Внепечная обработка стали

Размещено на http://www.allbest.ru

Министерство науки и высшего образования Российской Федерации

федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение

высшего образования

«Сибирский государственный индустриальный университет»

Кафедра металлургии черных металлов

Контрольная работа по дисциплине:

«Внепечная обработка стали»

Выполнил:

Студент гр. _ЗМЧМ-19

В.В. Антипов

Проверил:

Преподаватель С.О. Сафонов

Новокузнецк 2023



ЗАДАНИЕ

Расчет основных технологических и конструктивных параметров установок внепечной обработки стали для условий сталеплавильного цеха.

Исходные данные для расчета
Марка стали	3 кп
Емкость агрегата, т	100

Содержание

1 Расчет параметров конструкции сталеразливочного ковша… 1.1 Выбор основных размеров сталеразливочного ковша 1.2 Обоснование футеровки сталеразливочного ковша 2 Расчёт раскисления и легирования 3 Расчёт процесса десульфурации твердой шлакообразующей смесью 4 Расчет модифицирования неметаллических включений 5 Определение температурных потерь 6 Расчет параметров продувки инертным газом
7 Расчет продолжительности нагрева металла 8 Расчет технологических параметров обработки стали на циркуляционном вакууматоре Список использованной литературы

внепечная сталь ковш футеровка



1 Расчет параметров конструкции сталеразливочного ковша

1.1 Выбор основных размеров сталеразливочного ковша

Масса металла в ковше составляет 0,92 • 100 = 92 т. Выбираем ковш емкостью 100 т. Геометрические размера сталеразливочного ковша приведены в таблице 1.

Таблица 1 - Размеры сталеразливочного ковша емкостью 100 т

Высота, мм	Диаметр, мм
	верх	низ
4180	3180	2758

1.2 Обоснование футеровки сталеразливочного ковша

С пуском агрегата «ковш-печь» ужесточились требования к футеровке ковшей по металло- и шлакоустойчивости, теплопотерям, температуре футеровки перед приёмом плавки.

Предлагается использовать периклазоуглеродистые огнеупоры, основные характеристики которых представлены в таблице 2.

Таблица 2 - Основные характеристики периклазоуглеродистых огнеупоров

Химический состав, %	Кажуща-яся плотность, г/см3	Откры-тая порис-тость, %	Термичес-кое расшире-ние, %	Тепло-проводность, Вт/м*К	Тепло-емкость, кДж/кг*К
MgO	CaO	SiO2	Fe2O3	Al2O3	CОСТ
96,8	2	0,5	0,5	0,2	>1,2	2,97	<8	1,1	7	1,38



1.2Расчёт раскисления и легирования

Химический состав стали представлен в таблице 3.

Таблица 3 - Химический состав стали

Наименование материала	Содержание элементов, %
	C	Mn	Si	Cr	P	S
Готовая сталь 3 кп	0,14-0,22	0,3-0,6	до 0,05	до 0,3	не более 0,040	не более 0,050
Перед раскислением	0,17	0,18	следы	-	0,025	0,025

Для данного расчета при выплавке стали марки 3 кп принят следующий угар элементов раскислителей и легирующих: марганца - 15%; кремния - 20%; хрома - 10%; алюминия - 80 %.

В таблице 4 приведен принятый состав ферросплавов.

Таблица 4 - Состав примененных ферросплавов

Ферросплав	Марка	Содержание элементов, %
		C	Mn	Si	P	S	Cr
Ферросилиций	ФС65	-	0,4	65,0	0,05	0,03	-
Ферромарганец	ФМн88	2,0	90,0	3,0	0,1	0,02	-
Феррохром	ФХ200	2,0	-	2,0	0,03	0,03	65,0

Среднезаданное содержание элементов в рассчитываемой стали 3 кп принято равным: [Mn]=0,45% , [Si]=0,05%, [Cr]=0,30%.

Необходимое количество каждого ферросплава определяется по формуле:

кг,

где Мст - выход жидкой стали в конце продувки, кг;

[%Э]гот.ст. - содержание соответствующего элемента в готовой стали, %;

[%Э]пер.раск - содержание соответствующего элемента перед раскислением, %;

[%Э]ферроспл. - содержание соответствующего элемента в ферросплаве, %.

Необходимое количество ферросилиция:

Необходимое количество ферромарганца:

Необходимое количество феррохрома:

Необходимое количество алюминия:

.



3. Расчёт процесса десульфурации твердой шлакообразующей смесью

Химический состав ТШС приведен в таблице 5, состав печного шлака приведен в таблице 6. Расход ТШС принят 10 кг/т стали. Принимаем, что в ковш попадает 3 кг/т печного шлака.

Таблица 5 - Химический состав ТШС

Содержание элементов, %
CaO	SiO2	Al2O3	MgO
60	10	24	6

Таблица 6 - Состав печного шлака

Содержание элементов, %
CaO	SiO2	Al2O3	MgO
67	20	3	10

Таблица 7 - Количество оксидов, образующихся при раскислении стали

Элемент	Концентрация в стали, %	Введено в сталь, %	Угар элемента, %	Образуется оксидов, кг
Si	0,05	0,05/0,80=0,06	0,06-0,05=0,01	0,01·60/28·10=0,27
Mn	0,45	0,45/0,85=0,53	0,53-0,45=0,08	0,08·71/55·10=1,03
Cr	0,30	0,30/0,90=0,33	0,33-0,30=0,03	0,03·152/104·10=0,49
Al	0,03	0,03/0,20=0,15	0,15-0,03=0,12	0,12·102/54·10=2,27
Итого				4,05

Таблица 8 - Изменение состава рафинировочного шлака

Материал	Кол-во, кг	Состав шлака, кг
		CaO	Al2O3	Cr2O3	SiO2	MgO	MnO
ТШС	10	6,0	2,4	-	1,0	0,6	-
Оксиды-продукты раскисления	4,05	-	2,27	0,49	0,27	-	1,03
Печной шлак	3	2,01	0,09	-	0,60	0,30	-
Футеровка ковша	0,2	0,01	-	-	-	0,19	-
Итого	17,25	8,02	4,76	0,49	1,87	1,09	1,03
Состав конечного шлака, %	100,0	46,50	27,58	2,82	10,83	6,32	5,97

Коэффициент распределения серы находится по формуле:

где (СаО), (Аl2О3), (SiO2), (MgO) - химический состав рафинировочного шлака в конце обработки, %;

fs - коэффициент активности серы, растворенной в металле, принимается fs =1, поэтому lgfs =0;

Т - температура металла, 1883 К;

- активность кислорода.

Для ковша с периклазоуглеродистой футеровкой активность кислорода находится по формуле:

,

где - равновесная концентрация кислорода при взаимодействии с алюминием.

Тогда коэффициент распределения серы будет равен:

LS =102,418= 262

Степень десульфурации определяется по формуле:

где - коэффициент кратности шлака.

0,82 или 82 %

Определим конечное содержание серы в металле после обработки ТШС:

где [Sн] и [Sк] - содержание серы в металле до и после обработки в ковше, %.



4. Расчет модифицирования неметаллических включений

Содержание кислорода в стали на выпуске:

Температура ликвидус:

= 1812-(80·0,18 + 7,5·0,45 + 20·0,05 + 34·0,05 + 94·0,04) = 1788 К

Температура солидус:

= 1812-(410·0,18 + 20·0,45 + 18,6·0,05 + 940·0,05 + 184·0,04) = 1673 К

Расчет количества докристаллизационных неметаллических включений

Раскисление марганцем

Определяем количество кислорода, равновесное с 0,45 % при

:

;

КMn = 0,009

Количество кислорода, связанного при присадке в сталь марганца:

При этом образуется следующее количество неметаллических включений типа MnO:

MMnO = 0,001· = 0,004 %

Раскисление кремнием

Определяем содержание кислорода, равновесное с 0,05 % Si при :

КSi = 4,97·10-6

Количество кислорода, равновесное с содержанием кремния 0,27%:

Количество кислорода, связанного при присадке в сталь кремния:

Количество неметаллических включений типа SiO2:

МSiO2 = 0,010· = 0,020 %

Раскисление алюминием

Определяем содержание кислорода, равновесное с 0,03 % Аl при



:

КAl = 1,13·10-15

Количество кислорода, равновесное с содержанием алюминия 0,03%:

Количество кислорода, связанного при присадке в сталь алюминия:

Количество неметаллических включений типа Al2O3:

Общее количество докристаллизационных неметаллических включений в расчете на 1т стали:

Состав образовавшихся докристаллизационных неметаллических включений следующий:

Расчет количества посткристаллизационных неметаллических включений.

При температуре ликвидус минимальный уровень концентрации кислорода определяется равновесием с 0,03% Al и составляет = 0,00011 % масс. В двухфазной области между Тликв и Тсол изменение концентрации кислорода будет определяться разницей:

Рассчитаем значение по уравнению:

КAl = 4,35·10-18

В двухфазной области между Тликв и Тсол изменение концентрации кислорода составит:

Количество посткристаллизационных неметаллических включений, состоящих только из Al2O3 ,составит:

В качестве модификатора используем силикокальций СК30 (30% Са).

Способ присадки: порошковая проволока диаметром 10-16 мм, присаживается с помощью трайбаппарата, скорость ввода 3-5 м/c.

Cодержание алюминия в металле [А1]=0,03 %. следовательно, кальция нужно ввести в металл - 0,003 %.

Таким образом, на 92 т металла потребуется кальция:

2,76 кг

Количество СК30 необходимого для модифицирования:

При наполнение проволоки 0,265 кг/м на обработку понадобится проволоки:

Так как коэффициент усвоения составляет 25%, то понадобится проволоки:

.



5. Определение температурных потерь

Снижение температуры складывается из: потерь тепла при раскислении металла Траскисл; потерь при обработке металла ТШС ДТТШС; потерь тепла при выпуске металла из агрегатаТвып; потерь тепла при выдержке металла в ковше Твыдерж; потерь тепла через футеровку ковша Тфут; потерь при продувке металла аргоном:

Тпот =Траскисл +ТТШС +Твып+Твыдерж +Тфут

Снижение температуры металла при раскислении:

17 °С

Снижение температуры металла при выпуске металла из сталеплавильного агрегата

Зависимость потерь температуры стали за счет излучения от времени выпуска определяется по формуле:



где - степень черноты жидкой стали, = 0,4;

- константа излучения абсолютно черного тела, =5,77510-8 Вт/(м2К4);

Т - температура стали на выпуске, 1883 К;

F - площадь излучающей поверхности жидкой стали в струе и на зеркале ковша, м2;

М - масса металла в ковше (92 т);

с - удельная теплоемкость стали, равная 0,850 кДж/(кг · К);

- время выпуска металла, 4 мин.

Площадь излучающей поверхности жидкой стали принимается в струе ~ 2,5 м2 на зеркале ковша.

Общая площадь излучения жидкой стали в струе и на зеркале ковша равна

F, м2

10,4 м2

Тогда = 3 °С

Потери тепла через футеровку во время выдержки ковша в течение 25 мин.

Теплота, отданная сталью на нагрев футеровки:

где - снижение температуры стали;

с - удельная теплоёмкость стали, 0,850 кДж/(кг К);

М - масса стали в ковше, кг

Потери тепла через кладку ковша:

где - потери тепла с 1м3 футеровки во время пребывания стали в ковше;

- площадь огнеупорной кладки ковша (днище + стены), м2.

где = 7 - теплопроводность огнеупора, Вт/(м К);

а = 5,6 - температуропроводность огнеупора, м2/ч;

Т1 и Т0 - температура стали и огнеупоров ковша соответственно, принимаем температуру футеровки 800 °С;

- время контакта огнеупора с жидкой сталью, 0,4 часа.

Найдем площадь огнеупорной кладки ковша.

4,180 = 44,9 м2

Тогда потери тепла через футеровку во время выдержки (25 минут) составят:



°С

Затраты тепла на нагрев ТШС до температуры разложения известняка:

10 · 1,246 · 1183 = 14740,2 кДж

где - количество ТШС (10 кг/т);

- теплоёмкость смеси, 1,246 кДж/кг0С;

Тразл - температура разложения, 1183 К;

Затраты тепла на разложение извести:

Количество СО2, получаемое при разложение недопала, принимаем

ППП = 5,00%

МСО2 = 6·5/100 = 0,3 кг

Количество извести в ТШС МСао= 6,0 кг.

Количество разлагаемого известняка при этом составит:

МСаСОз = 0,3100/44= 0,682 кг

q2 = МСаСОз 1776,5 = 0,6821776,5 = 1211 кДж

Затраты тепла на расплавление смеси:

q3 = Mсмеси(Cсмеси(Тст - Tразл)+qск.теплота пл),

где M смеси = MТШС - МСО2

Mсмеси = 10 - 0,3 = 9,7 кг

Тст = 1883 °С

qск. теплота пл - скрытая теплота плавления, 210 кДж

q3 = 9,7(1,246(1883-1183)+210) = 10497,3 кДж

Затраты тепла на нагрев СО2 до температуры стали:

q4 = 2,4MСО2(22,4/44)(Тст -Tразл)

q4 = 2,40,3(22,4/44)(1883-1183) = 256,6 кДж

Изменение температуры металла при обработке ТШС определяется по формуле:

ТТШС = (q1+q2+q3+q4)/(0,8351000) =

= (14740,2 +1211+ 10497,3 +256,6)/(0,8351000) = 32 °С

Снижение температуры при модифицировании порошковой проволокой:

139 / 100 • 1,2 = 2 °С,

где 139 м - длина порошковой проволоки.

Общие потери тепла составит:

Т = 17 + 3 + 19 + 32 + 2 = 73 °С



6. Расчет параметров продувки инертным газом

Для донных фурм время продувки рассчитывается по формуле:

где - функция диссипации (рассеяния) энергии, Вт/т;

Q - расход газа, м3/мин;

H - высота металла в ковше;

Р - давление, Па.

Принимаем Q= 1,0 м3/мин, T=1883К, P=5 атм., H=3,85 м.

= 0,053 Вт/т.

Для данных условий максимальный расход аргона составит:

= 0,125· = 3,7 м3/мин;

, КН = 0,0026

, КN = 0,025.



При начальных концентрациях в металле водорода и азота, равных 0,0008% и 0,012%, соответственно, находим содержание в металле водорода и азота после продувки:

Для погружных фурм:

где - функция диссипации (рассеяния) энергии, Вт/т;

- расход газа, л/с;

- температура металла, 0К;

- температура окружающей среды, 0К;

М - масса металла, т;

- плотность металла,7000 кг/м3;

Н - высота металла в ковше, 3,85 м;

РА - атмосферное давление,101325 Па.

Принимаем = 1,0 м3/мин = 60 м3/ч = 16,67 л/с, =1883 0К, =293 0К.

= 270 кВт/т



7. Расчет продолжительности нагрева металла

Задаем, что скорость нагрева = 4 °С/мин.; в этом случае при нагреве Mст = 92 т потребуется подведение мощности, равной:

W = 60 · q.эл ·

q.эл = 1,89 · 92 / 3,6 = 48,3 кВт·ч

W = 60 · 48,3 · 4 = 11592 = 11,59 МВА

Выбираем трансформатор мощностью 16 МВА.

Количество тепла, необходимое для нагрева Mст = 92 т на 73 °С, составит

= 0,85·73·92 = 5709 МДж

Для подведения этого количества тепла к металлу, находящемуся в агрегате «ковш-печь» потребуется электроэнергии:

q =5709/3,6 = 1586 кВтч, а с учетом = 0,45 величина q = 1586/0,45 = = 3524 кВт·ч.

Время, необходимое для нагрева металла:

= = 0,22 ч или 14 минут.

Максимальная скорость нагрева:

= = 5,5 °С/мин.



8. Расчет технологических параметров обработки стали на циркуляционном вакууматоре

Расход металла через вакуумную камеру составит:

QM = k·M / ф = 4·92/25 = 14,7 т/мин,

где k - кратность циркуляции (принимаем 4);

M - масса металла в ковше, т;

ф - время обработки, мин.

Примем уровень ввода аргона в подъемном патрубке h = 1,15 м, тогда скорость истечения металла (u) в сливном патрубке составит:

u3 + 0,39· u2 - 0,34 = 0

u3 + 0,39· u2 - 0,34·1,15 = 0, u = 0,62 м/с.

Находим лощадь поперечного сечения патрубка (S) и его диаметр (D):

= = 0,06 м2

где =7 т/м3 - плотность металла.

= = 268 мм

Расход транспортирующего газа:

/().

где u - скорость истечения металла, м/с;

h - уровнь ввода несущего газа, м;

µ - коэффициент расхода, равный 0,32;

щ - скорость движения газового пузыря относительно жидкости, равная 0,31 м/с.



Диаметр камеры можно найти из допущения:

D1 ? 2D+l1 + 2l2

где l1 - расстояние между внутренними стенками патрубков, мм;

l2 - расстояние от внутренней стенки партубка до внутренней стенки камеры, мм.

Расстояние между внутренними стенками патрубков:

l1=2д1+2д2+2д3+д = 2·150+2·50+2·30+400 = 860 мм,

где д - расстояние между кожухами патрубков для их возможного крепления (д = 300-400 мм);

д1 - толщина рабочего слоя футеровки патрубка из периклазохромитовых изделий (д1 = 120-150 мм);

д2 - толщина набивной массы между рабочим слоем и металлическим кожухом (д2 = 30-50 мм);

д3 - толщина металлического кожуха (д3 = 20-30 мм).

l2 = д1+д2+д3 =150+50+30 = 230 мм

D1 = 2D + l1 + 2l2 = 2·268 + 860 +2· 230 = 1857 мм = 1,86 м

S1 = · R2 = 3,14 · (1,86/2)2 = 2,7 м2

Для определения объема вакуум-камеры и массы воздуха, который необходимо откачать в процессе вакуумирования, принимаем, что высота рабочего пространства вакуум-камеры (Н1) составляет 4 м, высота части вакуум-камеры, выполненной в виде усеченного конуса (Нk), составляет 1 метр, диаметр верхней конической части вакуум-камеры составляет 1/3 от диаметра камеры.

Объем цилиндрической части вакуум-камеры определяется по формуле:

= = 3,14·(1,86/2)2 · (4-1) = 8,12 м3,

где Нц - высота цилиндрической части вакуум-камеры, м.

Объем части вакуум-камеры, выполненной в виде усеченного конуса, определяется по формуле:

,

где - высота конусной части вакуум-камеры, м;

- радиус нижней части конуса вакуум-камеры, м;

- радиус верхней части конуса вакуум-камеры, м.

1,8 м3

Объем вакуум-камеры составит:

= 8,12 + 1,8 = 9,92 м3

Масса воздуха равна:

= 1,293· 9,92 = 12,83 кг

где - плотность сухого воздуха (= 1,293), кг/м3.

Для откачки такого количества воздуха за 4 минуты потребуется производительность насоса:

3,21 кг/мин = 192,6 кг/ч

где - время откачки воздуха из вакуум-камеры (3..5), мин.

Определим количество газов, которое образуется в период вакуумирования.

Общее количество удаляемого аргона, при продувке металла, составит:

= 1,785·0,0031·92 = 0,51 кг / мин

где МAr - количество аргона удаляемого при продувке, кг/мин;

сAr - плотность аргона (сAr =1,785), кг / м3;

qAr - удельный расход аргона (qAr = 0,0031), м3 / т · мин;

М - масса металла, т.

Количество аргона приведенного к сухому воздуху составит:

= 0,51· = 0,37 кг/мин

где - количество аргона приведенного к сухому воздуху удаляемого при продувке, кг/мин;

- плотность воздуха (= 1,293), кг/м3.

Найдем общее количество удаляемого водорода по формуле:

= ·92·103 = 0,37 кг

Найдем количество водорода приведенного к сухому воздуху:

= 0,37 · = 5,32 кг за весь процесс

сН2 - плотность водорода (сН2 = 0,09), кг/м3.

Найдем количество удаляемого водорода за 1 минуту, для этого примем продолжительность этапа вакуумирования 25 минут:

= 0,21 кг/мин

Найдем общее количество удаляемого азота:

== 8,28 кг

Найдем количество азота, приведенного к сухому воздуху:

= 8,28· = 8,56 кг за весь процесс

Найдем количество удаляемого азота за 1 минуту:

= 0,34 кг/мин

Найдем суммарное количество газов удаленных за период вакуумирования:

= (0,37+0,21+0,34)·60= 55,2 кг/час

Расчетная производительность вакуумного насоса будет равна:

Прасч = Пнас + М? = 192,6 + 55,2 = 247,8 кг/час.

Для удаления водорода из металла до концентраций [Н] = 2·10-4 %г металла, необходимо создать давление:

РН2 = ([Н] / К)2 = (0,0002 / 2,7 · 10-3)2 = 0,00549 атм. = 549 Па

где К - коэффициент диффузии (для водорода К=2,7·10-3, для азота К=0,043);

РН2, РN2 - парциальное давление Н, N в камере, Па.

Содержание азота в металле при полученных параметрах остаточного давления в камере составит:

[N] = 0,043 · = 0,003%.



Список использованной литературы

1. Протопопов, Е. В. Расчет основных технологических и конструктивных установок внепечной обработки стали для условий сталеплавильного цеха: методические указания / Е. В. Протопопов, Л. А. Ганзер, А. Н. Калиногорский - Новокузнецк: Изд. центр СибГИУ, 2018.

2. Протопопов, Е. В. Расчет технологических параметров обработки металла на циркуляционном вакууматоре: методические указания / Е. В. Протопопов, Л. А. Ганзер, А. Н. Калиногорский. - Новокузнецк : Изд. центр СибГИУ, 2015. - 19 с.

3. Гизатулин, Р. А. Внепечные и ковшевые процессы обработки стали: Учеб. пособие Р. А. Гизатулин, В. И. Дмитриенко. - Новокузнецк: СибГИУ, 2006. - 181 с.,

4. Дюдкин, Д. А. Современная технология производства стали / Д. А. Дюдкин, В. В. Кисиленко. - М.: «Теплотехник», 2007 - 528 с.

5. Кудрин, В. А. Теория и технология производства стали: учебник для вузов / В. А. Кудрин. - М.: «Мир», 2003. - 528 с.

6. Производство стали на агрегате ковш-печь / Д. А. Дюдкин, С. Е. Гринберг, С. Ю. Бать, С. Н. Маринцев. - Донецк: «Юго-восток, Лтд», 2003. - 300 с.

Размещено на Allbest.ru

...