Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

Одним из главных направлений развития чёрной металлургии является коренное улучшение качества металлопродукции. Эта задача может быть решена на основе совершенствования технологии производства металлургического передела и выплавления качественных сталей. Задача получения высококачественного металла потребовала от металлургов разработки и внедрения в производство таких экономичных производственных процессов выплавки стали, которые бы устранили свойственные обычным слиткам дефекты и обеспечили производство проката с более высокими механическими и физическими свойствами. В этой связи среди разработанных и внедрённых за последнее время в производство способов значительного повышения качества металла и интенсификации сталеплавильных процессов у нас и за рубежом особая роль принадлежит производству стали в дуговых электросталеплавильных печах. Дальнейшее заметное увеличение производства качественной стали в электродуговых печах намечается в процессе технического перевооружения отечественной чёрной металлургии. Новые электросталеплавильные цехи будут сооружаться в составе крупных металлургических заводов и в составе так называемых "мини-заводов", которые включают электросталеплавильный и прокатные цехи и предназначены для удовлетворения потребностей отдельных регионов страны в прокате на основе использования местных ресурсов стального лома. Проведение операций, обеспечивающих требуемое качество металла, непосредственно в самом агрегате связана с потерей его производительности, операции переносят в ковш. Проведение технологических операций вне плавильного агрегата называют вторичной металлургией (внепечной обработкой).

Основную цель вторичной металлургии можно сформулировать как осуществление ряда технологических операций быстрее и эффективнее по сравнению с решением аналогичных задач в обычных сталеплавильных агрегатах. Внепечная обработка требует, чтобы металл разливался на машинах непрерывного литья заготовок (MHJI3), так как непрерывная разливка по сравнению с разливкой стали в изложницы имеет ряд положительных особенностей.

Определённую роль в распространение новых методов вторичной металлургии играет и то обстоятельство, что эти методы позволяют коренным образом изменять структуру и тип потребляемых ферросплавов и раскислителей в сторону существенного снижения требований к их составу и соответствующего их удешевлению. Существующие способы получения стали высокого качества основаны на использовании одного или одновременно нескольких технологических приёмов:

1) обработки металла вакуумом;

2) продувки металла инертными газами;

3) вдувание порошкообразных материалов;

4) перемешивания металла со специально приготовленными шлаком или лигатурой.



1. ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРОЦЕССА

Электросталь выплавляют, главным образом в основных печах. Большая часть стали выплавляется методом полного окисления. В окислительный период электроплавки необходимо решать следующие технологические задачи Снижать содержание фосфора в металле (к концу окислительного периода концентрация фосфора должна быть не более 0,02%).

Проводить возможно полное удаление растворенных в металле газов (азота, водорода) и неметаллических включений.

Проводить ванну в определенное по окисленности металла состояние для обеспечения нормального протекания восстановительного периода.

Нагревать металл до заданной температуры, как правило на 120- 130°С превышающей температуру плавления .

Наряду с этим в окислительный период происходит окисление углерода, кремния, марганца, хрома, ванадия и других элементов. Длительность окислительного периода определяется временем, необходимым для проведения дефосфорации металла, а также нагрева металла до заданной температуры.

В период плавления с момента нагрева металлической шихты до температуры 700-800°С, а тем более по мере ее расплавления начинается окисление примесей металла и железа в результате взаимодействия их с оксидами железа, которые вносятся в виде ржавчины металлической шихтой и твердыми окислителями (железной рудой и т.д.), а также с кислородом воздуха более интенсивное окисление примесей наблюдается при применении в рассматриваемый период газообразного кислорода.

Окисление железа

Содержание железа в металлической шихте, заваливаемой в электропечь при выплавке с окислением превышает 95%. Согласно закону действующих масс если ванна не будет покрыта шлаком, то во взаимодействие с кислородом воздуха вступит, в первую очередь, железо с образованием железистого шлака Когда металл покрывается железистым шлаком и кислород в металл переходит в виде оксида железа может быть повышено присадкой в ванну железной руды. При этом оксид железа руды реагирует по реакции:

металлический шихта окисление углерод

Fe2O3 + Fe=3FeO,

а оксид магнитной руды по реакции:

Fe₃O₄ + Fe=4FeO,

шлак, таким образом, обогащается оксидом железа.

Для окисления выгодно применять газообразный кислород из-за высоких скоростей окисления примесей.

Это объясняется тем, что кислород подводится непосредственно в металл, при этом металл дробится на капли и увеличивается поверхность соприкосновения металла с кислородом.

Окисление углерода

Окисление углерода - это одна из важнейших реакций окислительного периода. Технологическая ценность реакции окисления углерода в том, что пузырьки СО приводят ванну в подвижное состояние. Расплав начинает «кипеть», такое состояние способствует удалению из металла водорода, азота, неметаллических включений, ускоряет процесс нагрева ванны и дегазации металла. Кислород, поступающий в металл, соединяется с углеродом и образует оксид углерода: С + 1/20г = СО. Образование СО происходит на поверхностях раздела фаз, т.е. на шероховатостях огнеупорной кладки, на взвешенных в металле неметаллических включениях, на поверхности уже образовавшихся пузырьков газа: Скорость окисления углерода в начале окислительного периода при использовании в качестве окислителя кислорода железной руды обычно составляет 0,4-0,6%. Она мало меняется при снижении концентрации углерода в металле с 1 до 0,25%, но при дальнейшем снижении содержания углерода в металле скорость его окисления сильно понижается. Для поддержания протекания реакции необходимо увеличивать окислительную способность ванны присадками руды или подачей газообразного кислорода.

Чем выше содержание FeO в шлаке, тем при прочих равных условиях больше скорость перехода кислорода из шлака в металл, тем выше скорость окисления углерода.

Жидкоподвижные шлаки хорошо перемешиваются, и в этом случае FeO быстрее доставляется к поверхности раздела шлак-металл. Поэтому снижение вязкости шлака приводит к увеличению скорости окисления углерода.

Энергичное, ровное кипение ванны возможно лишь тогда, когда руду в окислительный период добавляют в достаточно нагретую ванну. Первым условием благоприятного протекания реакции обезуглероживания является - наличие достаточно высокого содержания закиси железа в металле.

Вторым условием обезуглероживания является высокий нагрев металла:

FeO + С = Fe + СО

Окисление фосфора

Фосфор в стали является вредной примесью. В стали он образует фосфиды железа и находится в растворе в виде соединений более прочных чем карбиды железа. При высоком содержании фосфора сталь приобретает свойство хладнокомкости. Реакция окисления фосфора может быть гомогенной за счет закиси железа, растворенной в металле:

2 Fe2P + 2.502^ P205 + 4Fe

и гетерогенной в плоскости раздела «металл-шлак»

2 Fe2P + 5 FeO^ Р205 + 9 Fe

При высоком содержании закиси железа в металле фосфорный ангидрид может перейти в шлак в виде фосфата железа:

8 FeO + 2Fe2P^ 3FeO * Р205 + 9 Fe

В основной печи окись кальция замещает более слабое основание (FeO) фосфора в прочное соединение - тетракальциевый фосфат:

3FeO * Р205 + 4 СаО = 4СаО * Р205 + 3 FeO

Значительная часть фосфора переходит в шлак при низких температурах во время плавления шихты и в начале окислительного периода плавки. Сталкивание с откосов относительно холодной шихты понижает температуру ванны и благоприятствует переходу фосфора в шлак. Присадка руды или окалины в конце плавления также весьма эффективное мероприятие. Удаление шлака по расплавлении завалки принятое на наших заводах помогает удалению фосфора. ОКИСЛЕНИЕ КРЕМНИЯ

Растворенная в металле закись железа окисляет кремний, марганец, фосфор, углерод, алюминий и другие элементы, имеющие сродство с кислородом, если они присутствуют в шихте. Одной из первых является реакция:

2 FeO + Si = 2 Fe + Si02

Кремнезем соединяется в шлаке с закисью железа или окисью кальция:



FeO + Si02 = FeO * Si02

СаО + Si02 = СаО * Si02

2СаО + Si02 = 2СаО * Si02

Более полное окисление кремния по сравнению с другими элементами достигается благодаря тому, что продукт реакции кремнезем связывается с основными окислами в силикат.

Окисление марганца Окисление марганца происходит по реакции:

FeO +Mn =MnO + Fe

Повышение температуры замедляет реакцию окисления марганца. Закись марганца ограниченно растворима в металле, она уходит в шлак, часть ее при этом ошлаковывает кремнезем, взвешенный в металле, образуя силикат марганца:

MnO + SiO₂ = МnО * SiO₂

Окисление марганца отстает от окисления кремния. За время расплавления (при отсутствии окалины в завалке) окисляется 50-60% Мn, присутствовавшего в шихте. Чем выше содержание углерода в металле, тем больше остается марганца к концу расплавления. Роль марганца можно объяснить следующим образом. Во время плавления повышенное содержание марганца облегчает офлюсование и удаление из металла неметаллических включений. В окислительный период содержание и поведение марганца служат указателями правильности теплового режима. Горячий ход окислительного периода, необходимый как с точки зрения интенсивности кипения, так и с точки зрения подготовки металла к восстановительному периоду, обеспечивает восстановление марганца и поддержание его на уровне 0,2-0,25%. Если содержание марганца опустилось ниже 0,20%, то это является признаком холодного протекания окислительного процесса, когда интенсивно окисляется марганец, а слабо углерод.

Удаление серы

Удалению из металла серы в окислительный период уделяют мало внимания т.к. имеют почти неограниченные возможности для десульфуризации в восстановительный период. Снижение содержания газов в стали требует затраты времени, электроэнергии, науглероживателей и окислителей. Поэтому правильнее организовать так производство стали, чтобы не допускать газов в металл, подготавливая соответствующим образом шихтовые и шлакообразующие материалы. Кипение ванны важно для снижения неметаллических включений в стали. Металл, из которого состоит шихта электропечи, содержит некоторое количество включений Si0₂ и Ае₂Оз.Во время плавления окисляется марганец, кремний и алюминий шихты. Мелкие твердые включения Si02 и А1₂0з медленно всплывают из стали. Закись марганца и закись железа офлюсовывают SiO₂ и AI₂O₃, образуя жидкие легкоплавкие соединения, способные сливаться в более крупные частицы, которые легко всплывают на поверхность. Кипение ванны способствует столкновению:

включений друг с другом и укрупнению их, т.е. способствуют выносу

включений к плоскости раздела "металл-шлак"¹, где они поглощаются шлаком.

Пузыри СО, возникающие у подины печи при прохождении через металл, увлекают прилипающие к ним включения.

Окисление хрома

Реакция окисления-восстановления хрома протекает на границе раздела металла и шлака:

2Cr + 3FeO = Cr₂0₃ + 3FeO



Оксид хрома образует с FeO и Мл в шлаке тугоплавкие соединения, которые при существующих в электроплавильной ванне температурах содержатся в шлаке в виде твердых включений. Поэтому при содержании СГ2О3 в шлаке выше 6% он становится очень вязким. В настоящее время выплавка высокохромистых сталей осуществляется преимущественно с использованием кислорода.

Однако угар хрома при этом выше, чем при ведении плавки методом переплава отходов без окисления.

Предохранить хром от окисления можно путем введения в шихту кремния в количестве 0,9-1,5% в виде высокохромистых отходов. Окисляясь во время плавления шихты, кремний разогревает ванну, что способствует сокращению этого периода. Кроме того, кремний является защитной примесью по отношению к хрому.

Нагрев металла

Кипение ванны имеет большое значение для нагрева металла. Интенсивное перемешивание металла пузырьками окиси углерода, поднимающимися с подины, обеспечивает выравнивание температуры по всему объему ванны. Необходимо понимать, что в окислительный период плавки можно без ущерба для качества металла и для футеровки печи в короткое время нагреть металла.

Если металл нагрет к моменту скачивания окислительного шлака несколько выше температуры выпуска, то восстановительный период проходит легко: быстро образуется шлак, содержащий карбид кальция, с большей скоростью идут реакции раскисления, т.к. облегчаются диффузионные процессы, легко идет десульфуризация, в короткое время плавятся легирующие добавки.

Восстановительный период

Задачи восстановительного периода являются:

1. раскисление металла

2.удаление серы

3.доведение химического состава до заданного

4.регулирование температуры ванны с целью создания благоприятных условий для раскисления, удаления газов и неметаллических примесей из металла для обеспечения качественной разливки плавки. Практически все задачи решаются параллельно.

Кислород в стали является вредной примесью. Закись железа реагирует с углеродом с образованием смеси углерода. Если окись не удаляется из металла, то получается пузыристый слиток. Закись железа ухудшает пластические свойства стали, кислород понижает растворимость сернистого железа. В качестве раскислителей применяют углерод, ферромарганец, ферросилиций, алюминий и другие раскислители.

Раскисление кремнием

Кремний является сильным раскислителем. Отрицательной стороной раскисления кремнием является образование твердых частичек кремнезема очень малых по размеру, крайне медленно всплывающих на поверхность металла. Поэтому рекомендуется в течение максимально допустимого времени раскислять ванну углеродом и лишь затем прибегать к помощи кремния. В основной печи кремнезем образуется по реакции:

2 FeO + Si = 2 Fe + Si0₂

Раскисление марганцем

Марганец, как раскислитель, значительно слабее кремния. Одним марганцем сталь раскислить нельзя. В тоже время марганец вводится во все стали. Закись марганца практически нерастворима в стали, поэтому она является переносчиком кислорода из металла в шлак. Марганец образует с серой более тугоплавкое соединение, нежели железо и благодаря этому снижается вредное воздействие серы. Ферромарганец присаживается в ванну в начале восстановительного периода:



МnО=Мn + О

Раскисление алюминием происходит по реакции:

2 А1 + 3FeO = А1₂O₃ + 3Fe

Алюминий является самым эффективным из рассмотренных выше раскислителей. Алюминий вводится в ванну только для конечного раскисления металла перед выпуском его из печи, когда основная работа раскисления выполнена более слабыми раскислителями - марганцем, углеродом, кремнием. Иногда алюминий вводят в ковш непосредственно перед выпуском плавки.

Удаление серы

В основной печи мы имеем исключительно благоприятные условия для удаления серы т.к. атмосфера в печи восстановительная. Десульфурация происходит по реакциям:

FeS + СаО + С = Fe + CaS + СО

MnS + СаО + С = Mn + CaS + СО

3FeS + СаС2 + 2СаО = 3Fe +3CaS + 2СО

2FeS + 2СаО + Si = 2Fe +2CaS + Si02

Тепловой режим восстановительного периода.

Одной из задач восстановительного периода является поддержание оптимальной температуры, обеспечивающей эффективное раскисление металла вначале углеродом, позже кремнием и алюминием, выделение неметаллических включений - продуктов раскисления, обессеривание, возможность хорошо разлить сталь. К моменту скатывания окислительного шлака металл должен быть нагрет до температуры несколько превышающей температуру выпуска. Во время скачивания шлака температура снижается.

Технологические инструкции обычно устанавливают для каждой марки температуру металла на желобе и в начале разливки.



2. Практическая часть

2.1. Металлургический расчет с составлением материального и теплового баланса

2.1.1 Расчет и составление материального баланса

Расчет ведется на 104,25 кг шихты. В практических условиях результаты расчета могут быть использованы путем пересчета их на реальную массу завалки. Для выплавки стали 32Г2 используем следующий состав шихты:

Таблица 1- Состав шихты, (кг)

материал	масса (кг)
Лом	91,48
Чугун	8,97
Ферромарганец	2,4
Ферросилиций	1,4
Всего	104,25

Таблица 2- Требуемый состав Стали 32Г2

C	Mn	Si	P	S	Fe	?
0,32	1,3	0,22	0,006	0,002	98,152	100

Данные о составе материалов, использованных в плавке приведены в таблице

Таблица 3- Химический состав шихты, (кг)

материал	С	Mn	Si	Сг	S	Р	Fe	?
Лом	0,15	0,62	0,23	0,20	0,01	0,01	90,26	91,48
Чугун	0,2	0,02	0,05	-	0,015	0,005	8,68	8,97
Ферромарганец	0,007	0,9	0,028	-	0,002	0,303	1,16	2,4
Ферросилиций	0,001	0,004	0,45	0,07	0,005	0,02	0,85	1,4
Всего	0,358	1,544	0,758	0,27	0,032	0,338	100,95	104,25

Таблица 4- Химический состав шихты, (%)

материал	С	Mn	Si	Сг	S	Р	Fe	?
Лом	0,16	0,66	0,25	0,21	0,01	0,01	98,7	100
Чугун	2,17	0,21	0,54	-	0,16	0,04	96,88	100
Ферромарганец	0,28	36	1,12	-	0,08	12	50,52	100
Ферросилиций	0,06	0,26	30	4,66	0,33	1,33	63,36	100

Расчет угара компонентов плавки

Масса угара углерода составит:

Ус=0,358 - 0,32=0,038кг

Принимаем, что 25% углерода окисляется с образованием СО2‚ отсюда

масса окислившегося углерода составит:

mС_окисд=0,25 * 0,038=0,01кг

С + O₂= СО₂

-количество O₂;

кг - количество СО₂;

Остальные 75% углерода окисляются до СО. Масса углерода составит:

mС_окисл=0,038 -- 0,01 = 0,028кг

С+0‚5O₂=СO

кг - количество O₂;

= 0,065кг - количество СО

Определим потери кремния

П_Si=0.758 - 0.22 = 0,538кг

Si+ O₂ --› SiO₂

= 0,615 кг- количество O₂;

= 1,153кг- количество SiO₂

По практическим данным угар кремния составит 10% от его потерь:

У_SiO2=1.153*0,1=0‚1 15кг

Количество 5і02 уходящего в шлак:

Ш_SiO2=1.153 - 0,115=1,038кг

Определим потери марганца:

П_Mn=1‚544 - 1,3 = 0,244 кг

Mn +O₂>MnO

= 0,071кг -- количествоO₂;

= 0,315кг -- количество MnO

По данным практики угар марганца составляет 30% от его потерь:

У_Mn =0,315 * 0,3=0,095кг

В шлак перейдет следующее количество Mn:

Ш_MnO=0,315 -0,095=0,22кг

Определим потери железа

П_Fe=100,95-98,152=2,798

По данным практики 25%Fe окисляется до FeO:

mFe=2,798xO,25=0,699кг

Fe+ O₂ >FeO

= 0,199кг- количество O₂;

= 0.899кг- количество FeO

Fe окисляется до Fe₂O₃ в количестве 75%:

2,798*0,75 =2.098

4Fe+302 >2Fe₂O₃

= 0.899- количество O₂;

= 2.997кг - количество Fe₂O₃

По данным практики 4% Fe₂O₃ переходит в угар:

У_Fe2O3=2.997 * 0,04=0,12кг

В шлак перейдет

2.997-0,12= 2.877 кг

Определим потери серы

Пs=0,032 - 0,002 = 0,03кг

S + O₂ = SO₂

0.03 * 32/32 = 0,03кг - количество O₂;

0.03 * 64/32 =0,06кг-количество SO₂

Отсюда следует, что сера шихты переходит в сталь в количестве 0,002 кг

Определим потери фосфора

П_р=0‚338 -0,006 = 0,332кг

Фосфор окисляется до Р₂O₅:

2Р+ 2,5O₂>Р2О5

= 0,428кг -- количество O₂;

= 0,76кг-- количество P₂O₅

Определим потери хрома

4 Cr +3O₂ >2Сr₂O₃

= 0,124 кг-- количество O₂;

= 0,394 -- количество Cr₂O₃

Поданным практики Сr переходит в шлак.

В результате химических реакций в шлак перейдут следующие компоненты:

SiO₂ - 1,038кг

МnО - 0,22кг

Fe₂O₃ - 2,877кг

FеО - 0,899кг

P₂O₅- 0‚76кг

Сr₂O₃ - 0,394кг

Всего - 6,188кг

Расчет полного состава шлака

Расход известняка по данным практики составляет 4,5 7% от массы шихты



Таблица - Химический состав известняка, % - кг.

размерность	CaO	CO2	SiO2	MgO	?
%	51,23	40,98	1,64	6,15	100
кг	2,5	2	0,09	0,3	4,89

Из известняка в шлак перейдут следующие соединения, кг:

CaO - 2,5кг

MgO - 0,3кг

SiO₂ - 0,09кг

Всего - 2,89кг

Из известняка в газы перейдет СО₂ 2кг

Расход кварцита по данным практики составляет 3.28% от массы шихты

Таблица -- Химический состав кварцита, % - кг

Размерность	CaO	SiO2	MgO	Fe2O3	TiO2	BaO	?
%	5,71	62,86	7,14	17,4	1,43	5,72	100
кг	0,2	2,2	0,25	0,6	0,05	0,2	3,5

Из кварцита в шлак перейдут следующие соединения, кг:

CaO - 0,2кг.

SiO₂ - 2,2кг.

MgO - 0,25кг.

Fe₂O₃ - 0,6кг.

TiO₂ - 0,05кг.

BaO - 0,2кг.

Всего: - 3,5кг.

Расход железной руды по данным практики составляет 0,94% от массы шихты



Таблица № - Химический состав железной руды, %, кг

Размерность	SiO2	Fe2O3	?
%	10	90	100
Кг.	0.1	0.9	1

Из железной руды в шлак перейдут следующие соединения, кг.

SiO₂ - 0,1кг.

Fe₂O₃ - 0,9кг.

Всего - 1кг.

Расходуется магнезитовой футеровки 0,75% от массы шихты

Таблица № - Химический состав магнезита, %, кг.

размерность	CaO	SiO2	MgO	Fe2O3	Al2O3	?
%	3,75	18,75	62,5	8,75	6,25	100
кг	0,03	0,15	0,5	0,07	0,05	0,8

Из магнезита в шлак перейдут следующие соединения, кг:

CaO - 0,03кг.

SiO₂ - 0,15кг.

MgO - 0,5кг.

Fe₂O₃ - 0,07кг.

Al₂O₃ - 0,05кг.

Всего - 0,8кг.

Таблица № - состав электродной массы

Наименование	С	А	?
Электродная масса	98	2	100
Кг.	0,49	0,01	0,5

Таблица № - состав золы

наименование	Fe2O3	SiO2	Al2O3	CaO	?
Зола%	30	40	20	10	100
Кг.	0,003	0,004	0,002	0,001	0,01

Углерод окисляется до CO₂

C+O₂ =CO₂

- количество О₂

- количество СО₂

Зола переходит в шлак

Общее количество шлака, кг.

SiO₂ - 1,038+0,09+2,2+0,1+0,15+0,004=3,582кг.

MnO - 0,22кг.

Fe₂O₃ - 2,877+0,6+0,9+0,07+0,003=4,45кг.

FeO - 0,899кг.

P₂O₅ - 0,76кг.

CaO - 2,5+0,2+0,03+0,001=2,731кг.

MgO - 0,3+0,25+0,5=1,05кг.

Al₂O₃ - 0,05+0,002=0,052кг.

TiO₂ - 0,05кг.

BaO - 0,2кг.

Cr₂O₃ - 0,394кг.

Всего - 14,388кг.

Расчет расхода воздуха.

Данные, полученные практическим путем показывают, что окисление примесей из шихты требуется следующее количество кислорода, кг.

C - 0,027+0,037+1,306=1,37кг.

Si - 0,615кг.

Mn - 0,071кг.

Fe -0,199+0,899=1,098кг.

P - 0,428кг.

S - 0,03кг.

Cr - 0,124кг.

Всего - 3,736кг.

Принимаем коэффициент расхода воздуха б=1,1

Определим практический расход кислорода. Если учитывать, что кислорода в воздухе 23%

m_O2=3,736*1,1=4,1096

С учетом коэффициента:

m_в ==17,88кг.

Определим массу азота:

m_n2 =17,88-4,1098=13,7704кг.

Избыток кислорода составляет:

m_O2^{изб .}=4,1096-3,736=0,3736кг.

Расчет газов, кг:

CO₂ - 0,037+2+1,796=3,833кг.

CO - 0,065кг.

N₂ - 13,7704кг.

O₂ ^изб. - 0,3736кг.

SO₂ - 0,06кг.

Всего - 18,102

Таблица № - Состав и количество газов

Газы	кг	% (V)	м3
CO2	3,833	17,23	1,96
CO	0,065	0,29	0,052
N2	13,7704	80,09	14,248
O2изб	0,3736	2,18	0,339
SO2	0,06	0,27	0,021
?	18,102	100	16,62

2.1.2 Расчет и составление теплового баланса

Тепловой баланс составляем на 104,25 кг. металлической шихты.

Приход тепла:

В печь поступает шихта массой 104,25 кг. при температуре равной 20 °С

Q_ш=m_ш•c_ш•t_ш, кДж

Где Q_ш - тепло вносимое шихтой, кДж

m - масса шихты, кг;

с - теплоемкость шихты, кДж/кг -°С;

t - температура, °С.

Q_ш=104,25•0,410•20=854,85 кДж

Тепло вносимое известью

Q_изв=m_изв•c_изв•t_изв, кДж

где Q_изв - тепло вносимое известью, кДж

m - масса извести, кг;

c - теплоемкость извести, кДж/кг '°С;

t - темпиратура, °С.

Q_изв = 4,89•0,4•20 = 39,12 кДж

Тепло вносимое кварцитом

Q_кв=m_кв•c_кв•t_кв, кДж

где Q_кв - тепло вносимое кварцитом, кДж

m - масса кварцита, кг; `

c -теплоемкость кварцита, кДж/кг “°С;

t - температура, °С.

Q_кв = 3,5•0,84•20 = 58,8 кДж ;

Тепло вносимое железной рудой

Q_р=m_р•c_р•t_р, кДж



где Q_р - тепло вносимое железной рудой, кДж

m - масса железной руды, кг;

с - теплоемкость железной руды, кДж/кг -°С;

t - температура, °С.

Q_р = 1•0,76•20 = 15,2 кДж

Тепло вносимое магнезитом

Q_м=m_м•c_м•t_м, кДж

где Q_м - тепло вносимое магнезитом‚ кДж

m - масса магнезита, кг;

c - теплоемкость магнезита, кДж/кг ^°С;

t - температура, °С.

Q_м = 0,8•0,84•20 = 13,44 кДж

Итого общее физическое тепло вносимое шихтой и технологическими

добавками

Q_физ = 877,81 + 39,12 + 58,8 + 15,2 + 13,44 = 1004,37 кДж

Рассчитаем тепло вносимое электрическим током

Q=W_эл• 3600, кДж (34)

где Q - тепло вносимое эл. Дугами, кДж

W_эл - расход электроэнергии кВт-ч на 107,05 кг шихты

W_эл = 350 -1000 кг

Х -104,25

Х = 104,25 •350/1000 = 36,49 кВтч

Q =36,49 - 3600 =131364 кДж

Рассчитаем тепло экзотермических реакций

Fе + 1/2O₂ > FеО + 238117,7 кДж

56 -238117,7

1,399 - X₁

X₁ = 5948,69 кДж

C+O₂>CO₂+ 408860 кДж

12-408860

0,01-X₂

X₂= 340,717 кДж

Si + 20 >SiO₂ + 321792 кДж

28-321792

0,538-X₃

Х₃=6183,0031кДж ,

С+О>СО+ 46090 кДж

12 - 46090

0,028 - X₄

Х₄= 107,543 кДж

Mn+ 1/2O₂--› MnO+119834 кДж

55 --119834

0,244 - X₅

X₅ = 531,627 кДж

4Fe + 3O₂ >2Fe₂O₃ + 1644320 кДж

224 -1644320

4,199 - X₆

X₆= 30823,659 кДж

2P+ 2,5O₂ >P₂O₅ + 1507200 кДж

62 - 1507200

0,332 - X₇

X₇= 8070,813 кДж

4Cr +3O₂ --›2Сr₂ O₃ + 1140560 кДж

208 - 1140560

0,27 - Х₈

Х₈=1480‚534 кДж

S + O₂ = SO₂ + 296900 кДж

32 - 296900

0,03 -- х9

X₉ = 278,344 кДж

Находим общее количество тепла экзотермических реакций

5948,69 +34О,717 +6183,003 + 107,543 + 531,627 + 30823,659 + 8070,813 +

1480,534 + 278,344 = 53764,939 кДж

Расход тепла

Рассчитаем потери тепла со сталью

Q_ст=m_ст•c_ст•t_ст, кДж

где Q_ст - потери тепла со сталью, кДж

m - масса стали, кг;

c - теплоемкость стали, кДж/кг -°С;

t - температура, °С.

Q_ст= 100•0,70•1600=112000 кДж

Рассчитываем потери тепла со шлаком

Q_шл=m_шл•c_шл•t_шл, кДж

где Q_шл - потери тепла со шлаком, кДж

m - масса шлака, кг;

c - теплоёмкость шлака, кДж/кг-°С;

t - температура шлака, °С.

Q_шл = 18,169•1,2•1600 = 34884,48 кДж

Рассчитаем тепло уносимое газами



N=b

Q_г=?•V_отх•i ‚ кДж

i=1

где Q_г - тепло уносимое с газами кДж;

V_отх - объем газовых составляющих, М3 ;

і -- энтальпия газовых составляющих при температуре 1400° кДж/м³

ico₂ = 2,3405•1400 = 3276,7 кДж/ м3

ico = 1,4613•1400 = 2045,82 кДж/ м3

i_N2 = 1,4374•1400 = 2012,36кДж/ м3

io₂ = 1,5220•1400 = 2130,8 кДж/ м3

iso₂= 2,278•1400 = 2733,6 кДж/ м3

Q= 1,951 ' 3276,7 + 0,052 - 2045,82 + 14,248 ' 2012,36 + 0,339 ' 2130,8 +

0,021 * 2733,6 = 35951‚077 кДж

Найдём потери тепла через футеровку.

Потери тепла через свод

Толщина свода д_СВ = 0,23 м_ к концу серии плавок износ футеровки составляет

50%. Примем среднюю величину износа 70%.

д_СВ = 0,70 10,23=0,161 М

Температура в печи t₁ = 1600°С‚ температура окружающего воздуха так = 30°С, температура наружной части свода t₂= 320°С. Футеровка свода - магнезитохромитовый кирпич.

Потери тепла через свод рассчитываем по следующей формуле:

Q_СВ=• F_СВ•ф,кДж

где Q_СВ - потери тепла через свод, кДж;

t₁ - температура в печи, °С;

t₂ - температура в цехе, °С;

д_СВ - толщина футеровки, м;

л - коэффициент теплопроводности, Вт/м * град;

б - коэффициент теплопередачи, Вт/м2 - град;

F_СВ - площадь сводам2;

ф- время плавки, с.

л =4‚1 - 0,0016•t_ср

л= 4,1 - 0,0016• (1600 + 320)/2=2‚56 Вт/м• град

б= 1,3• (10 + 0,06 - t₂)

б= 1,3• (10 + 0,06• 320) = 37,96 Вт/м² • град

F_СВ=П•(Н²_СВ+Д²_СВ)/4, м²

где F_СВ - площадь свода‚м²;

Н_СВ- стрела пролёта свода, М;

Д_СВ - диаметр свода, м

Д_СВ= (Дк- д_СВ), м

где Д_СВ - диаметр свода, м

Дк - диаметр кожуха, м;

д_СВ - толщина футеровки, м

Д_СВ = 6,9 -0,23 = 6,67 м

F_СВ = 3.14• (1.015 +6.67)/4=35 .70м2

Q_СВ=

Потери тепла через стены

Стены изготавливают из динасового кирпича толщиной 0,35 М. Износ футеровки составляет 70%.

д_СТ= 0,70•0,35= 0,245 М

Температура верхней части печи t₂^верх= 350 °С

Темпе & & нижней части печи t₂^низ= 300°С. Для расчёта примем среднюю величину.

t₂^ср =(300+350)/2= 325°С

Q_СТ=• F_СТ• ф, кДж

Где Q_СТ -- потери тепла через стены, кДж;

t1 - температура в печи, °С;

t_ок -- температура в цехе, °С;

д_СТ - толщина футеровки, М;

л - коэффициент теплопроводности, Вт/М • град;

б- коэффициент теплопередачи, Вт/М² • град;

F_СТ - площадь стен‚ М ;

ф- время плавки, с.

л=6‚28 - 0,0027•t₂^ср

л=6‚28 - 0,0027 • (1600 +325)/2 =3‚68 Вт/м •град

б=10+0‚06• t₂

б = 10 + 0,06 •325 = 29,5 Вт/м² •град

Найдем площадь стен

F_СТ=Н_ПЛ•р•Д_к, м²

где F_СТ - площадь стен, м2;

Н_ПЛ - высота плавильного пространства м;

Д_к -- диаметр кожуха, м;

F_СТ = 3•3,14• 6‚9=64‚998 м²

Q_{СТ= • 64,998 •2,8 =2829,02} кДж

Потери тепла через под

Под выполняют из динасового кирпича, толщина футеровки0,30м или 0,065м шамота и 0,235 динасового кирпича

Q_ПОД = кДж

где Q_ПОД - потери тепла через под, кДж;

- температура в печи‚ °С;

- температура в цехе, °С;

- толщина динасового кирпича, м;

- толщина шамота, м;

- коэффициент теплопроводности динасового кирпича, Вт/м - град;

- коэффициент теплопроводности шамота, Вт/м - град;

б - коэффициент теплопередачи, Вт/м2 - град;

- площадь пода‚м2;

ф - время плавки, с

Температура внешней части пода t₂ = 200°С, найдем температуру на границе раздела динас - шамот

t_д-t_ш = t₂+(t₁-t₂) •д_д/д_ш+дд‚ °С

где t_д - t_ш - температура на границе раздела динас - шамот, °С

t₂ - температура наружной части пода, °С;

д_д - Толщина слоя динасового кирпича, м;

t₁ - температура в печи, °С;

д_ш - толщина слоя шамота, М.

t_д - t_ш = 200 + (1600 --200) ' 0,235/ 0,235 + 0,065 = 1253‚3°С

л_Д =6‚28 - 0,0027 - t^ср

л_Д = 6,28 - 0,0027 * (1600 + 1253,3)/2 = 2,428 Вт/М - град

л_Ш =0‚116 +0‚00016- t^ср

л_Ш = 0,116 + 0,00016 - (1600 + 1253,3)/2 = 0,344 Вт/М трал

б=10+0‚06• t₂

б = 0,7•(10 + 0,06 • 200) = 15,4 Вт/м2 'град

Найдем площадь пода. Площадь пода состоит из нижней части равной

площади свода и цилиндрической части.

F_ПОД=F_ПОД1+F_ПОД2, м²

где F_ПОД - площадь пода, м²

F_ПОД2 - площадь цилиндрической части, м²

F_ПОД1 - площадь нижней части, м²

F_под2=р•Д_под• (Н_под -д_под) м²

где F_под2 - площадь цилиндрической части, м²

Н_под - высота пода, м

Д_к - диаметр кожуха, м

д_под - толщина пода, м

Н_под=д_под+Н+Н_ш+0,04+0,65, м

где Н_под - высота пода, м

Н_ш - высота шлака, м

Н - глубина ванны жидкого металлам

Н_под = 6,30 + 0,8 + 0,03 + 0,04 + 0,65 =1,82 м

F_под2 = 3,14 • 6,9 • (1,82- 0,30) = 32,93 м²

F_под= 35,70 + 32,93 = 68,63 м²

1600 - 30

Q_под= кДж

Потери тепла общие через футеровку

Q_фут = 1763,34 + 2829,02 + 859,54 = 5451,9кДж

Таблица - Тепловой баланс

Приход	кДж	%	Расход	кДж	%
Тепло вносимое шихтой	1004,37	0,53	Тепло стали	112000	59,05
Тепло вносимое эл. дугами	134892	71,12	Тепло шлака	34884,48	18,39
Тепло экзотермических реакций	53764,939	28,35	Тепло уносимое газами	35951,077	18,96
			Потери тепла через футеровку	5451,9	2,87
			Неучтенные потери	1373,852	0,73
?	189661,309		?	189661,309	100

2.2 Расчет и выбор основного и вспомогательного оборудования

В качестве сталеплавильного агрегата для выплавки конструкционной стали выбираем путевую сталеплавильную печь фирмы SMS DEMAG традиционной конструкции с эркерным выпуском, которая работает на переменном токе промышленной частоты 50 ГЦ (сеть трехфазная) с номинальной мощностью печного трансформатора 100 МВА. Проектные данные ДСП приведены в табл. 16

Таблица 16 - Проектные данные ДСП

Наименование
1
Тип печи
Вместимость по жидкой стали
Масса плавки при выпуске
Жидкий остаток
Расстояние от плиты порога до рабочей площадки
Корпус печи
Диаметр
-нижнего корпуса
-верхнего корпуса (между панелями)
Верхний корпус
-высота
-толщина стенки
Дно корпуса
-радиус
-толщина стенки
Ванна
-объем жидкой стали
-глубина
-поверхность
Диаметр выпускного отверстия
Расстояние от оси печи до оси выпускного отверстия
Расстояние от трансформаторного здания до оси подъемных колон
Расстояние от оси подъемных колонн до оси корпуса
Расстояние межцентровой держателей электродов
Движение печи
Наклон



3. Технический контроль и автоматизация процесса

При реализации технологии высшего уровня, когда речь идет об оптимизации технологического процесса, контроль отдельных операций и процесса в целом осуществляется в очень узких временных пределах, т.к. длительность плавки в ДСП снижается до 40 минут. Поэтому оперативный контроль организационной и технологической частей процесса требует полного анализа реального положения и быстрого принятия решений, реализовать которые возможно лишь с использованием ЭВМ, оснащенной соответствующими программами.

Обычно система работает в диалоговом режиме между оператором и ЭВМ (в режиме советчика мастера, является частью АСУТП) и включает следующие параметры: - расчет и непосредственная передача на пульт управления отделения металлошихты данных о количестве металлической завалки, в зависимости от марки стали и категории металлолома, имеющегося в наличии; - соблюдение теплового баланса печи, расчет количества электроэнергии и кислорода, необходимых для плавления и нагрева шихты, определение момента загрузки в печь последующей бадьи с ломом, измерение температуры металла для подготовки плавки к выпуску; - расчет добавок углерода и извести для науглероживания или дефосфорации соответственно; - контроль температуры подины печи и водоохлаждаемых панелей стен; в случае превышения температуры в одной из панелей над допустимой производится автоматическое отключение одной или всех фаз; - контроль дегазации в установке по вакуумированию, расчет веса добавок и последовательность (очередность) их введения; - непрерывное информирование на экране дисплея о различных параметрах работы печи: расход электроэнергии, температура газов и т.д.; - накопление всех данных и событий, включая электрические характеристики плавки, с выдачей паспорта плавки; - передача наиболее важных данных в систему информации дирекции.

Преимущества внедрения этой системы следующие: - унификация методов управления на постоянном более высоком уровне; - экономия ферросплавов и снижение процента плавок несоответствующих анализу; - оптимизация электрического режима работы печи во время периода плавления и рафинирования, с заметным снижением расхода электродов и огнеупоров; - накопление данных с точки зрения улучшения будущего управления и статистической обработки данных.

Современные дуговые электропечи представляют собой мощные потребители электроэнергии. При расплавлении используется полная мощность электроточного трансформатора. Изменяют мощность трансформатора путем изменения вторичного напряжения или тока дуги. Расстояние между электродом и металлом устанавливается за счет подъема или опускания электродов. Все современные печи снабжены автоматическими регуляторами, управляющими перемещением электродом. В период плавления дуги имеют малую длину, горят беспокойно, перебрасываются с одного пучка металла на другой, при подплавлении металла и обвалках возникают короткие замыкания. В период расплавления автоматический регулятор обеспечивает автоматическое затухание дуг, регулирование вводимой в печь мощности с заданной точностью, быстрое устранение коротких замыканий при обвалах шихты и возмущений значительной величины.

Задание регулятору величины устанавливается в зависимости от химического состава металла, температуры металла и состояния футеровки печи. Для контроля температур металла, шлака, футеровки печи пользуются термопарами разных типов. Рабочий конец термопары погружения, предназначенный для измерения температуры металла, защищают наконечником из кварца. Возможная ошибка измерения ±15°С. Термопары устанавливают в самых горячих точках стен и свода печи, что позволяет непрерывно в течение все плавки следить за температурой, футеровки. Контроль нагрева внутренней поверхности футеровки позволяет значительно сокращать длительность плавки шихты, благодаря увеличению работы печи на высшей ступени напряжения и мощности, не опасаясь повреждения стен и свода печи из-за перегрева. Температура футеровки обычно не является препятствием для повышения мощности при плавке шихты и закрытом горении дуг, когда еще нерасплавленная шихта защищает футеровку от перегрева. Количество отбираемых для анализа проб особенно возрастает при выплавке высоколегированных шихтовых слитков. Для ускорения химического анализа проб широкое применение получили квантометры. Квантометром измеряют концентрацию элемента в пробе по интенсивности спектральных лучей между пробой и электродом. Квантометр имеет 30 каналов и может определить содержание 25 элементов в пробе. Вся операция от взятия проб до выдачи результатов при исследовании квантометром составляет не более 10 минут. Применение квантометров сокращает длительность плавки, способствует уменьшению количество брака, благодаря точности анализа^ является важным началом на пути полной автоматизации процесса.

Для печи ДСП используют регулятор мощности на теристорах типа СГУ-002. Этот быстродействующий регулягор (рис. 1) обладает регулируемой зоной чувствительности по силе тока 1-10 А и высоким быстродействием.

Время разгона и торможения двигателя составляет 03-0.5 секунды. Скорость перемещения электродов 4м/мин. и может быть доведена до 6 м/мин. Быстродействие регулятора СГУ-022 позволяет существенно уменьшить число отклонений печного трансформатора при перегрузках по току, увеличил, среднее значение мощности и повышать производительность печи.

При номинальном электрическом режиме на выходе схемы сравнения напряжение равно нулю. Поведение напряжения на сопротивления R1 и R2 равны и противоположны по знаку. При этом фазодвигающее устройство ФСУ не формирует импульсов управления, батареи трансформаторов БТ-1 и БТ-2 заперты и ток в цепи якоря двигателя перемещения электродов. При отклонении силы тока дуги от заданного значения на выходе схемы сравнения появится напряжение разбалансов. Усилитель мощности УМ выдает сигнал ФСУ на формирование импульсов управления соответствующим блоком терристоров БТ-1 и БТ-2, в результате этого в цепи якоря двигателя М возникает определенный по значению ток и двигатель перемещает электроды в нужном направлении. При вращении двигателя появится напряжение токометрического моста.

Это напряжение суммируется с напряжением на выходе усилителя У-1. По мере перемещения электрода величина напряжения на выходе У-1 уменьшается до 0 и двигатель останавливается.

В регуляторе СТУ-022 предусмотрено так же и ручное дистанционное управление мощностью печи.

В настоящее время при использовании ЭВМ принимаются более обоснованные и близкие к оптимальным решения, поскольку в памяти ЭВМ, которыми оборудованы сталеплавильные цехи, хранятся информация о плане производства на текущие сутки, сменный график работы цеха, сведения о состоянии производства (ресурсы материалов, наличие и состояние оборудования, нормативы на выполнение отдельных оперший).



4. Охрана труда

Охрана труда объединяет комплекс мероприятий по трудовому законодательству, технике безопасности и производственной санитарии, обеспечивающих безопасные работы, а также предупреждение несчастных случаев. Задачей охраны труда является сведение к минимуму вероятности поражения или заболевания работающих, с одновременным обеспечением комфорта и максимальной производительности труда. Характеристика условий труда

Характерными особенностями электросталеплавильного производства и условий труда являются:

- непрерывность технологического процесса, транспортировка в пределах цеха большого количества жидкого металла в ковшах;

- наличие источников теплового излучения (печь, газовые горелки) с повышенной величиной тепловой радиации; -недостаточность естественного освещения;

- наличие производственных процессов, сопровождающихся выделением пыли и газов;

- большими температурными перепадами окружающей среды на открытых участках цеха;

-интенсивностью грузопотока.

4.1 Основные вредности производства

В результате от постоянного воздействия вредных факторов на сталевара могут возникнуть профессиональные заболевания: силикоз от вдыхания частиц SO2, сидироз от вдыхания частиц FeO, Fe₂0₃, Fe₃04. Процесс плавки стали в электропечах, а также предшествующие и после дующие за ним стадии процесса, сопровождаются значительным пылевыделением. Газовая фаза, создаваемая подсасываемым воздухом, вдуваемым кислородом и кислородом оксидов различных элементов, углеродом шихты, электродов и науглероживающих добавок, а также водородом (при разложении водных паров) состоит из 40-50% СО, 25- 30% СО, 25-30%N, в окислительный период до 10%0 и до 11%Н. Такие газы при 1200-1600°С уносят в виде тепловых потерь до 8-10% приходящей энергии. Запыленность печных газов достигает период расплавления 3-8 г/м, в окислительный период 10-100 г/и, а общее количество пыли, выносимое за всю плавку, составляет 2-5% от массы металошихты. Колебания в составе и количестве пыли определяется целым рядом факторов: качеством и составом шихты, электрическим режимом, технологией выплавки и т.д.

Общая запыленность газа определяется как количеством образующейся пыли, так и подсосом воздуха через неплотности.

Таблица 19 - Основные вредности электросталеплавильного цеха

Состояние вредности	Вредность	Класс вредности	ПДК
Пыль	SiO2 FeO, Fe2O3 Fe2O4 MnO CrO3	4 4 4 3 3	4мг/м3 10мг/м3 10мг/м3 0,3мг/м3 1мг/м3
Газы	CO C6H6 C3H4O углеводороды SO2	3 2 2 4 4	20мг/м3 5мг/м3 0,5мг/м3 в пересчете на С 300мг/м3 10мг/м3

Тепловое излучение.

ЭСПЦ относится к группе "горячих цехов", что является особенностью производства, поэтому работающие подвергаются тепловому излучению. Даже в зимнее врем температура воздуха на рабочих местах сталеваров и подручных на 4-6°С выше предельных допустимых значений.

Источниками теплового излучения являются:

-смотровое окошко;

-строение печи и всех установок.

Продолжительная работа в условиях теплового излучения приводит к перегреву организма. Резкое охлаждение наступает, когда рабочий отходит от источника теплоизлучения к местам большого движения воздуха, создаваемого естественной вентиляцией. Переохлаждение может наступить при смене характера работ при производственной необходимости. Общее переохлаждение приводит к простудным заболеваниям, местное переохлаждение к хроническим заболеваниям (радикулит, ревматизм). Большое значение по предохранению от перегрева имеет самодисциплина.

Уровень шума в цехе

Защита работающих от шума осуществляется как коллективными, так и индивидуальными средствами защиты. Они должны соответствовать ГОСТу 12.1029-80.

Так как значение уровня шума бо...