Особливості технологічних процесів металургії чорних металів

Размещено на http://www.allbest.ru/

Міністерство освіти і науки України

Криворізький металургійний інститут

ДВНЗ «Криворізький національний університет»

Кафедра металургійних технологій

МЕТОДИЧНІ ВКАЗІВКИ ДО ВИКОНАННЯ КУРСОВИХ РОБІТ

з дисципліни

«Особливості технологічних процесів металургії чорних металів»

за спеціальністю: 6.090401 «Металургія чорних металів»

м. Кривий Ріг

2014

МЕТОДИЧНІ ВКАЗІВКИ ДО ВИКОНАННЯ КУРСОВИХ РОБІТ з дисципліни «ОСОБЛИВОСТІ ТЕХНОЛОГІЧНИХ ПРОЦЕСІВ» за спеціальністю: 6.090401 «Металургія чорних металів»

Розробила: ст. викладач Радько Н.Г.

Рецензент: професор Лялюк В.П.

Затверджено на засіданні кафедри, протокол № 1 від 27.08. 2014р

Зміст

Вступ

1. Технологічні особливості виплавки сталі марки 26ХГА

1.1 Хімічний склад

1.2 Шихтовка плавки

1.3 Дуттьовий режим

1.4 Корегуючі операції

1.5 Випуск

1.6 Легування і розкислення

1.7 Позапічна обробка

1.8 Розливка

2. Розрахункова частина

2.1 Початкові дані

2.2 Визначення вмісту домішок в металевій частині шихти

2.3 Матеріали з неметалевої шихти, що беруть участь в плавці

2.4 Визначення кількості шлаку і встановлення шлакового режиму

2.5 Визначення максимально можливої кількості металевого брухту

2.6 Фактичні витрати брухту з урахуванням додаткового охолоджувача

2.7 Необхідні витрати вапна

2.8 Уточнення кількості шлаку

2.9 Попередній розрахунок кількості газу

2.10 Розрахунок виходу пригідного металу

2.11 Залишковий вміст домішок в металі

2.12 Розрахунок кількості домішок, що видаляються з металу

2.13 Визначення кількості і складу газу в шлаку

2.14 Визначення витрати дуття і тривалості продування

2.15 Матеріальний баланс

2.16 Визначення температури металу в кінці продування

2.17 Складання матеріального балансу плавки

2.18 Розрахунок розкислення металу

2.19 Маса і склад металу після розкислення

2.20 Витрати матеріалу на всю садку

Додаток А

Вступ

Переваги киснево-конверторного процесу перед іншими масовими способами виробництва сталі зумовили його швидкий розвиток і застосування для виплавки не тільки рядових, але і легованих, зокрема високоякісних, сталей. Киснево-конверторний процес має переваги перед мартенівським і електросталеплавильним процесами при виплавці сталей з пониженим вмістом вуглецю, марганцю, водню, азоту і кольорових металів.

Поєднання киснево-конверторного процесу з сучасними способами внепічної обробки металу (внедоменна десульфурація чавуну, продування сталі інертним газом, вакуумування, обробка синтетичними шлакуми і порошкоподібними матеріалами і ін.) ще більш розширило можливість виплавки самого різного сортаменту легованих сталей.

По характеру початкової шихти процеси виплавки легованої сталі в кисневих конвертерах можуть бути розділені на дві групи:

1) з використанням звичайного передільного чавуну і подальшого легування сталі в ковші феросплавами і іншими легуючими матеріалами і ;

2) виплавка з використанням як основного компоненту металлошихти легованого розплаву. Останній може бути природно - легований чавун, продукти його попередньої переробки, чорновий феронікель, також легована заготівка.

Сталі, що містять до 0,25 % вуглецю, використовують як котельні, будівельні і для деталей машин, що піддаються цементації. Низький вміст вуглецю в котельних і будівельних сталях обумовлений тим, що деталі казанів і будівельних конструкцій сполучають зваркою, а вуглець погіршує зварюваність.

Хромомарганцеві марки сталі, так звані «хромансиль», леговані хромом, кремнієм і марганцем, тобто не містять дефіцитних легуючих елементів. Ці сталі володіють хорошою зварюваністю і міцністю, недоліком є схильність до відпускної крихкості 2 - го роду і до зневуглецювання поверхні при нагріві.

У конструкційних сталях легування здійснюють з метою поліпшення механічних властивостей - міцності, пластичності і т.д. Крім того, при введенні в сталь легуючих елементів змінюються фізичні, хімічні та інші її властивості.

1. Технологічні особливості виплавки сталі марки 26ХГА

1.1 Хімічний склад

Хімічний склад сталі марки 20ХГСА знаходиться в таблиці 1.1.

Таблиця 1.1 - Хімічний склад марки 20ХГСА

Назва	C	Si	Mn	P	S	Cr
26ХГСА	0,23-0,29	0,9-1,2	0,8-1,1	0,025	0,025	0,8-1,1

Дана марка сталі є високоякісною, конструкційною і легованою.

З неї виготовляють калібрований прокат для високоміцних зварних ланцюгів, з діаметром профіля 14-21 мм ( ТУ 14-1-3672-90).

Готові профілі у вигляді шестигранників і кругів використовуються у автомобільній промисловості і для гірничо - шахтного устаткування.

1.2 Шихтовка плавки

Шихтовка плавки киснево-конверторного процесу в основному складається з рідкого передільного чавуну, металобрухту та шлакоутворюючих матеріалів.

Використовують чавун слідуючого хімічного складу: вуглецю - 3,70%; кремнію - 0,85%; марганцю - 0,35%; фосфору - 0,15%; сірки - 0,04%; заліза - 95,010%; температура заливки чавуну в конвертор складає 1300?С. Бо саме хімічний склад чавуну і його температура визначають техніко - економічні показники роботи кисневого конвертора, а саме його продуктивність, кількість переробленого металобрухту, процес шлакоутворення.

До металобрухту пред'являють вимоги, що стосуються його насипної маси, розмірам, чистоти по шкідливим домішкам, кольоровим металам (міді, олова, свинцю, нікелю, хрому, молібдену), що будуть робити шлак тугоплавким і ускладнювати процес шлакоутворення. В якості металобрухту використовують відходи виробництва - зворотній лом, відходи прокатних і металоріжучих цехів; амортизаційний лом, купувальний металобрухт. В завалку слід давати 30% зворотного лому від усієї кількості металобрухту, 20% відходів металообробки і 50% - амортизаційного лому. Насипна маса легковагого металобрухту повинна бути 0,3-3 т/мі, пакетованого - 1-1,7 т/мі, обрізі - 1,8- 3 т/мі.

До шлакоутворюючих матеріалів відносять вапно, плавиковий шпат, боксит, окатиші, агломерат. Вони повинні бути сухими і мати фракцію до 50 мм.

1.3 Дуттьовий режим

Дуттьовий режим такий же самий, що при виплавці рядових марок сталей.

Після завалки металобрухту заливають рідкий передільний чавун, далі кисневий конвертор установлюють у вертикальне положення, опускають в нього кисневу фурму і починають продування з інтенсивністю 3 мі/т·хв.

Продувка ведеться через 5 - ти соплову кисневу фурму з хвилинними витратами - 380 мі/хв, швидкість подачі кисню в середньому становить 550 мі/сек. Тиск перед соплами повинен бути рівним 1,3 МПа.

Положення фурми під час продування відносно рівня спокійного металу повинен забезпечувати нормальний хід шлакоутворення, окислення домішок, нагріву ванни і виключити виноси і виброси метала і шлаку через горловину конвертора. Це забезпечується при перемінному положенні фурми по ходу продувки.

На початку періоду продування відстань зріза фурми від дзеркала метала спокійного метала повинне бути значно високим 2,8-3 м. В цьому випадку в результаті збагачення шлаку оксидами заліза прискорюється розчинення вапна, що дозволяє з значно великою швидкістю сформувати активний високоосновний шлак. Потім фурму опускають в робоче положення, яке зберігається, як правило, до кінця продувки. Під час продування робиться присадка шлакоутворюючих матеріалів. При згортанні шлаку фурму піднімають і при високому положенні знову насичують шлак оксидами заліза, дають присадку плавикового шпату для розжиження шлаку.

1.4 Корегуючі операції

Зазвичай ці операції проводяться у випадку непопадання в задану температуру або хімічний склад. В якості таких операцій може використовуватись додувка для підвищення температури металу.

Необхідність проведення коригуючих операцій в більшості випадків виникає через шихту низької якості. Саме тому при виплавці сталі 20ХГСА особливу увагу приділяють шихтовим матеріалам. Обов'язковим елементом технології є продувка аргоном у ковші протягом 5-7 хв., що забезпечує стабільне засвоєння елементів (93-98% Мn, 88-96%Si).

Для марки сталі 20ХГСА робляться корегуючі операції по температурі. При випуску сталі її температура 1632 ?С, що значно перевищує її температуру випуску, для її зниження слід додати металобрухту.

1.5 Випуск

Випуск плавки робиться після одержання експрес-аналізу і якщо отриманні дані відповідають заданому хімічному складу і температурі проводиться злив металу з конвертора. Операція зливу - одна з найбільш відповідальних. Команда на випуск повинна бути продубльована працівником, що управляє конвертером під час зливу плавки. Тривалість випуску повинна становити 6 хв. (для низьколегованих марок стали 4-7 хв.) При зливі плавки менш 3 хв з'являється небезпека аварійної ситуації й влучення розкислювачів у шлаки. Після зливу металу плавка накривається шлаками з товщиною шаруючи 150-200 мм, інакше метал у ковші швидко прохолоджується. Не допускається влучення шлаків по ходу випуску плавки в ківш. По закінченні випуску металу шлаки з конвертера повністю викантовується в чашу. Не допускається влучення в чашу рідкого металу (можливий прогар чаші або викид шлаків).

1.6 Легування і розкислення

Під розкисленням розуміють видалення розчиненого в металі кисню. Вміст кисню по ходу процесу, невисоке спочатку при наявності у ванні щодо високого вмісту С, Sі, Mn, збільшується в міру їхнього вигоряння й досягає максимальних значень (0,03-0,08)при низьких вмістах вуглецю. Вміст вуглецю є найважливішим чинником, що регулює вміст кисню в рідкому металі. У процесі кристалізації сталі розчинність кисню зменшується й закис заліза (Fео), виділяючись із розчину, розташовується по границях зерен. При цьому послаблюється зв'язок між зернами й метал руйнується в процесі прокатки. Із цим зв'язане старіння сталі, міхури, неметалічні включення. Під цим розуміється необхідність зниження вмісту кисню в сталі, що досягається розкисленням. У якості разкислювачів використають метали, що володіють більшою, ніж у заліза спорідненістю до кисню.

Сталі марки 20ХГСА розкислюють, зазвичай, трьома розкислювачами - феромарганцем, силікомарганцем і ферохромом, або двома - феросилікомарганцем і ферохромом. Розрахунок та ретабельність використання того чи іншого ферросплаву визначаюєтся за допомогою матеріально-теплового балансу плавки, в котрому можна прослідкувати за внесенням кожним розкислювачем різних елементів. Одним із найефективніших методів розкислювання та легування є присадка 65-% ферросилікомарганцю та 65%-феррохрому.

1.7 Позапічна обробка

Для видалення газів, котрі потрапляють у метал із атмосфери або шихти використовують або обробку інертним газом, або вакуумування. Обробка аргоном дозволяє отримати достатній рівень видалення газів і хімічно однорідний метал. Особливо це помітно при розподілі кремнію та марганцю по об'єму металу.

1.8 Розливка

Сталь марки 20ХГСА розливається сифоном. При розливці сифоном виливниці з металом потрібно певний час витримувати нерухомо біля розливної площадки. Це запобігає обриву корки з прибутку і утворенню так званого лікваційного квадрата. Так як сталь 20ХГСА використовується для виробництва ланцюгів, для неї ставлять високі вимоги щодо фізичних властивостей, тому розливка сифоном під шлаком використовується майже завжди при виробництві даної марки сталі.

2. Розрахункова частина

При теоретичних розрахунках плавок витрати матеріалів і продуктів плавки зручно виражати в кілограмах на 100 кг металевої шихти, а витрати тепла в Джоулях на 100 кг металевої шихти. У подальших розрахунках розмірність кг/100 кг металошихти для кратності позначена через кг, а Дж/100 кг металошихти -- через Дж. В процесі розрахунку, заповнюється додаток А, в якому визначається склад компонентів, що вносяться.

2.1 Початкові дані

Початкові для розрахунку виплавки сталі 20ХГСА в кисневому конвертері місткістю 160 тонн представлені у вигляді таблиць 2.1 - 2.3. Крім того враховуємо температуру рідкого чавуну 1300?C і температуру випуску сталі 1620?C.

Таблиця 2.1 - Хімічний склад металевої шихти, %

Найменування	С	Si	Mn	Р	S	Cr	Fe	Усього
Чавун рідкий	3,70	0,85	0,35	0,15	0,040	-	95,010	100
Брухт	0,25	0,17	0,53	0,03	0,04	-	98,98	100
FeSiMn	3,5	10	65	0,20	0,03	-	21,27	100
FeCr	0,25	2	-	0,03	0,02	65	32,7	100
Готова сталь	0,17-0,23	0,80-1,2	0,80-1,2	0,025	0,025	0,7-1,0	96,32	100

Таблиця 2.2 - Хімічний склад неметалевої шихти, %

Матеріал	SiO2	Аl2О3/ CaF2	Fе2О3	FeO	MnO	CaO	MgO	P2O5	S	СО2	Н2О	Усього
Шлак мікс.	47,5	6,5	1,4	4,0	8,0	27,5	4,5	0,2	0,4			100
Вапно	1,95	0,80	-	-	2,05	89,3	-	0,10	0,10	4,7	1,00	100
Футерівка	3,4	1,4	2,1	-	-	40,3	52,8	-	-	-	-	100
Окатиші	5,0	2,0	86,0	1,3	0,1	3,5	1,0	0,05	0,05	-	1,0	100
Плав. шпат	8,0	89,5	-	-	-	1,0	0,8	0,1	0,2	0,2	0,2	100

Таблиця 2.3 - Дані для розкислення

Назва статті	C	Si	Mn	S	Cr	P
В готовій сталі, %	0,2	1	1	0,025	0,85	0,025
В сталі перед розкисленням, %	0,08	-	0,10	0,015	-	0,015
Необхідно внести, %	0,12	1	0,90	0,010	0,85	0,010

Вміст вуглецю, кремнію і марганцю в готовій сталі для таблиці 2.3 розраховується як середнє значення відповідних даних таблиці 2.1 (з можливістю корегування). Кількість елементів, яку необхідно внести при розкисленні (нестаток елементів в готовій сталі), розраховується як різниця між вмістом в готовій сталі і вмістом в сталі до розкислення.

2.2 Визначення вмісту домішок в металевій частині шихти

Для попередніх розрахунків приймаємо кількість брухту в металошихті 25%. Сумарна кількість домішок в металошихті визначається по формулі (2.1):

(2.1)

де - сумарна кількість домішок в металошихті, кг;

, - вміст чавуну і брухту в шихті, %;

, - вміст домішок Е в чавуні і брухті, %.

Таким чином, підставивши у формулу (2.1) початкові дані, отримаємо:

= 0,75 · 3,70 + 0,25 · 0,25 = 2,838кг;

= 0,75 · 0,85 + 0,25 · 0,17 = 0,68кг;

= 0,75 · 0,35 + 0,25 · 0,53 = 0,395кг;

= 0,75 · 0,15 + 0,25 · 0,03 = 0,12кг;

= 0,75 · 0,040 + 0,25 · 0,04 = 0,0400кг.

2.3 Матеріали з неметалевої шихти, що беруть участь в плавці

Прийняті для розрахунку витрати матеріалів з малозначних джерел, що беруть участь в утворенні шлаку, представлені в таблиці 2.4.

Таблиця 2.4 - Витрати матеріалів з малозначних джерел

Матеріал	Витрати на плавку, кг
Міксерний шлак	0,60
Вапно	8,00
Футерівка	0,30
Окатиші	0,30
Плавиковий шпат	0,25
Засмічення брухту	0,20

Засмічення брухту перебувають на 75% з SiO₂ і 25% з Al₂O₃. За цими даними розраховуємо кількість компонентів, що вносяться матеріалами неметалевої шихти і заповнюємо відповідні графи додатку А (дані по вапну попередні, тому в додаток не вносяться). Так, наприклад, вапном вноситься:

(SiO₂)_вап = 8,0 · 1,95 % = 0,156 кг; (CaO)_вап = 8,0 · 89,3% = 7,144 кг;

(Al₂O₃)_вап = 8,0 · 0,80 % = 0,064 кг; (P₂O₅)_вап = 8,0 · 0,10% = 0,008 кг;

(MnO)_вап = 8,0 · 2,05 % = 0,164 кг; (S)_вап = 8,0 · 0,10% = 0,008 кг.

2.4 Визначення кількості шлаку і встановлення шлакового режиму

2.4.1 Орієнтовне визначення кількості шлаку

Орієнтовне визначення кількості шлаку, що утворюється, необхідне для з'ясування можливості ведення плавки по одношлаковому режиму. Тому розрахунок ведемо по відповідному рівнянню для одношлакового киснево-конвертерного процесу (2.2):

(2.2)

де - кількість шлаку, що утворюється, кг;

- кількість кремнію в металевій шихті, кг;

2,14 - стереометричний коефіцієнт, що характеризує кількість SiO₂, що утворюється при окисленні 1 кг кремнію, кг/кг;

- надходження SiO₂ в шлак з усіх джерел окрім металевої шихти, кг;

(SiO₂) - вміст SiO₂ в шлаку, %.

Для попереднього розрахунку приймаємо (SiO₂) = 15%. Згідно додатку А, з урахуванням SiO₂ що вноситься вапном отримаємо = 0,4802 + 0,16 = 0,6402 кг.

Підставимо необхідні значення в формулу (2.2):

14,041 кг

2.4.2 Визначення можливого ступеня десульфурації

Залишковий вміст сірки в металі розраховується по формулі (2.3):

(2.3)

де - залишковий вміст сірки в металі, кг;

- кількість сірки в металевій шихті, кг;

- кількість сірки що вноситься іншими шихтовими матеріалами, кг;

- кількість сірки, що переходить в газову фазу, кг;

- вихід рідкого металу, кг;

- коефіцієнт розподілу сірки між шлаком і металом;

- кількість шлаку, кг.

Коефіцієнт розподілу сірки між шлаком і металом = 4ч7. Приймаємо = 6.

Згідно додатку А з урахуванням сірки вапна, що вноситься, одержуємо:

= 0,00305 + 0,008 = 0,0111 кг

Приймаємо = 0,05 · = 0,05 · 0,038 = 0,0020 кг.

Приймаємо = 90 кг.

Підставимо необхідні значення в формулу (2.3):

0,031 %

2.4.3 Визначення можливого ступеня дефосфорації

Залишковий вміст фосфору в металі визначаємо по формулі (2.4):

(2.4)

де - залишковий вміст фосфору в металі, кг;

- кількість фосфору в металевій шихті, кг;

- вихід рідкого металу, кг;

- кількість шлаку, кг;

0,437 - перевідний коефіцієнт, що враховує перехід від до;

- коефіцієнт розподілу фосфору.

Коефіцієнт розподілу фосфору між шлаком і металом = 50ч80. Приймаємо = 70.

Підставимо необхідні значення в формулу (2.4):

0,023 %

Оскільки необхідна ступінь десульфурації і дефосфорації досягається без проміжного спуску шлаку, тому приймаємо технологію ведення плавки без додаткового спуску шлаку.

2.5 Визначення максимально можливої кількості металевого брухту

Оскільки брухт в киснево-конвертерному переділі є основним охолоджувачем і ціна однієї тонни його менше ціни тонни чавуну, то максимально можлива витрата брухту сприяє поліпшенню техніко-економічних показників процесу плавки, зниженню собівартості сталі.

Максимально можливі витрати брухту розраховують по формулі (2.5):

(2.5)

де - Максимально можливі витрати брухту, кг;

і - кількість тепла, що виділяється при повному окисленні 100 кг домішок чавуну та брухту відповідно, кДж;

, - температура чавуну та брухту відповідно, ?С;

88 і 0,7 - питомі теплоємності чавуну та брухту відповідно, кДж/(кг·К);

, , - прихід тепла в результаті шлакоутворення, утворення оксидів заліза (FeO і Fе₂О₃) шлаку і допалювання СО до СО₂ відповідно, кДж;

, , - фізичне тепло шлаку, металу і газу відповідно, кДж;

- хімічне тепло, яке могло б виділитися при повному окисленні домішок готового металу (сталі), кДж;

- тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза, що містяться в 100 кг брухту, кДж;

А - постійний член виразу (для киснево-конвертерного процесу А = 6000ч7000 кДж), що включає теплові втрати від розкладання карбонатів, випаровування вологи шихти і інші малозначні статті втрат тепла, кДж;

2.5.1 Хімічне тепло чавуну

Кількість тепла, що виділяється при повному окисленні 100 кг домішок чавуну розраховується по формулі (2.6):

(2.6)

де - кількість тепла, що виділяється при повному окисленні 100 кг домішок чавуну, кДж;

, , , - вміст домішок, що окислюються, в чавуні, %;

- стандартні теплові ефекти окислення цих домішок, кДж.

Приймаємо: = 14770 кДж; = 26970 кДж; = 7000 кДж; = 21730 кДж.

Підставивши необхідні дані в формулу (2.6) розрахуємо хімічне тепло чавуну:

= 14770 · 4,20 + 26970 · 0,86 + 7000 · 0,60 + 21730 · 0,10 = 89428 кДж

2.5.2 Тепло шлакоутворення

Тепло шлакоутворення визначаємо по формулі (2.7):

(2.7)

де - Тепло шлакоутворення, кДж;

- кількість шлаку (2.2), кг;

(CaO), (SiO₂), (P₂O₅) - вміст відповідних оксидів в шлаку, %.

Приймаємо (CaO) = 50%; (SiO₂) = 15%; (P₂O₅) = 2%.

Розрахуємо тепло шлакоутворення по формулі (2.7), підставивши необхідні значення:

= 14,041 · (6,28 · 50 + 14,64 · 15 + 41,84 · 2) = 8667 кДж

2.5.3 Температура металу в кінці продування

Температура металу в кінці продування визначається по формулі (2.8):

t_м = 1530 + 80 · [С] + Дt (2.8)

де t_м - температура металу в кінці продування, ?C;

[С] - недостаток вуглецю в готовій сталі, %;

Дt - пониження температури при розкисленні, ?С.

Приймаємо Дt = 69?С. Для розрахунку користуємось значенням [С] вказаним в таблиці 2.3.

Розрахуємо температуру, яку повинен мати метал в кінці продування по формулі (2.8):

t_м = 1530 + 80 · 0,2 + 69 = 1605?C

2.5.4 Хімічне тепло утворення оксидів заліза

Хімічне тепло утворення оксидів заліза шлаку (у киснево-конвертерному процесі із співвідношенням FeO до Fе₂О₃ відповідно 2 : 1) складе (2.9):

(2.9)

де - хімічне тепло утворення оксидів заліза, кДж;

- кількість шлаку (2.2), кг;

- сумарний вміст оксидів заліза FeO і Fе₂О₃ в шлаку, %.

Попередньо приймаємо (FeO) = 12%; (Fе₂О₃) = 6%.

Тоді = (FeO) + (Fе₂О₃) = 12 + 6 = 18%.

Розрахуємо хімічне тепло утворення оксидів заліза шлаку за формулою (2.9), підставивши необхідні значення:

10616 кДж

2.5.5 Тепло від допалювання в конвертері СО до СО₂

Тепло від допалювання СО в конвертері обчислюємо по формулі (2.10):

(2.10)

де - тепло від допалювання СО, кДж;

10100 - теплота допалювання СО до СО₂, кДж;

- загальна кількість СО, що виділяється з ванни, кг;

- частка допалюваної кількості СО в киснево-конвертерному процесі.

Z - частка тепла допалювання, що передається ванні (коефіцієнт використовування тепла допалювання).

Приймаємо Z = 0,8 (з інтервалу 0,6 - 0,8); = 0,2 (з інтервалу 0,1 - 0,2).

Загальна кількість СО, що виділяється з ванни обчислюється (2.11):

(2.11)

де - Загальна кількість СО, що виділяється з ванни, кг

- кількість вуглецю в металевий шихті (2.1), кг;

[С] - вміст вуглецю в сталі до розкислення (таблиця 2.3), кг.

Обчислимо кількість СО, що виділяється з ванни (2.11):

6,434 кг

Тоді тепло від допалювання в конвертері СО до СО₂:

10398кДж

2.5.6 Фізичне тепло металу

Фізичне тепло металу визначається по формулі (2.12):

(2.12)

де - фізичне тепло металу, кДж;

- температура металу в кінці продувки (2.8), ?С;

- вихід рідкого металу, кг.

Розрахуємо фізичне тепло металу по формулі (2.12):

126300 кДж

2.5.6 Фізичне тепло шлаку

Фізичне тепло шлаку розраховується по формулі (2.13):

 (2.13)

де - фізичне тепло шлаку, кДж;

- температура шлаку в кінці продувки, ?С;

- кількість шлаку (2.2), кг.

Приймаємо 1620?C, тоді фізичне тепло шлаку дорівнює:

27555 кДж

2.5.7 Фізичне тепло газів

Фізичне тепло газів визначаємо тільки з обліком СО і СO₂ по формулі (2.14):

(2.14)

де - фізичне тепло газів, що відходять, кДж;

- температура газів, що відходять, ?С;

- маса газу, що відходить СО, кг;

- маса газу СO₂, що відходить, кг.

З урахуванням того, що по ходу продування температура газів, що відходять, змінюється від 1350 до 1650?С, приймаємо = 1650?С.

Прийнявши співвідношення СО до СО₂ як 80% до 20%, знайдемо їх кількості:

= · 0,8 · Д[С], кг

= · 0,2 · Д[С], кг

де Д[С] - кількість вуглецю, що окислюється.

Кількість вуглецю, що окислюється, можна розрахувати як різницю між кількістю вуглецю в металевій шихті та нестатком вуглецю після продувки (2.15):

(2.15)

де Д[С] - кількість вуглецю, що окислюється, кг;

- кількість вуглецю в металевій шихті (2.1), кг;

[С] - вміст вуглецю в сталі до розкислювання, кг;

Д[С] = 3,200 - 0,19 = 3,01 кг

Знаючи Д[С], можна знайти маси CO і CO₂, що виходять з ванни:

5,147 кг

2,022 кг

Тоді фізичне тепло газів складе:

14038 кДж

2.5.8 Хімічне тепло готового металу

Хімічне тепло, яке виділилося б при повному окисленні домішок готового металу, визначаємо по формулі (2.16):

(2.16)

де - хімічне тепло готового металу, кДж;

,, - стандартні теплові ефекти окислення цих

домішок, кДж;

[С], [Mn], [Р] - вміст домішок в металі після продувки (вміст елементів в сталі до розкислення, таблиця 2.3), %.

- вихід рідкого металу, кг.

Раніше прийнято: = 14770 кДж; = 21730 кДж; = 7000 кДж; = 90 кг.

Допускаємо, що в металі залишиться 25% марганцю металошихти і обчислимо це за формулою (2.17):

[Mn]=0,25· (2.17)

[Mn]=0,25·0,395=0,099 %

Підставляючи ці значення в формулу (2.16), розрахуємо хімічне тепло металу, яке не виділяється в наслідок того, що домішки металошихти не окислюються повністю:

1979кДж

2.5.9 Тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза

Тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза, які містяться в 100 кг брухту розраховується по формулі (2.18):

(2.18)

де - тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза, кДж;

4800 - тепловий ефект дисоціації оксидів заліза;

- вміст оксидів заліза в брухті, %.

Приймаємо = 3,7%, тоді тепло на розклад оксидів заліза дорівнює:

17760 кДж

2.5.10 Тепло окислення домішок брухту

Кількість тепла, що виділяється при повному окисленні домішок брухту визначається по формулі (2.19):

(2.19)

де - кількість тепла, що виділяється при повному окисленні домішок брухту, кДж;

- вміст домішок, що окислюються, в брухті (таблиця 2.1), %;

- стандартні теплові ефекти окислення цих домішок, кДж.

Раніше прийнято: = 14770 кДж; = 26970 кДж; = 7000 кДж; = 21730 кДж. Розрахуємо кількість тепла від окислення домішок брухту:

12639 кДж

2.5.11 Максимально можливі витрати брухту

Маючи всі дані з пунктів 2.5.1 - 2.5.10 та прийнявши А = 6500 кДж; = 0?С, визначаємо максимально можливі витрати брухту на плавку, підставивши необхідні значення в формулу (2.5):

24,37 кг

2.6 Фактичні витрати брухту з урахуванням додаткового охолоджувача

Щоб виключити додувки по температурі, необхідно передбачити деякий резерв тепла. Це досягається заміною частини брухту на твердий окислювач (окалина, руда, агломерат).

Коефіцієнт еквівалентності твердого окислювача по відношенню до брухту обчислюється по формулі (2.20):

(2.20)

де - коефіцієнт еквівалентності твердого окислювача;

- загальний вміст заліза в твердому окислювачі (окатишах), %;

- кількість оксидів заліза в іржі брухту, %.

Приймаємо = 1,3%, тоді загальний вміст заліза в твердому окислювачі дорівнює, % (2.21):

= 0,7 · + 0,778 · (2.21)

де - вміст оксиду заліза в твердому окислювачі, %;

Приймаємо = 86%, тоді:

= 0,7 · 86 + 0,778 · 1,3 = 61,21%

Тоді, раніше прийнявши витрати твердих окислювачів - окатишів 0,3 кг (таблиця 2.4), обчислимо кількість брухту яку необхідно замінити: 3,144 · 0,3 = 0,94 кг.

Тоді фактичні максимальні витрати брухту з урахуванням твердих окислювачів складуть: 23,43 кг.

Знаючи кількість брухту, з додатку А обчислимо кількість оксидів заліза в брухті. Всього окалини в брухті (2.22):

(2.22)

де - кількість окалини в брухті, кг;

- фактичні максимальні витрати брухту, кг;

- вміст оксидів заліза в брухті, %.

Раніше приймалося = 3,7%, тоді оксидів заліза в брухті:

0,867 кг

З них: FeO - 0,867 · = 0,269 кг;

Fe₂O₃ - 0,867 · = 0,598 кг;

де: 72 і 160 - молярні маси FeO і Fe₂O₃ відповідно, 232 - їх сума.

2.7 Необхідні витрати вапна

Для визначення необхідної витрати вапна знаходимо уточнений вміст домішок в металевій шихті. Сумарна кількість домішки Е в металошихті визначається по формулі (2.1), але замість прийнятих витрат брухту і чавуну підставимо їх фактичні значення. Таким чином, підставивши у формулу (2.1) необхідні дані, отримаємо: плавка сталь брухт метал

= 0,7637 · 3,70 + 0,2363 · 0,25 = 2,892 кг;

= 0,7637 · 0,85 + 0,2363 · 0,17 = 0,691 кг;

= 0,7637 · 0,35 + 0,2363 · 0,53 = 0,392 кг;

= 0,7637 · 0,15 + 0,2363 · 0,03 = 0,122 кг;

= 0,7637 · 0,040 + 0,2363 · 0,04 = 0,040 кг.

Витрати вапна визначаємо по формулі (2.23):

(2.23)

де - витрати вапна на плавку, кг;

- вміст CaO у вапні, %;

- вміст (SiO₂+P₂O₅) у вапні, %;

В - основність кінцевого шлаку;

, - кількість Si і Р, що окислюється в перебігу продування, кг;

- кількість (SiO₂+P₂O₅), які надходять з усіх джерел, окрім металевої шихти і вапна, %;

- кількість CaO, що поступає з усіх джерел, окрім металевої шихти і вапна, %

2,14 і 2,29 - стехіометричні коефіцієнти, що характеризують кількість оксиду, що утворюється при окисленні 1 кг домішки, кг/кг;

Приймаємо В = 3,0. Згідно додатку А: = 0,4802 кг; = 0,299 кг.

0,691 кг

0,107 кг

Тоді витрати вапна складуть:

7,589 кг

Знаючи витрати вапна, заповнюємо відповідні графи в додатку А.

2.8 Уточнення кількості шлаку

Уточнену кількість шлаку визначаємо по формулі (2.24):

(2.24)

де: - кількість шлаку, кг;

- кількість Si Р і Mn, що окислюються в продовж продування, кг;

- кількість шлакоутворюючих (без оксидів заліза), що вносяться всіма матеріалами, окрім металевої шихти, кг;

- вміст оксидів заліза в шлаку, %;

2,14; 2,29; 1,29 - стехіометричні коефіцієнти, що характеризують кількість оксиду, що утворюється при окисленні 1 кг домішки, кг/кг.

Раніше приймалося (FeO) - 12%; (Fe₂O₃) - 6%, тоді = 18%;

0,395 кг.

Згідно додатку А одержуємо: = 1,3456 + 6,828 = 8,502 кг.

Тоді:

12,61 кг

2.9 Попередній розрахунок кількості газу

Приймаємо, що 80% вуглецю окислюється до СО, а 20% до СО_2. В процесі продування окислюється наступна кількість вуглецю:

2,838 - 0,26 = 2,812 кг

Тоді кількість утворюваного СО:

2,812 · 28/12 · 0,8 = 5,249 кг

Тоді кількість утворюваного СО₂:

2,812 · 44/12 · 0,2 = 2,062 кг

Кількість сірчистого газу SО₂ визначаємо з допущення, що 5% сірки окислюється з утворенням газоподібного оксиду:

0,05 · 0,038 · (64/32) = 0,004 кг

Кількість вологи згідно додатку А одержуємо = 0,064 кг

2.10 Розрахунок пригідного металу

Вихід рідкої сталі визначаємо її балансом:

а) прихід:

1) маса металевої шихти (чавуну та брухту): = 100 кг;

2) маса заліза, відновленого з оксидів (2.25):

, кг (2.25)

де , - кількість оксидів заліза, що вносяться, кг;

Згідно додатку А отримуємо: = 0,2992 кг; = 0,8756 кг;

0,840 кг

б) витрати:

1) вага металу, що окислюється (що перейшла в шлак у вигляді оксидів). Раніше прийнято (FeO) = 12%, (Fе₂О₃) = 6%. Знаючи масу всього шлаку, можна знайти масу оксидів в ньому:

0,12 · 12,61 = 1,551 кг

0,06 · 12,61 = 0,776 кг

Такій кількості оксидів відповідає наступна маса заліза, що окислюється:

1,750 кг

2) маса видалених домішок (2.26):

(2.26)

де - сумарна маса видалених домішок, кг;

Д[E] - кількість елементу окислюється впродовж продування, кг.

Д[S]= Д[S]ших- Д[S]гот = 0,038-0,023=0,015 кг

Раніше знайдені маси всіх елементів, тоді:

3,917 кг

3) маса металу в шлаку, що втрачається у вигляді корольків (приймаємо 3% від маси шлаку):

0,388 кг

4) маса металу, що втрачається з викидами (приймаємо 2%) складе 2 кг

5) втрати металу з пилом (чад) - формула (2.27):

(2.27)

де - втрати металу з пилом, кг;

- об'єм газів (чаду), м³;

- вміст заліза в пилу, %;

- концентрація пилу в газах, г/м³;

Приймаємо = 75%; = 100 г/м³;

- об'єм газів знаходимо по формулі (2.28):

(2.28)

де - об'єм чаду, м³;

- кількості відповідних газів, що виділяються при продувці (розраховані в пункті 2.9), кг.

5,349 м³

Тоді маса заліза, що втрачається з пилом, складе:

0,401 кг

6) вага сміття і окалини скрапу, згідно додатку А отримаємо: = 1,067 кг.

7) маса міксерного шлаку, згідно додатку А складає = 0,600 кг.

в) баланс:

, кг

де - прихід пригідного металу, кг

= (100+0,846)-(1,706+4,253+0,378+2+0,436+1,067+0,6)

= 90,718 кг

2.11 Залишковий вміст домішок в металі

2.11.1 Марганець

Залишковий вміст марганцю в металі знаходимо по формулі (2.29):

(2.29)

де: - залишковий вміст марганцю в металі, %;

- загальна кількість марганцю, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів (розраховується по формулі 2.30);

, - вихід пригідного металу і уточнена кількість шлаку відповідно, кг (пункти 2.8 і 2.9);

- константа рівноваги реакції окислення марганцю (розраховується по формулі 2.30);

- вміст FeO в шлаку, %.

Загальну кількість марганцю, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів, можна розрахувати по формулі (2.30):

(2.30)

де - загальна кількість марганцю, кг;

- кількість марганцю, що вноситься металевою шихтою (пункт 2.7), кг;

- кількість MnO, що вноситься іншими матеріалами (додаток А), кг.

(2.30)

де - константа рівноваги реакції окислення марганцю;

- температура металу в кінці продування, ?К.

Вже відомо: = 0,557 кг; (FeO) = 12%; = 90,399 кг; = 12,61 кг. Згідно додатку А маємо: = 0,0483 кг. = + 273 = 1605 + 273 = 1873?К.

0,430 кг

1,7

Тоді:

0,140%

2.11.2 Фосфор

Залишковий вміст фосфору в металі знаходимо по формулі (2.31):

 (2.31)

де: - залишковий вміст фосфору в металі, %;

- загальна кількість фосфору, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів (розраховується по формулі 2.32);

, - вихід пригідного металу і уточнена кількість шлаку відповідно, кг (пункти 2.8 і 2.9);

- коефіцієнт розподілу фосфору.

(2.32)

де - загальна кількість фосфору, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів, кг;

- кількість фосфору, що вноситься металевою шихтою (пункт 2.7), кг;

- кількість Р₂О₅, що вноситься іншими матеріалами, кг.

Вже відомо: = 0,086 кг; = 90,399 кг; = 12,61 кг; = 60.

Згідно додатку А маємо: = 0,0016 кг.

Тоді:

0,123 кг

0,029%

2.11.3 Сірка

Залишковий вміст сірки в металі знаходимо по формулі (2.33):

 (2.33)

де - залишковий вміст сірки в металі, %;

- загальна кількість сірки, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів (розраховується по формулі 2.34);

, - вихід пригідного металу і уточнена кількість шлаку відповідно, кг (пункти 2.8 і 2.9);

- коефіцієнт розподілу сірки.

(2.34)

де - загальна кількість сірки, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів, кг;

- кількість сірки, що вноситься металевою шихтою (пункт 2.7), кг;

- кількість сірки, що вноситься іншими матеріалами, кг;

- кількість сірки, перехідне в газову фазу, кг.

Вже відомо: = 0,038 кг; = 0,002 кг; = 90,399 кг; = 12,61 кг; = 6. Згідно додатку А маємо: = 0,0031 кг.

Тоді:

0,041 кг

0,024%

2.12 Розрахунок кількості домішок, що видаляються з металу

Кількість домішок, що видаляються, розраховуються по формулі (2.35):

(2.35)

де - кількість видаленої домішки, кг;

- вміст домішки в металевій частині шихти, кг;

- вихід пригідного металу, кг.

Тоді:

= 3,255 - 0,90399 · 0,19 = 2,819 кг

= 0,695 - 0,90399 · 0,0000 = 0,691 кг

= 0,557 - 0,90399 · 0,194 = 0,266 кг

= 0,086 - 0,90399 · 0,021 = 0,096 кг

= 0,038 - 0,90399 · 0,023 = 0,018 кг

Усього: 3,889 кг.

2.13 Визначення кількості і складу газу в шлаку

Розрахунок складу і кількості шлаку зводяться до заповнення відповідних граф в додатку А.

Визначення кількості оксидів, що вносяться металевою шихтою:

qSiO₂ = 0,695 · 60/28 = 1,480 кг

qP₂O₅ = 0,067 · 142/62 = 0,220 кг

qMnO = 0,383 · 71/55 = 0,343 кг

Кількість газів, що утворюються, уточнюємо, враховуючи що видаляється 3,083 кг вуглецю (раніше прийнято, що 80% вуглецю окислюється до СО):

Тоді:

5,263 кг

2,067 кг

Раніше визначено, що в газову фазу переходить 0,0016 кг сірки. Це відповідає наступній кількості газу SO₂:

= 0,002 · = 0,004 кг.

2.14 Визначення витрати дуття і тривалості продування

Витрати дуття визначаються по формулі (2.36):

(2.36)

де - витрати дуття, кг;

- коефіцієнт засвоєння кисню дуття ванни;

- вміст кисню в дутті, %;

- кількість кисню, необхідна для окислення вуглецю, кг;

- кількість кисню, необхідна для окислення інших домішок, кг;

- кількість кисню, необхідна для утворення оксидів заліза шлаку, кг;

 - кисень з вапна у вигляді СО₂, кг;

- кисень з інших джерел, кг.

Приймаємо: = 0,92; = 99,2%.

Значення решти величин визначаємо попереднім розрахунком:

= 1,46 · Д[С] = 1,46 · 3,083 = 4,116 кг

= 1,14 · Д[Si] + 0,29 · Д[Мn] + 1,29 · Д[P] = 1,14 · 0,695 + 0,29 · 0,383 + + 1,29 · 0,067 = 0,988 кг

= 0,0001 · · [30 · (Fe₂O₃) + 22,2 · (FeO)] = 0,0001 · 12,61 · [30 · 6 + 22,2 · 12] = 0,577 кг

= 0,01 · (30 · + 22,2 · ) = 0,01 · (30 · 0,8756 + 22,2 · 0,2992) = 0,327 кг

Кількість кисню вапна у вигляді СО₂ визначається по формулі (2.37):

= 36,4 · 10^-4 · · r · (CO₂)_вап (2.37)

де - витрати вапна на плавку, кг;

r - частка СО₂ вапна, що бере участь в окисленні домішок, %;

(CO₂)_вап - вміст СО₂ у вапні, %.

Приймаємо r = 80%, тоді:

= 0,00364 · 6,828 · 0,8 · 3,6 = 0,104 кг

Тепер значення усіх величин, що входять у формулу для визначення витрати дуття відомі. Підставляємо їх у формулу, знаходимо витрати дуття на плавку:

= 5,444 кг

Тоді об'єм кисню визначається по формулі (2.38):

(2.38)

де - об'єм кисню на плавку, м³/т;

- витрати дуття на плавку, кг.

Тоді:

= 5,444/0,143 = 43,3 м³/т

Тривалість продування визначаємо по формулі (2.39):

(2.39)

де - тривалість продувки, хв.;

- об'єм кисню на плавку, м³/т;

- інтенсивність продувки, м³/т·хв.

Підставимо необхідні дані в формулу (2.39), прийнявши = 3 м³/т·хв.:

= = 14,4 хв.

2.15 Матеріальний баланс

Для складання матеріального балансу необхідно визначити кількість СО, СО₂ і N₂ в газах, що відходять.

2.15.1 Азот

Визначається по формулі (2.40):

(2.40)

де - кількість N₂ в газах, що відходять, кг;

- витрати дуття на плавку, кг;

- вміст азоту в дутті, %.

Приймаємо = 0,80%, тоді:

0,046 кг

2.15.2 Оксиди вуглецю

Як вже наголошувалося, кисень вапна у вигляді СО₂ також бере участь в окисленні домішок. При відомих витратах вапна вміст СО₂ вапна, що бере участь в окисленні домішок r, маємо масу СО₂ вапна, що бере участь в окисленні (2.41):

(2.41)

де - витрати двоокису вуглецю, що міститься у вапні, на окислення домішок, кг;

- витрати вапна, кг;

- вміст СО₂ у вапні, %;

r - частка СО₂ вапна, що бере участь в окисленні домішок, %.

Підставивши отримані дані в формулу (2.41) отримаємо:

(CO₂) = 6,828 · 0,036 · 0,8 = 0,285 кг.

При взаємодії цієї кількості СО₂ з домішками металу утворюється в кількості:

(CO)=0,206·= 0,182 кг.

Тоді всього за плавку виділяється згідно розрахункам по формулах (2.41) і додатку А:

q = 2,345 - 0,206 = 2,139 кг; q_со =5,313 + 0,131 = 5,444 кг

2.15.3 Матеріальний баланс плавки

Матеріальний баланс плавки зводимо в таблицю 2.5.

Таблиця 2.5- Матеріальний баланс плавки

Задано	Отримано
Найменування статті	к-ть, кг.	Найменування статті	к-ть, кг.
Чавун	76,57	Метал	90,718
Брухт	23,43	Шлак	12,929
Вапно	7,589	Викиди металу	2,000
Обкотиші	0,300	Корольки в шлаку	0,388
Плавиковий шпат	0,250	Втрати з пилом	0,401
Футеровка	0,300	Гази	СО	5,444
Дуття	5,753		СО2	2,139
			Н2О	0,079
			SО2	0,004
			N2.	0,046
Разом	114,192	Разом	114,149

Нев'язка обчислюється за формулою (2.42):

2.16 Визначення температури металу в кінці продування

Температуру металу обчислюємо по формулі (2.43), отриманій з рівняння теплового балансу плавки в цілому:

T = (2.43)

де: Т - температура металу,?С;

Q - повний прихід тепла, кДж;

- всі статті витрати тепла, окрім статі на нагрів металу і шлаку, кДж;

qшл - кількість отриманого шлаку, кг;

qм - кількість отриманого металу, кг.

2.16.1 Повний прихід тепла

Повний прихід тепла можна розрахувати з рівняння (2.44):

Q=Q+Q+Q+Q+Q+Q (2.44)

де: Q -фізичне тепло рідкого чавуну, кДж;

Q - фізичне тепло міксерного шлаку, кДж;

Q - хімічне тепло окислення домішок, кДж;

Q, Q и Q - прихід тепла в результаті шлакоутворення,

утворення оксидів заліза (FеО і Fе2О3) шлаку і допалювання СО до СО₂ відповідно, кДж.

2.16.2 Фізичне тепло рідкого чавуна

Можна обчислити по формулі (2.45):

Q=(q-q) ·(61,9+0,88 ·t) (2.45)

Q= 75,97 · ( 61,9 + 0,88 ·1300) = 91616 кДж,

де 75,97 - масса чавуну без міксерного шлаку, кг.

2.16.3 Хімічне тепло окислення домішок

Можна обчислити по формулі (2.46):

Q=14770 ·Д[C]+26970 · Д[Si]+7000·Д[Mn]+21730·Д[P] (2.46)

де: Д[C], · Д[Si], Д[Mn], Д[P] - кількість окислених домішок в чавуні, %.

Підставивши у формулу (2.46) отримаємо

Q=14770 · 3,083 + 26970 · 0,695 + 7000· 0,383 + 21730 · 0,067 = 64213 кДж.

2.16.4 Прихід тепла в результаті утворення оксидів заліза

Даний прихід можна обчислити за формулою (2.47) :

Q=0.01 ·q ·[3707 ·(FeO)+5278 ·(Fe₂O₃)] (2.47)

Підставивши відомі величини у формулу (2.47) отримаємо:

Q =0,01 ·12,61 · [3707 ·12,00 + 5278 · 6,00] = 9846 кДж.

2.16.5 Прихід тепла в результаті шлакоутворення

Даний прихід можна обчислити за формулою (2.48) :

Q = q ·[6,28 ·(CaO)+14,64 ·(SiO₂) + 41,84 · (Р₂О₅)] (2.48)

де: (СаО),(SiO₂),(Р₂О₅) - вміст відповідних оксидів в шлаку, %;

q- кількість шлаку, кг.

Підставивши відомі величини у формулу (2.48) отримаємо:

Q =12,61 · (6,28 · 53,7 +14,64 ·16,75 + 41,84 · 1,291) =8024 кДж.

2.16.6 Прихід тепла в результаті допалювання СО до СО2

Даний прихід можна обчислити за формулою (2.49) :

Q=10100·q·U·Z (2.49)

де q - загальна кількість С, що виділяється з ванни, кг.

q=Д[C] · +(CO)=3,083 · + 0,131 = 6,102кг.

Підставивши відомі величини у формулу (2.49) отримаємо:

Q=10100·6,605·0,2·0,8=9861 кДж

2.16.7 Фізичне тепло міксерного шлаку

Можна обчислити по формулі (2.50):

Q =(1,463 ·t-585) · q (2.50)

Підставивши числа у формулу (2.50) отримаємо

Q=(1,463·1300-585)·0,6=790 кДж

Тоді:

Q=Q+Q+Q+Q+Q+Q (2.51)

Q =91375+68411+9602+8024+10675+790=184349 кДж .

2.16.8 Витрати тепла

Визначаємо з рівняння (2.51):

Q= Q_г + Q + Q + Q + Q+ Q (2.51)

де: Q_г - тепло, що виноситься газами, кДж;

Q - тепло розкладання оксидів заліза, кДж;

Q- тепло випаровування вологи, кДж;

Q- тепло, що витрачається на розкладання карбонатів, кДж;

Q - тепло, що виноситься викидами металу з конвертера, кДж;

Q - тепло заліза, що виноситься газами, кДж;

1) Q_г =(1,32 ·t-220) ·(q +q + q ) (2.52)

Для всіх газів прийняли t= 1500С.

Q_г =(1,32 · 1500-220) · (6,227+ 2,446+ 0,050)=13428 кДж.

2) Q =5278 ·q+3707 ·q (2.53)

тут: 5278 і 3707 - теплові ефекти дисоціації оксидів заліза;

q і q кількість оксидів, яке поступає у ванну з усіх джерел, кг

Q =5278 ·0,8756+3707 ·0,2992=5695 кДж .

3) Q =(2485 + 1,88·t) · q (2.54)

Q =(2485 + 1,88·1500) · 0,064 = 421 кДж.

4) Q =40,38 ·q ·(CO₂) (2.55)

Q = 40,38 · 6,828 · 3,6 = 1440 кДж.

5) Q =(23+0,69 · t) ·q (2.56)

Q= (23 + 0,69 · 1500) · 0,436 = 424кДж.

6) Q = (54,8 + 0,84 · tм ) · q (2.57)

Q= (54,8 + 0,84 · 1620) · 2 = 2807 кДж.

7) Втрати тепла звичайно складають 2-6% від сумарного приходу тепла. Приймаємо: 5,0%.

Q= 0,050 · Q = 0,050 · 188877 = 9217 кДж.

Тоді: Q = 33433 кДж.

Тепер визначаємо температуру металу по відомій формулі (2.43):

t_{м =} =1587C.

Якщо відхилення температури від заданої менш 10°С, то параметри вибрані вірно. Інакше температуру потрібно відкоригувати збільшивши витрати брухту (для охолоджування) або твердого окислювача (для підвищення).

2.17 Складання матеріального балансу плавки

Визначаємо недостатні статті теплового балансу:

Q= (54,8+0,8· t_м ) =(54,8 + 0,84 · 1632) · 90,399 = 125874 кДж.

Q = (2,09 ·t-1379) ·q=(2,09 ·1632-1379) ·12,61 = 25043 кДж.

Отримані величини заносимо в таблицю 2.6

Таблиця 2.6-Матеріальний баланс плавки

Прихід	кДж	%	Витрати	кДж	%
Фізичне тепло чавуну	91616	48,4	Фізичне тепло металу	125874	68,3
			Фізичне тепло шлаку	25043	13,6
Фізичне тепло міксерного шлаку	790	0,4	Фізичне тепло газів, що відходять	13428	7,3
Хімічне тепло від окислення домішок	64213	36,2	Розкладання оксидів заліза	5695	3,1
			Тепло випаровування вологи	421	0,2
Тепло окислення заліза	9846	5,1	Тепло на розкладання карбонатів	1440	0,8
Тепло шлакоутворення	8024	4,2	Тепло заліза, що відноситься газами	424	0,2
Тепло допалювання СО	9861	5,7	Тепло викидів	2807	1,5
			Теплові втрати	9217	5,0
Усього	184349	100	Усього	184349	100

Нев'язка обчислюється за формулою (2.58):

2.18 Розрахунок розкислення металу

В якості розкислювачів прийнято феросилікомарганець і ферохром, які присаджуються в ківш. Склад розкислювачів заданий по умові.

Витрати феросилікомарганцю визначаються по формулі (2.59) :

qFeSiMn = (2.59)

де: qм - вага металу перед розкислюванням, кг. Приймаємо чад вуглецю - 15%, кремнію - 30%, марганцю - 20%, хрому - 25%.

qFeSiMn = кг

Витрати ферохрому визначаються по формулі (2.60) :

qFeCr = (2.60)

qFeCr = кг

Елемент	Кількість елементів в феросилікомарганці,кг	Кількість оксида, який утворився, кг
	всього	окислюється	залишається
С	1,311·0,035= 0,0459	0,0459 · 0,15 = 0,0069	0,0459-0,0069= 0,039	СО: 0,0069·0,9· = 0,0143 СО2:0,0069·0,1· = 0,00253
Si	1,311 · 0,1 = 0,1311	0,1311 · 0,30 = 0,0393	0,1311-0,0393= 0,0918	SiO2: 0,0393 ·= 0,084
Мn	1,311· 0,65 = 0,852	0,852·0,20 = 0,1704	0,852-0,1704= 0,6816	МnО: 0,1704 ·=0,22
S	1,311· 0,0003 = 0,0004	0	0,0004	0
Р	1,311 · 0,002 = 0,00262	0	0,00262	0
Fе	1,311 · 0,2127 = 0,279	0	0,279	0
Усього	1,31102	0,2166	1,09	0,321
С	1,29·0,0025= 0,003225	0,003225 · 0,15 = 0,00048	0,003225-0,00048= 0,0028	СО :0,00048·0,9· = 0,00101 СО2 :0,00048·0,1· = 0,000176
Si	1,29· 0,02 = 0,0258	0,0258 · 0,30 = 0,00774	0,0258-0,00774= 0,01806	<...

Подобные документы

• Мартенівська піч, що працює на газовому паливі

  Мартенівське виробництво сталі. Видалення з металу домішок. Розрахунок горіння палива в мартенівській печі. Визначення основних розмірів робочого простору печі. Тепловий баланс печі. Витрата палива по періодах плавки та визначення їх тривалості.
  
  курсовая работа [491,6 K], добавлен 30.04.2014
  

• Технологія отримання озалізненого вапна

  Механізм, закономірності шлакоутворення і розчинення вапна. Аналіз літературних і патентних даних існуючих технологій поліпшення шлакового режиму конвертерної плавки. Досвід Магнітогірського металургійного комбінату в 70-х рр. Тепловий режим роботи печі.
  
  дипломная работа [1,8 M], добавлен 08.10.2015
  

• Розрахункова оцінка зварності сталі 16ГНМА

  Аналіз впливу легувальних елементів та домішок на технологічну зварність сталі 16ГНМА. Методика та розрахунок фазового складу металу зварного шва. Кількість структурних складових металу навколошовної ділянки. Схильність до утворення тріщин при зварюванні.
  
  курсовая работа [847,8 K], добавлен 06.04.2012
  

• Розробка технології виплавки жароміцної сталі в дуговій печі

  Вплив окремих елементів на властивості жароміцної сталі. Вибір футерівки для плавильного агрегату. Фізико-хімічні основи виплавки сталі в дугових електропечах. Підготовка шихти до завалки. Шихтові матеріали та їх підготовка. Окислювальний період плавки.
  
  курсовая работа [550,7 K], добавлен 06.04.2015
  

• Автоматизація технологічних процесів у металургії

  Автоматизація виробничих процесів у металургії. Ефективність впровадження нових систем автоматизації полягає в економії палива і зменшенні втрат металу в угар, збільшення виробничої здатності печей, підтверджує необхідність проведення модернізації.
  
  отчет по практике [62,1 K], добавлен 30.03.2009
  

• Встановлення режимів обробки та норм часу при проектуванні технологічних процесів

  Елементи та вихідні дані при виборі режиму різання металу. Подача при чорновій обробці. Табличний та аналітичний метод подачі, їх особливості. Основні методи нормування в машинобудуванні. Норма калькуляційного часу для однієї та для партії деталей.
  
  реферат [17,5 K], добавлен 24.07.2011
  

• Випал вапна в обертових печах

  Технологічні параметри та режим роботи обертових печей для випалювання вапняку. Розрахунок процесу горіння вугілля та необхідної кількості повітря для підтримання заданої температури. Параметри матеріального і теплового балансу. Визначення розмірів печі.
  
  курсовая работа [260,6 K], добавлен 20.11.2012
  

• Розв’язання технологічних розмірних ланцюгів і визначення граничних значень розмірів та припусків

  Особливості і нові положення теорії та методики розрахунку технологічних розмірних ланцюгів при виконанні розмірного аналізу технологічних процесів. Розрахунок граничних значень припусків на операцію. Розрахунок технологічних розмірів та їх відхилень.
  
  реферат [449,0 K], добавлен 22.07.2011
  

• Технологічні процеси одержання чорних і кольорових металів

  Залізо – найважливіший промисловий метал. Використання чавуну як конструкційного матеріалу. Техніко-економічне порівняння способів одержання сталі. Ефективність роботи доменної печі. Боксити, нефеліни, каоліни, алуніти - сировина для одержання алюмінію.
  
  реферат [1,9 M], добавлен 21.11.2010
  

• Технологічні особливості виробництва вуглецевого феромарганцю ФМн78Б і ВМСН78 в умовах ПЦ № 3 ПАТ "ЗЗФ"

  Сучасний стан електрометалургійного виробництва в Україні. Фізико-хімічні основи пірометалургійного способу дефосфорації марганцевих концентратів. Розрахунок шихти і теплового балансу виплавки вуглецевого феромарганцю і ШМП78 в умовах ПЦ № 3 ВАТ "ЗЗФ".
  
  курсовая работа [1,2 M], добавлен 19.08.2014
  

• Нетрадиційні методи обробки металів

  Сутність електроерозійних методів обробки металу, її різновиди; фізичні процеси, що відбуваються при обробці. Відмінні риси та основні, технологічні особливості і достоїнства електрохімічних методів. Технологічні процеси лазерної обробки матеріалів.
  
  контрольная работа [2,0 M], добавлен 15.09.2010
  

• Термічна обробка металів

  Сутність термічної обробки металів, головні параметри цих процесів. Класифікація видів термічної обробки. Температурний режим перетворення та розпаду аустеніту. Призначення та види обробки сталі. Особливості способів охолодження і гартування виробів.
  
  реферат [2,3 M], добавлен 21.10.2013
  

• Розробка послідовності та змісту операцій, нормування технологічних процесів

  Стадії процесу складання машин: ручна слюсарна обробка і припасування деталей, попереднє та остаточне складання, випробування машини. Технічний контроль якості складання. Розробка операційної технології складання, нормування технологічних процесів.
  
  реферат [1,9 M], добавлен 08.07.2011
  

• Розрахунок і вибір елементів електропривода механізму підйому

  Визначення типу привідного електродвигуна та параметрів кінематичної схеми. Побудова статичної навантажувальної діаграми та встановлення режиму роботи електропривода. Розрахунок потужності, Перевірка температурного режиму, вибір пускових резисторів.
  
  контрольная работа [238,3 K], добавлен 14.09.2010
  

• Проект двоступеневої системи газопостачання населеного пункту

  Розрахунок чисельності населення і житлової площі. Основні показники природного газу. Визначення розрахункових годинних витрат газу споживачами. Використання газу для опалення та гарячого водопостачання. Трасування та розрахунок мереж високого тиску.
  
  курсовая работа [188,7 K], добавлен 20.05.2014
  

• Проектування типових уніфікованих технологічних процесів

  Сутність застосування уніфікованих технологічних процесів. Групові технологічні процеси в умовах одиничного, дрібносерійного, серійного і ремонтного виробництва. Проектування типових технологічних процесів. Класифікація деталей класу кронштейна.
  
  реферат [376,7 K], добавлен 06.08.2011
  

• Підготовка до проектування технологічних процесів складання машин

  Дані для проектування технологічного процесу складання. Ознайомлення зі службовим призначенням машини. Розробка технічних вимог до виробу та технологічний контроль робочих креслень. Встановлення типу виробництва та організаційної форми складання.
  
  реферат [264,8 K], добавлен 08.07.2011
  

• Агрегат ГПА-16 призначений для стиснення природного газу

  Технологічні режими технічного обслуговування, ремонту і експлуатації основних систем газотурбінної установки ДЖ-59Л ГПА-16 в умовах КС "Гребінківська". Розрахунок фізичних властивостей газу, режимів роботи установки. Охорона навколишнього середовища.
  
  дипломная работа [354,5 K], добавлен 08.02.2013
  

• Сепарація газу від нафти

  Класифікація, конструкція і принцип роботи сепараційних установок. Визначення кількості газу та його компонентного складу в процесах сепарації. Розрахунок сепараторів на пропускну здатність рідини. Напрями підвищення ефективності сепарації газу від нафти.
  
  контрольная работа [99,9 K], добавлен 28.07.2013
  

• Визначення параметрів пристроїв для очищення газу від пилу

  Методи розрахунку циклона з дотичним підводом газу. Визначення діаметру вихлопної труби, шляху та часу руху частки пилу. Розрахунок середньої колової швидкості газу в циклоні. Висота циліндричної частини циклона. Розрахунок пилоосаджувальної камери.
  
  контрольная работа [1,2 M], добавлен 01.11.2010
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам