![]() |
Додаток до розрахунку матеріального балансу плавки
Додаток В 1 РОЗРАХУНОК ШИХТИ МАРТЕНІВСЬКОЇ ПЛАВКИ
Розрахунок шихти проводиться змінним виробничим майстром за результатами шихтовки попередньої плавки й коректується з урахуванням зміни кількості й хімічного складу чавуну, кількості брухту, кількості плавок по склепінню і стану подини. Маса рідкого чавуну на плавку визначається виходячи із установлених норм. Маса твердого чавуну,який застосовується в завалку, становить 25-70 т, при цьому кількість рідкого чавуну зменшується на 50% від маси холодного чавуну. Шихта складається з розрахунку одержання по розплавлевані ванни масової частки вуглецю не менш 0,4% вище средньозаданої у готовій сталі. Витрата шихтових матеріалів на кожну плавку записується в паспорті плавки. Так як, при технології донної продувки нейтральним газом зменшується витрата чавуну на 13 кг/т сталі, зробимо розрахунок матеріального балансу плавки до розплавлювання. Вихідні дані для розрахунку: ємкість печі М=600 т; площа поду S=125 м2; витрата рідкого чавуну в шихту – 56%, лома – 44%; температура чавуну, що заливається в піч tч=1280оС; хімічний склад чавуну й металевого брухту див. табл. 1 Хімічний склад неметалевої частини шихти (сипких), а також магнезитохромитового склепіння, забруднення й окалини брухту беремо із джерела.
Таблиця 1.1 Хімічний склад чавуну й металевого брухту.
1.1 Визначення середнього складу металошихти
а) Чавун вносить вуглецю:
б) Брухт вносить вуглецю:
в) Тоді сумарний вміст вуглецю в шихті складе:
2,32+0,09=2,41%.
Аналогічно розраховуємо вміст інших елементів. Результати розрахунку зводимо в таблицю 2
Таблиця 1.2 Вміст елементів внесених чавуном і брухтом
1. Визначення складу металу по розплавлені.
а) Вміст вуглецю, визначаємо по формулі:
(%С)розпл=(%С)розкис+(%ΔС)
де (%С)розк – вміст вуглецю в металі перед розкисленням, %.Приймаємо (%С)розк=0,21%; (%ΔС) – перевищення вмісту вуглецю в металі по розплавлюванні над змістом його в металі перед розкисленням, %. Приймаємо (%ΔС)=0,70%. Тоді вміст вуглецю в металі по розплавлюванні складе:
(%С)розпл=(%С)розк+(%ΔС)=0,21+0,70=0,91%.
б) Вміст кремнію. При основному процесі в першому періоді плавки весь кремній металошихти окисляється до слідів, тому його вміст у металі по розплавлюванні приймаємо рівним нулю, (%Si)розпл=0.
в) Вміст марганцю. Залежно від початкового вмісту марганцю в шихті, режиму спуска шлаків й інтенсивності продувки ванни киснем у період плавлення, залишковий вміст марганцю в металі по розплавлюванню звичайно становить 10-20% від середнього вмісту його в металошихті. У розрахунку цю величину приймаємо рівною - 15%. Тоді вміст марганцю по розплавлюванні складе:
(%Mn)розпл=(%Mn)ших·0,15=0,649·0,15=0,097%.
де (%Mn)ших=0,649 – середній вміст марганцю в металошихті, % (табл 1.3.1).
г) Вміст фосфору. У період плавлення фосфор поводиться аналогічно марганцю. У розрахунку залишковий вміст фосфору в металі по розплавлюванні приймаємо 20% від середнього вмісту його в металошихті. Тоді вміст фосфору в металі по розплавлюванні складе:
(%Р)розпл=(%Р)ших·0,20=0,089·0,20=0,018%.
де (%Р)ших=0,089 – середній вміст фосфору в металошихті, % (табл. 1.4.1). д) Вміст сірки. При нормальних умовах ведення плавки в період плавлення залишковий вміст сірки в металі по розплавлюванні становить 80-90% від середнього вмісту його в металошихті. У розрахунку цю величину приймаємо рівною - 85%. Тоді вміст сірки в металі по розплавлюванні складе:
(%S)розпл=(%S)ших·0,85=0,044·0,85=0,037%.
де (%S)ших=0,044 – середній зміст сірки в металошихті, % (табл. 1.4.1).
Отже склад металу по розплавленні буде, %:
2. Визначення кількості руди в завалку.
а) При продувці ванни киснем у період плавлення, кількість руди в завалку приблизно визначаємо по формулі:
де У розрахунку приймаємо К1=0,45.
б) Надходить кисню з газової фази печі Кількість кисню, що надходить у ванну з газової фази печі в першому періоді плавки, визначається по формулі:
де μ1 – середнє питоме надходження кисню у ванну з газової фази печі за період заливання чавуну й плавлення шихти, кг/м2·година. Залежно від палива й інтенсивності його спалювання коефіцієнт μ1 можна приймати в межах 7,0-11,0 кг/м2·година. У розрахунку приймаємо μ1=9,5 кг/м2·година. r – питоме навантаження на під печі (т/м2), рівна ємкості печі М діленої на площу поду S. У нашому випадку r=M/S=600/125=4,8 т/м2. Тривалість визначаємо по таблиці 5 [7], залежно від питомого навантаження на під печі. У нашому випадку при r=4,8 т/м2, приймаємо Підставляючи відомі величини у формулу (1.2), одержимо кількість кисню, що надходить у ванну з газової фази печі в першому періоді плавки:
Підставляючи знайдені величини у формулу (1.1), одержимо витрату руди в завалку:
3. Визначення кількості вапняку в завалку.
а) Кількість вапняку в завалку визначаємо по формулі:
де % СаОвап = 52,5 % SiO2изв = 2,1 – вміст СаО и SiO2 в вапняке, %[11];
б) Кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні. Кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні визначаємо по формулі:
де r – питоме навантаження на під печі, т/м2. У розрахунку r=4,8 т/м2; 0,35 – переказний коефіцієнт, що враховує щільність шлаків; h1 – бажана товщина шару шлаку, що залишається в печі по розплавлюванні, мм; Залежно від ємкості печі й кількості шлаків, що спускає h1 можна приймати 35-60 мм. У розрахунку приймаємо h1=60. Підставляючи відомі величини у формулу (1.4) одержимо:
в) Основність шлаку, що спускається (Всп) і шлакі по розплавлюванні (Врозпл). Залежно від кількості (%) чавуну в шихті й змісту в ньому кремнію, витрати руди в завалку й змісту в ній SiO2, а також порядку завалки сипучих матеріалів і режиму спуска шлаків Всп звичайно становить 0,7-1,1. У розрахунку приймаємо Всп=0,85 [11]. Основність шлаку по розплавлюванні звичайно становить 1,7-2,1. У розрахунку приймаємо Врозпл=1,95 [11].
г) Зміст SiO2 у шлаку по розплавлюванні Залежно від інтенсивності й режиму продувки ванни, кількості й режиму спуска шлаку, а також зміст кремнію в металошихті й витрати руди в завалку
Підставляючи знайдені величини у формулу (3), одержимо витрату вапняку в завалку:
4. Визначення кількості шлаків, що утворюється в період плавлення (перший період).
а) Загальна кількість шлаку, що утвориться в період плавлення, визначаємо по формулі:
де
( ∑%FeO)сп і (∑%FeO)розпл сумарний зміст окислів заліза (FeO+Fe2O3) у спущеному шлаку й шлаках по розплавлюванні, %.
б) Зміст окислів заліза в шлаку (спущеному й по розплавлюванні).
Залежно від інтенсивності й режиму продувки ванни киснем, а також від кількості й порядку завалки руди й режиму спуска шлаків, зміст окислів заліза ушлаку, що спускається, становить звичайно 25-35% на початку спуска й 20-25% наприкінці . У розрахунку приймаємо зміст окислів заліза 25,0 % [11]. (%FeO)сп+(%Fe2O3)сп=25,0%
Відношення (%FeO) до (%Fe2O3) у спущеному шлаку приймаємо рівним 3,4, тоді (%FeO)сп=3,4·(%Fe2O3)сп+3,4·(%Fe2O3)сп=25,0%. Звідки:
Зміст окислів заліза в шлаку по розплавлюванні також залежить насамперед від інтенсивності продувки ванни киснем у період плавлення й глибини занурення голівки фурми в шлак, а також від основності шлаку і температури металу й становить звичайно 15-25%. У розрахунку приймаємо цю величину рівною 18,5%, тобто:
(%FeO)розпл+(%Fe2O3)розпл=18,5%.
Відношення (%FeO) до (%Fe2O3) у шлаку по розплавлюванні приймаєморівним 3,8, тоді: (%FeO)розпл=3,8·(%Fe2O3)розпл або
(%Fe2O3)розпл+3,8·(%Fe2O3)розпл=18,5%.
Звідки:
Підставляючи знайдені величини у формулу (1.5), одержимо загальну кількість шлаків, що утвориться в період плавлення:
Тоді кількість спущених шлаків:
4,713·100/9,088=51,9% (звичайно 50-70%).
Аналогічно розраховуємо кількість окислів заліза, кількість кисню й ін. Всі результати розрахунків зводимо в таблицю 3. Таблиця 3 Матеріальний баланс першого періоду плавки.
Продовження таблиці 3
Нев’язка =
Додаток Г
Розрахунок шихти та матеріального балансу плавки марки 3ТРнс в ДСПА затверджених технічних умов.
Витрати: чавуну – 70%; металевого брухту – 30%. Таблиця 1 Хімічний склад металевої частини , сталі до розкислення і готової сталі, %
Таблиця 2 Хімічний склад неметалевих матеріалів , %
C Si Mn P S Чавун вносить 2.870 0,525 0,315 0,105 0,021 Металобрухт вносить 0, 028 0,103 0,151 0,010 0,013 Середній склад 2,898 0,628 0,466 0,115 0,033
Визначаємо скільки видалиться домішків з ванни на 100 кг металу за весь період плавки ( від завалки до розкислення ), кг .
C 2,898 – 0,06 · 0,9 = 2,844 Si 0,628 0,628 Mn 0,466 – 0,08 · 0,9 = 0,394 P 0,115 – 0,030 · 0,9 = 0,088 S 0,033 - 0,030 · 0,9 =0,006 Fe (у дим) 1,100 5,060 Вихід приймаємо рівним 0,9 . Витрати заліза випарювання при продувці ванни технічно чистим киснем приймаємо 1,1 % . При цьому 10% S вигорає до SO тобто окислюються. 0,03 х 10 = 0,003 ~ 0,003 кг сірки .
Витрати кисню на окислення домішок складає : C – CO2 2,844 · 32 / 12 = 7,584 Si – SiO2 0,628 · 32 / 28 = 0,718 Mn – MnO 0,394 · 16 / 55 = 0,115 P – P2 O5 0,088 · 80 / 62 = 0,114 S – S O2 0,003 · 32 / 32 = 0,003 Fe – Fe2 O3 ( у дим ) 1,100 · 48 / 112 = 0,471 9,005 Враховуємо, що виділяючись ванни CO окислюється у робочому просторі печі до CO2 Утворюється маса окислів , кг CO2 2,844 · 44 / 12 = 10,428 SiO2 0,628 · 60 / 28 = 1,346 MnO 0,394 · 71 / 55 = 0,509 P2 O5 0,088 · 142 / 62 = 0,202 S O 2 0,003 · 64 / 32 = 0,006 Fe2O3 1,100 · 160 / 112 = 1,571 Перехід сірки у шлак , кг
0,06 – 0,006 = 0
При цьому практично не відновлюється кисень Витрати кисню становлять , кг
9,505 – 0 = 9,505
Витрати вапна визначаємо по балансу CaO до SiO2 у шлаку для отримання основності 2.6. Для формування шлаку приймаємо витрату ставролитового концентрату - 0,4 кг . Витрати футерівки у практичних умовах складають : Доломіту 1,5 – 2,0 % , Магнезитохроміту 0,07 – 0,2 %, від маси металошихти . Приймаємо витрати футерівки: Доломіту 1,7 кг , Магнезитохроміту 0,1 кг на 100 кг металошихти Витрати вапна позначаємо через х . Кількість СаО у шлаці вноситься з матеріалів: Футерівка : А ) долoміт 1,7 / 100 · 53,00 = 0,901
Б) магнезитохроміт 0,1 / 100 · 1,50 = 0,002 Ставр. концентрат 0,4 / 100 · 0,6 = 0,0024 Вапно Х / 100 · 86,00 = 0,86x ____________________ 0,905 + 0,86 х
Кількість SiO2 у шлаці вносимого матеріалами , кг .
Металева шихта 1,346 Ставроліт. конц. 0,4 / 100 · 46,3 = 0,185 Футеровка А) долoміт 1,7 / 100 · 3,00 = 0,051 Б) магнезитохроміт 0,1 / 100 · 4,50 = 0,005 Вапно x / 100 · 2 = 0,02x ________________________ 1,587 + 0,02x
Замість Ca O та SiO2 підставимо їх значення та визначемо витрату вапна
Металева шихта, вапно, ставролитовий концентрат вносять в шлак , та футеровка вносять в шлак : кг . Таблиця 3 Складові шлаку, кг
Крім того, у ванні вміщується :
3,987 / 100 · 6,00 = 0,239 кг СО 3,987 / 100 · 1,00 = 0,040 кг НО
у обпаленому доломіті : 1,7 / 100 · 3,40 = 0,058кг СО у магнезиті : 0,1 / 100 · 0,30 = 0,0003 кг СО у ставролиті : 0,4 / 100 · 11,5 = 0,046 кг НО маса шлаків без окислів заліза складає , кг :
7,863 – 0,073 = 7,790 Приймаємо вміст окислів заліза у шлаку 16 % Fe O та 6 % Fe O, тоді маса окислів заліза без FeO та FeO буде складати 78 % . Маса шлаку дорівнює , кг :
7,790 / 78 · 100 = 9,987
Таблиця 4 Хімічний склад кінцевого шлаку, %
% SiO2 = 1,667 / 9,987 · 100 = 16,69 %CaO = 4,334 / 9,987 · 100 = 43,40 % Mg O = 0, 805 / 9,987 · 100 = 8,06 % Al 2O3 = 0, 262 / 9,987 · 100 = 2,62 % MnO = 0,509 / 9,987 · 100 = 5,10 % P 2O5 = 0,202 / 9,987 · 100 = 2,02 %Cr2 O3 = 0,011 / 9,987 · 100 = 0,11
Сірка переходить в шлак незначно. Розраховуємо фактичну основність шлаку в двохванному агрегаті: Фактична основність шлаку
Маса окислів заліза у шлаку складає
9,987 – 7,790 = 2,197 кг, у тому складі : FeO = 9,987 : 100 х 16 = 1,597 кг Fe 2O3 = 2,197 – 1,597 = 0,600 кг
Приймаємо, що 90% вносимого ставролитом та футеровкою FeO відновлюється до заліза, а 10 % – до Fe O
Відновлювання Fe2O3 до заліза дає, кг : А) кисню 0,073 · 0,9 · 48 / 160 = 0,020 Б) заліза 0,073 · 0,9 - 0,031 = 0,046 Відновлення Fe 2 O3 до FeO дає , кг : А) кисню 0,073 · 0,1 · 16 / 160 = 0,0007 Б) FeO 0,073 · 0,1 - 0,001 = 0,007 Ця кількість FeO поступає у шлак. Внаслідок окислення заліза утворюється, кг :
Окислюється заліза , кг :
1,597 · 56 / 72 + 0,600 · 112 / 160 = 1,242 + 0,42 = 1,662
Вихід сталі дорівнює , кг :
100 + 0,046 – 5,060 – 1,662 – 5,0 = 88,324
5,0 – витрата заліза у вигляді корольків заліза. Знадобиться кисню на окислення домішок заліза , кг : 2,190 – 1,662 = 0,528
Всього знадобиться кисню на окислення домішків та заліза, кг :
9,005 + 0,528 – ( 0,020 + 0,0007 ) = 9,512
Цей кисень поступає з фурми та атмосфери печі . Кількість утворенних газів за плавку в ДСПА, кг
Таблиця 4 Матеріальний баланс плавки до розкислення сталі
Нев’язка :
Допустима нев’язка до +0,020%
2.Розрахунок розкислення сталі
Хімічний склад розкислювачів
С Si Mn P Fe S
Fe SiMn 2.68 17.67 67.17 0,10 12.30 0,08 FeMn 7.0 5.0 71.17 0.10 16.70 0.03
Розкислення сталі проводиться у ковші при випуску металу з ДСПА, проводиться брикетованими феромарганцем та феро силікомарганцем, замість кускових феросплавів – феромарганцю та силікомарганцю. Розрахунок необхідної кількості розкислювачів . А) Середньозаданий вміст елементів у готовій сталі : [ % Mn ] cep = 0,50 + 0,90 / 2 = 0,70 % [ % Si] сер. = 0,10% Б) недостає елементів до середньо завданого у готовій сталі : [ % Mn ] = [% Mn ] cep – [% Mn ] k = 0,70 – 0,08 = 0,62% в) необхідно ввести розкислювач . Необхідна кількість розкислювачів визначаємо по формулі
де М розк – кількість присаджує мого розкислювача , кг ; [%m ] – недостає елементу до середньо заданого складу у готовій сталі, % Ммет – кількість рідкого металу в кінці плавки, кг ; a – угар елементу розкислювача у ковші ,% ; В – вміст елементу у розкислювачі,% . Приймаємо угар елементів розкислювача : Вуглецю – 15 % , кремнію – 30 % , марганцю – 25 % . Витрата FeMn : М FeMn = ( 0,62 х 88,324 ) : 71,17 х 100 : ( 100 -25) = 1.026 кг
Витрата FeSiMn:
МFeSiMn = ( 0.01 х 88,324) : 67,17 х 100 : ( 100 – 30) = 0,188 кг
Вихід рідкої сталі після розкислення
Таблиця 5 Вноситься у метал розкислювачами , кг.
Приймаємо , що фосфор розкислювачів повністю переходить у метал . Вихід рідкої сталі в ковші дорівнює , кг
Мст = 88,324 + 0,953 = 89,277
Перевірка хімічного складу готової сталі . Вміст елементів у готовій сталі визначаємо за формулою :
2.2.3. Розрахунок теплового балансу плавки
Температура чавуну , заливає мого в піч 1320 С . Температура сталі перед випуском 1600 С . Тепловий баланс робочого перегляду двованої печі розраховуємо для однієї камери .
Прихід тепла
1.Фізичне тепло рідкого чавуну, тобто чавун, який поступає у піч при температурі 1320 С вносить :
Q 1 = 70 х 0,755 х 1180 + 218 + 0,92 х ( 1320 – 1180 ) ] = 86639 кДж
де 70 – кількість чавуну у металошихті , кг; 0,755 – середня теплоємність твердого чавуну від 0 С до температури плавління, кДж/кг, град ; 218 – скритна теплота плавління твердого чавуну , кДж / кг ; 0,92 – середня теплоємність рідкого чавуну , кДж / кг, град .
2.Тепло екзотермічних реакцій :
C CO2 34090 · 2,844=96952 Si Si O2 31000 · 0,628 =19468 Mn MnO 7370 · 0,394 = 2904 P P 2O5 25000 · 0,088 = 2200 S SO2 9280 · 0,006 = 56 Fe FeO 7370 · 0,420 = 3095 Fe Fe 2O3 4820 · 1,242= 5986 Fe Fe2O3( в дим) 7370 · 1,100 =8107 Q 2= 138768 кДж
3. Тепло шлакоутворення При формуванні шлаку в ньому утворюється з’єднання
CaO · SiO2 (CaO) · P 2O5 , та видаляється тепла SiO + 2CaO = (CaO) · SiO2 2320 · 1,346 = 3123 P2O5 + 4Ca = (CaO) · P 2O5 4740 · 0,202 = 957 Q = 4080 кДж
Хімічне тепло палива позначаємо через Х . Загальний прихід тепла дорівнює , кДж
Qприх = 86639 + 138768 + 4080 + Х = 229487 +Х Витрати тепла
1.Фізичне тепло сталі, тобто сталь нагріта до 1600 С уносить тепла
Q1 = 93,324 · (0,70 · 1530 + 212 + 0,84 · (1600 – 1530) = 125222 кДж,
де 93,324 – маса рідкої сталі в печі і корольків, кг; 0,70 – середня теплоємкість твердої сталі, кДж/кг, град ; 1530 – температура плавління металу, С (визначається: 1540 – 85 · 0,12 = 1530 С , де 1540 – температура плавління чистого заліза, С; 85 – зниження температури плавління металу на 1 % вуглецю , С ); 272 – скритна теплота плавління твердої сталі, кДж/кг; 0,84 – середня теплоємкість рідкої сталі, кДж/кг, град.
2. Фізичне тепло шлаку , тобто шлак уносить тепла :
Q2 = 9,987 · (1,200 · 1600 + 210) = 21272 кДж,
де 9,987 – маса шлаку, кг; 1,200 – теплоємкість шлаку, кДж/кг, град ; 210 – скритна теплота плавління шлаку, кДж/кг.
3.Виходячі з ванни гази уносять тепла при середній температурі, яка дорівнює 1600 С
СО2 3818 · 10,612 · 22,4 / 44 = 20626 Н2 О 2981 · 0,060 · 22,4 / 18 = 222 Q3 = 20865
4.Тепло ,уносиме частками FeO у димі
Q4 = 1,571 (1,20 · 1600 + 210) = 3346 кДж 5.Тепло , витрачене на встановлення FeO концентрата та футерівки
Fe2O3 до Fe (0,118 · 0,9) · 824000 / 160 = 547 Fe2O3 до FeO ( 0,118 х 0,1) · 290000 / 160 = 21 Q5 = 568 кДж 6. Витрати тепла (на випромінювання крізь відкриті вікна , кладку, охолодження печі та ін. ) складає 36 – 38 % тепла екзотермічних реакцій. Приймаємо 36%, тоді :
Q6 = 138768 · 0,38 =52732 кДж
Загальні витрати тепла складають , кДж :
Qвитр = 125222 + 21272 + 20848 + 3346 + 568 + 52732 = 223036
Надлишок тепла в камері складає:
229487 – 223036 = 5499
Таблиця 6 Тепловий баланс плавки
Продовження таблиці 6
БІБЛІОГРАФІЧНИЙ СПИСОК Підручники: 1. Яковльов Ю.Н., Тарапай М.А. Розрахунок і проектування киснево- конвертерних цехів (навчальний посібник). – ДМетІ: Дніпропетровськ, 1975. – 30с. 2. Баптізманській В.І. Теорія кисневий конвертерного процесу. – М.: Металургія, 1975. – 375с. 3. Бігєєв А.М. Математичний опис і розрахунки сталеплавильних процесів.– М.: Металургія, 1982. – 158с. 4. Зайков А.М., Ліфшиц С.І. Виплавка сталі в кисневих конвертерах. – Київ.: Техніка, 1968. – 120 с. 5. Фронтінській Б.В., Уразгильдєєв А.Х. Сучасна конвертерна плавка з верхнім кисневим дуттям (навчальний посібник). – Л., Дніпропетровськ, 1963. – 45с. 6. Бігєєв А.М., Колесников Ю.А. Основи математичного опису і розрахунки кисневий — конвертерних процесів.– М.: Металургія, 1970. – 210 с. 7. Явойській В.І., Ойкс Г.К., Абросимов Е.В. і ін. Металургія сталі. – М.: Металлургия, 1973. – 345 с. 8. Гарбуз А.Г., Марцинковській д.Б. Проектування сталеплавильних цехів. Сталеплавильне виробництво (довідник). –М.: Металург, 1964.– Том II. – С 932-955.
|
||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
|