Визначення основних параметрів технології плавки IF-сталі в конвертері з верхньою подачею дуття

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

скачати

Зміст

Введення

1. Загальні положення

2. Визначення параметрів плавки в кінці продувки

3. Визначення витрати брухту на плавку

4. Розрахунок окислення домішок металевої шихти

5. Розрахунок кількості і складу шлаку

6. Розрахунок витрати дуття

7. Розрахунок виходу рідкої сталі перед розкисленням та складання матеріального балансу плавки

8. Складання теплового балансу плавки та визначення температури металу

9. Розрахунок розкислення сталі і її хімічного складу

10. Розрахунок витрат матеріалів на всю плавку і виходу продуктів плавки

11. Визначення питомої інтенсивності продувки, тривалості плавки і продуктивності агрегату

12. Позапічна обробка сталі

Висновок

Список використаних джерел

Введення

Виплавка сталі в кисневих конвертерах є найбільш поширеним і прогресивним способом її виробництва. Це пов'язано з високою продуктивністю агрегатів, відносною простотою їх конструкції, високим рівнем автоматизації процесів, гнучкістю технології плавки, що дозволяє в поєднанні з ковшевой обробкою і безперервного розливанням отримувати якісну сталь різного сортаменту.

За своєю сутністю виплавка сталі вдає із себе складний комплекс фізико-хімічних і теплових процесів, що протікають у сталеплавильному агрегаті у широкому температурному інтервалі. Для професіоналів та фахівців, що працюють в суміжних областях, необхідне правильне розуміння даних процесів та їх взаємозв'язків.

У виробничій практиці різноманіття матеріалів, мінливість їх складу та температури, недостатня, а іноді і недостовірна інформація, вимагають систематичної налаштування параметрів технології плавки сталі. При цьому під технологією плавки розуміють сукупність різних операцій, прийомів і методів, що виконуються в певній послідовності і сполученні, для отримання рідкого металу з заданими параметрами.

Конвертерні процеси в найбільш простій формі реалізують технологію виплавки сталі, її завдання і методи рішення. При відсутності практичного досвіду параметри технології можна встановити розрахунковим шляхом, використовуючи різні математичні моделі процесу.

Обсяг і методи розрахунків визначаються рівнем складності поставленого завдання. На початковому етапі професійної підготовки фахівців найпростіші приклади поетапного ручного розрахунку параметрів технології виплавки сталі з поясненнями доцільності зроблених дій можуть слугувати вихідною базою для розуміння основ сталеплавильного виробництва.

Позитивний досвід використання такої методики розрахунку параметрів класичної технології виплавки сталі в конвертері з верхньою подачею дуття дозволяє поширити її на більш сучасні варіанти конвертерних процесів.

Сталь типу IF - особливо низьковуглецевий сталь підвищеної міцності і штампованих, використовується для виробництва оцинкованого та холоднокатаного автомобільного листа. Процес виробництва IF-сталі для оцинкованого автолиста в киснево-конвертерному цеху повинен включати в себе плавку металу в конвертері з попередніми розкисленням його ферромарганцем в ковші, глибоке обезуглероживание металу на установці циркуляційного вакуумування, остаточне розкислення його на агрегаті усереднювальної продувки і мікролегування титаном і ніобієм на установці «піч-ківш».

У даній роботі наведена методика спрощеного розрахунку основних параметрів технології плавки IF-сталі в конвертері з верхньою подачею дуття.

1. Загальні положення

У виробничій діяльності завдання технологічного персоналу полягає у реалізації такого рівня технології, при якому необхідні кінцеві результати досягаються з мінімальними витратами матеріалів, часу та праці. Параметри технології безперервно коригуються відповідно до мінливих умов виробництва.

При розробці технології виплавки сталі і при прогнозуванні результатів застосування нових технологічних прийомів виконують розрахунки різної складності. Розрахунки плавки сталі базуються на теоретичних уявленнях про характер сталеплавильних процесів і практичних даних роботи сучасних металургійних агрегатів.

На початковому етапі навчання такі розрахунки доцільніше виконувати вручну. У цьому випадку методика розрахунку може бути спрямована не на суворе рішення задачі моделювання конкретного процесу, а на його змістовну частину в умовах сучасного металургійного виробництва. Обчислювальний процес при цьому має допоміжний характер, він необхідний у тій мірі, в якій сприяє з'ясуванню сутності досліджуваної технології.

Відомі три основних способи продування металу киснем в сучасних конвертерах: продування зверху, знизу і комбінована. У даній роботі розглянуто варіант технології з верхньою подачею дуття.

Цей варіант технології має такі особливості:

- Використання рідкого чавуну як основного матеріалу для одержання сталі в кількості більше 70%;

- Подача в конвертер зверху в якості дуття технічно чистого кисню (вміст кисню в дуття не менше 99,5%);

застосування водоохлаждаемой фурми для подачі кисню в конвертер зверху через горловину у напрямку вертикальної осі агрегату;

- Змінне положення кисневої фурми над поверхнею конвертерної ванни;

- Використання для футеровки конвертера вогнетривких матеріалів, що складаються переважно з М g О і З a О і володіють основними властивостями;

- Застосування кускового вапна, і розріджують добавок для формування шлаку;

- Продування киснем до заданих рівнів параметрів плавки без проміжного видалення шлаку;

- Використання тільки внутрішніх джерел тепла (фізичного тепла чавуну та хімічного тепла процесів окисного рафінування);

- Витрата лому на плавку за умовами теплового балансу в залежності від заданої температури металу (використання брухту в якості основного охолоджувача);

- Застосування матеріалів, які містять оксиди заліза (твердих окислювачів); залізної руди, агломерату, обкотишів або окалини в якості додаткової охолоджуючої добавки при необхідності зниження температури металу у процесі продувки;

- Розкислення і легування металу в сталеразливочном ковші під час випуску металу з конвертера.

Після виплавки метал піддається ковшевой обробці для поліпшення його якості (як правило, застосовують продувку металу інертним газом, але може бути і вакуумування, і обробка порошками, шлаками або шлаковими сумішами). Розливання сталі в сучасних конвертерних цехах виробляється на машинах безперервного лиття заготовок.

Особливості обраного варіанта виробництва сталі визначають і схему розрахунку плавки сталі в конвертері. Метою розрахунку плавки є визначення мінімально необхідної кількості матеріалів для отримання заданих маси рідкої сталі, її хімічного складу і температури.

Для складання розрахункових рівнянь зручно використовувати балансові співвідношення між компонентами матеріалів, застосовуваних для виплавки сталі. У принципі розрахунок плавки можна здійснити шляхом складання та одночасного вирішення системи таких рівнянь. Отримання хімічного складу, температури і маси сталі з заданою точністю служить критерієм оцінки якості розрахунку. Однак це пов'язано з високим ступенем формалізації процесу і може бути використане для інших цілей на кінцевих етапах професійної підготовки.

У даній роботі використовується метод послідовного наближення, часто вживаний в інженерних розрахунках. При цьому на початку розрахунку задається співвідношення між витратами основних шихтових матеріалів: чавуну і брухту. Після цього визначаються витрати всіх необхідних матеріалів і розраховуються маси металу, шлаку і газів. Потім на основі теплового балансу плавки обчислюється температура металу і порівнюється з необхідною її величиною для даних умов. При відхиленні розрахункової температури від заданої на величину, що перевищує прийняту похибка, розрахунок повторюється при новому співвідношенні вихідних шихтових матеріалів.

Багаторічний досвід проведення розрахунків показує, що їх простіше всього вести щодо суми витрат чавуну і брухту на плавку у відносних одиницях. Це дозволяє, незалежно від місткості та конструкції агрегату, вважати, що сума витрат чавуну і брухту на плавку (маса металошихти) становить 100% або 100 кг. Витрати інших матеріалів та вихід продуктів плавки визначаються у відсотках від цієї суми, що рівнозначно масі матеріалів в кілограмах щодо 100 кг металошихти.

Крім того, тепловий баланс плавки зручно складати відносно температури, близької до 0 ° С (0 ± 25 ° С), Це дозволяє знехтувати величинами фізичного тепла матеріалів, що надходять в конвертер з температурою навколишнього середовища, а для хімічних реакцій враховувати стандартні теплові ефекти. При цьому простіше класифікувати будь-яку статтю теплового балансу, тобто відносити її до прибуткову чи видаткову його частини.

Якщо матеріал надходить в конвертер з температурою, що істотно перевищує 0 з С, то він вносить тепло, і фізичне тепло цього матеріалу є прибутковою статтею теплового балансу (наприклад, рідкий чавун). І навпаки, якщо продукт плавки нагрітий до високих температур сталеплавильного процесу, то його фізичне тепло - pa подібна стаття теплового балансу (наприклад, рідка сталь) при розрахунках кількості фізичного тепла до температури матеріалу, так як відраховується від 0 ° С.

Нижче наведено приклад спрощеного розрахунку конвертерної плавки з усіма необхідними поясненнями.

2. Визначення параметрів плавки в кінці продувки

На початку розрахунку необхідно визначити параметри, що характеризують стан ванни рідкого металу в кінці продувки: масу металу, його хімічний склад і температуру.

Приймаємо, що місткість конвертера становить 240 тонн, а це значить, що наприкінці продувки в конвертері маса рідкого металу повинна бути дорівнює 240 тонн. Так як при продувці відбувається окислення елементів металу і неминучі втрати заліза, то вихідна маса металічних матеріалів, з яких отримують сталь (маса чавуну і брухту), повинна бути більша за масу рідкої сталі. Визначення маси кожного з металевих матеріалів, що завантажуються в конвертер, є одним із завдань розрахунку плавки.

Хімічний склад сталі будь-якої марки регламентується стандартами або обмовляється із замовником і повинен відповідати встановленим вимогам. У завданні виплавляється IF-сталь, склад якої наведено в таблиці 1.

Таблиця 1 - Хімічний склад виплавленої марки стали

Марка стали


Масова частка елементів,%


C

Si

Mn

P

S



не більше

не більше

не більше

не більше

IF

0,004

0,02

0,25

0,010

0,010

Крім того, слід врахувати, що для здійснення безаварійної розливання на машинах безперервного лиття заготовок вміст сірки та фосфору в разливаемом металі не повинно перевищувати 0,025 і 0,015% відповідно.

Відомо, що в класичному киснево-конвертерному процесі кількість брухту, що завантажується на плавку, не перевищує 30% від маси металошихти (зазвичай 22 ... 28%). Це обумовлено тепловим балансом плавки, коли витрата лому як охолоджувача плавки визначається різницею прибуткової і видаткової частин теплового балансу. При подачі холодного дуття знизу частка брухту в шихті зменшується (на 1 ... 5% в залежності від витрати і виду дуття).

У цих умовах вихідна концентрація елементів в металошихти істотно перевищує їх вміст у марочному складі виплавленої сталі. Тому видалення надлишку елементів (в основному вуглецю) є головним завданням окисного рафінування в процесі продувки металу киснем.

Продування бажано припинити тоді, коли досягнуто необхідний вміст вуглецю в металі [С] м. Для IF-сталі це значення не повинно перевищувати 0,004% (за таблицею 1). Але при виплавці сталі в кисневому конвертері такий низький зміст вуглецю отримати неможливо (воно досягається при подальшій ковшевой обробці сталі), тому приймемо середній вміст вуглецю в металі на виході з конвертера дорівнює 0,03%.

При продуванні неможливо уникнути практично повного окислення кремнію і більшої частини марганцю (окислюється на 75 ... 85%). Це означає, що залишкові змісту кремнію і марганцю опиняться в більшості випадків менше необхідних і буде потрібно вводити їх у метал у вигляді спеціальних матеріалів (як правило, феросплавів). При цьому треба враховувати надходження в метал супутніх елементів (у тому числі й вуглецю).

У виробничих умовах, якщо після продувки реальна концентрація вуглецю не відповідає розрахунковим значенням, проводиться корекція; при високій концентрації вуглецю метал додувают, за низької - в метал на випуску вводять містить вуглець, (кокс, графіт та ін.) Однак будь-яка корекція є небажаною, тому що пов'язана з додатковими витратами матеріалів, енергії, часу та праці.

Температура металу в кінці продувки залежить від змісту вуглецю в металі, способу ковшевой обробки та типу розливання, так як це визначає необхідний запас тепла металу для збереження його в рідкому стані аж до розливання останніх порцій металу. Дана температура (t м) дорівнює сумі температури початку затвердіння металу - температури плавлення (t пл) і величини перегріву металу, що враховує втрати тепла від моменту випуску металу до закінчення розливання (t пер):

t м = t пл + t пер.

У цьому випадку температуру плавлення металу можна визначити за формулою:

t пл = 1539 - 80 · [C] м,

де 1539 - температура плавлення чистого заліза, ° С;

[C] м - вміст вуглецю в металі в кінці продувки,%.

Величину перегріву металу можна вибирати в межах, зазначених у таблиці 2.

Таблиця 2 - Величина необхідного перегріву металу в конвертері в Залежно від умов ковшевой обробки і розливання

Умови ковшевой обробки і розливання

Величина перегріву металу

Розливання у виливниці зверху

Розливання у виливниці сифоном

Безперервне розливання з попередньою продувкою металу в ковші інертним газом

Безперервне розливання з попередніми вакуумуванням металу в ковші

Безперервне розливання з комбінованими способами ковшевой обробки металу

75 ... 85

90 ... 110

100 ... 120


110 ... 130


120 ... 150

Для умов прикладу розрахунку [C] M = 0,03%.

Тоді t пл = 1539 - 80.0, 03 = 1536,6 º С.

Приймаються середнє значення перегріву металу, рівним 120 ° С (за таблицею 2). У результаті необхідна температура металу в конвертері в кінці продувки повинна бути:

t м = 1536,6 + 120 = 1656,6 ° C.

Таким чином, в кінці продувки в конвертері необхідно отримати 240 тонн рідкого металу, що містить 0,03% вуглецю і має температуру 1656,6 ° С.

3. Визначення витрати брухту на плавку

Металевий брухт є найважливішим, після рідкого чавуну, вихідним залізовмісних матеріалом конвертерної плавки. Він виконує роль основного охолоджувача процесу окисного рафінування, завдяки якому забезпечується необхідна температура металу. Маса брухту повинна визначатися з умов балансу тепла конвертерної плавки. Надлишок тепла процесу витрачається на переробку еквівалентної маси брухту.

Однак брухт вносить хімічні елементи, які беруть участь в окислювальному рафінуванні, як і елементи чавуну. Тому величина маси брухту використовується на початку розрахунку в рівняннях балансу елементів, а правильність вибору її може бути встановлена ​​тільки в кінці розрахунку при складанні теплового балансу плавки. Критерієм оцінки може служити розраховане значення температури металу.

Для початку розрахунку можна було б вибрати витрата брухту довільно із зазвичай спостерігається на практиці інтервалу значень (20 ... 25%), провести всі розрахунки до визначення температури металу, порівняти її з необхідною і повернутися до початку розрахунку, скоригувати величину витрати брухту та розрахунок повторити. Успіх розрахунку (кратність повторення) залежить від вдалого початкового вибору.

Для швидкого наближення використовують емпіричні співвідношення між масою брухту і різними відомими параметрами плавки. Їх ефективність буде залежати від того, на скільки умови конкретної плавки відповідають умовам, при яких отримані розрахункові залежності. Можна використовувати таку спрощену формулу, отриману за усередненими параметрами для умов Магнітогорського конвертерного цеху, коли брухт є єдиним охолоджувачем:

G л = 17,85 + 4,2 · ([C] ч - 4,0) + 7,6 · ([Si] ч - 0,5) + 0,034 · (t год - 1330) + 17,0 · (0,12 - [С] м) + 0,049 · (1650 - t м),

де G л - Витрата лому на плавку,% (кг/100 кг металошихти);

[С] ч, [Si] ч - відповідно вміст вуглецю і кремнію в чавуні,%;

t ч, t м - відповідно температура чавуну і металу, ° С.

Всі величини, що входять в цю формулу, відомі. Тому:

G л = 17,85 + 4,2 · (4,0-4,0) + 7,6 · (0,6-0,5) + 0,034 · (1400-1330) + 17,0 · (0, 12-0,03) + 0,049 · (1650-1656,6) = 23%.

В якості твердого окислювача, що грає роль додаткового охолоджувача, використовуються окатиші. Оцінимо охолоджуючу здатність цього матеріалу:

σ то = 0,062 · Fe - 0,014 · (FeO) то - 0,633,

де σ то - коефіцієнт еквівалентності твердого окислювача як охолоджувача

по відношенню до лому, кг / кг;

F е - вміст заліза у твердому окислювачі,%;

(FeO) то - зміст FeO в твердому окислювачі,%.

Приймаємо: Fe = 63,0%; (FeO) то = 1,0%.

Тоді σ то = 0,062 · 63,0 - 0,014 · 1,0 - 0,633 = 3,26 кг / кг.

Отже, 1 кг окатишів за охолоджувального ефекту еквівалентний 3,26 кг брухту.

На плавку витрачається 0,6% окатишів (або 0,6 кг на 100 кг металошихти). Значить, витрата брухту повинен бути зменшений відповідно до коефіцієнта еквівалентності на 0,6 · 3,26 = 1,96 кг.

Таким чином, орієнтовний витрата лому на плавку складе:

23 - 1,96 = 21 кг.

4. Розрахунок окислення домішок металевої шихти

Для вирішення цієї задачі спочатку необхідно визначити середній хімічний склад металевої шихти і залишкові вмісту домішок в металі в кінці продувки.

Середній хімічний склад металевої шихти визначаємо відповідно до витратами чавуну і брухту на плавку і їх хімічним складом. Оскільки витрата лому був визначений раніше, то витрата чавуну (G ч) складе:

G ч = 100 - 21 = 79 кг.

Хімічний склад чавуну зазначений у таблиці 3. Оцінимо склад металевого брухту. Очевидно, він залежить від того, відходи яких марок сталей складають брухт. Часто відомості про це носять приблизний характер. Можна вважати, що брухт має хімічний склад, близький до середнього складу сталей, виплавлюваних вітчизняної металургією в найбільшій кількості - низьковуглецевих звичайної якості. У цьому випадку брухт може містити 0,1 ... 0,2% С; 0,20 ... 0,25% Si, 0,4 ... 0,5% М n; менше 0,04% Р і S.

Приймаються (табліца3): [С] л = 0,1%; [Si] л = 0,2%; [Mn] л = 0,5%; [Р] л = 0,04%; [S] л - 0,04%.

Таблиця 3 - Хімічний склад металевих шихтових матеріалів

Матеріал

Масова частка елементів%


З

Si

Mn

P

S

Чавун рідкий

Лом металевий

4, 0

0, 1

0, 6

0, 2

0, 7

0, 5

0, 15

0, 4

0, 025

0, 04

Слід мати на увазі, що у виробничих умовах разом з рідким чавуном в конвертер потрапляє так званий міксерних шлак. Це та частина доменного шлаку на поверхні чавуну, і матеріал футеровки міксерів (пересувних або стаціонарних), і продукти окислення домішок чавуну, та ін міксерних шлак зазвичай містить багато кислотних оксидів і сірки, а тому є небажаним матеріалом при виробництві сталі.

Технологією виплавки стали передбачається видалення міксерного шлаку з поверхні чавуну перед заливкою його в конвертер. Тим не менше, частина шлаку залишається і бере участь у формуванні конвертерного шлаку. Необхідно враховувати кількість і склад міксерного шлаку при розрахунках плавки. Зазвичай буває відома сумарна маса чавуну і шлаку, так як їх зважують у заливальному ковші загальною масою. Тому кількість міксерного шлаку оцінюють у відсотках до маси чавуну. До видалення шлаку з заливального ковша ця кількість становить 0,5 ... 2,0%, а після його завантаження - 0,2 ... 1,0% до маси чавуну. Для розрахунку приймаємо G мш = 0,5%. Однак будемо враховувати наявність міксерного шлаку тільки при формуванні конвертерного шлаку, нехтуючи його впливом на середній склад металошихти.

Подібне зауваження відноситься і до якості металевого брухту. Лом завжди частково окислений з поверхні і надходить в конвертер з деякою кількістю сміття: піском (основний компонент - SiO 2) і глиною (А l 2 О 3). Окисненість і засміченість брухту оцінюють у відсотках до маси брухту, що складає в межах 0,5 ... 2,0% для кожного. Відносно невеликий витрата лому на плавку дозволяє знехтувати впливом окалини і сміття у брухті при спрощених розрахунках.

З урахуванням цих зауважень розрахунок середнього хімічного складу шихти представлений в таблиці 4.

Визначимо залишковий вміст домішок в металі в кінці продувки. Зміст вуглецю було встановлено раніше: [C] м = 0,03%.

Кремній при виплавці сталі в конвертері з основною футеровкой окислюється практично повністю, тому [Si] м = 0%.

Марганець, фосфор і сірка під час продувки частково видаляються з металу. Ступінь їх видалення залежить від умов ведення плавки (складу шлаку та металу, їх температури) і моменту закінчення продувки. Зазвичай спостерігаються значення ступеня видалення елементів наведені в таблиці 5.

Таблиця 5 - Ступінь видалення елементів (%) з металу за час продувки в кисневому конвертері

Хімічний елемент

Зміст вуглецю в металі в кінці продувки,%


<0, 10

0, 10 ... 0, 25

> 0, 25

Марганець

Фосфор

Сірка

80 ... 85

90 ... 95

45 ... 50

75 ... 80

85 ... 90

40 ... 45

70 ... 75

80 ... 85

35 ... 40

Для умов прикладу розрахунку при [С] м = 0,03% відповідно до даних таблиці приймаємо ступінь видалення марганцю 83%, фосфору 93% і сірки 47%.

Тоді:

[Mn] м = 0,66 (100 - 83) / 100 = 0,111 кг;

[Р] м = 0,128 · (100 - 93) / 100 = 0,0089 кг;

[S] м = 0,027 · (100 - 47) / 100 = 0,014 кг.

Розрахунок окислення домішок шихти представлений в таблиці 6.

Таблиця 6 - Розрахунок окислення домішок шихти

Розрахунковий показник

З *

Si

Mn

P

S **

Все-

го


Все-го

Окисляє-ся до СО

Окислюється до СО 2






Містить-ся в шихті, кг

3, 18

-

-

0, 51

0, 66

0, 128

0, 027

-

Залишається після продувки, кг

0, 03

-

-

0, 000

0, 111

0, 0089

0, 4 січня

-

Видаляється при продувці, кг

3, 15

3, 15.0, 9

= 2,84

3, 15.0, 1

= 0, 31

0, 51

0, 55

0, 119

0, 1 березня

4, 34

Потрібно кисню, кг

м 3 ***

-



2,84 · 16/12 =

3,79

2,65



0, 31 · 2.16 / 12 = 0,83

0, 58


0, 5 1.2 ·

16/28 =

0, 58

0, 41


0, 55 ·

16 / 55 =

0, 16

0, 11

0,119 · 5.16 / (2.31) = 0,153

0,107

-

-




5,51

3,86

Утворюється оксидів, кг

-

6,63

1,14

1,09

0,71

0,272

0,013

9,855

*) Приймаємо, що 90% вуглецю, що видаляється при продувці, окислюється до СО, а 10% - до СО 2, залишкові змісту вуглецю в металі у% и кг відрізняються несуттєво, оскільки вихід рідкого металу зазвичай становить 90 ... 92%.

**) Приймаємо, що вся видаляється з металу сірка переходить в шлак, нехтуючи малою кількістю її окислення до газоподібних продуктів.

***) Перерахунок в м 3 виробляється з умови, що 32 кг кисню займають об'єм 22,4 м 3.

5. Розрахунок кількості і складу шлаку

Шлак утворюється в результаті окислення домішок металевої шихти і розчинення неметалічних матеріалів. Необхідно визначити кількість та склад утворюється шлаку.

Попередньо встановимо кількість і склад неметалічних матеріалів (таблиця 7).

У таблиці 7 наведені значення величин, що звичайно спостерігаються у виробничій практиці. Для розрахунку необхідно вибрати конкретні значення з використанням заданих величин так, щоб вміст компонентів у матеріалі в сумі становило 100%.

Приймаємо: витрата плавикового шпату - 0,2 кг; твердого окислювача (котунів) - 0,6 кг; міксерного шлаку - 0,5% до маси чавуну (за пунктом 4) або 80.0, 5 / 100 = 0,4 кг . Приймаються витрата робочого шару футеровки конвертера на кожну плавку 0,5 кг/100 кг металошихти, що дозволяє мати стійкість футеровки 850 ... 900 плавок. Зазвичай робочий шар футеровки виконують з смолодоломитів (М g О = 35 ... 50%; Са O = 45 ... 65%), смоломагнезітодоломіта (MgO = 50 ... 75%; СаО = 15 ... 45%), періклазографіта (М g Про не менш 72% і вуглецю 6 ... 20% або М g Про не менше 84% і вуглецю 6 ... 14%). В якості матеріалу футеровки виберемо смоломагнезітодоломіт.

Таблиця 7 - Кількість та склад неметалічних матеріалів, використовуваних в конвертерної плавки

Матеріал

Витрата на плавку,%

Міститься в металі,%



СаО

SiO 2

Fe 2 O 3

FeO

П.п.п. *

Інші

Іто-

го

Вапно

Плавиковий шпат

Твердий окислювач

Футеровка конвертера

Міксерних шлак

4,0 ... 11,0

0,1 ... 0,4


0,0 ... 1,5


0,2 ... 1,0


0,2 ... 2,0

80 ... 92

0 ... 5


1 ... 14


15 ... 65


25 ... 35

1 ... 5

3 ... 20


4 ... 12


1 ... 5


30 ... 40

-

-


58 ... 90


1 ... 2


0 ... 1, 5

-

-


1 ... 18


-


5 ... 7

5 ... 10

-


-


2 ... 20 ***


-

5 ... 15

75 ... 95 **


5 ... 10


40 ... 80


10 ... 25

100

100


100


100


100

*) П.п.п. - Втрати при прожарюванні вапна складаються в основному з

СО 2, що утворюється при розкладанні необпаленої вапняку.

**) Головним компонентом плавикового шпату є CaF 2.

***) Зміст вуглецю в вогнетривкому матеріалі.

Для вибору складу окатишів визначимо вміст Fe 2 O 3 в них за заданим значенням Fe і FeO:

Fe 2 O 3 = (63,0 - 1,0 · 56/72) · 160/112 = 88,89%.

Витрата вапна будемо визначати розрахунком за балансом оксидів СаО та SiO 2. Кількість і склад неметалічних матеріалів, необхідних для подальших розрахунків, зведені у таблиці 8.

Таблиця 8 - Кількість та склад неметалічних матеріалів, використовуваних у розрахунку конвертерної плавки

Матеріал

Витрата на плавку,%

Міститься в металі,%



СаО

SiO 2

Fe 2 O 3

FeO

П.п.п. *

Інші

Разом


Вапно

Плавиковий шпат

Твердий окислювач

Футеровка конвертера

Міксерних шлак

Визначається розрахунком

0,2


0,6


0,5


0,4


85,0

5, 0


2,0


30,0


35,0


1,0

15,0


4,0


3,0


4 0, 0


-

-


88,9


2,0


1,0


-

-


1,0


-


6,0


5,0

-


-


-


-


9,0

80,0


3,0


65,0


18,0


100

100


100


100


100

Для розрахунку витрати вапна, а в подальшому для визначення кількості і складу шлаку, зручно скласти таблицю 9. Спочатку заповнимо всі перші колонки таблиці 9, включаючи колонку «Разом».

Витрата вапна визначимо за формулою:

,

де G з - витрату вапна, кг/100 кг металошихти;

По-основність шлаку;

(SiO 2) - надходження в шлак SiO 2 з усіх джерел, крім вапна, кг;

(ΣCaO) - те ж, СаО, кг;

(СаО) з - зміст СаО у вапні,%;

(SiO 2) через те ж, SiO 2,%.

Основність шлаку звичайно змінюється в межах 2,5 ... 4,0 (найчастіше 3,0 ... 3,5). Для більш глибокого видалення сірки та фосфору прагнуть мати максимальну основність, але не приводить до погіршення жидкоподвижность шлаку.

Приймаються В = 3,5.

Тоді:

Тепер можна заповнити колонку «Вноситься вапном» в таблиці 9.

Для заповнення решти двох колонок таблиці 9 необхідно визначити рівень концентрації оксидів заліза в шлаку. Вміст оксидів заліза в шлаку не має прямого зв'язку з їх кількістю в шихтових матеріалах, а залежить, в першому наближенні, від змісту вуглецю в металі і питомої витрати дуття знизу (таблиця 10).

У процесі продувки оксиди заліза надходять в шлак при окисленні заліза металевого розплаву киснем дуття і при розчиненні неметалічних матеріалів. Частина оксидів заліза бере участь у процесах окисного рафінування. Вміст оксидів заліза в шлаку в кінці продувки залежить від співвідношення процесів їх утворення і витрачання. У свою чергу ці процеси залежать від конкретних параметрів плавки.

Для спрощення розрахунків умовно будемо вважати, що всі оксиди заліза, що надходять в конвертерну ванну з неметалевими матеріалами, повністю розкладаються на залізо, переходить у рідкий метал, і кисень, який бере участь в окисленні домішок. У той же час оксиди заліза шлаку утворюються за рахунок окислення заліза металевого розплаву киснем дуття.

За даними таблиці 10 приймаємо FeO = 20% і Fe 2 O 3 = 7%. Записуємо ці значення в останню колонку таблиці 9. На всі інші оксиди шлаку в кількості 7,314 кг припадає 100 - (20 +7) = 73%. Звідси визначаємо загальна кількість шлаку: 7,314 · 100/73 = 10,019 кг і заповнюємо всі залишилися колонки і рядки таблиці 9.

При виплавці IF-сталі кінцевий шлак конвертерної плавки повинен містити не більше 7% SiO 2, що дозволить зменшити до прийнятного рівня відновлення з нього кремнію при подальшому мікролегування металу титаном. Для отримання зазначеного змісту SiO 2 в шлаку плавку сталі в конвертері слід вести з видаленням проміжного шлаку після введення приблизно 1 / 3 від розрахункової кількості кисневого дуття.

6. Розрахунок витрати дуття

Як дуття для продувки металу зверху використовуємо технічно чистий кисень з вмістом 99,5% кисню. Витрата дуття визначимо по балансу кисню, враховуючи, що крім дуття, кисень надходить у ванну при розкладанні оксидів заліза неметалічних матеріалів, а витрачається не тільки на окислення домішок металу, але і на допалювання частини СО до СО 2, окислювання заліза, а також частково розчиняється в металі і губиться в газову фазу на початку продувки.

Раніше була визначена потреба в кисні для окислення домішок металу (таблиця 6): 5,51 кг або 3,86 м 3. Визначимо витрата кисню на окислювання заліза.

У таблиці 9 в передостанній колонці записано кількість FeO (2,004 кг) і Fe 2 O 3 (0,700 кг) в шлаку. Для їх утворення потрібно кисню:

2,004 · 16/72 + 0,700 · 48/160 = 0,321 кг або 0,321 · 22,4 / 32 = 0,22 м 3.

При цьому окислюється заліза:

2,004 + 0,700-0,321 = 2,383 кг.

Визначимо витрата кисню на допалювання СО. У залежності від положення фурми щодо поверхні металу 5 ... 15%, а при використанні двоярусних фурм до 25%, що утворюється СО окислюється до СО 2. Приймаємо: 10% СО окислюється до СО 2.

За реакцією {CO} +0,5 {O 2} = {СО 2} на кожні 28 кг СО потрібно 16 кг або 11,2 м 3 О 2.

Так як при окислюванні вуглецю утворилося 6,63 кг СО (таблиця 6), то для окислення 10% цієї кількості (0,663 кг) буде потрібно кисню:

0,663 · 16/28 = 0,379 кг або 0,379 · 22,4 / 32 = 0,265 м 3.

З неметалевими матеріалами надходить 0,03 кг FeO і 0,458 кг ​​Fe 2 O 3 (таблиця 9).

При їх повному засвоєнні утворюється кисню:

0,03 · 16/72 + 0,458 · 48/160 = 0,144 кг або 0,144 · 22,4 / 32 = 0,101 м 3.

При цьому відновлюється заліза:

0,03 + 0,458 - 0,144 = 0,344 кг.

Тепер визначимо загальну потребу в кисні дуття для окисного рафінування (V k):

V k = 5,510 + 0,321 + 0,379 - 0,144 = 6,066 кг або 4,246 м 3.

Зазвичай 5 ... 10% o т цієї кількості (приймаємо 8%) припадає на втрати кисню в газову фазу і розчинення його в металі з урахуванням вмісту кисню в дуття (99,5%). Визначимо загальний витрата дуття (V д):

V д = (6,066 · 8 / 100 + 6,066) · 100/99, 5 = 6,584 кг або 4,609 м 3.

Надлишок дуття приблизно складе 6,584 · 8 / 100 = 0,527 кг.

7. Розрахунок виходу рідкої сталі перед розкисленням і складання матеріального балансу плавки

Спочатку складемо баланс металу за період окисного рафінування.

Прихід металу складається з 100 кг металошихти (чавуну і брухту) і заліза, відновленого з неметалічних матеріалів.

Видаткова частина балансу металу включає в себе маси окислилися домішок (4,340 кг, за таблицею 6), заліза (2,383 кг, за пунктом 6), втрати металу з виносами і викидами (зазвичай 1 ... 2%, приймаємо 1 кг), масу міксерного шлаку (0,4 кг, за таблицею 8) і втрати заліза з пилом.

Масу заліза, теряемого з пилом, можна визначити за формулою:

G п = 0,00001 · V г · К п · Fe п,

де G п - маса заліза, що втрачається з пилом під час продувки, кг;

V r - об'єм утворюються газів, м 3;

До п - концентрація пилу в газі, г / м 3 (зазвичай 150 ... 250 р. / м 3);

Fe п - вміст заліза в пилу,% (зазвичай 60 ... 80%).

У процесі продувки гази утворюються в результаті окислення вуглецю і надходження втрат при прожарюванні з неметалічних матеріалів (надходженням азоту з дуття нехтуємо). Маса, обсяг і склад утворюються газів визначаються у таблиці 11.

Приймаються До п = 200 р. / м 3, Fe п = 70%.

Таблиця 11 - Розрахунок кількості газоподібних продуктів плавки

Джерело надходження

Кількість, кг


СО

СО 2

Всього

Окислювання вуглецю

6,630

1,140

7,770

Вапно

-

4,33 · 5 / 100 = 0,216

0,216

Спалювання частини З

-0,663

0,663 · 44/28 = 1,042

0,379

Дуття знизу

-

-

-

Разом

кг

5,967

2,398

8,365


м 3

5,967 · 22,4 / 28 = 4,774

2,398 · 22,4 / 44 = 1,221

5,995

Склад газу,%

79

21

100,0

Тоді G п = 0,00001 · 5,995 · 200.70 = 0,839 кг.

Таким чином, вихід рідкого металу перед розкисленням (G м) складе: G м = 100 + 0,344 - 4,340 - 2,383 - 1,0 - 0,4 - 0,839 = 91,38 кг.

Матеріальний баланс плавки зведемо в таблицю 12.

Таблиця 12 - Матеріальний баланс плавки

Визнач

Отримано

Найменування

кг

Найменування

кг


Чавун рідкий

Лом металевий

Окатиші

Вапно

Плавиковий шпат

Дуття:

зверху

знизу

Футеровка конвертера

Невязка



79,000

21,000

0,600

4,330

0,200


6,584

-

0,500

0,084


Метал рідкий

Шлак

Газ

Надлишок дуття зверху

Виноси і викиди

Втрати заліза з пилом


91,380

10,019

8,365

0,527

1,000

0,839

Разом

112,214

Разом

112,214

8. Складання теплового балансу плавки та визначення температури металу

Прихід тепла

а) Фізичне тепло рідкого чавуну:

Q ч = G ч / (61,9 + 0,88 · t год),

де Q ч - фізичне тепло рідкого чавуну, кДж;

t ч - Температура рідкого чавуну, ° С.

Відомо: G ч = 79,0 кг; t ч = 1400 ° С.

Тоді Q ч = 79,0 · (61,9 + 0,88 · 1400) = 102218,1 кДж.

б) Тепловий ефект реакцій окислення домішок шихти:

Q x = 14770 · [С] ok + 26970 · [Si] ok + 7000 · [Mn] ok + 21730 · [Р] ok

де Q x - тепло від окислення домішок металошихти, кДж;

[С] ок - кількість оксидів вуглецю, кг;

[Si] ок-то ж, кремнію, кг;

[Мп] ок-то ж, марганцю, кг;

[Р] ок-то ж, фосфору, кг;

Відомо: [С] ок = 3,15 кг; [Si] ок = 0,51 кг; [М n] ок = 0,55 кг; [Р] ок = 0,119 кг (таблиця 6).

Тоді Q х = 14770.3, 15 + 26970.0, 51 + 7000.0, 55 + 21730.0, 119 = 66716,07 кДж.

в) Хімічне тепло утворення оксидів заліза шлаку:

Q Fe = 3707 · G FeO +5278 · G Fe 2 O 3,

де Q Fe - парниковий ефект від окислення заліза, кДж;

G FeO - кількість FeO в шлаку, кг;

G Fe 2 O 3 - кількість FeO в шлаку, кг.

Відомо: G FeO = 2,004 кг; G Fe 2 O 3 = 0,700 кг (по таблиці 9).

Тоді

Q Fe = 3707.2, 004 + 5278.0, 700 = 11123,4 кДж.

г) Тепловий ефект реакцій шлакоутворення:

,

де Q ш o - тепло утворення сполук в шлаку, кДж;

G C а O - кількість СаО в шлаку, кг;

G SiO 2 - те ж, SiO 2, кг.

Відомо: G З a О = 3,992 кг; G SiO 2: = 1,363 кг (по таблиці 9).

Тоді

Q шо = 628.3, 992 + 1464.1, 363 = 4502,4 кДж.

д) Тепло допалювання СО:

Q СО = 10100 · G co · Z,

де Q co - хімічне тепло окиснення СО, кДж;

G co - кількість СО, допалює в порожнині конвертера, кг;

Z - частка тепла, переданого конвертерної ванні (зазвичай Z = 0,1 ... 0,3).

Відомо: G СО = 0,663 кг (за таблицею 11).

Приймаються Z = 0,2. Тоді Q co = 10100.0, 663.0, 2 = 1339,3 кДж.

Загальний прихід тепла становить:

102218,1 + 66716,07 + 11123,4 +4502,4 + 1339,3 = 185899,27 кДж.

Витрата тепла

а) Фізичне тепло рідкого металу:

Q м = (54,8 + 0,84 · t м) · G м,

де Q м - тепломісткість рідкого металу, кДж; G м - вихід рідкого металу, кг;

t м - розрахункова температура металу, ° С.

Відомо: G м = 91,38 кг. Тоді

q m = (54,8 + 0,84 · t M) · 91,38 = 5007,6 + 76,76 t м.

б) Фізичне тепло шлаку:

Q ш = (2,09 · t M -1379) · G ш,

де Q ш - тепломісткість рідкого шлаку, кДж;

G ш - кількість що утворюється шлаку, кг.

Відомо: G ш = 10,019 кг (див. табл. 9). Тоді

Q ш = (2,09 · t м - 1379) 10,019 = 20,94 · t М - 13816,2.

в) Фізичне тепло відхідних газів:

Q г = (1,32 · t р - 220) · (G CO + Gco 2),

де Q г - тепломісткість утворюються газів, кДж;

t р - середня температура відхідних газів, º С;

G СО - кількість що утворюється СО, кг;

G з o 2 - те ж, СО 2, кг.

Відомо: Gco = 5,967 кг; G CO 2 = 2,398 кг (за таблицею 11).

Приймаються t r = 2000 ° С. Тоді:

Q г = (1,32 · 2000 - 220) · (5,967 + 2,398) = 20243,3 кДж.

г) Витрати тепла на розкладання оксидів заліза неметалічних матеріалів.

Ця стаття теплового балансу розраховується за формулою, аналогічною для розрахунку Q Fe в прибутковій частині цього балансу. Для розрахунку враховують тільки оксиди заліза, що надходять в конвертер з неметалевими матеріалами (за таблицею 9):

Q Fe = 3707.0, 03 + 5278.0, 458 = 2529 кДж.

д) Втрати тепла з виносами і викидами:

Q в = (54,8 + 0,84 · t мс) G в,

де Q в - втрати тепла з виносами і викидами, кДж;

G в - загальна кількість виносів та викидів, кг;

t мс - середня температура металу, ° С (зазвичай найбільші виноси і викиди спостерігаються в період максимальної швидкості окислення вуглецю, коли температура металу знаходиться в інтервалі 1500 ... 1600 ° С).

Відомо; G B = 1,0 кг. Приймаються t мс = 1550 ° С. Тоді:

Q в = (54,8 + 0,84 · 1550) · 1,0 = 1 357 кДж.

е) Витрати тепла на пилоутворення (Q п):

Q п = (54,8 + 0,84 · t р) · G п.

Відомо: t р = 2000 ° C; G п = 0,839 кг.

Тоді Q п = (54,8 + 0,84 · 2000) · 0,839 = 1455,49 кДж.

ж) Тепло на розкладання карбонатів:

Q к = 4038 · G к.

де Q к - тепло, що витрачається на розкладання карбонатів (на випал недоразложівшегося вапняку у вапні - недопалу), кДж;

G к - кількість СО 2 у вапні, кг.

Відомо: G к = 0,216 кг (за таблицею 11).

Тоді Q к = 4038.0, 216 = 872,21 кДж.

з) Теплові втрати.

У цю статтю (Q тп) включають всі види теплових втрат та невраховані статті витрат тепла. Зазвичай вони становлять 2 ... 4% від загального приходу тепла. Прийнявши величину теплових втрат, що дорівнює 3% від приходу тепла, отримаємо:

Q тп = 185899,27 · 3 / 100 = 5576,98 кДж.

Загальна витрата тепла складе 5007,6 + 76,76 t м + 20,94 · t М - 13816,2 + 20243,3 + 2529 + 1357 + 1455,49 + 872,21 + 5576,98 = 23225,38 + 97 , 7 t м. Прирівнявши прибуткову і витратну частини теплового балансу, визначимо температуру рідкого металу в кінці продування:

.

Визначимо величину перегріву металу над температурою початку затвердіння:

t пер = 1660,0 - 1530 = 130 ° С.

Підставивши знайдене значення температури металу в кінці продувки в статті «а» і «б» витрати тепла, складемо тепловий баланс плавки в конвертері (таблиця 13).

Таблиця 13 - Тепловий баланс плавки в конвертері

Прихід тепла

Витрата тепла

Статті приходу

Кількість

Статті витрат

Кількість


кДж

%


кДж

%

Фізичне тепло рідкого чавуну

Тепловий ефект реакцій окислення домішок

Хімічне тепло утворення оксидів заліза шлаку

Тепловий ефект реакцій шлакоутворення

Тепло допалювання СО

102218,1


66716,07



11123,4




4502,4



1339,3

55,0


35,0



6,7




2,7



0,6

Фізичне тепло рідкого металу

Фізичне тепло шлаку


Фізичне тепло відхідних газів



Витрати тепла на розкладання оксидів заліза неметалічних матеріалів

Втрати тепла з виносами і викидами

Витрати тепла на пилоутворення

Тепло на розкладання карбонатів

Теплові втрати

132813,0


21048,9



20243,3




2529





1357



1455,49


872,21



5576,98

70,3


12,6



10,7




1,3





0,7



0,8


0,6



3,0

Разом

185899,27

100,0

Разом

185899,27

100

9. Розрахунок розкислення сталі і її хімічного складу

Розкислення сталі здійснюється різними видами феросплавів при випуску металу в ківш (таблиця 14).

Таблиця 14 - Хімічний склад розкислювачів

Розкислювач

Масова частка елементів,%


C

Si

Mn

P

S

Феромарганець марки ФМн 05

Феромарганець марки ФМн 1,5

Феромарганець марки ФМн 75

Феромарганець марки ФМн 1,0

нб 0,5

нб 1,0

нб 1,5

нб 7,

нб 0,2

нб 2,0

нб 2,5

нб 2,0

нм 85

нм 85

нм 85

нм 75

нб 0,3

нб 0,3

нб 0,3

нб 0,45

нб 0,03

нб 0,03

нб 0,03

нб 0,03

Для розкислення використовується феромарганець марки ФМн75, склад якого наведено в таблиці 15.

Таблиця 15 - Хімічний склад обраних розкислювачів

Розкислювач

Масова частка елементів,%


C

Si

Mn

P

S

Феромарганець марки ФМн 75

7,0

2,0


75,0


0,45


0,03


Витрата феросплаву визначаємо за формулою:

,

де G ф - витрата феросплаву, кг;

[Є] с - середній вміст елемента в заданій марці сталі,%;

[Є] м - залишковий вміст елемента в металі в кінці продувки,%;

[Є] ф - вміст елемента в феросплави,%;

U e - чад елемента при раскислении,% (таблиця 16).

Таблиця 16 - Величини чаду провідного елементу (%) при раскислении стали в ковші

Провідний елемент феросплаву

Зміст вуглецю в металі в кінці продувки,%


<0,10

0,10 ... 0,25

> 0,25

Марганець

25 ... 35

20 ... 30

15 ... 20

Визначимо витрату феромарганцю.

Відомо; G м = 91,38 кг; [М n] с = 0,15%; [М n] м = 0,111 кг; [М n] фм = 75,0%.

Приймаються U Mn = 25% (за таблицею 16).

Тоді:

G фм = = 0,063 кг.

При раскислении ферромарганцем маса рідкої сталі збільшується. Збільшення маси металу майже в точності так само масі феромарганцю, так як частковий чад марганцю компенсується надходженням в метал приблизно такої ж кількості заліза з шлаку.

Отже, маса металу після розкислення ферромарганцем складе:

91,38 + 0,063 = 91,44 кг.

Визначення маси та хімічного складу сталі після розкислення, а також маси продуктів розкислення виробляється у таблиці 17.

Таблиця 17 - Баланс елементів при раскислении стали

Розрахунковий показник

C

Si

Mn


Залишається

Окислюється до СО

Залишається

Окислюється до SiO 2

Залишається

Окислюється до MnO

Міститься перед розкисленням, кг

0,03


0,000


0,111


Вноситься ферромарганцем, кг

50% *

0,002

50% *

0,002

70% *

0,0009

30% *

0,0004

75% *

0,035


25% *

0,012

Міститься після розкислення, кг

0,032

-

0,0009

-

0,146

-

Утворюється оксиду, кг

-

0,002 · 28/12 = 0,0047

-

0,0004 · 60/28 = 0,0009

-

0,071 · 71/55 = 0,015

Склад металу,%

0,035

0,001

0,160

Розрахунковий показник

P

S

Fe

Всього

Міститься перед розкисленням, кг

0,0089

0,014

91,22

91,38

Вноситься ферромарганцем, кг

100% *


0,0002

100% *


0,000

100% *


0,009

0,0471

Міститься після розкислення, кг

0,0091

0,014

91,23

91,44

Склад металу,%

0,009

0,010

99,8

100

10. Розрахунок витрат матеріалів на всю плавку і виходу продуктів плавки

За даними таблиці 12 з 100 кг металошихти виходить 91,38 кг рідкого металу. Відповідно до завдання необхідно провести в конвертері 240 т цього металу. Звідси визначимо витрата металошихти на плавку (G мш):

G мш = 240.100 / 91,38 = 262,6 т.

Так як в металошихти міститься 79,0% рідкого чавуну (за таблицею 12), то його витрати на плавку складе:

G ч = G мш · 79/100 = 262,6 · 79/100 = 207,5 т.

Тоді на плавку потрібно брухту:

G л = G мш - G ч = 262,6-207,5 = 55,1 т.

Витрата інших твердих матеріалів або вихід рідких продуктів плавки визначимо за формулою

G i = G мш · g i / 100,

де Gi - витрата будь-якого твердого матеріалу (вихід рідкого продукту плавки), т;

g i - те ж, кг/100 кг або%.

Для газоподібних матеріалів ця формула має вигляд

G г = 10 · g г · G мш,

де G г - витрата (вихід) газу, м 3;

g г - те ж, м 3 / 100 кг металошихти.

Тоді на плавку потрібно:

Винищити 262,6 · 4,33 / 100 = 11,4 т.

Окатишів 262,6 · 0,6 / 100 = 1,57 т.

Плавикового шпату 262,6 · 0,2 / 100 = 0,52 т.

Дуття зверху 262,6 · 10.4, 609 = 12103,23 м 3.

Феромарганцю 262,6 · 0,063 / 100 = 0,165 т.

Вихід продуктів плавки складе:

Рідкої сталі 262,6 · 91,44 / 100 = 240,1 т.

Шлаку 262,6 · (10,019 + 0,009 + 0,015) / 100 = 26,3 т.

Газа 262,6 · 10 · (5,995 + 0,0047 · 22,4 / 28) = 15752,7 м 3.

Пилу 262,6 · 0,839 / 100 = 2,2 т.

Виносів та викидів 262,6 * 1,0 / 100 = 2,6 т.

11. Визначення питомої інтенсивності продувки, тривалості плавки і продуктивності агрегату

Питома інтенсивність продувки технічно чистим киснем зверху i, м 3 / (т · хв) визначається як відношення заданої інтенсивності продувки до маси виплавленої сталі

i = 960/240, 1 = 3,99 м 3 / (т · хв).

Цей параметр є універсальним показником, оскільки використовується для характеристики режиму продування металу в конвертерах різної місткості. Зазвичай питома інтенсивність продувки змінюється в межах 2,0 ... 5,0 м 3 / (т · хв).

Тривалість основного технологічного періоду плавки - продувки - визначимо як час, необхідний для вдування в конвертер розрахункової кількості кисню. Так як потреба в дуття складає 12103,23 м 3, а за завданням інтенсивність продувки - 960 м 3 / хв, то тривалість продувки 12103,23 / 960 = 12,6 хв.

Тривалість інших періодів плавки виберемо із зазвичай спостерігаються на практиці значень (таблиця 18).

Таблиця 18 - Технологічні операції конвертерної плавки та їх тривалість

Технологічна операція (період) конвертерної плавки

Тривалість періоду, хв


існуюча

обрана

Огляд і підготовка конвертера до роботи

Завантаження брухту

Подача першої порції сипучих матеріалів

Заливка чавуну

Продування

Повалку конвертера, відбір проб металу і шлаку, вимірювання температури

Випуск металу, розкислення, легування

Злив шлаку

Невраховані операції і затримки

1 ... 10

2 ... 6

0 ... 2

2 ... 6

10 ... 20

3 ... 6


4 ... 9

2 ... 4

0 ... 5

1,0

2,0

1,0

3,0

12,6

4,0


6,0

2,0

3,6

Разом

30 ... 50

35,2

Річну продуктивність конвертера визначимо за формулою:

Р р = ,

де Р р - річна продуктивність конвертера, т;

1440 - кількість хвилин в добі;

N - кількість робочих днів у році;

G мк - вихід рідкої сталі після розкислення, т;

Т пл - тривалість плавки, хв.

Визначимо річну продуктивність одного безперервно працює конвертера. У цьому випадку N = 365 днів.

Тоді:

Р р = = 3,59 млн. т.

Щоб забезпечити таку продуктивність, в цеху необхідно мати два конвертера: один працює, а інший перебуває в ремонті або резерві.

Часто в цеху встановлюють три конвертери, що дає можливість безперервної роботи двох конвертерів. У цьому випадку продуктивність цеху дорівнює подвоєній продуктивності одного безперервно працює конвертера.

12. Позапічна обробка сталі

При виплавці IF-сталі в кисневому конвертері неможливо забезпечити необхідний хімічний склад сталі. Коригування хімічного складу металу, що виплавляється проводиться за допомогою його позапічної обробки.

Позапічна обробка отриманого металу зводиться до глибокого зневуглецювання металу на установці циркуляційного вакуумування, розкисленню металу алюмінієм на установці усереднювальної продувки та мікролегування титаном і ніобієм на агрегаті «піч-ківш».

Циркуляційний вакуумування конвертерної сталі в ковші дозволяє отримувати метал, який містить 0,003 ... 0,004% С. Для цього необхідно мати в металі перед обробкою 0,03 ... 0,06% С, коефіцієнт циркуляції - 8 ... 11, залишкове розрідження в кінці вакуумної обробки менш 1 мм. рт. ст. та обробку металу вакуумом при такому розрідженні не менше 10 хв. Обробка проводиться на циркуляційної установці вакуумування сталі.

Нагрівання IF-сталі на установці «піч-ківш» супроводжується підвищенням вмісту вуглецю зі швидкістю близько 0,0001% / хв. Основна причина науглероживания - надходження вуглецю від графітових електродів під час електронагріву металу. З метою обмеження надходження вуглецю слід скоротити тривалість нагрівання металу на установці «піч-ківш» до 10 ... 15 хв, для чого по закінченні вакуумної обробки потрібно мати метал з температурою 1600 ... 1610 ° С.

Мікролегування металу титаном і ніобієм має здійснюватися після глибокого розкислення алюмінієм (вміст алюмінію в металі не менш 0,055%) шляхом введення порошкового дроту. При цьому засвоєння титану складає в середньому 56%, а ніобію -   51%. При мікролегування металу титаном і ніобієм шляхом введення кускових матеріалів має місце нестабільний засвоєння мікролегірующіх елементів, що істотно ускладнює одержання заданого їх вмісту в металі.

Проведені раніше балансові розрахунки показали, що основним джерелом надходження кремнію в метал є шлак, що потрапив в сталерозливний ківш під час випуску металу з конвертера. Очевидно, що під час мікролегування металом титаном і ніобієм, що мають велике спорідненість до кисню, відбувається відновлення кремнію зі шлаку в метал. Ступінь відновлення можна зменшити шляхом зниження активності SiO 2 в шлаку, що знаходиться в ковші. Існує дві можливості для вирішення цього завдання - зменшити надходження шлаку в ківш при зливі металу з конвертера або знизити вміст оксиду кремнію в конвертерному шлаку до кінця плавки. Основним способом зниження активності SiO 2 в шлаку, що знаходиться в сталеразливочном ковші, є зменшення вмісту оксиду кремнію в конвертерному шлаку. Це завдання може бути вирішена шляхом видалення низькоосновних шлаку в першій половині періоду продувки конвертерної плавки.

Для мікролегування титаном і ніобієм на агрегаті «піч-ківш» замість кускових матеріалів почали застосовувати порошкову дріт з Фероніобій марки ФНб66, що містить 66% Nb, і ферротітаном марки ФТі70, що містить 70, 5% Ti. Спочатку проводиться мікролегування ніобієм, а потім титаном.

Витрата розкислювачів і легуючих для позапічної обробки сталі визначається аналогічно п. 9 і становить (на плавку): 0,17 т алюмінію; 0,26 т ФТі70; 0,28 т ФНб66.

Хімічний склад сталі марки IF після позапічної обробки представлений в таблиці 19.

Таблиця 19 - Хімічний склад отриманої сталі марки IF

Масова частка елементів,%

C

Si

Mn

S

P

Al

Ti

Nb

N

0,004

0,01

0,13

0,007

0,007

0,059

0,044

0,040

0,007

Після позапічної обробки проводиться розливання металу на машинах безперервного лиття заготовок.

Висновок

Процес виробництва IF-сталі для оцинкованого автолиста в киснево-конвертерному цеху повинен включати в себе плавку металу в конвертері з попередніми розкисленням його ферромарганцем в ковші, глибоке обезуглероживание металу на установці циркуляційного вакуумування, остаточне розкислення його на агрегаті усереднювальної продувки і мікролегування титаном і ніобієм на установці «піч-ківш».

Розглянута технологія забезпечує отримання сталі марки IF, яка містить не більше 0,007% С; 0,02% Si; 0,010% S; 0,012% P; 0,007% N, вміст марганцю і алюмінію в межах 0,010 ... 0,018% і 0,030 ... 0,060% відповідно і необхідний вміст титану і ніобію 0,030 ... 0,060%.

Список використаних джерел

  1. Кудрін В.А. Металургія сталі. - М.: Металургія, 1989. - 560 с.

  2. Біге А.М. Математичний опис і розрахунки сталеплавильних процесів. - М.: Металургія, 1982. - 160 с.

  3. Біге А.М., Колесніков Ю.О. Основи математичного опису та розрахунки киснево-конвертерних процесів. - М.: Металургія, 1970. - 229 с.

  4. Біге А.М., Біге В.А. Металургія сталі. - Магнітогорськ: МГТУ, 2000. - 544 с.

  5. Кудрін В.А. Позапічна обробка сталі та чавуну. - М.: МІСіС, 1992. - 256 с.

Додати в блог або на сайт

Цей текст може містити помилки.

Виробництво і технології | Курсова
228.2кб. | скачати


Схожі роботи:
Визначення параметрів основних типових з`єднань
Визначення основних параметрів автомобіля ЗІЛ-131
Визначення основних параметрів пружинних імпульсно-силових вузлів ручного механізованого інструменту
Розрахунок технологічних параметрів безперервного розливання сталі
Визначення параметрів косинусного випромінювача
Визначення параметрів тягової підстанції
Розрахунок основних параметрів складу
Інструментальні сталі Сталі для вимірювального інструмента Штамповий стали Тверді сплави
Визначення енергетичних параметрів газотурбінної установки
© Усі права захищені
написати до нас