ВІКІСТОРІНКА
Навигация:
Інформатика
Історія
Автоматизація
Адміністрування
Антропологія
Архітектура
Біологія
Будівництво
Бухгалтерія
Військова наука
Виробництво
Географія
Геологія
Господарство
Демографія
Екологія
Економіка
Електроніка
Енергетика
Журналістика
Кінематографія
Комп'ютеризація
Креслення
Кулінарія
Культура
Культура
Лінгвістика
Література
Лексикологія
Логіка
Маркетинг
Математика
Медицина
Менеджмент
Металургія
Метрологія
Мистецтво
Музика
Наукознавство
Освіта
Охорона Праці
Підприємництво
Педагогіка
Поліграфія
Право
Приладобудування
Програмування
Психологія
Радіозв'язок
Релігія
Риторика
Соціологія
Спорт
Стандартизація
Статистика
Технології
Торгівля
Транспорт
Фізіологія
Фізика
Філософія
Фінанси
Фармакологія


Додаток до розрахунку матеріального балансу плавки

 

Компоненти Вноситься Шлак
Гру- ппа Хіміч. формула   Футе- ровкою Міксе- рн. шлаком Плавик. шпат сміттям брухту Окали- ний брухту Обко- ти шами всього вапном Метал. шихтою   всього всього %
Щлако утворюючі без оксидів заліза СаО   0,1209   0,1650   0,0025       0,0105   0,2989   6,470   6,7688 6,7688 53,7
    Si О2   0,0102   0,2850   0,0200   0,150     0,0150   0,4802   0,143 1,488   2,1118 2,1118 16,75
    А1203   0,0042   0,0390     0,050     0,0060   0,0992   0,057   0,1565 0,1565 1,241
    Р205     0,0012   0,0003       0,0002   0,0016   0,007 0,154   0,1628 0,1628 1,291
    МnО     0,0480         0,0003   0,0483   0,494   0,5421 0,5421 4,299
    МgО   0,1584   0,0270   0,0020       0,0030   0,1904   0,143   0,3335 0,3335 2,645
    S     0,0024   0,0005       0,0002   0,0031   0,007 0,017   0,0267 0,0267 0,212
    СаF2       0,2238         0,2238     0,2238 0,2238 1,775
    Разом   0,2937   0,5676   0,2491   0,200     0,0351   1,3454   6,828 2,1528   10,326 10,326
Ок сиди заліза   FеО     0,0240       0,271   0,0039   0,2992     0,2992   1,513
    F203   0,0063   0,0084       0,603   0,2580   0,8756     0,8756   0,757
    Разом   0,0063   0,0324       0,874   0,2619   1,1748     1,1748   2,270
    СО2       0,0005         0,0005   0,258 2,261   2,5191          
    Н2О       0,0005       0,0030   0,004   0,072   0,075          
                    0,004   0,0038          
    Разом       0,0010       0,0030   0,0040   0,329 2,265   2,5980          
Всього   0,300   0,600   0,250   0,200   0,874   0,300   2,5242   7,157 4,418   14,098   12,596    
                             

 


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.

 

Найменування матеріалу Вміст елементів, %
С Si Mn P S
Чавун рідкий 4,15 0,65 0,75 0,12 0,04
Брухт металевий 0,21 0,24 0,52 0,05 0,05

 

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

 

Джерела Зміст елементів, %
C Si Mn P S
Вносить чавун, %. 2,337 0,439 0,855 0,103 0,031
Вносить брухт, %. 0,065 0,077 0,198 0,009 0,009
Разом 2,402 0,516 1,053 0,112 0,040

 

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, %:

 

С Si Mn P S
0,910 0,097 0,018 0,037

 

2. Визначення кількості руди в завалку.

 

а) При продувці ванни киснем у період плавлення, кількість руди в завалку приблизно визначаємо по формулі:

 

(1.1)

де – вміст активного кисню в руді, що бере участь в окислюванні домішок металошихти в першому періоді плавки, %; – загальний зміст заліза в руді,% [8]; – кількість кисню, необхідне для окислювання домішок металу в першому періоді плавки, % відповідно до рекомендацій [9] приймаємо ; – кількість кисню, що надходить у першому періоді з газової фази печі, кг; К1 – коефіцієнт, що враховує інтенсивність продувки ванни киснем у період плавлення. При помірній продувці ванни киснем у період плавлення, значення коефіцієнта К1 можна приймати в межах 0,4-0,5.

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:

 

(1.2)

 

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 періодів заливання чавуну й плавлення шихти, година.

Тривалість визначаємо по таблиці 5 [7], залежно від питомого навантаження на під печі. У нашому випадку при r=4,8 т/м2, приймаємо години.

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:

 

(1.3)

 

де % СаОвап = 52,5 % SiO2изв = 2,1 – вміст СаО и SiO2 в вапняке, %[11]; і – кількість SiO2 і СаО, що надійшли в шлак першого періоду плавки, із всіх джерел, крім вапняку, кг приймаємо і відповідно до рекомендацій [10]; Всп и Врозпл – основність спущеного шлаку і шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні, виражена через співвідношення СаО і SiO2; Мшл – кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні, кг; Мшл – зміст SiO2 у шлаку по розплавлюванні, %.

 

б) Кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні.

Кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні визначаємо по формулі:

(1.4)

 

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 звичайно становить 15-21%. У розрахунку приймаємо: [11]. Тоді:

 

 

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:

 

(1.5)

 

де – кількість шлакоутворюючих окислів, що надійшли в шлак в першому періоді плавки із всіх джерел, кг приймаємо [10];

– кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні, кг;

( ∑%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:

 

або:

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.

Надійшло в І період Отримано в І період
Матеріал кг Матеріал Кг
Металошихта 100,000 Метал по розплавлюванні 97,495
Руда залізна 5,110 Шлак спущений 4,713
Вапняк 4,242 Шлак по розплавлюванні 4,375
Боксит 0,180 Залізо корольків спущених шлаків 0,448

 

Продовження таблиці 3

Доломит обпалений 0,853 Залізо корольків шлаку по розплавлюванні 0,184
Доломит сирий 0,168 СО І периода 3,613
Магнезит 0,252 СО2 І периода 1,679
Матеріал склепіння 0,110 Н2О I періоду 0,147
Кисень газової фази 0,515 Загублений кисень 0,117
Кисень що вдувається 1,356    
Разом 112,786 Разом 112,771

 

 

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, %

 

Матеріали С Si Mn P S
Чавун 70 % 4,1 0,75 0,45 0,15 0,030
Металобрухт 30 % 0,093 0,343 0,503 0,030 0,040
Сталь до розкислення 0,06 -   0,08 0,030 0,030
Готова сталь 0,17-0,22 0.05-0,10 0,50 – 0,90 0,040 0,050

 

Таблиця 2

Хімічний склад неметалевих матеріалів , %

 

Матеріали   SiO2   Ca O   Al2 O3   Mg O   Fe2 O3   Cr2 O   C O2   H 2O
Вапно 2.00 86,00 2,00 3,00 - - 6,00 1,00
Ставролітовий концентра 46,3 0,6 33,6 1,5 6,5     11,5  
Доломіт 3,00 53,00 2,60 36,00 2,00   3,40  
Магнезитохром   4,50 1,50 4,00 66,50 12,70 10,50 0,30  

 


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

 

  Окиси     Матеріали
металева шихта   вапно     ставроліт. концентрат   доломіт     магнезито хроміт   всього    
SiO2 1,346 0,080 0,185 0,051 0,005 1,667
CaO   3,429 0,002 0,901 0,002 4,334
MgO   0,120 0,006 0,612 0,067 0,805
Al2 O3   0,080 0,134 0,044 0,004 0,262
S        
MnO 0,509         0,509
P2O5 0,202         0,202
Fe2O3     0,026 0,034 0,013 0,073
Cr2O3         0,011 0,011
  2,057 3,709 0,353 1,642 0,102 7.863

 

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, %

Si O2 CaO MgO Al 2O3 S MnO P2O5 Cr2О3 FeO Fe2O3 Усього
16,69 43,40 8,06 2,62 - 5,10 2,02 0,11 16,0 6,00  

 

% 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

Надійшло, кг: Отримано, кг:
Чавуну 70,000 Сталі 88,324
Металобрухту 30,000 Корольків 5,000
Вапна 3,987 Шлаку 9,987
Ставролиту 0,400 Газів 10,811
Доломіту 1,700 Fe2O3 (у дим) 1,571
Магнезитхроміту 0,100    
Кисню 9,512    
115,619 115,693

 

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.

елемент Вноситься FeMn,кг Вноситься FeSiMn, кг Мел,кг
C 0,064
Si 0,055
Mn 0,638
P 0,0012
Fe 0,194
S 0,0005
усього 0,8153 0,1374 0,9527

 

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

 

Статті балансу КДж %
Прихід тепла Фізичне тепло чавуну Тепло реакцій : екзотермічних шлакоутворення     37,75 60,47 1,78
Усього

 

 

Продовження таблиці 6

 

Витрати тепла Фізичне тепло : сталі шлаку Надлишок тепла Гази уносять тепла Тепло , виносиме частками Fe2O3 Тепло на відновлення Fe2O3 Неорганізовані витрати тепла     54,57 9,27 2,39 9,08 1,46 0,25 22,98
Усього

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.

 

 

© 2013 wikipage.com.ua - Дякуємо за посилання на wikipage.com.ua | Контакти