Технология производства высокоуглеродистого ферромарганца марки FeMn78Б

Размещено на http://www.Allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Специальная часть

1.1 Свойства ведущего элемента и области его применения

1.2 Назначение и требования к высокоуглеродистому ерромарганцу

1.3 Обзор существующих способов выплавки высокоуглеродистого

ферромарганца. Выбор оптимального способа

1.4 Характеристика шихтовых материалов

1.5 Физико-химические основы получения высокоуглеродистого ферромарганца марки FeMn 78Б

1.6 Расчёт шихты, материального и теплового баланса плавки

1.6.1 Исходные данные

1.6.2 Ожидаемое количество металла

1.6.2 Расчёт количества восстановителя

1.6.3 Расчёт прихода углерода

1.6.4 Расчёт активного углерода в 100 кг кокса

1.6.5 Расчёт количества и состава ферромарганца

1.6.6 Расчёт количества и состава образующегося шлака ферромарганца

1.6.7 Расчёт потерь элементов с колошниковой пылью

1.6.8 Расчёт количества и состава газовой фазы

1.6.9 Баланс марганца, кремния, железа, фосфора и углерода

1.6.10 Расчёт расхода шихтовых материалов на базовую и натуральную тонны ферромарганца

1.6.11 Расчет количества продуктов плавки на одну натуральную тонну ферромарганца

1.6.12 Тепловой баланс

1.7 Технология разогрева печи

1.8 Принятая технология выплавки высокоуглеродистого ферромарганца марки FeMn 78Б

2. Общая часть

2.1 Выбор типа печи

2.2 Краткое описание печи по узлам и агрегатам

2.3 Футеровка печи, система охлаждения, газоочистка

2.4 Определение количества печей по заданной производительности

2.5 Склад шихтовых материалов

2.6 Печной пролёт

2.7 Разливочный пролёт

2.8 Склад готовой продукции

2.9 Транспортные въезды цеха

3. Механическая часть

3.1 Механизм перемещения электрода

3.2 Разливочная машина карусельного типа

3.3 Автоматизация шихтового отделения цеха

4. Охрана окружающей среды

5. Охрана труда

5.1 Конституция Украины и нормативные документы по охране труда

5.2 Выбор и характеристика строительной площадки цеха

5.3 Основные вредности и опасности цеха

5.4 Мероприятия по устранению вредностей и опасностей в реконструируемом цехе

5.5 Средства индивидуальной защиты

5.6 Бытовые и вспомогательной помещения

5.7 Противопожарная профилактика и молниезащита

6. Организация производства с учётом реконструкции

6.1 Краткая организационно-техническая характеристика цеха

6.2 Структура управления цехом с учётом реконструкции

6.3 Изменения в структуре организации труда с учётом предложенных проектных решений. Обоснование штата рабочих

6.4 Расчёт фонда заработной платы

7. Экономическая часть

7.1 Характеристика реконструируемого цеха и его продукции

7.2 Проектные решения

7.3 Расчёт потребности в инвестициях

7.4 Расчёт себестоимости 1 тонны ферромарганца

7.5 Экономическая эффективность проектных решений

7.6 Технико-экономические показатели проекта

Выводы

Литература

Введение

В металлургии и других отраслях техники используют ферросплавы, а также технически чистые металлы для раскисления и легирования стали, получения высоколегированных сплавов специального назначения и чугунов.

Ферросплавная промышленность производит 150 различных видов и марок простых и сложных ферросплавов, в которые отдельно или в различном сочетании входят 25 элементов. К ним относятся большинство лёгких (Al, Ba, Ca, Mg, Sr, Ti), часть редких и рассеянных (V, W, Ce, Y, Mo, Nb, Ta, Se), тяжёлых (Co, Mn, Ni, Cr) металлов, а также металлы (Si, P, Se, Te и азот).

Марганцевые руды применялись в глубокой древности в стекольном производстве и в изготовлении керамики для придания поверхности глиняных изделий коричневой окраски. В средние века марганцевые руды также использовались при производстве стекла.

В 1770 г. впервые было высказано предположение, что в марганцевых рудах содержится новый металл, а в 1774 году удалось получить из марганцевой руды однородный сплав железа с марганцем. Однако прошло более 100 ста лет прежде, чем был найден промышленный способ получения ферромарганца. Первое время ферромарганец получали в тиглях, при этом его цена была непомерно высока.

В России ферромарганец производили в тиглях уже с начала 19в. Так, в “Горном журнале” за 1825 год имеются, указания о выплавке стали с применением марганца. В 1841 году в обстоятельной работе “О булатах” известный русский учёных П.П. Аносов упоминает, что для исследований стали с различным содержанием марганца он широко использовал ферромарганец, полученный в тиглях.

Производство ферромарганца в России было организованно не зависимо от Западной Европы с 1876 году на доменной печи Нижне-Тагильского завода.

Металлический марганец был впервые получен в 1894 году алюминотермическим процессом.

Первые сведения о получении силикомарганец путём смешивания ферромарганца и ферросилиция, а до этого применяли комплексный сплав, получаемый в доменных печах силикошпигель.

До 1931 г. ферросплавы в СССР производились на отдельных печах при металлургических заводах в основном импортировались из Западной Европы. В 1931 году был пущен первенец советской ферросплавной промышленности - Челябинский ферросплавный завод. Затем ввели в эксплуатацию Зестафонский, Запорожский и Актюбинский ферросплавные заводы, что позволило, прекратило импорт ферросплавов в страну.

В настоящее время ферросплавная промышленность СНГ (России, Украины, Казахстана) и Грузии представлена десятью электроферросплавными заводами: Челябинский электрометаллургический комбинат, Запорожский и Зестафонский ферросплавные заводы - сооружены в 1931-1933 гг. В годы Великой Отечественной войны построены Актюбинский, Кузнецкий и Ключевский заводы. В послевоенные годы введены в эксплуатацию ещё четыре завода ферросплавов: Стахановский (1962 г.), Серовский (1958 г.), Никопольский (1966 г.) и Ермаковский (1968 г.). Электроферросплавы производятся также в цехах Чусовского металлургического завода, металлургического комбината и НПО «Тулачермет». Доля ферросплавных заводов России, Украины, Казахстана и Грузии в общем объёме произведенных ферросплавов в 1994 году характеризовалось следующими данными, в %:

Страна	доля Fe-сплавов	В том числе сплавы
		Марганца	кремния	хрома	другие
Россия	32,2	10,9	35,0	57,0	100,0
Украина	36,3	67,8	29,0	---	---
Казахстан	22,1	---	35,5	43,0	---
Грузия	8,4	21,3	---	---	---
Всего	100,0	100,0	100,0	100,0	100,0

Мировые разведанные запасы марганцевых руд (без железомарганцевых конкреций) оцениваются в 18 млрд. тонн, в том числе на территории государств-членов СНГ в 3,1 млрд. т. или 17% мировых запасов.

На долю Украины приходится 2,176 млрд. тонн запасов, что соответствует 12% мировых и 70% запасов СНГ. Однако, по минералогическому составу эти запасы не вполне благоприятны и представлены в основном (на80%) карбонатными и смешанными окисно-карбонатными рудами, характеризующимися пониженным содержанием ведущего элемента и повышенным фосфора и кремнезема. Боле богатые и повсеместно используемые в мировой практике окисные руды при сложившихся темпах их переработки будут практически полностью отработаны к 2010-2015 гг.

Среднее содержание марганца в добываемых рудах относительно не велико составляет 27--31% в окисных и 18--22% в карбонатных рудах, что почти в два раза ниже, чем в среднем за рубежом.

Важным направлением следует считать совершенствование конструкций действующих и разработки новых и мощных ферросплавных печей и оборудования для выплавки ферросплавов с полной механизацией и автоматизацией технологических процессов, внедрение вычислительной техники, и микропроцессоров и управления технологическими процессами автоматических систем управления электроферросплавными процессами, стандартизацию и аттестацию ферросплавной продукции. Также предполагается создание высокоэффективного оборудования для обогащения преимущественно карбонатного сырья, новых аппаратов совмещающих дробление и промывку руды, фото и радиометрических сепараторов, оборудования для магнитно-флотационно-химического обогащения первичного сырья (марганца в концентратах на 3--8%) и ранее накопленных шламов.

Целью данного дипломного проекта является реконструкция основного технологического оборудования для увеличения годовой производительности с 49 тыс. тонн до 60 тыс. тонн высокоуглеродистого ферромарганца. Решаются проблемы, экологического обеспечения ведения процесса, реорганизации труда в плавильном цехе 2 ОАО Запорожский ферросплавный завод в связи с реконструкцией. Обосновывается целесообразность и эффективность этой реконструкции с точки зрения экономической эффективности.

1. Специальная часть

1.1 Свойства ведущего элемента и область его применения

Ведущим элементом высокоуглеродистого ферромарганца марки ФМn78Б является марганец, который используется как раскислитель, десульфуратор, и легирующий элемент при производстве большинства марок (групп) сталей.

Марганец-раскислитель. Взаимодействие марганца с жидким железом, содержащим кислород, приводит к раскислению металла по реакции:

[Mn] Fe + [ O ] Fe (MnO) (1.1)

K_Mn О _(MnO) / (O_Mn O_O)

где К_Mn -- константа равновесия реакции раскисления железа марганцем;

О_MnO, О_Mn, О_O -- активность оксида марганца и кислорода соответственно.

При низких концентрациях марганца образуется не чистый оксид марганца MnO, а сложные оксиды системы MnO FeO. Исследование равновесия марганца с кислородом, растворенным в железе при 1600 С^O, показало, что при содержании марганца менее 4% для реакции

[Mn ]+[ O ] = (MnO) (1.1)

Зависимость активности кислорода от концентрации марганца выражается:

1qО_O = 0,9621 lg [% Mn] - 1,354, (1.2)

то есть соблюдается линейная зависимость

lgO_O = f(1[%Mn]) (1.3)

При содержании в железе более 4% марганца наблюдается отклонение линии активности от прямой линии (рис. 1.1)

Рисунок 1.1 Зависимость активности кислорода в железе при 1873К от содержания марганца (сплошная линия -- расчетные данные, точки экспериментальные)

Это объясняется не возникновением новой оксидной фазы, в которой соотношение D:Mn > 1, а изменением активности марганца в железе.

Аналитически определенные концентрации кислорода находятся выше рассчитанных по данным измеренных значений его активности.

В интервале (05-4,0)% Мn зависимость растворимости кислорода от содержания марганца в железе описывается уравнением:

lg[%O] = -0,767[%Mn]-1,267. (1.4)

Для сравнения на рис. 1.1 приведены и рассчитаны по уравнению

lg [%O] _Fe = -1 [%Mn] - [ e^Mn_Mn + e^Mn_O] [%Mn] +lgO_MnO - lgK_Mn,

равновесные концентрации кислорода в железе при различном содержании Mn. Параметр взаимодействия e^Mn_Mn принят равным 0.0034;

e^Mn_O - в пределах от (-0.02) до (0.07),

lg O_MnO -- lg K _Mn принят равным 1.354.

Если принять е ^Mn_O = 0.03 как наиболее достоверное, то аналитически определенная концентрация кислорода при высоких содержаниях марганца значительно опережает равновесные значения. При введении в жидкое железо электролитического марганца, низкоуглеродистого или высокоуглеродистого ферромарганца равновесие реакции раскисления устанавливается почти мгновенно, что объясняется большой скоростью растворения марганцевых ферросплавов всех типов Последнее обусловлено тем, что отсутствует на ферросплавах слой из тугоплавких оксидов, тормозящих процесс растворения марганцевых раскислителей.

Целесообразно применение марганцевых сплавов совместно с алюминием, ванадием и другими элементами.

Марганец--десульфуратор. С серой, растворенной в расплавах системы Fе-С, марганец образует термодинамически прочный сульфид, который имеет только растворимость в железе и его сплавах. Поэтому марганец применяется в виде марганцевых концентратов в составе шихты для выплавки чугуна с пониженным содержанием серы. Уменьшение марганца в конверторной ванне ухудшает шлакообразования и затрудняет регулирование окисленности металла при низкой концентрации в нем углерода. Плохие условия шлакообразования являются причиной повышенного выноса металла, заметалливание фурмы и горловины конвертера и так далее.

В передельных коксовых чугунах содержание марганца должно быть:

- :в мартеновских - в зависимости от группы до 1.5%Mn,

- в бессемеровских -0.3--0.7%Mn.

Это обеспечивается вводом в агломерационную или доменную шихту марганцевых концентратов, так как содержание марганца в железных рудах не может обеспечивать в чугуне его необходимого количества. На 1 тонну железорудного агломерата расходуется от 12 до 30 кг, а на 1 тонну литейного чугуна - 15кг.

Марганец--легирующий элемент. Марганец как десульфуратор не только снимает растворимость серы в жидком чугуне. Сульфиды марганца или оксисульфиды сложного состава с наиболее благоприятной формой и местом их выделения образуются при кристаллизации стали и отливок из чугуна. При повышении в стали содержания марганца тип включений (см. рис. 1.2) изменяется от оксисульфидов 1 до чистых сульфидов 2 в результате изменения активности марганца и серы.

В промышленных не легированных сталях содержится 0,4-0,8% марганца, в высоколегированных - до 12-16% и даже до 25-30%, в аустенитных чугунах (марганцовистых, марганцовисто-никелевых, марганцево-алюминиевых и других) - от 4 до 17%. Поэтому в строительстве магистральных газопроводов разработаны и выплавляются в большом количестве высокопрочные низколегированные стали с марганцем, молибденом и другими элементами.

Рисунок 1.2 Вид и форма не металлических включений в стали при изменении активности марганца, кислорода и серы

1 -- оксисульфидные включения

2 -- сульфидные включения

При увеличении содержания марганца от 1 до 1,8% размер зерна феррита в марганец - молибденовых сталях при 0,09% углерода уменьшается от 216 до 65 мкм, критическая температура хрупкости снижается с -58 до -118⁰С. Общеизвестна износоустойчивая сталь 110Г13Л (1,1% С и 13% Мn), которая широко применяется для отливок деталей и изделий (железно - дорожные крестовины, траки, зубья землеройной машины и другие), подвергающихся динамическим и истирающим нагрузкам. В аустенитных сталях марганец в сочетании с азотом заменяет дорогой и дефицитный никель. Разработано около 100 марок азото - и марганецсодержащих сталей. Марганец применяют для получения сплавов на не железной основе, например, 75ГНД (75%Mn), легирования кремниево - алюминиевых сплавов и так далее. Для легирования сталей необходимо применять марганцевые ферросплавы с низким содержанием фосфора, так как марганец сильно понижает активность фосфора в жидком железе (е ^Mn_P = - 7.17) и образует избыточные фазы на границах зерен.

Марганец в соединениях проявляет степени окисления от +2 до +7, из них наиболее стойкие соединения со степенью окисления +2, +4 и +7.

В отличие от атома железа (Z = 26), имеющего на 3d--уровне шесть электронов при 4S², для изолированного марганца характерно заполнение 4S², при наличии только пяти электронов том же 3d уровне. Особенности энергетического состояния электронов изолированного атома марганца обуславливают и аномальное его свойства как атома. Первый потенциал ионизации атома марганца составляет 11.89 кДж, а для железа 12.64 кДж.

Марганец является аллотропным металлом и имеет следующие температуры аллотропных превращений

-Mn ^1000К - Mn ^1360К - Mn ^1410К - Mn

Температуру превращения - Mn ^{1517 +}_-^5K Mn_(Ж) обычно принимают равной 1517К. Амотропные превращения сопровождаются объемными изменениями:

-Mn - Mn (+0,77%), - Mn - Mn (+0,90%).

Объемная усадка при затвердевании составляет 4.5%.

Марганец имеет аномально высокую упругость пара. Зависимость давления пара (Па) от температуры в интервале 1517--1818К описывается уравнением

lgP_Mn = -12.546/Т-10.483 (1.5)

Рисунок 1.3.Зависимость давления пара марганца над чистым марганцем (1) и сплавами системы Mn-Si при атомной доле кремния 0.06 (2); 0.09 (3); 0.11 (4); 0.18 (5); 0.25 (6); 0.34 (7); 0.40 (8); 0.50 (9); 0.78 (10);

Влияние температуры на кинематическую вязкость V жидкого марганца в интервале 1280-1720С⁰ показано на рисунке 1.4. В координатах lgV-1/Т эта зависимость линейная, что свидетельствует об отсутствии существенных изменений в структуре металла в данном температурном интервале.

Динамическая вязкость (МПа с) жидкого марганца в тигле из Аl₂0₃ в атмосфере водорода до 1770 К⁰ может быть рассчитана по выражению:

lgr = 46513/Т-1.716 (1.6)

Зависимость плотности жидкого марганца Мn от температуры описывается выражением

_Мn = 6.71-2.22 10^-4 Т

Динамическая вязкость r с повышением температуры уменьшается не линейно - от 4.92 МПа с при 1280С до 2.95 МПа с при 1720С^о (рис1.4).

Коэффициент самодиффузии D_Мn атомов марганца может быть рассчитан по выражению

D_Мn = 6.46 10^-16 (Т d^1/2 r).

С повышением температуры значение D_Мn монотонно возрастает от 0.38 10^-8 при 1280 С⁰ до 0.78 10^-8 м²/c при 1720 С ^o.

1.2 Назначение и требования к высокоуглеродистому ферромарганцу

Высокоуглеродистый ферромарганец предназначен для раскисления и легирования сталей преимущественно электропечного сортамента. А также для производства сплава на основе марганца - 75ГДН (75% Мn, 14- 16 % Ni, 9-11% Сu).

Требования к химическому составу электротермического высокоуглеродистого ферромарганца определяется ДСТУ 3547-97, которые приведены в таб. 1.1.

Таблица 1.1

Химический состав, % высокоуглеродистого ферромарганца электротермического производства (ДСТУ 3547-97)

Марка сплава по ДСТУ 3547-97	Mn, не менее	С, не менее	Si, не более	Р, не более	S, не более
FeMn 78А	75-82	7.0	6.0.	0.05	0.03
FeMn 78Б	75-82	7.0	6.0	0.70	0.03
FeMn 70A	65-72	7.0	6.0	0.30	0.03
FeMn 70Б	65-72	7.0	6.0	0.70	0.03

По требованию заказчика могут быть изменены содержания тех или иных элементов. В этом случае технический отдел совместно с заказчиком составляют временный стандарт - технические условия производства, в котором, кроме химического состава, оговаривается фракционный состав поставки и сроки.

1.3 Обзор существующих способов выплавки высокоуглеродистого ферромарганца. Выбор оптимального способа

Исходя из химического состава, указанного в ДСТУ 3547-97(таб.1.1), высокоуглеродистый ферромарганец производится несколькими способами: флюсовым, бес флюсовым, с низким содержанием фосфора, а также нетрадиционные марки.

Шихтовыми материалами для выплавки высокоуглеродистого ферромарганца флюсовым способом являются марганцевый агломерат, коксик и известь. Иногда вместо марганцевого агломерата и извести используют уже флюсованый агломерат. Для повышения рентабельности производства в состав шихты вводят отходы ферромарганца собственного производства. Сплав выплавляют непрерывным процессом с погружением в шихту самообжигающимися электродами. Торец электрода должен находится от подины на расстоянии 900-1500мм при длине рабочего конца электрода 3500-3900 мм. Расход электродной массы составляет 22-24 кг на тонну сплава. Выпуск металла и шлака осуществляется одновременно через одну летку в каскадно расположенные ковши. Ковш для приема металла футеруется шамотным кирпичем, а шлак сливается в нефутированные ковши. Продолжительность выпуска продуктов плавки составляет 20-40 мин. После выпуска тележку с ковшом подают в разливочный пролет.

Шлак сливают в чашу, а остаток загущают песком для предупреждения попадания его на слитки. Затем ковш с ферромарганцем подают на разливку, а шлак вывозят для шлакопереработки или на шлакоотвал. Оптимальная температура разливки ферромарганца 1340-1380 С^0, толщина слитка в изложнице 85мм. Произведенный высокоуглеродистый ферромарганец имеет примерно следующий химический состав (%):

Mn Si С Р S Fе

77-79 0.8-1.0 6.5-6.7 0.15-0.50 0.01-0.012 16.4-17.5

Содержание примесей цветных металлов в углеродистом ферромарганце находится в пределах (%):

Al 0.03-0.05 Со < 0.0.1 Рb < 0.001

Ti 0.05-0/12 Сг 0.01-0.2 Аg < 0.01

Ni 0.2-0.5 Cu 0.08-0.1

При этом шлак имеет следующий химический состав (%):

Mn SiO₂ СаО Аl₂O₃ Р S

9-13 28-34 40-47 2.5-3.0 0.01-0.025 1.5-4.5

Основность шлака (СаО+MnО)/SiO₂ колеблется около 1.5-1.6.

В мировой практике высокоуглеродистый ферромарганец выплавляется в основном флюсовым способом с получением товарного ферромарганца и передельного высокомарганцовистого шлака, используемого при выплавке силикомарганца и металлического марганца. Такая технологическая схема возможна при условии наличия низкофосфористых руд и концентратов.

На Зестафонском заводе ферросплавов накоплен большой опыт производства ферромарганца бес флюсовым способом с использованием чиатурских марганцевых концентраторов. Удельное содержание фосфора в концентратах не должно превышать P/Mn = 0.0039. При бес флюсовом способе производства коксик вводят в шихту из расчета получения стандартного сплава и высокого содержания MnО в шлаке (38-40%). Получаем высокомарганцевый шлак с очень низким содержания фосфора. На ЗЗФ ферромарганец получают бес флюсовым способом в трехфазных печах мощностью 10 МВт^.А. Печи оборудованы самообжигающимися электродами диаметром 1000 мм. Ванна имеет прямоугольную форму - 7.6^.2.9 м., глубина ванны - 2.1 м. Три электрода расположены в ряд на расстоянии 2.2 м между их осями. Выплавляют сплав непрерывным процессом с погруженными в шихту электродами примерно на 1.2-1.4 м. Выпуск продуктов плавки ведут ориентировочно через 2 часа при расходе электроэнергии 16000-18000 кВт. ч. Состав колоши: 300кг марганцевого концентрата фракции 5-25 мм, 15кг железной стружки или 23-30 кг железной руды фракции 50-80 мм.

При активной мощности 7800-8500 кВт производительность печи 58-бОт/сутки. При этом расходуется 3800-3840кВт ч/т. В некоторых условиях экономически выгодным может оказаться полу флюсовый способ выплавки ферромарганца.

Опытные плавки на ЗЗФ доказали возможность высокоуглеродистого ферромарганца марки FeMn75 полуфлюсовым методом из агломерированного концентрата второго сорта с получением низкофосфористого передельного шлака с содержанием (%)

Mn SiO₂ СаО Р

28.15 31.30 22.70 0.018

Такой шлак может в дальнейшем использоваться как подшихтовочный материал при выплавке товарного силикомарганца.

ДСТУ 3547-97 предусматривает производство низкофосфористого ферромарганца марки FeMn78А (75-82% Mn и 0.05% Р). Он является заменителем дорогого металлического марганца при выплавке преимущественно электропечного сортамента сталей, которым предъявляются жесткие требования по содержанию фосфора и вместе с тем допускается сравнительно высокое содержание углерода.

На Запорожском ферросплавном заводе шихта для выплавки ферромарганца марки FeMn78А состоит из передельного низкофосфористого шлака (43.2% Mn; 30.8% SiO₂; 7.6% СаО; 1.5% MnO; 3.5% Al₂O₃; 0.011% Р), известняка, доломита, железной стружки и коксика. Удельный расход шихтовых материалов следующий (кг/т):

низкофосфористый шлак - 3280

стальная стружка - 195

кокс - 604

доломит - 203

известняк - 2350

электроэнергии - 6970 кВт ч/т

Содержание марганца в шлаке примерно 12.6%, кратность шлака 3.5%, извлечение марганца не превышает 48-50%.

В числе нетрадиционных марок следует назвать высококремнистый ферромарганец. С повышением содержания кремния в сплаве снижается удельный расход электроэнергии и увеличивается полезное извлечение марганца. Высококремнистый ферромарганец FeMn75, содержащий 7% Si, плавится в жидкой стали быстрее обычного примерно в 1.3 раза, имеет температуру плавления 1135 С^o (против 1220 С^o), содержание углерода в нем снижается с 7 до 4.5%.

Разработана и освоена технология выплавки комплексного ферросплава с ванадием (>8%V) для использования при выплавке прочных и хладостойких сталей. Фактически в состав ферромарганца опытных плавок в печи мощностью 1200кВт А следующий (%):

Mn V Si С Р

52.2 10.8 0.5 7.8 0.38

Сплав получили непрерывным способом с использованием марганцевого агломерата, кокса, известняка и конверторного ванадистого шлака состава (%):

Mn V₂O₅ СаО SiO₂ Fe₂О₃ MgO Р

12.8 18.6 12.7 17.5 44.0 6.9 0.04

Расход ванадистого шлака в виде кусков 0-50мм составлял 1090 - 1160 кг на 1т ферромарганца. При основности шлака 1.5 извлечение ванадия составляло 87-88.5%, Mn - 75.1-76.8%. Разработаны способы дефосфорации высокоуглеродистого ферромарганца в твердом состоянии с использованием флюсов системы Mg - MgCl₂, Са - СаСl₂ и Са - NaСl при 1050-1100 С^o в токе аргона.

В данном дипломном проекте принимаю бесфлюсовую технологию производства высокоуглеродистого ферромарганца с использованием следующих шихтовых материалов:

марганцевый концентрат 1Б сорта (Mn-42%) и

коксовый орешек фракции 5-25мм (С-85.4%; V - 14%; W-2.0%).

Шихтовые материалы дозируются в саморазгружающиеся бадьи на цеховом дозировочном узле, затем при помощи мостового крана. Разгружаются в подвесные печные бункера. Выплавка сплава ведется в открытых электрических печах типа РКО с установленной мощностью трансформатора 7500кВт А. Печи оборудованы самообжигающимися электродами диаметром 700мм. Выпуск расплава из печи производится по жесткому графику в среднем через каждые 2.5 часа. Продукты плавки выпускаются в каскадно расположенные ковши: первый ковш- металлический, ошлакованный шлаком собственного производства, остальные шлаковые ковши обрабатываются известковым молоком. После выпуска ковш с металлом перевозится краном разливочного пролета на стенд для скачивания шлака, после чего полученный ферромарганец разливают на разливочной машине. Металл вывозится в коробах в склад готовой продукции, где подвергается дроблению и фракционированию согласно требованиям заказчиков.

1.4 Характеристика шихтовых материалов

Для производства высокоуглеродистого ферромарганца марки FeMn78Б применяются следующие шихтовые материалы:

- марганцевые концентраты 1 и 2 сорта, удовлетворяющие требованиям ТУ 14-9-277-97 (содержание марганца по сортам

1_с, 1_сБ и 2_с соответственно не менее 43%, 41% и 34% при влажности 16%, 18% и 28%), (приложение А);

- марганцевый агломерат марки АМ-2, удовлетворяющий требованиям ТУ 14-9-374-90 (содержание марганца не менее 40%), (приложение Б);

- орешек коксовый - восстановитель. Качество коксового орешка должно удовлетворять требованиям ГОСТ 8935-77 или ТУ 322-00190443-120-27 (зольность не более 13%, массовая доля влаги не более 20%), (приложение В);

- стальная стружка, качество которой регламентируется ГОСТ 2787-75, (приложение Г).

Качество сырья и соответственно его требованиям нормативно - технический документации проверят отдел технического контроля завода.

1.5 Физико-химические основы получения высокоуглеродистого ферромарганца марки FeMn78Б

Е.К. Кзанас и Д.М. Чижиков масс-спектроскопическим анализом определили давления кислорода и состав паровой фазы над Mn₃O₄ и MnO при их термической диссоциации (табл. 1.2.).

Таблица 1.2

Экспериментальные исследования термической диссоциации и сублимации MnO (p, кПа) по Е.К. Казенасу

Реакция	T, Ko	Состав пара	А	В*
MnOк = O2Mn+1/2	1630-1810	PO2	24 340	6,54
		PМn	19620	4,06
MnOк = (MnO)г	1740-1815	PMnO	24 954	6,17

* Примечание А и В - коэффициенты выражения

lgPO₂ = - A/T + B. (1.8.)

Установлено также, что давление кислорода при диссоциации MnO₂ и Mn₃O₄ зависит не только от температуры, но и от состава оксида, поскольку существуют гомогенности между MnO₂-Mn₃O₄ и Mn₂O₃-Mn₃O₄.

Термическая диссоциация низших оксидов марганца Mn₃O₄ и MnO происходит по реакциям 3 и 4 (табл.1.3.), причём давление диссоциации зависит только от температуры, так как Mn₃O₄ не имеет области гомогенности.

Таблица 1.3. Термодинамические данные реакций термической диссоциации кислородных соединений марганца по результатам масс - спектральных исследований

№ п/п р-ции	Реакция	1g Po2 = -A/т + В (Па).	т.к.
1.	4MnO2(т) = 2Mn2O3+O2(газ)	1g PO2 = -9680/т+15,98	560-640
2.	6Mn2O3(т) = 4Mn3O4(т)+О2(газ)	1g PO2 = -11740/т-13,92	810-910
3.	2Mn3O4(т) = 6MnO(т)+О2(газ)	1g PO2 = -23910/т+17,73	1270-1350
4.	2MnO(т) = 2Mn(газ)+O2(газ)	1g PO2 = -24730/т+14,00	1602-1747

Теплота сублимации конденсированного оксида MnO, энергия диссоциации MnO H^o₂₉₈ = 503.14кДж/моль и теплота образования молекулы MnO по реакции 3 (см. табл. 1.3).

Применение марганцевого концентрата (агломерата) и кокса обуславливает многообразие химических реакций в ванне печи. Высшие оксиды марганца сравнительно легко восстанавливаются в верхних горизонтах печи, тогда как MnO восстанавливается только твёрдым углеродом. Реакции восстановителя (см. табл. 1.4) Fe₃O₄ и FeO твёрдым углеродом, а также термическая диссоциация карбонатов представляют эндотермические процессы. Образующийся в ванне печи MnO как продукт развития реакции косвенного восстановления высших оксидов карбонатов марганца, как указывалось выше, может быть восстановлен до метала (карбида) только твердым углеродом.

Таблица 1.4

Химические реакции, протекающие в верхних горизонтах ферросплавной печи

Реакция	Тепловой эффект
	К1ж/к	(квт-ч/т)
2MnO2+CO = Mn2 O3 +CO2	+1178	(+328)
3Mn2O3 +CO = 2Mn2O4 +CO2	+378	(+105)
Mn3O4+CO = 3MnO+CO2	+237	(+66)
3Fe2O3+CO = 2Fe3O4+CO2	+117	(+32)
CaCO3 = CaO+CO2	-1797	(-500)
MqCO3 = MqO+CO2	-1195	(-332)
MnCO3 = MnO+CO2	-1015	(-282)
Fe3O4 +CO = FeO+CO2	-794	(-22)
FeO2+C = Fe+CO2	-2208	(-815)
H2Oж = H2Oпар	-2253	(-626)

Примечание: Дополнительный расход электроэнергии на диссоциацию шихтовых материалов.

Для реакции:

MnOт +(1+Х) С = MnCх +CO:

G т = 196293-123Т.

Pco = 0,MПа

при: T = 1324 С⁰ G^oт = 0.

Поскольку в ферромарганце содержится около 7% углерода, то в первом приближении можно принять, что сплав представлен в основном карбидами Mn₇C₃ и (Mn, Fe)₇C₃. Учет новых термодинамических данных для карбида Mn₇C₃, образующегося по реакции:

7Mn + 3C = Mn₇C₃

G^o_т = -50327-53,88Т,

в сочетании с реакцией:

2MnO + 2C = 2Mn + 2CO

G^o_т = 545490 - 320.7 Т

дает суммарную реакцию:

2MnO + 2O/7Mn₇C₃ + 2CO

G^o_т = 531110 - 336Т,

А условие G^o_т = 0 выполняется при 1306 С.

Из показанной на рис. 1.5 диаграммы состояния системы Mn-Cвидно, что сплав с 7% углерода имеет температуру плавления 1350С, так что температуры начала восстановления и плавления ферромарганца близки, поэтому жидкие капли насыщенного углеродом металла осаждались на подину печи, вступая в реакцию с коксом и со шлаковым расплавом, что приводит к восстановлению кремния по схеме:

(Mn,Fe)₇ C₃ + (SiO₂) [Si] _Mn,Fe + CO (1.13).

Чем выше температура процесса, тем легче идет восстановление кремния из шлака в металл.

Растворение восстановленного фосфора уже в первых порциях металлической фазы существенно снижает его активность, вследствие чего практически весь фосфор (~90%), содержащийся в шихте, переходит в сплав, поэтому получение ферромарганца с содержанием 0,35%P при фактически низком уровне качества поступающих на завод марганцевых концентратов требует присадки в шихту малофосфористого шлака.

Оксиды железа, содержащиеся в марганцевых рудах, оказывают определённое влияние на термодинамику и кинетику процесса восстановления марганца и железа из кислородных соединений с углеродом. В присутствии оксидов восстановление оксида марганца MnO наблюдается при более низких температурах.

Выплавляя высокоуглеродистый ферромарганец бесфлюсовым процессом, в качестве продуктов плавки будем иметь высокомарганцовистый кислый шлак (не менее 35%Mn), который используется как компонент шихты для марганцевых сплавов с пониженным фосфором, и товарный ферромарганец марки FeMn78Б (75-82% Mn и не более 0,70% Р).

Содержание фосфора в марганцевых ферросплавах определяется содержанием его в исходном марганцевом сырье. Не смотря на многочисленность работ, посвящённых проблеме удаления фосфора, качество сырья по этому показательно в лучшем случае остаётся на одном уровне, а с учётом снижения содержания марганца даже ухудшилось. В этой связи проблема получения стандартных по фосфору сплавов фактически полностью лежит на их производителях, которым необходимо, сообразуясь с особенностями процессов, использовать все возможные резервы для снижения фосфора в металле. В общем случае содержание фосфора в сплаве можно определить по выражению:

[P] = [Mn] <P> r_p /<Mn> r_Mn, (1.14)

где [P], [Mn] - содержание фосфора и марганца в сплаве, %;

<P>,<Mn>--содержание фосфора и марганца в марганецсодержащем сырье,

Zp, ZMn -- коэффициент перехода фосфора и марганца в сплав, %.

Из анализа приведеного уравнения видно, что повлиять на содержание фосфора в процессе плавки можно только за счет коэффициентов извлечения марганца и фосфора.

Термодинамический анализ показывает, что при выплавке марганцевых сплавов в процессе нагрева шихтовых материалов углерод первоначально взаимодействует с оксидами железа и фосфора, а затем с MnO, поэтому при сравнительно низких температурах FeO восстанавливается углеродом:

FeO + (1+х)C = FeC_X + CO.

Восстановление P₂O₅ углеродом протекает по реакции:

2/10 P₄P₁₀ + 4C = 2/5P₂ + 2 CO, (1.15)

ДG⁰_т = 416300 - 381, 5. Т, кДж / моль,

ДG⁰_т = D при 1093К.

Восстановленный фосфор растворяется в железоуглеродистом расплаве, что значительно облегчит условия восстановления фосфора. Взаимодействие MnO с углеродом может быть описано реакцией:

2MnO + 20/7C = 2/7 Mn₇C₃ + 2Co, (1.16)

ДG⁰_т = 516936 - 265,14T, кДж/моль

ДG⁰_т = О при 1574К.

Наличие восстановленного железа снижает температуры восстановления марганца до 1124К. В системе MnO - P₂O₅ образуются два соединения, низкотемпературная фаза Mn₂P₂O₇ и Mn₃ (PO₄)₂. Учитывая сравнительно малую термодинамическую прочность фосфатов марганца и более высокое химическое сродство марганца к кислороду, можно полагать, что восстановление P₂O₅ должно протекать параллельно с термической диссоциацией фосфатов.

Оксиды SiO₂, Al₂O₃, TiO₂, а также каолинит, способствуют восстановлению фосфора из трифосфата кальция, тогда как СаО, CrO, BaO и другие тормозят этот процесс. Замедляющее действие оксидов ЩМЗ объясняется их высокой реакционной способностью по отношению к фосфору. Как показали опыты, фосфор энергично взаимодействует с CaO уже при 400С^о с образованием Ca₃(PO₃)₂, Ca₃P₂ и других соединений, тогда как Al₂O₃, Cr₂O₃ и кислые оксиды (SiO₂, TiO₂, B₂O₃ и др.) с фосфором не реагируют вплоть до 1000С⁰.

Таким образом, при выплавке марганцевых сплавов создаются условия для восстановления фосфора в верхних горизонтах печи, что хорошо видно из приведенных ниже реакций восстановления трикальцийфосфата:

Ca₃ (PO₄)₂ + 5C + 4Fe = 3CaO + 5CO + 2Fe₂P (1.17)

ДG⁰_т = 1340810 - 959. T, кДж/моль;

Ca₃(PO₄)₂ + 5C + 4Fe + 3SiO₂ = 3CaO SiO₂ + 2FeP + 5CO, (1.18)

ДG⁰_т = 1073960 - 860 T, кДж/моль;

Ca₃ (PO₄)₂ + 5C + 4Mn = 3CaO + 5CO + 2MnP, (1.19)

ДG⁰_т = 1324070 - 874. Т, кДж/моль;

Ca₃ (PO₄)₂ + 5C + 4Mn+SiO₂ = 3CaO. SiO₂ + 2MnP + 5Co, (1.20)

Наряду с восстановленным углеродом, фосфор восстанавливается с марганцем, который является активным восстановителем по отношению к P₂O₅. С повышением концентрации марганца в корольках восстановленного металла до 60-70% существенно улучшается развитие реакции:

(P₂O₅) + 5[Mn] = 2[P] + 5(MnO).

Баланс элементов показывает, что фосфор практически не улетучивается, а примерно на 90 - 95% переходит в металл.

Для качественной оценки влияния основных переменных на качество марганцевых ферросплавов по содержанию фосфора проводился регрессионно-корреляционный анализ данных работы мощных электропечей. Установлено влияние отношения SiO₂/Mn и C_тв/Mn в шихте при выплавке ферромарганца (рис.1.6). Использование импортной руды позволило оценить степень достоверности влияния каждой переменной множественного уравнения регрессии на фосфор в металле. С этой целью было выбрано достаточно надежное уравнение с точки зрения оценочных критериев:

[P] = 0.607-0.022[Si] - 0.00062 t ДИМ - 0.036 t Вшл + 0.04<CaO> +

0.0012<SiO> - 0.23CТВ, (1.21)

R² = 62.3, t _[Si] = 9.2; t _Дим = 2.8; t _Вшл = 1.6

t<CaO> = 2.23; t <SiO> = 0.02; tC_ТВ = 2.5.

Судя, по четырем критериям наибольшее влияние на содержание фосфора в металле оказывает кремний. Следовательно при оценке влияния содержания фосфора в металле необходимо в первую очередь учитывать содержание кремния в металле и навеску восстановителя.

Как показали статические исследования для оценки концентрации фосфора в выплавленном ферромарганце и силикомарганце можно использовать соответственно уравнения 1.23 и 1.24.

[P] = , % (1.23)

[P] = % (1.24)

Рисунок 1.6. Зависимость качества ферромарганца от соотношения элементов в шихте:

1-[P] = 0.369 + 0.219<SiO>; R² = 23.6

2-[P] = 0.610 - 0.580<C>; R² = 25.3

1 - [P] = 0.526 - 0.0218[Si]: R² = 34.3:

2 - [P] = 0.532 - 0.019 [Si]; R² = 24.7

1 - сменные данные 1977-1983 гг.

2 - сменные данные за 1993 г.



Рисунок 1.7 Влияние кремния на содержание фосфора в металле:

1.6 Расчет шихты, материального и теплового баланса плавки

1.6.1 Исходные данные

Химический состав ферромарганца приведен в таблице 1.5.

Таблица 1.5

Химический состав ферромарганца

Марка сплава	Массовая для компонента, %
ДСТУ 3547-97	Марганца, не менее	C	Si	P	S
		не более
	75	7.0	6.0	0.70	0.03

Химический состав шихтовых материалов для электроплавки приведен в табл. 1.6.

Таблица 1.6

Химический состав шихтовых материалов

Материалы	Массовая для компонентов, %
	MnO	MnO2	FeO	Fe2O3	SiO2	CaO	MgO	P2O5	Al2O3	П.П.П.
Марганец концентрат	17.0	46.1	1.8	2.20	18.0	2.8	1.4	0.47	2.0	8.2
Зола кокса	------	------	-------	8.71	50.25	1.55	9.76	0.2	29.43	-------
Зола эл. масcы	------	------	-------	16.0	50.0	8.0	3.0	------	23.0	-------

Распределение элементов между продуктами плавки показано в табл. 1.7.

Таблица 1.7

Распределение элементов между продуктами плавки

Элемент	Переходит, %
	в металл	в шлак	в улет
Mn	50	46	4
Si	8.0	90.0	2.0
P	85.0	3.0	12.0
Fe	95	5	-----

Химический состав коксика, %:

A^с = 14.0; V^г = 1.1; C = 85.4; W = 2.0.

Химический состав электродной массы, %:

А^с = 10.0; V^г = 2.0; C = 88.0.

1.6.2 Ожидаемое количество металла

(100 0.43) 0.5 = 0.78 Q_мe.

где - 0.423 - доля марганца в марганцевом концентрате 1Б сорта:

- 0.5 - степень перехода марганца в металл;

- 0.78 - доля марганца в готовом сплаве;

- Q_мe - масса металла.

- Q_мe = 27.1 кг.

1.6.3 Расчет количества восстановителя

Расход углерода на восстановление окислов марганца.

Расчет углерода на восстановление Mn₃O₄ до MnO по реакции

MnO + C = MnO + CO:

q¹_c = 0.46х100х12/17 = 6.3 кг

Всего вносится шихтовыми материалами MnO:

100 0.17+100 0.461 71/87 = 54.62 кг

Расчет количества углерода на восстановление MnO по реакции

MnО + C = Mn + C:

q_c⁴ = 54/62х12/17х(0.5+0.04) = 4.98 кг,

Где 0.5 - доля марганца, переходящего в металл;

0.04 - доля марганца, теряемого с колошниковыми газами.

Всего требуется углерода на восстановление окислов марганца:

q^Mn_c = q¹_c +q⁴_c = 4.98 + 6.3 = 11.28 кг

Количество марганца, переходящего в металл:

54.62 55/71 0.5 = 21.15 кг

Количество марганца, переходящего в шлак:

54.62 55/71 0.46 = 19.46 кг

Расчет количества углерода на восстановление окислов кремния.

Всего вносится кремнезема шихтовыми материалами:

100 0.18 = 18 кг

Расчет количества углерода на восстановление кремнезема по реакции

SiO₂ + 2C = Si + 2CO:

q^Si_C = 18 24/60 (0.08 + 0.02) = 0.72 кг,

где: 0.08 и 0.02 - доля кремния, переходящего в металл и теряемого с колошниковыми газами соответственно.

Переходит кремнезема в шлак:

18 0.9 = 16.2 кг

Переходит кремния в металл:

18 28/60 0.08 = 0.67 кг

Расчет количества углерода на восстановление окислов железа.

Расчет количества углерода на восстановление Fe₂O₃ по реакции

Fe₂O₃ + C = 2FeO + CO:

q^ж_с = 12/160 100 0.022 = 0.16 кг,

где - 0.022 - доля Fe₂O₃ в концентрате.

Всего вносится FeO шихтовыми материалами:

100 (0.018 + 0.022 144/160) = 3.78кг

Расчет количества углерода на восстановление FeO по реакции

FeO + С = Fe + CO:

3.78 12/72 0.95 = 0.60 кг

где 0.95 - доля железа, переходящего в металл.

Количество железа, переходящего в металл:

3.78 56/72 0.95 = 2.79 кг

Переходит FeO в шлак:

3.78 0.05 = 0.99 кг

Согласно результатам работы промышленных электропечей расход арматуры на 1т ферромарганца составляет 1.7 кг, тогда на 27.1 кг ферромарганца расходуется арматуры:

1.7 0.0271 = 0.046 кг

Всего переходит железа в ферромарганец

2.79 + 0.046 = 2.84 кг

Всего необходимо углерода на восстановление окислов железа:

q^Fe_c = 0.16 + 0.60 = 0.76 кг

Расчет количества углерода на восстановление окислов фосфора.

Всего вносится P₂O₅ шихтовыми материалами:

100 0.0047 = 0.47 кг

Расчет количества углерода на восстановление P₂O₅ по реакции

P₂O₅ + 5C = 2P + 5CO:

q^P_c = 0.47 80/142 (0.85 + 0.12) = 0.19 кг,

где 0.85 и 0.12 - доля фосфора, переходящего в сплав и теряемого с колошниковыми газами.

Количество фосфора, переходящего в сплав:

0.47 62/142 0.85 = 0.17 кг

Переходит P₂O₅ в шлак:

0.47 0.03 = 0.014 кг

Всего расходуется углерода на восстановление окислов шихтов материалов:

= q+ q+ q+ q =

10.28 + 0.72 + 0.76 + 0.19 = 11.73 кг

Образуется окиси углерода по реакции

C + Ѕ O₂ = CO:

28 11.73/12 = 27.37кг или 11.73 22.4/12 = 21.79 нм³

Количество углерода, окисленное влагой шихты.

Принимаю, что колошниковый газ при выплавке ферромарганца содержит 85% СО и 2% Н₂

Количество колошникового газа:

21,89/0.85 = 25.89нм³

Количество водорода в колошниковом газе:

25.89 0.02 = 0.52нм³

Количество углерода, необходимое для образования водорода по реакции

Н₂О + С = Н₂ + СО:

q^H_C = 0.52/22/4 12 = 0.42кг

Растворяется углерода в ферромарганце:

q^Mn_C = 27.1 х 0.06 = 1.62 кг

Общий расход углерода:

q_c = 11.73 + 0.28 + 1.62 = 13.63 кг

1.6.4 Расчет прихода углерода

Количество углерода, вносимое электродами. Принимаю расход электродной массы 16 кг на 1т сплава.

0.0271 16 = 0.49 кг

Количество углерода, вносимое электродной массой:

0.49 0.88 = 0.43 кг

где 0.88 - доля углерода в электродной массе.

Необходимое количество углерода для выплавки сплава:

13.63 - 0.43 = 13.20 кг

1.6.5 Расчет активного углерода в 100 кг кокса

Расход углерода на восстановление окислов золы коксика по реакции:

SiO₂ + 2C = Si + 2CO 14.0 х 0.5025 х 0.1 х 24/60 = 0.28 кг

Fe₂O₃ + 3C = 2Fe + 3CO 14.0 х 0.0871 х 0.95 х 36/160 = 0.26 кг

P₂O₅ + 5C = 2P + 5CO 14.0 х 0.002 х 0.97 х 60142 = 0.01 кг

CaO + C = Ca + CO 14.0 х 0.0155 х 12/56 = 0.05 кг

MgO + C = Mg + CO 14.0 х 0.0976 х 12/40 = 0.41 кг

Al₂O₃ + 3C = 2Al + 3CO 14.0 х 0.2943 х 36/102 = 1.45 кг

Всего 2.46 кг

Остаток активного углерода в 100 кг кокса:

85.4 - 2.46 = 82.94 кг

Расход сухого коксика с учетом активного углерода:

Q_кокс = 13.20/0.8294 = 15.92 кг

Количество золы, вносимое коксиком:

15.92 0.14 = 2.23 кг

Количество золы, вносимое электродной массой

0.49 0.10 = 0.05 кг

Всего вносится золы коксиком и электродной массой:

2.23 0.05 = 2.28 кг

1.6.6 Расчет количества и состава ферромарганца

Расчет количества и состава ферромарганца приведен в таблице 1.8.

Таблица 1.8

Количество и состав ферромарганца

Элемент	Поступило, количество	Всего
	из шихты	из золы коксика	из золы электродной массы	кг...

Подобные документы

• Расчет материального и теплового баланса конверторной плавки

  Технология плавки, расчет ее материального и теплового баланса. Режим дутья в кислородном конверторе. Раскисление стали присадками ферромарганца и ферросилиция. Расход раскислителей. Выход стали после легирования феррохромом. Параметры шлакового режима.
  
  курсовая работа [68,8 K], добавлен 06.04.2015
  

• Расчет материального баланса плавки стали в 160-тонной ДСП на свежей шихте для получения стали марки 38Х2МЮА

  Общая 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 16.03.2014
  

• Технология выплавки в электропечи, внепечная обработка стали марки 25ХГСА

  Характеристика стали 25ХГСА, расчёт материального баланса. Среднешихтовой состав и период плавления. Расчет периода плавления и окисления. Тепловой баланс. Обоснование выбора трансформатора. Расчёт времени плавки. Коэффициент теплоёмкости шлака.
  
  курсовая работа [46,5 K], добавлен 05.01.2016
  

• Расчет шихты, материального и теплового балансов доменной плавки

  Технология получения чугуна из железных руд путем их переработки в доменных печах. Расчет состава и количества колошникового газа и количества дутья. Материальный баланс доменной плавки, приход и расход тепла горения углерода кокса и природного газа.
  
  курсовая работа [303,9 K], добавлен 30.12.2014
  

• Оборудование и технология производства сплава из стали марки 35Г в условиях предприятия ОАО "Ашинский металлургический завод"

  Технология выплавки сплава и работа оборудования. Выбор шихты для выплавки и огнеупорных материалов. Контроль качества продукции. Тепловой расчет печи, баланс плавки. Возможные виды брака, основные методы борьбы с браком, способы устранения брака.
  
  дипломная работа [698,8 K], добавлен 14.06.2015
  

• Оборудование и технология производства ферросплава марки ФС45 в условиях предприятия ОАО "ЧЭМК" в закрытой рудовосстановительной печи мощностью 24 МВа

  Характеристика завода, его сырьевая и энергетическая базы. Общая схема производства на заводе и сортамент производимого металла. Назначение ферросплава ФС45 и технология его выплавки. Расчет плавильного агрегата. Химический состав продуктов плавки.
  
  курсовая работа [2,4 M], добавлен 24.03.2014
  

• Оптимальная технология плавки, раскисления и разливки стали марки 40Л в дуговой сталеплавильной печи с кислой футеровкой

  Выбор 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 11.12.2012
  

• Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ШХ4

  Химический состав и назначение стали марки ШХ4. Требования к металлу открытой выплавки. Требования к исходному металлу для электрошлакового переплава. Расчет геометрических размеров электрода и кристаллизатора. Расчет материального баланса плавки.
  
  курсовая работа [266,8 K], добавлен 07.07.2014
  

• Процесс выплавки стали в дуговых печах

  Свойства 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 18.07.2014
  

• Технологический процесс производства шамотных насадочных изделий марки ШН-38 для футеровки регенераторов мартеновских печей

  Подбор сырья и технологических параметров производства шамотных насадочных изделий марки ШН-38 для футеровки регенераторов мартеновских печей. Расчет материального баланса и выбор основного оборудования. Описание автоматизации технологического процесса.
  
  дипломная работа [1,0 M], добавлен 11.03.2012
  

• Производство муллито-кремнеземистых стекловолокнистых материалов марки МКРР-130

  Физико-химические основы и технологический процесс производства муллитокремнеземистого теплоизоляционного огнеупорного стекловолокна марки МКРР-30. Проектирование строительства отделения по производству продукции и его технико-экономические показатели.
  
  дипломная работа [792,7 K], добавлен 19.10.2011
  

• Расчет шихты на выплавку стали марки 30ХН3М2ФА

  Технология 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
  

• Вычисление баланса металла по электросталеплавильному комплексу

  Выбор технологии выплавки, внепечной обработки и разливки стали типа 30ХН3А. Расчёт баланса металлошихты по ЭСПЦ в условиях электрометаллургического завода. Разработка схемы грузопотоков исходных материалов и продуктов плавки. Расчёт оборудования.
  
  курсовая работа [73,1 K], добавлен 26.11.2014
  

• Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ХН75МБТЮ с получением слитка 1,25 т

  Химический состав, назначение сплава марки ХН75МБТЮ. Требования к металлу открытой выплавки. Разработка технологии выплавки сплава марки. Выбор оборудования, расчет технологических параметров. Материальный баланс плавки. Требования к дальнейшему переделу.
  
  курсовая работа [294,9 K], добавлен 04.07.2014
  

• Реактивные топлива

  Общая характеристика реактивных топлив, их назначение и физико-химические свойства. Технология получения и перспективы производства реактивных топлив, их марки и классификация сырья. Особенности топлив, применяемых жидкостных ракетных двигателей.
  
  контрольная работа [26,4 K], добавлен 11.06.2013
  

• Окислительный обжиг медных концентратов, получаемых при флотации файнштейнов в печи КС для выщелачивания

  Принцип обжига в кипящем слое сульфидов. Конструкции обжиговых печей КС. Определение размеров печи, ее удельной производительности, оптимального количества дутья, материального и теплового баланса окисления медного концентрата. Расчёт газоходной системы.
  
  курсовая работа [131,5 K], добавлен 05.10.2014
  

• Теория и технология производства стали

  Определение среднего состава металлошихты и количества примесей, окисляющихся по ходу продувки, расхода извести, содержания окислов железа в шлаке, количества и состава шлака в конце продувки. Расчет теплового баланса. Вычисление расхода ферросплавов.
  
  курсовая работа [111,4 K], добавлен 19.11.2022
  

• Расчет мартеновской плавки

  Определение среднего состава металлошихты, состава металла по расплавлении, количества руды в завалку, количества шлака, образующегося в период плавления, состава металла перед раскислением, количества руды в доводку. Расчет материального баланса.
  
  курсовая работа [135,8 K], добавлен 25.03.2009
  

• Технология переработки нефти и газа и производства масел

  Составление материального и теплового балансов. Расход теплоносителей и электроэнергии. Типы производственных процессов. Определение размеров и количества аппаратов периодического и непрерывного действия. Характеристика вспомогательного оборудования.
  
  методичка [1,6 M], добавлен 15.12.2011
  

• Расчет материального баланса плавки стали марки 38ХН3МФ в основной дуговой печи вместимостью 120 тонн

  Расчет шихты для плавки, расхода извести, ферросплавов и феррованадия. Материальный баланс периода плавления. Количество и состав шлака, предварительное определение содержания примесей металла и расчет массы металла в восстановительном периоде плавки.
  
  курсовая работа [50,9 K], добавлен 29.09.2011
  

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