Двохванний печі

[ виправити ] текст може містити помилки, будь ласка перевіряйте перш ніж використовувати.

скачати

Зміст

Завдання ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... 2
Зміст ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .. 3
Введення ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ...... 4
1 Конструкція Двохванний сталеплавильної печі ... ... ... ... ... ... ... ... ... ....... 5
1.1 Пристрій роботи Двохванний печі ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .5
1.2 Недоліки двухванних печей ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .. 6
2. Приблизний розрахунок Двохванний сталеплавильної печі ... ... ... ... ... ... ... ... 9
2.1 Паливний розрахунок ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .. 9
2.2 Матеріальний баланс ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .. 10
2.3 Тепловий баланс ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... 16
3. Витрата тепла ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... 18
3.1 Фізичне тепло стали ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .18
Висновок ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... 23
Список використаних джерел ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... ... .... ... 24

Введення
У двухванних печах виплавляють, стали широкого сортаменту, в тому числі низьколеговані, не поступаються за якістю сталей, що виплавляються в мартенівських печах
Поширення двухванних печей визначилося їх перевагами в порівнянні з мартенівськими печами: малим питомою витратою вогнетривів (4-5 кг порівняно з 12-15 кг на мартенівських печах), меншим обсягом ремонтів, значним полегшенням умов праці ремонтних робітників, у 3-5 разів меншою витратою палива, більш високою стійкістю, що досягає 800-1000 плавок.
Продуктивність двухванних печей в 3-4 рази вище, ніж мартенівських; їх встановлюють на місці існуючих мартенівських печей без реконструкції будівлі та зміни вантажопотоків в цеху.

1. Конструкція Двохванний сталеплавильної печі
При інтенсивній продувці мартенівської ванни виділяється значна кількість СО, яку важко повністю допалити в самому робочому просторі. Частина незгорілого СВ і велика кількість пилу виносяться димовими газами з робочого простору печі. Для кращого

Рис. 121. Двох ванна пекти 2x300 т:
1 - ванни печі; 2 - фурми, 3 - шлаковика; 4 - водоохлаждаемая заслінка; 5 - амбразура для відбору повітря з вертикального каналу; 6 - футеровані повітропровід; 7 - амбразура в зведенні печі; 8 - ежектор використання СВ і часткового уловлювання пилу в самому робочому просторі створена двох ванна сталеплавильна піч (рис. 123).
Робочий простір такій печі розділене перекладом на дві ванни. Обидві ванни мають загальний. Звід, так що продукти згоряння, що утворюються в одній ванні, проходять другу частину робочого простору.
1.1 Пристрій роботи Двохванний печі
Піч працює наступним чином: в одній ванні (гарячої) відбувається плавлення й доведення з інтенсивною продувкою металу киснем, а в другій ванні (холодної) в той же час йде завалка і прогрів твердої шихти. Гази з гарячої частини печі направляються в холодну і складаються до 35% з оксиду вуглецю. У холодній частині печі СВ догоряє до СО 2 і за рахунок тепла, що виділяється відбувається нагрів твердої шихти. Відсутня для процесу нагрівання тепло заповнюється подачею природного газу через пальники, встановлені в склепінні печі. Згоряння природного газу і Догорание СО здійснюються за рахунок додаткового кисню.
Коли готову сталь з першої ванни випускають, в другу ванну заливають рідкий чавун. Після заливки чавуну тут же починають продувку ванни киснем. Закінчується продування за 5-7 хв до випуску. З випуском металу з першої ванни цикл плавки закінчується і починається новий. У той же час за допомогою перекидних шиберів змінюється напрямок руху газів. Тепер колишня холодна ванна стає гарячою. Першу ванну заправляють і виробляють завалку шихти, і цикл повторюється.
Двох ванна пекти повинна працювати таким чином, щоб була рівність холодного і гарячого періодів, що протікають одночасно в різних ваннах. У холодний період входить випуск, заправка, завалка, прогрів, заливка чавуну; в гарячий період - плавлення і доведення. Наприклад, для печі з садкой кожної ванни 250 т загальна тривалість плавки становить 4 години, кожен період триває по 2 ч. Метал випускається також через кожні 2 ч. Розкислення сталі, здійснюють у ковші.
Метал продувають киснем у кожній ванні через два-три кисневі фурми з інтенсивністю 20-25м 3 / год "на 1 т металу. Кожна частина печі обладнана склепінчасті кисневими фурмами і газокисневих пальниками. Пальники необхідні для сушіння й розігріву печі після ремонтів, а також для подачі додаткового палива.
Сучасні двохванним печі працюють на технічному кисні без вентиляторного повітря, тому регенератори відсутні. Холодна ванна печі частково виконує роль регенераторів, акумулюючи тепло газів, що залишають гарячу частину печі з температурою ~ 1700 ° С, і частково вловлює плавильну пил, тим самим виконує роль шлаковиків. Проте кількість пилу в продуктах згорання, що залишають піч, становить більшу величину (20-40 т / м ). Пил складається на 85-90% з оксидів заліза.
Димові гази, що покидають робоче простір печі з температурою близько 1500 ° С, надходять по вертикальному каналу в шлаковика, в якому охолоджуються водою до температури 900-1000 ° С, а потім направляються в борів. У кабані за рахунок підсосу холодного повітря відбувається подальше зниження їх температури до 700 ° С.
1.2 Недоліки двухванних печей
До недоліків існуючих конструкцій двухванних печей слід, віднести менший вихід придатної стали, підвищена витрата рідкого чавуну і вибивання великої кількості технологічних газів через завалочні вікна в цех.
Вибивання газів з робочого простору відбувається через завалочні вікна при піднятих заслінках і по периметру закритих заслінок, а також через стаціонарні жолоби для заливки чавуну. Як показала практика, оптимальне з точки зору теплової роботи існуючих двухванних печей тиск під склепінням печі складає 3 - 4 Па. При цьому нульова лінія тиску розташовується на рівні порога печі або трохи вище його. За цих умов, як показують розрахунки, через одне відкрите вікно вибивається 6-8 тис. м 3 газу на годину (запиленість 20 - 40 г / м 3). В окремі періоди плавки розрахункову кількість вибиваються газів перевищує 20% усієї кількості газів, що надходять у димовідвідний тракт.
На деяких печах внаслідок недостатньої пропускної здатності димовивідного тракту тиск під склепінням при інтенсивній продувці підвищується до 5-6 Па, що призводить до ще більшого збільшення кількості газів, що надходять в цех.
Вибивання газів погіршує умови праці, ускладнює обслуговування печі, забруднює повітряний басейн. Частина пилу не віддаляється через ліхтар будівлі, а циркулює над робочим майданчиком пічного прольоту і потрапляє в розливний проліт. Вибивання призводить також до погіршення теплової роботи печі, тому що частина оксиду вуглецю і фізичного тепла диму не використовується для нагріву брухту.
Радикальний спосіб усунення вибивання з печі - зниження тиску під склепінням з 30-40 до 20 Па. У цьому випадку нульова лінія тиску розташовується пиша прорізу завалочне вікна, і воно буде знаходитися в зоні розрідження. Вибивання диму при цьому повністю виключається. Разом з тим, в піч підсмоктується велика кількість холодного повітря. Джерелами цього повітря є підсосу через вертикальний канал, через який не видаляються димові гази і на який діє тяга, створювана димарем. Крім того, негативно позначається ежектує дію, повітряних завіс, встановлених на амбразурах для продувних фурм і в задній стінці для термопари, а також підсосу через завалочні вікна печі. Внаслідок великої кількості підсмоктується повітря в продувочной камері допалюються с. великим надлишком повітря практично весь виділяється з ванни оксид вуглецю.
Розрахунки показують, що підсмоктування повітря створює таку ситуацію, коли тепла спалювання оксиду вуглецю недостатньо навіть для нагріву димових газів до температури, при якій вони видаляються з продувочной камери. Отже, виникає дефіцит тепла на компенсацію втрат через кладку і охолоджувані елементи печі, а також на догрів димових газів, який покривається за рахунок тепла, виділяється всередині рідкого металу.
Для 280-т Двохванний печі, починаючи з витрати подсосанного повітря в кількості 20 000 , Потреба для компенсації дефіциту кількості тепла зростає із збільшенням кількості підсмоктується повітря. При цьому все менша частина тепла допалювання оксиду вуглецю використовується корисно для нагріву ванни і все більша кількість тепла, що виділяється всередині рідкої ванни, витрачається на покриття втрат тепла. Для вирішення питання про необхідний ступеня допалювання окису вуглецю і продувається камері та оптимальний розподіл тепла
оксиду вуглецю між двома камерами були виконані спільні розрахунки рівнянь газового, матеріального і теплового балансів продувочной камери і камери нагріву, які показали, що:
1) На двухванних сталеплавильних печах при існуючих
сумарних теплових втратах на обидві ванни і наявності більше 28%
брухту в шихті в продувочной камері існує дефіцит тепла,
еквівалентний 20 - 100% теплового ефекту спалювання оксиду
вуглецю;
2) кількість повітря, фактично поступає в продувні камери існуючих печей, істотно перевищує
необхідне для спалювання розрахункової частки оксиду вуглецю, що
ще більше збільшує дефіцит тепла;
3) при обмеженні підсосу та раціональне нагріванні скрапу в Двохванний печі питома витрата чавуну може бути зменшений, з 780-750 до 680-700 кг / т придатної сталі (уміст лому в шихті 38-40%).
Як вже вказувалося, великим недоліком двухванних печей є вибивання газів через вікна печі. Для усунення цього недоліки необхідно виконання ряду заходів, з яких найважливіші такі: забезпечення на печі резерву по тязі і робота через газоочистку протягом всієї кампанії печі; створення конструкції димовивідного тракту забезпечує неорганізовані мінімальні підсосу; виконання вертикальних каналів печі з охолоджуваними поверхнями.
Для обмеження підсосу повітря через вертикальний канал може бути передбачена установка водоохолоджуваних заслінок (див. рис. 38-5, 4), що перекривають в закритому положенні більше 90% площі перетину вертикального каналу. Гідравлічні розрахунки димового тракту показали, що установка заслінок дозволяє скоротити кількість повітря, що надходить через вертикальний канал у продувну камеру, приблизно вдвічі.
Підсмоктування повітря у продувну камеру зменшується також завдяки ежекції частини повітря (~ 10 000 м 3 / год) з вертикального каналу з подачею його в камеру нагрівання шихти повз продувочной камери. Повітря, що має температуру 700-500С, відсмоктують через охолоджувану амбразуру 5 в стінки вертикального каналу, з'єднану з амбразурою 7 у зведенні печі між камерами футерованих повітропроводом. Ежектіруемий повітря підлетів в камеру нагрівання шихти зі швидкістю 100 м / с і використовується для спалювання палива або допалювання оксиду вуглецю, що надходить з камери продувки.
Для зменшення ежектує дії струменів повітря в конструкції відсапуючись передбачені сопла, що подають повітря, спрямований проти руху потоку підсмоктується повітря. Струменя з цих отворів створюють завісу на вході в амбразуру, тим самим скорочуючи присос повітря зменшення ефективності відсапуючись.
При зменшенні кількості підсмоктується в продувну камеру повітря зменшується загальна кількість диму, що надходить d камеру нагрівання. Це дозволяє обладнати піч пережимів між ваннами з установкою з кожного боку ежекторів. При цьому можливе забезпечення незалежного регулювання тиску під склепінням печі в кожній камері, що має велике значення для поліпшення теплової роботи печі і забезпечує хороші умови для повного допалювання горючих складових диму, що надходять в камеру нагрівання.

Рис. 38-6. Пристрій для відсмоктування димових газів, які вибиваються з робочого простору печі: 1-колектор; 2-парасолю; 3-колектор стисненого повітря; 4-повітряний струмінь.
Великі труднощі викликає ущільнення отвору завалочних вікон при відкритій; заслінці. Якщо вікно знаходиться під розрядження, то через нього засмоктується 30000-40000 повітря в год. Для забезпечення можливості роботи печі при підвищеному тиску під склепінням передбачені пристрої, що відсмоктують вибивається дим (рис. З8-6) зі скиданням eго в кабана або в резервну газоочистку. Наявність резервної газоочистки призводить до подорожчання будівництва печі.

2. Приблизний розрахунок Двохванний сталеплавильної печі
2.1Топлівний розрахунок
Розрахувати двухванних піч, ємністю ванн по G = 250т кожна, приймаючи загальну тривалість плавки рівної -1440 з (0,4 год), з яких: випуск і заправка-1440с (0,4 ч); завалка і прогрів -4680 з (1 , 3 год); заливка чавуну і плавлення -4680 (1,3 ч); доведення - 3600 з (1,0 год).
Продування ванн проводиться технічним киснем. Недолік тепла від допалювання СО в «холодної» ванні компенсується подачею природного газу. Розрахунок сталеплавильної печі включає: 1) розрахунок матеріального балансу, 2) розрахунок теплового балансу; 3) розрахунок витрати палива (природного газу) за періодами плавки.
2.2 Матеріальний баланс
Розрахунок шихти проводять на 100 кг металевої садки, причому плавку умовно ділять на два періоди: I період від завалки до повного розплавлення, II період-від розплавлення до розкислення сталі.
I період
Знайдемо середній склад шихти, враховуючи, що в 100 кг металевої шихти міститься .65 кг чавуну і 35 кг скрапу (см, вище).
Чад домішок визначимо як різницю між вмістом домішки в шихті, і стали після розплавлення. Приймемо, що при продувці ванни технічним киснем 10% S окислюється до SO 2, а чад заліза в дим прийнятий рівним 1% (по 0,5% у кожному періоді).
З 2,505-1,30 = 1,205 кг
Si. 0,650 кг
Мn 0,760-0,04 = 0,720 кг
Р 0,144 - 0,015-0,129 кг
S 0, 0465 - 0, 03 - 0, 00465 = 0,012 кг
Fе (у дим) 0,500 кг
Всього 3,216 кг
Тепер можна визначити витрату кисню і кількість які утворилися оксидів (друга колонка цифр молекулярна маса кисню в продукті, а третина - молекулярна маса домішки):
Маса утворилися оксидів, кг
1,205 +1,607 = 2,812
0,65 +0,743 = 1,393
0,76 +0,221 = 0,981
0,144 +0,186 = 0,330
0,5 +0,214 = 0,714
0,0465 +0,0465 = 0,093
Витрата кисню, кг
З-СО 1,205-16:12 =], 607
Si-> SiO 2 0,65-32:28 = 0,743
Мn-MnO 0,76-16:55 ^ 0,221
Р-Р 2 О 6 0,144-80:62-0,186
Fe в дим-Fе 2 О 3 0, 5-48:112 = 0,214
S-SO 2 0, 0465-32:32-0, 0465 3,0175
Для розрахунку складу і кількості шлаку слід зробити наступні припущення.
При завалке зі скрапів вноситься 2% забруднень типу глини, що має склад: 52% SiO 2; 25% А1 г О 3; 23% Н 2 О. Таким чином, забрудненнями вноситься, кг:
SiO 35.0, 02.0, 52-0,364
Al 35-0, 02.0, 25-0, 1575
H 35-0, 02.0, 23-0,161
0,6826 кг.
Зазвичай скрап окислен {~ 1%), тобто з скрапів потрапляє 0,35 кг окалини у вигляді Fe Оз. Разом з чавуном з міксера потрапляє деяка кількість шлаку, яке для даного розрахунку приймемо рівним 0,5 кг наступного складу: 46% СаО; 8% А1 2 О 3; 6% MgO; 2% S.
У шлак надходить деяка кількість матеріалу футеровки, знос якої приймаємо рівним, кг:
I період
1,3
0,1
II період
0,4
0,1
За плавку
1.7
0,2
Доломіт обпалений Мегнезітохроміт.
Відповідно до технології виробництва сталі, після заливки чавуну скачують 5-6% шлаку. Приймаємо, що в розглянутому випадку скачують 6% шлаку (6 кг) складу,%: 21 SiO 2; 3,5 А1 2 О 3, 4 MnO; S MgO, 25 СаО; 4 P 2 O-3, 0,3 S ; 0,1 Cr 2 O 3; 27,6 FeO; 6,5 Fe 2 O 3.
Зі скачуваним шлаком йде, кг:
SiO 2 ... 6, 0-0,210 = 1,260
А1 2 О 3 ... 6,0-0,035-0,210
МnО ... 6,0-0,040 -0,240
MgO ... 60-0,080 = 0,480
CaO ... 6, 0-0,250-1,500
Р 2 О 5 ... 6,0-0,040 = 0,240
S ... 6, 0-0,003 = 0,018 ...
Сг 2 О 3 ... 6,0-0,001 = 0,006
FeO ... 6, 0.0,276 = 1,656
Fe 2 O 3 ... 6, 0-0,065 = 0,39
6,00 кг
Co скачуваним шлаком втрачається 1,5:0,53 = 2, 83 кг вапняку (0,53 зміст СаО в 1 кг вапняку).
Позначаючи витрата вапняку за х., Будемо вважати загальне витрата вапняку рівним (2,83 + х) кг з урахуванням втрат з скачуваним шлаком. Тепер знаходимо:
Надходження , Кг, з:
металевої шихти 1,393
доломіту 1,3-0,02 = 0,026
магнезітохроміта 0,1-0,06 = 0,006
забруднень скрапу 0,364
міксерного шлаку 0,5-0,38 = 0,19
вапняку 2,83 + х) 0,02 = 0,0566 +0,02 х
2,036 +0,02 х
Надходження А1 Е О 3, кг; з;
Доломіту 1,3-0,02 = 0,026
Магнезітохроміта 0,01-0,04 = 0,004
забруднень скрапу 0,1575
міксерного шлаку 0,5-0,08 = 0,040
вапняку (2,83 + х) 0,003 = 0,0085 +0,003 х
-------------------------------------------------- -
0,236 +0,003 х
Надходження СаО, кг, з:
Доломіту 1,3-0,55 = 0,715
магнезітохроміта 0,1-0,02 = 0,002
міксерного шлаку 0,5-0,46 = 0,23
вапняку (2,83 + х) 0,53 = 1,5 +0,53 х
2,447 +0,53 х
Надходження РЗО 5, кг; з:
металевої шихти. . . 0,330
вапняку ........ (2,83 + х) 0,007 = 0,002 +0,0007 х
0,332 +0,0007 х
Беручи з практичних даними, що в шлаку міститься 16% FeO і 6% Fe 2 O3, складемо з урахуванням скачування шлаку, формулу кількості його в кінці 1 періоду, кг: SiO 2 ... 2,036 + 0,02 х -1,260 = 0,776 + 0,02 х
А1 2 О 3 ... 0,236 + 0,003 - 0,210 = 0,026 + 0,003 х
МnО ... 0,981-0,240 = 0,741
MgO ... 0,6206 + 0,02 х - 0,48 = 0,1406 + 0,02 х
СаО ... 2,447 + 0,53 х - 1,50 = 0,947 + 0,53 х
Р 2 О 6 ... 0,332 + 0,0007 х -0,24 = 0,092 + 0,0007 х
S ... 0,111 +0,001 х -0,018 = 0,093 + 0,001 х
Сг 2 О 3 ... 0,012 - 0,006 = 0,006
FeO, .. 0,16 шл
Fe 2 O 3 ... 0,16 шл
Lшл = 0,22 Lшл + 2,8216 + 0,5747 х або
   L ШП = 3,617 + 0,737 х.
Вважаючи, що основність шлаку в кінці I періоду повинна бути рівна 2,6, отримаємо рівняння для визначення витрати вапняку
В =
звідки
0,947 + 0,53 х = 2,0176 + 0,052 х або х = 2,24 кг.
Тепер можна знайти кількість шлаку L ШЛ - 3,617 + 0,737-2,24 = 5,987 кг. Остаточний склад і кількість шлаку:
Складові
Маса, кг
Вміст,%
SiO 2
0,9328
15,58
А1 2 О 3
0,0371
0,62
МnО
0,8421
14,06
MgO
0,2107
3,52
СаО
2,4254
40,52
РА
0,1063
1,78
S
0,1081
1,82
Сг 2 О 3
0,0068
0,10
FeO
0,9579
16,00
Fe 2 O 3
0,3592
Lшл, = 5,9870
Сумарна витрата вапняку дорівнює 2,83 +2,24 = 5,07 кг. Загальна кількість шлаку 6 +5,987 = 11,987 кг.
Складемо баланс заліза на 1 період плавки (табл, 42).
Кількість оксидів заліза одно 0,232 +1,949 = = 2,181 кг.
Витрата кисню на окиснення заліза до Fe 2 O 3 0,232 X Х48: 112 = 0,099 кг; до FeO 1,949-16:56 = 0,557 кг.
Приймаючи, що з атмосфери печі у ванну надходить 30% від загальної кількості кисню, знайдемо величину останнього 3,0175 +0,099 +0,557 +0,1 (3,0175 +0,099 + +0,557) = 4,04 кг.
Враховуючи, що в першому періоді ванна недостатньо і нерівномірно прогріта і процеси массобмена уповільнені, приймаємо коефіцієнт засвоєння подається в ванну кисню, що дорівнює 0,9. Тоді витрата технічного кисню складе

Тут 0,95-частка O
Витрата чистого кисню 4,04-22,4 / 32 - 2,828 м 3.
Витрата чистого кисню з урахуванням коефіцієнта засвоєння 2,828 / 0,9 = 3,142 м 3.
Кількість неусвоенного кисню 3,142 - 2, 828 = = 0,314 м 3 або 0,486 кг.
Кількість азоту, що подається з технічним киснем 3,3-3,142 = 0,158 м 3 або 0,197 кг.
Кількість технічного кисню, що надходить у ванну 4,04 +0,486 +0,197 = 4,723 кг.
Вихід придатного з урахуванням металу, що буря скачуваним шлаком (10% від кількості шлаку)
100-3,216-2,181-0,6825-0,35-0,5-0,6 = 92,47 кг, де 3,216 - чад домішок; 2,181-кількість оксидів заліза; 0,6825 - забруднення скрапу; 0,35 - окалина скрапу; 0,5-міксерних шлак; 0,6 - втрати металу зі скачуваним шлаком.
II період
Розрахунок матеріального балансу для другого періоду плавки від розплавлення до розкислення сталі, проводиться аналогічно розрахунку для I періоду.
2.3 Тепловий баланс
Метою розрахунку теплового балансу, робочого простору камери печі, є визначення середньої теплового навантаження і теплового навантаження холостого ходу. Розрахунок проводимо для однієї камери печі.
Прихід тепла
Тепло, що вноситься скрапів
820,75-10 три кДж = 0,82 ГДж.
Тут з ск = 0,469 кДж / (кг-К) - питома теплоємність скрапу при Ј CK = 20 ° C; D CK = 0,35 - частка скрапу в шихті; G -250 т ємність однієї ванни печі.
2, Тепло, що вноситься чавуном
Q 4 = GD 4 [с?; Пл. Ч + К + з * ft ~ ^ J] == 250 - 10 s -0,65 [0,745 ■ 1200 + 217,72 + + 0,837 (1300 - 1200) 3 = 194255, 75 ■ 10 ^ кДж -= 194,26 ГДж, де Л, -0,65 - частка чавуну в шихті; з ™ = 0,745 кДж /
/ (Кг-К)-середня питома теплоємність твердого чавуну в інтервалі температур 0-1200 ° С: '
c f = 0,837 кДж / (кг-К)-теж рідкого чавуну в інтервалі температур 1200-1300 ° С;
1-4 = 217,72 кДж / кг - прихована теплота плавлення чавуну; Ј ч = 1300 ° С - температура заливається чавуну; ^ ш.ч -1200 ° С - температура плавлення чавуну. •.
3.Тепло екзотермічних реакцій
З-СО 2 ... 0,02405 250 10 3 34,09 = 204966,1
Si-SiO 2 ... 0,00650 250 10 3 31,10 = 50537,5
Мn-МnО ... 0,00680 250 10 3 7,37 = 12529,0
Fe-Fе 2 О 3 (у дим) ... 0,010000-250.10 3 -7,37 = 18425,0
Р-Р 2 О 5 ... 0,00129 250 10 3 25,00 = 8062,5
S-SO 2 ... 0,00012 250 10 9,28 = 278,4
Fe-FeO ... (0,01940 + 0,00053) 250-10 3 4,82 = 24015,6
Fe ^ Fe 2 O 3 ... (0,00232 -0,00018) 250-10 3 7,37 = 3943,0
= 322757,1 МДж = = 322,76 ГДж
тут перший стовпчик чисел-частка вигорілій домішки;
другий - ємність ванни, кг;
третій - теплові ефекти реакцій, віднесені до 1 кг елемента, МДж / кг (див. додаток XII).
4.Тепло шлакоутворення
SiO 2 - (CaO) 2 SiO 2 ... 0,01393-250-10 3; 28.60-2,32 = 8075,75
Р 2 0 6 - (Са0) 8 РАСа0 ... 0,033 250 10 3 62 142 4,71 = 738,63

Q Ш.О = 8,81 ГДж = 8814,38 МДж
тут перша колонка - частка оксиду;
третя і четверта колонки - молекулярні маси
елемента і з'єднання, відповідно;
п'ятий стовпчик - теплові ефекти реакції шлакоутворення, МДж / кг (додаток XII).
5.Тепло від горіння природного газу
Q Н Р.Г = 35069,6 У кДж - 0,035 У ГДж,
де Q = 35069,6 кДж / м 3 - нижча теплота згоряння природного газу (див. приклад 35); В - витрати природного газу на плавку, м 3 ..
6.Тепло, що вноситься підсмоктується в робочий простір повітрям, що йде на спалювання природного газу і СО
= (9,28 В + 0,06279-250-10 3 :28-22 (4-2,38) 1,3226-20 =
= 245,47 В + 790598,34 ТкДж = 0,000245 У 4 - 0,79 ГДж.
Тут і   теоретичні витрати повітря для спалювання 1 м 3 природного газу та 1 м 3 СВ, відповідно
рівні 9,28 та 2,38 м 3 / м 3; D зі-частка утворюється СО (див. матеріал баланс плавки);
Mco = 28 кг-молекулярна маса СО;
C в = 1,3226 кДж / м 3 К)-теплоємність повітря при
t = 20 ° С (додаток I).

3. Витрата тепла
3.1 Фізичне тепло стали
0,91119-250.10 3 [0,7-1500 + 272,16 + 0,837 (1600 -1500) 1 - 320251,39-10 3 кДж - 320,25 ГДж.
Тут dст-0, 91119 вихід сталі (cm. матеріальний баланс);
з = 0,7 кДж / (кг К)-питома теплоємність твердої сталі, середня в інтервалі температур 0-1500 ° С;
= 0,837 кДж / (кг-К)-то ж, рідкій сталі середня в інтервалі температур 1500-1600 ° С; -
= 1500 C - температура плавлення сталі;
= 272,16 кДж / кг - прихована теплота плавлення сталі.
2. Фізичне тепло стали, що втрачається з шлаком
= 0,00734-250-10 0.7-1500 + 272,16 + 0,837 (1600 -1500)] = 2579,753-10 3 кДж = 2,58 ГДж.
3. Фізичне тепло шлаку
Q шл = (1,25-1550 + 209,5) 0,06 250 10 3 + (1,25 1600 +209,35) 0,0628 250 10 3 = 66889,545 10 3 кДж = 66,89 ГДж.
Тут 1,25 кДж / (кг-К)-теплоємність шлаку, середня в інтервалі температур 0-1600 ° С;
209,35 кДж / кг - прихована теплота плавлення шлаку;
0,06 і ​​0,0628 - частка шлаку скачав і кінцевого відповідно (див. матеріал баланіт).
4. Тепло, що буря продуктами згоряння при середній
температурі 1 yx = 1600 ° С
= Bi yx V yx У 2592,64 10,34 = 26807,9 У кДж = 0,0268 В ГДж. Тут:
ico 2 ... 0,0955 3815,86 = 364,41
i про ... 0,1875 2979,13 = 558,59
, ... 0,717 0.2328,65 = 1669,64
= 2592,64 кДж / м 3.
Частки СО 2, Н 2 О, N 2 і V yx запозичені з табл. 17, їх ентальпії - з програми II при t ух == 1600 ° С.
5. Тепло, що витрачається на розкладання вапняку
1779,5 0,0507 250 10 3 = 22555 10 3 кДж = 22,56 ГДж.
Тут 1775,5 кДж / кг - теплота розкладання 1 кг вапняку;.
0,0507-частка вапняку (див. матеріал баланс).
6. Тепло, що витрачається на випаровування вологи і нагрівання
парів води до t yx = 1600 ° C.
= 0,000786 250 10 4,187 100 + 2256,8 +1,88 (1600 - 100)] 22,4 18 = 1297594,2 кДж - 1,3 ГДж.
Тут 4,187 кДж / (кг-К)-теплоємність води, середня в інтервалі температур 0-100 ° С;
1,88 кДж / (кг-1 <)-то ж, пара в інтервалі температур 100-1600 ° С;
2256,8 кДж / кг - прихована теплота випаровування 1 кг води;
0,000786-частка Н 2 О в продуктах плавки (див. матеріал баланс).
7. Тепло, витрачений на нагрівання виділяються з ванни газів до t = 1600 ° C.
СО 2 ... 3815,86-0,02146-250.10 3 -22,4:44 = 10422,15-Ю 3
СО, .. 2526,85-0,0 б279.250.10 8 .22,4:28 = 31732Д8-1б 3
SO 2, .. 3815,86-0,00101.250-10 3 -22,4; 64-337,23.10 березня
N 2 ... 2328,65-0,00320.250-10 3 -22,4; 28 1490,33-10 3
О 2 ... 24б3 ,97-О, 006 64-250-Ю березня -22, 4: 32 = 2863,13-10 3
= 46845,02-10 3 кДж = 46,85 ГДж
Тут перший стовпчик чисел - ентальпія газів при t ух = 1600 ° С (додаток 2); другий стовпчик чисел-частка газу від маси садки (див. матеріал баланс).
8. Тепло, втрачає з буря частками Fe 2 O 3
= 0,01571 250 10 3 (1,23 1600 +209,35) = 16773,76 10 3 кДж = 16,78 ГДж.
9. Втрати тепла з охолоджувальною водою.
У робочому просторі Двохванний печі водою охолоджуються заслінки вікон (витрата води по 1,67 - 10 м 3 / с) "змійовики стовпчиків (по 0,56-10 3 м 3 / с), амбразура шлакової льотки (1,12-10 3 м 3 / с) і кисневі фурми (за 0,28 10 3 м 3 / с). Приймаючи, що підвищення температури води у водоохолоджуваному елементі не повинно перевищувати 20 К, знаходимо втрати тепла з охолоджувальною водою;
Заслінки 3-1,67-10 - 3 -4,187 - 10 3 -14400-20 = 6041,34 10 3
Змійовик 6-0,56 - 10 .4,187-10 Три -14400.20 = 4051,68 - 10 3
Амбразура 1-1,12-10 .4,187 - 10 3 -14400-20 = 1350,56 - 10 3
Фурми 3-0,28-10 -4,187-10 3 = 6840-20-481,14-10 3
= 11924,72 - 10 Дж = 11,92 ГДж
Тут перший стовпець чисел - кількість водоохолоджуваних елементів, другий - витрата води, м 3 / с; третій - теплоємність води, кДж / (м 3 К); четвертий - час теплового впливу на водоохолоджуваний елемент, з, а п'ятий - різниця температур виходить і входить води, К.
Рами завалочних вікон і Пятов балки склепіння мають випарне охолодження. Приймаючи витрата хімічно очищеної води на кожен елемент 0,11 - 10 м 3 / с знайдемо спільну витрата води:
Рами завалочних вікон 3-0, 11 жовтня = 0,33 - 10
П'ятовим балки передньої
Стінки 3-0,11 10 3 = 0,33-I0
П'ятовим балки задньої стінки 3.0,11-10 = 0,33 -. 10
Всього = 0,99-10 3 м / С
Вважаючи, що вихід пари складає 90% (0,89 - 10 3 м 3 / с), знайдемо втрати тепла з випаровувальним охолодженням.
4,187-10 3 0,99.10 (100 - 30) 14400 + [2256,8 +1,88 (150 -100) 10 3 -0,89-10 14400 18:22,4 = 27952,17-10 3 кДж = 27,95 ГДж.
Сумарні втрати тепла з охолоджувальною водою рівні
Q охол = 11,92 + 27,95 = 39,87 ГДж.
10. Втрати тепла через футеровку [формула (155)].
Втрати тепла через звід
14042,073-10 3 кДж = 14,04 ГДж
Коефіцієнт теплопровідності магнезітохроміта згідно з додатком XI при середній температурі зводу 0,5 (1580 +300) = 940 ° С дорівнює = 4,1 - 0,0016-940 = 2,6 Вт / (м К). Коефіцієнт тепловіддачі конвекцією дорівнює
= 10 +0,06 300 = 28 Вт / (м 2 К). Товщина футеровки 0,5 (0,46 +0,10) = 0,28 м взята середньої за кампанію печі.
Втрати тепла через стіни печі
Задня стінка має шар магнезиту середньої товщиною 0,75 м і шар легковісного шамоту товщиною = 0,065 м. Зважаючи температуру зовнішньої поверхні футеровки рівної 200 ° С, а на межі поділу шарів 1100 ° С, згідно з додатком XI отримаємо
м - 6,28 0,0027 0,5 (1580 + 1100) = 2,66 Вт / (м К) і
= 0,314 + 0,00035 0,5 (1100 + 200) = 0,54 Вт / (м К) і
а = 10 + 0,06-200 = 22 Вт / (м К).
Тоді
= 1159,32 1910 кДж = 1,16 ГДж
Втрата тепла через передню стінку
12,54 14400 = 1398,8 10 кДж = 1,4 ГДж
Тут = 6,28-0,0027 (1580 + 200) / 2 = 3,88 Вт / (м К).
Втрати тепла через під дорівнюють
= 5100 102,4 14400 = 6475,78-10 3 кДж = 6,48 ГДж.
Тут: 5100 Вт / м 2-питомі втрати тепла через під; 102,4 м 2 - площа поду. Всього втрачається через футеровку
= 14,04 + 1,16 + 1,4 + 6,48 = 23,08 ГДж.
11. Втрати тепла випромінюванням через вікна печі [формула
(156)]
5,7 0,65 ( ) 1,6 1,7 5400 =
= 6697,34 10 березня кДж = 6,7 ГДж.
12. Втрати тепла на дисоціацію СО 2 і Н 2 О приймемо
рівними 2% від тепла, одержуваного при спалюванні природного газу, тобто
Q дисс = 0,02 0,035 В = 0,0007 В ГДж.
13. Втрати тепла з вибивається газами і приймемо
рівними 2,5% від тепла, одержуваного при спалюванні природного газу
= 0,025-0,035 3 = 0,00088 У ГДж.
Витрата природного газу знайдемо з рівняння теплового балансу

0,82 + 194,26 + 322,76 + 8,81 + 0,035 В + 0,000245 У + 0,79 = 320,25 + 2,58 + 66,89 + 0,0268 У 22,56 +1, 3 + 46,85 + 16,78 + 39,87 + 23,08 + 6,7 + 0,0007 В + +0,000885 або
0,006865 В = 20,21,
звідки
В = 2943,9 м 3.
Тепловий баланс робочого простору камери Двохванний печі представлений в табл. 43.
Середня теплове навантаження дорівнює
Q cp = 35, 0 2943, 9:14400 = 7,155 МВт. Теплове навантаження холостого ходу дорівнює (39,87 + 23,08 + 6,7): 14400 = 4,84 МВт.
Таблиця 2. Тепловий баланс камери Двохванний печі
Стаття приходу
ГДж {%)
Стаття витрати
ГДж (%)
Фізичне тепло: скрапу .... чавуну .... повітря. . . Тепло реакцій: екзотермічних шлакоутворення ..._.. Тепло від горіння природного газу
0,82 (0,13) 194,26 (30,78) 1,51 (0,24)
322,76 (51,13) 8,81 (1,39) 103,04 (16,33)
Фізичне тепло:
стали ....
металу в шлаку
шлаку ....
Розкладання вапняку ....
Випаровування вологи
Нагрівання газів
Винесення з частинка
ми Fe2O3 ....
Водяне охолодження
Втрати тепла:
через футеровку
випромінюванням. .
на дисоціацію
з вибивається газами. . .
з продуктами згорання
320,26 (50,74) 2,58 (0,41) 66,89 (10,55)
22,56 (3,57) 1,30 (0,21) 46,85 (7,42)
16,78 (2,66) 39,87 (6,33)
23,08 (3,66) 6,70 (1,08) 2,09 (0,33)
2,63 (0,42) 79,60 (12,62)
Разом
631,20 (100,0)
Разом
631,20 (100,0)
Витрата палива за періодами плавки
Період випуску та заправки (тривалість 1440 з). Приймемо, що теплове навантаження у період випуску та заправки дорівнює 75% середньої теплового навантаження. Тоді
= 0,75-7,155 = 5,366 МВт, а витрата природного газу
5,366-1440 / 35,0 = 220,64 м 3 / період.
Період завалки і прогріву (тривалість 4680 с). У цьому періоді підтримують максимальну теплову навантаження, що складає 125% від середньої. Тоді
Q 2 = 1,25-7,155 = 8,94 МВт
і В 2 - 8,94-4680 / 35,0 = 1195,69 м / Період.
Період заливки чавуну і плавлення (тривалість 4680 с). Зазвичай період заливки і плавлення проходить при середній теплового навантаження. Тоді
Q 3 = 7,155 МВт і В = 7,155 4680/35, 0 = 956,87 м / Період.
Період доведення (тривалість 3600 з) Q 4 == (7,155 14400 - 5,366 1440 - 8,94 4680 - 7,155 4680) / 3600 = 5,55 МВт. Тоді У 4 = 5,55 3600/35, 0 = 570,7 м 3 / період.
Правильність розрахунку перевіряємо, підсумовуючи витрати природного газу за періодами
220,64 + 1195,69 + 956,87 + 570,70 - 2943,9 м 3, що відповідає значенню, знайденому з теплового балансу.

Висновок
Таким чином, двованна піч має багато експлуатаційних та сантехнічних недоліків. У зв'язку з цим і не дивлячись на те, що двохванним печі мають значну продуктивність, їх слід розглядати як тимчасову, проміжну конструкцію, що відповідає складного (в технічному та економічному відношенні) періоду повного переходу нашої металургії з мартенівського на конвертерний спосіб виробництва сталі.

Список використаних джерел
1 Металургійна теплотехніка в 2-х томах 1. Теоретичні основи: Підручник для вузів В. А. Крівандін, В. А. Арутюнов, Б. С. Мастрюков та ін М.: Металургія, 1986. 424. с.
2 Металургійні печі: Атлас навчальний посібник для вузів В. І. Міткалінний, В. А. Крівандін, В. А. Морозов та ін М.: Металургія 1987.
Додати в блог або на сайт

Цей текст може містити помилки.

Виробництво і технології | Курсова
90.8кб. | скачати


Схожі роботи:
Трубчасті печі
Плазмові печі
Протяжні печі
Секційні печі
Розр т металургійної печі
Відбивні двокамерні печі
Розрахунок печі киплячого шару
Розрахунок насадки мартенівської печі
Автоматизація вапняно-обпалювальної печі
© Усі права захищені
написати до нас