи, т |
< 12 |
25-50 |
100 |
200 |
300 |
400 |
|
|
Набивной слой |
100 |
100 |
150 |
150 |
160 |
180 |
|
|
Кирпичная кладка |
300-365 |
395-495 |
530 |
575 |
595 |
620 |
|
|
Изоляционный слой |
85 |
105 |
170 |
190 |
195 |
200 |
|
|
Общая толщина |
485-550 |
600-700 |
850 |
915 |
950 |
1000 |
Исходя из данных, приведенных в таблице 9, принимаем общую толщину подины 775 мм. Нижний изоляционный слой выполняем из листового асбеста толщиной 10 мм, укладываемого на металлическое днище, шамотного порошка общей толщиной 35 мм и легковесного шамота марки ШЛБ-1,3, суммарной толщиной 135 мм (два слоя «на плашку»).
Средний огнеупорный слой выполняется из магнезита марки МУ-91 суммарной толщиной 515 мм (четыре слоя «на ребро»).
Огнеупорная набивка выполняется из магнезитового порошка со связующим в виде смеси смолы и пека толщиной 125 мм.
Откосы ниже уровня шлака выкладываются обычным магнезитовым кирпичом марки МО-91, а в районе шлакового пояса плотным магнезитовым кирпичом.
Стены
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 10. 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 510 мм (510 мм кирпич магнезитохромитовый марки МХСП и 30 мм засыпка зазора между кирпичной кладкой и кожухом печи крошкой их 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 460 мм, принимаем три размера толщины стены, включая слой засыпки: 510 мм в нижней части, 425 мм в средней части и 365 мм в верхней части.
Выбрав материалы и толщину огнеупорной кладки стен, определяем внутренний диаметр кожуха на уровне откосов
м (3.18)
м
и его цилиндрической части
м (3.19)
м
где д1 и д2 - соответственно толщина футеровки стен на уровне откосов и цилиндрической части стен, м.
Кожух сваривается из листовой котельной стали. Толщина кожуха определяется
м. (3.20)
м.
Наружный диаметр кожуха
м (3.21)
м
В обшивке кожуха вырезают отверстия для летки и рабочего окна. Рабочее окно имеет размеры:
Рабочее окно печи имеет размеры:
Ширина (3.22)
Высота (3.23)
Ширина м.
Высота м.
Стрела выпуклости арки рабочего окна
м. (3.24)
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:
Таблица11. 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.
(3.25)
=8,4 м.
Стрела выпуклости свода ()зависит от материала и пролета (диаметра) свода. Из соображения строительной прочности рекомендуется:
Таблица 12.
|
Материал свода |
||
|
Магнезитовый (хромомагнезитовый) |
(0,11…0,12) |
|
|
Динасовый |
(0,08…0,1) |
Стрела выпуклости свода равна
м. (3.26)
м.
При этом высота центральной части свода над уровнем откосов составит:
, м (3.27)
м.
Интенсивность облучения определяется диаметром распада электродов Dp, который задает расстояние «дуга-стенка». Поэтому задача определения рационального значения Dp 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 13. Величины для различных ДСП
|
Емкость печи, т |
12 - 50 |
100 |
200 |
|
|
0,40 - 0,35 |
0,25 |
0,20 |
На основании данных таблицы 13 принимаем отношение .
Тогда диаметр распада электродов равен:
м. (3.28)
м.
4. Энергетический баланс ДСП
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
печь дуговой сталеплавильный конструкция
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.
Расход энергии составляет:
где - полезная теплота, пошедшая на нагрев шихты, расплавление металла, его перегрев, на нагрев и расплавление легирующих добавок и шлака;
- теплота, затрачиваемая на проведение эндотермических реакций в ванне;
- тепловые потери теплопроводностью через свод, стены, под;
- тепловые потери излучением через открытые отверстия и в рабочее окно, с охлаждающей водой и уходящими из рабочего пространства печи газами;
- теплота, аккумулированная кладкой.
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.
(4.1)
(4.2)
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 =10 єС.
Температуру плавления завалки можно вычислить по формуле:
(4.3)
где , , , , , , , , , - процентное содержание соответствующего элемента в ломе. Подставляя химический состав металлошихты в формулу (4.3) получаем tпл=1383 С
Тогда теплоемкость лома при =696,65 єС равна =0,608 кДж/(кгК).
Скрытая теплота плавления металла =284 кДж/кг. Теплоемкость жидкого металла 0,836 кДж/(кгК).
При совмещении периода расплавления с началом окислительного периода металл обычно перегревают примерно 50 єС выше температуры плавления. єС
Удельная энергия, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева 1 кг лома
(4.4)
1160,7664 кДж/кг.
Аналогично определяем удельную энергию для нагрева и расплавления шлакообразующих материалов, а также перегрева расплавленного шлака.
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.
Принимая температуру шлака в конце периода расплавления равной , т.е. = 1383,3 єС
кДж/кг. (4.5)
кДж/кг.
В процессе нагрева и расплавления в ДСП проходит угар части загружаемого в печь металла. Обычно угар составляет 5 - 6 % массы загружаемого металла. Поэтому для получения заданного количества жидкого металла в печь необходимо загрузить скрапа:
С учетом угара = 5 % масса загружаемого в печь скрапа должна составлять
кг, (4.6)
Массу загружаемой шихты берем из материального баланса
кг,
где - масса загружаемого в печь скрапа, кг;
- масса получаемого жидкого металла, кг;
- угар-масса угорающего металла по отношению к массе загружаемого в печь скрапа, %.
Количество шлака в печи составляет 4,5 - 7 % от массы загружаемого в печь металла завалки, т.е.
, 4.7)
где Мш- - масса шлака, кг.
Количество шлака в период расплавления принимаем равным 6 % от массы металла завалки. Массу шлака тоже берем из материального баланса.
кг.
Энергия, необходимая для нагрева, расплавления скрапа и перегрева расплавленного металла:
кДж (4.8)
кДж
Энергия, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева шлака
кДж (4.9)
кДж
Суммарная полезная энергия периода расплавления
МДж
Удельная полезная энергия на 1 т металлической завалки (скрапа)
кДж/т (4.10)
МДж/т
на 1 т жидкого металла
кДж/т (4.11)
МДж/т
Определение качества энергии для протекания эндотермических реакций
Теплота эндотермических реакций определяется по данным материального баланса, так же как и теплота экзотермических реакций . Для проведения эндотермических реакций расходуется 100 - 150 МДж/т. При использовании для интенсификации плавления газообразного кислорода, можно не учитывать. =0
Определение тепловых потерь через футеровку
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 300 мм 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. (4.12)
Коэффициент теплопроводности магнезитохромитового кирпича.
(4.13)
Тепловой поток через стенку вычисляется по формуле:
(4.14)
где , - соответственно температура внутренней поверхности футеровки и окружающего воздуха, єС;
- коэффициент теплоотдачи наружной поверхности кожуха, Вт/м2К; b1 - толщина стены, мм.
Таблица 14. Коэффициенты теплоотдачи Вт/м2єС при температуре окружающего пространства 20 єС
|
Температура поверхности, єС |
Положение поверхности |
Температура поверхности, єС |
Положение поверхности |
|||||
|
Горизон-тальное обращенное вверх |
Верти-кальное |
Горизон-тальное обращенное вниз |
Горизон-тальное обращенное вверх |
Верти-кальное |
Горизон-тальное обращенное вниз |
|||
|
25 |
10,0 |
8,9 |
7,6 |
80 |
15,2 |
13,4 |
10,8 |
|
|
30 |
10,7 |
9,5 |
8,0 |
90 |
16,0 |
14,1 |
11,4 |
|
|
35 |
11,0 |
10,2 |
8,4 |
100 |
16,7 |
14,6 |
11,9 |
|
|
40 |
12,0 |
10,6 |
8,6 |
125 |
18,5 |
16,3 |
13,2 |
|
|
45 |
12,3 |
10,8 |
8,8 |
150 |
19,9 |
17,6 |
14,4 |
|
|
50 |
13,1 |
11,5 |
9,4 |
200 |
22,9 |
20,3 |
17,0 |
|
|
60 |
14,5 |
12,2 |
9,9 |
300 |
29,8 |
27,2 |
23,2 |
|
|
70 |
14,8 |
12,0 |
10,6 |
400 |
38,5 |
35,5 |
31,3 |
|
|
500 |
49,5 |
45,9 |
41,6 |
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).
Тепловой поток через стенку толщиной м в первом приближении составляет
Вт/м2,
где = 30,935 Вт/(м2К) - коэффициент теплоотдачи с поверхности кожуха из таблицы 14.
Уточняем температуру по формуле
єС. (4.15)
єС.
Относительная погрешность равна:
% >5 %.
Поэтому для расчета удельного теплового потока во втором приближении принимаем єС.
При этих условиях
Вт/(мК),
Вт/м2.
Проверяем єС,
% < 5%.
Для среднего участка стены при толщине огнеупорной кладки м задаемся температурой кожуха єС и определяем коэффициент теплопроводности
Вт/(мК);
Тепловой поток через стенку равен
Вт/м2.
Уточняем температуру
єС.
Относительная погрешность равна:
% < 5%.
Так как принятая и уточненная температуры близки, расчет во втором приближении не производим.
Для верхнего участка стен при толщине огнеупорной кладки
м
задаемся температурой кожуха єС.
Коэффициент теплопроводности
Вт/(мК);
Тепловой поток через стенку равен
Вт/м2.
Проверяем єС.
Так как принятая и уточненная температура близки, расчет во втором приближении не производим.
Расчетная внешняя поверхность каждого участка стен равна
м2. (3.16)
м2
Суммарные тепловые потери через стены
Вт. (4.17)
Вт.
Тепловые потери через футеровку свода
В качестве материала свода используется магнезитохромитовый кирпич длиной 380 мм, что и для нижнего участка стены. Если принять расчетную температуру внутренней поверхности свода как и для стены єС, то удельные тепловые потери через футеровку свода должны быть такими же как 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 .
Для сферического сегмента радиусом R, высотой h боковая поверхность равна
м2, (4.18)
где м; м.
м2,
Тепловые потери свода при средней толщине огнеупорной кладки, равной м составляют
Вт (4.19)
Вт
Тепловые потери через футеровку подины ниже уровня откосов
При конструировании подины было принято, что огнеупорная часть подины выполняется из четырех слоев магнезитового кирпича марки МП-91 «на ребро» (4Ч115 мм) и набивки толщиной 65 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 .
Теплоизоляционная часть футеровки выполняется из двух слоев легковесного шамота типа ШЛБ-1, 3, «на плашку» суммарной толщиной 130 мм, слоя шамотного порошка толщиной 35 мм и листового асбеста толщиной 10 мм. Для упрощения расчета заменяем слои порошка и асбеста слоем легковесного шамота «на плашку» марки ШЛБ - 1,3, т.е. толщина теплоизоляционной части равна 195 мм. Коэффициент теплопроводности такого кирпича
Для определения удельных потерь принимаем температуру внутренней поверхности футеровки подины єС и задаемся в первом приближении температурой внешней футеровки єС, а также температурой на границе огнеупорного и теплоизоляционного слоев футеровки єС.
При этих условиях
Вт/(мК);
Вт/(мК);
Вт/(м2К). из таблицы 14.
Удельные тепловые потери в первом приближении
Вт/м2.
Уточняем принятые температуры
єС;
єС.
Относительная погрешность равна:
% < 5%.
% < 5%.
Проверка показала, что температуры и были выбраны правильно.
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. (4.20)
м2.
Тепловые потери через футеровку подины
Вт. (4.21)
Вт.
Суммарные потери теплоты теплопроводностью через футеровку за период плавления равны:
Втч. (4.22)
Втч =
3350,52= Мдж.
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. (4.23)
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
Втч, (4.24)
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.
кВтч= 903,6Мдж.
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:
Вт, (4.25)
где - объем уходящих газов, берется из материального баланса;
- средняя теплоемкость газов, Вт/(м3єС);
- средняя температура уходящих газов, єС;
|
Уходящие газы |
кг |
||
|
|
СО |
3141 |
|
|
|
СО2 |
2115 |
|
|
N2 |
14755 |
||
|
|
О2 |
547 |
|
|
|
Fe2O3 (в дым) |
4356,7 |
... |
Подобные документы
Классификация и маркировка стали, краткая характеристика способов производства. Виды и устройство дуговых печей, используемое сырье, заправка и плавление шихты. Окислительный и восстановительный периоды плавки, порядок легирования и составление баланса.
курсовая работа [421,8 K], добавлен 15.05.2014Технологические требования при выплавке электротехнической стали в электрических печах. Механизмы дуговой сталеплавильной печи. Расчет короткой сети, индуктивного и активного сопротивления. Проверка теплового баланса и мощности печного трансформатора.
курсовая работа [1,6 M], добавлен 17.05.2014Общая характеристика стали 38Х2МЮА. Технологический процесс выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи. Химический состав шихтовых материалов, Расчёт металлошихты на 1 т металла. Материальный баланс периодов плавления и окисления (на всю плавку).
курсовая работа [48,0 K], добавлен 16.03.2014Описание конструкции и работы дуговой сталеплавильной печи. Выбор огнеупорной вкладки ДСП. Состав чугуна, скрапа и средний состав шихты. Материальный баланс периода расплавления. Определение основных размеров печи. Коэффициент теплопроводности материалов.
курсовая работа [82,1 K], добавлен 16.02.2015Устройство и работа дуговой сталеплавильной печи, принцип ее действия, конструкции и механизмы. Автоматизированная система управления процессом плавки металла на дуговых сталеплавильных печах. Аппаратное и программное обеспечение, его характеристика.
реферат [37,6 K], добавлен 16.05.2014Описание технологического цикла "прямого" и "двухстадийного" получения стали. Классификация и принцип действия электрических дуговых сталеплавильных печей. Анализ способа загрузки и конструктивных особенностей ДГП. Расчет механизма подъема свода печи.
курсовая работа [1,9 M], добавлен 10.12.2013Направления деятельности основных и вспомогательных цехов металлургического завода. Особенности выбора технологии и оборудования для технического перевооружения сталеплавильного производства. Рассмотрение технологии плавки в современной дуговой печи.
отчет по практике [36,1 K], добавлен 02.11.2010Устройство дуговых печей, определение их основных параметров. Энергетический баланс периода расплавления. Тепловой баланс периода расплавления дуговой сталеплавильной печи. Определение мощности печного трансформатора и коэффициента теплопроводности.
курсовая работа [540,5 K], добавлен 10.01.2013Свойства термообработки металла. Подготовка шихтовых материалов к плавке, заправка печи, загрузка шихты в печь. Восстановительный период плавки. Расчёты угара и необходимого количества ферросплавов. Выбор источника питания печи. Расчёт тепловых потерь.
курсовая работа [1,6 M], добавлен 18.07.2014Конструкция, электрические и рабочие характеристики дуговой сталеплавильной печи. Технология производства стали в ДСП. Расчет параметров плавильного пространства. Энергетический баланс установки. Выбор проводников для участков вторичного токоподвода.
курсовая работа [794,1 K], добавлен 26.12.2013Формирование жидкоподвижного шлака в ванну. Длительность восстановительного периода. Расчет материального баланса. Конструкция и толщина отдельных слоев и всей футеровки подины. Зависимость высоты плавильного пространства от диаметра на уровне откосов.
курсовая работа [146,5 K], добавлен 29.09.2014Оценка параметров и показателей действующей дуговой сталеплавильной печи. Определение полезной энергии для нагрева и расплавления металла и шлака. Энергетический баланс периода расплавления. Расчет мощности печного трансформатора. Выбор напряжения печи.
курсовая работа [116,8 K], добавлен 14.02.2015Выбор плавильного агрегата. Подготовка шихтовых материалов. Исследование порядка загрузки шихты. Анализ состава неметаллической части шихты и кладки. Расчет количества шлака без присадок извести, чугуна в шихте, остаточной концентрации кремния и магния.
практическая работа [164,0 K], добавлен 11.12.2012Расчет 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 29.09.2011Физико-химические основы производства стали. Описание основных элементов конструкции дуговой сталеплавильной печи. Расчет экономических характеристик по проектируемому отделению, некоторых показателей по электроснабжению. Методы безопасной работы.
дипломная работа [6,5 M], добавлен 21.05.2015Сравнение двух технологий получения стали 20ГЛ с низким содержанием серы и фосфора в индукционной тигельной и дуговой сталеплавильной печах. Расчет расхода шихты, ферросплавов и материального баланса для технологий. Рафинирование стали второй технологии.
дипломная работа [2,3 M], добавлен 07.01.2021Характеристика продукции, выпускаемой заводом. Устройство и технические характеристики дуговой сталеплавильной печи, агрегата внепечной обработки стали "ковш-печь", рудно-термические электропечи средней и малой емкости. Описание процесса плавки металла.
реферат [1,0 M], добавлен 19.11.2014Технологические особенности дуговой электросталеплавильной печи. Характеристика производственных процессов как объектов автоматизации. Давление газов в рабочем пространстве. Автоматическое регулирование электрического и теплового режимов дуговых печей.
курсовая работа [1,2 M], добавлен 18.12.2010Конструкция и принцип действия дуговой сталеплавильной печи, сферы их практического применения и предъявляемые требования. Источники питания для ручной дуговой сварки на переменном токе. Регулирование электрического режима индукционной тигельной печи.
контрольная работа [200,3 K], добавлен 13.06.2014Технология плавки стали в дуговой печи. Химический состав углеродистого лома, кокса, никеля, ферромолибдена и готовой стали. Период расплавления и окислительный период. Расчет шихтовки по углероду. Определение расхода шихтовых материалов на 1 тонну стали.
курсовая работа [136,1 K], добавлен 06.04.2015
