Розрахунок киснево-конвертерної плавки

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

скачати


Зміст

  1. Розрахунок плавки при переділі звичайних чавунів в кисневих конвертерах

1.1 Основні завдання, які вирішуються при виробництві сталі

    1. Перспективи розвитку киснево-конвертерного виробництва.

  1. Розрахунок плавки при переділі звичайного чавуну в кисневому конвертері

2.1 Вихідні дані

    1. Матеріали з малозначних джерел, які беруть участь у плавці

2.3 Розрахунок загальної кількості утворюється шлаку

2.4 Максимально можлива витрата металевого брухту.

2.5 Фактичні витрати брухту з урахуванням додаткового охолоджувача.

2.6 Необхідний витрату вапна

2.7 Уточнення кількості шлаку

2.8 Попередній розрахунок кількості газу

2.9 Розрахунок виходу рідкого металу

2.10 Втрати металу з пилом (чад)

2.11 Залишковий вміст домішок в металі

2.12 Розрахунок кількостей видаляються домішок з металу

2.13 Витрата дуття і тривалості продувки

2.14 Маса металу в кінці продувки

2.15 Матеріальний баланс

2.16 Температура металу в кінці продувки

2.17 Розкислення металу

2.18 Маса і склад металу після розкислення.

2.19 Витрата металу на всю плавку

Список літератури

1 Розрахунок плавки при переділі звичайних чавунів в кисневих

конвертерах

    1. Основні завдання, які вирішуються при виробництві сталі

Метою плавки є отримання заданої маси рідкої сталі з необхідним хімічним складом і температурою при мінімальних витратах матеріально-сировинних, паливно-енергетичних і трудових ресурсів.

Отримання заданого хімічного складу пов'язане з протіканням складних фізико-хімічних процесів, більшість з яких важко керовані, а деякі не керовані взагалі. При цьому необхідно враховувати можливі межі параметрів протікання як керованих, так і некерованих приватних процесів.

Оскільки виплавка сталі виробляється в одному агрегаті, то з метою зниження ресурсоємності плавки прагнуть до максимального суміщення підпроцесів в часі.

Однак повне поєднання всіх приватних процесів виключено з причини їх суперечливості (окислювальний шлак має малу сіро-поглинальну здатність), що не дозволяє створити оптимальні умови рафінування всіх домішок.

Тому, у зв'язку з неможливістю проведення в одному робочому просторі всього комплексу технологічних операцій, пов'язаних з виплавкою якісної сталі, частина операцій виноситься в інше робоче простір, яким служить ківш.

Всі фізико-хімічні процеси, пов'язані з отриманням заданого вмісту домішок у готовій рідкої сталі і піддаються управлінню, діляться на дві групи:

  • рафінування металу;

  • розкислення - легування металу.

Обидва процеси проводять, як правило, послідовно. Рафінування металу, яке є більш складним завданням, зазвичай проводять у кілька стадій:

  1. Попереднє рафінування, яке зводиться до видалення з чавуну сірки, фосфору та інших домішок. Проводять його до подачі чавуну в сталеплавильний агрегат, як правило, - в чавуновозних ковшах.

  2. Основне рафінування, яке проводиться у сталеплавильному агрегаті за рахунок окислення домішок киснем дуття, газової фази і твердих окислювачів.

  3. Додаткове рафінування, яке проводять звичайно в сталеразливочном ковші шляхом обробки металу ТШС, в основному для видалення сірки.

  4. Дегазація металу з метою видалення водню, кисню та азоту. Її проводять методом вакуумної обробки або продувки нейтральним газом в сталеразливочном ковші.

Перша стадія за попередньою рафінування чавуну зводиться, головним чином, до обробки чавуну кальцинованої і каустичною содою, магнієм і рідким синтетичним шлаком в чавуновозних ковшах, з метою його десульфурації.

Друга стадія - основне (окисне) рафінування, яке при виробництві сталі масового споживання звичайно є єдиним видом рафінування. При його використання піддаються управлінню, перш за все, обезуглероживание, дефосфорация і десульфурация. Крім того, основна мета в управлінні плавкою стоїть у забезпеченні синхронного протікання процесів окисного рафінування та нагріву металу, тобто обидва ці процеси повинні закінчуватися одночасно.

Процес зневуглецювання металу регулюється зміною витрати кисню, що надходить у ванну. При цьому характерно, що реакція окислення вуглецю може бути як явно екзотермічної, якщо вона протікає за рахунок газоподібного кисню, так і різко ендотермічної, якщо вона протікає за рахунок кисню твердих окислювачів.

Цей факт використовується для регулювання температури ванни при синхронізації процесів зневуглецювання і нагріву ванни.

Процеси дефосфорации і десульфурації здійснюються регулюванням шлакового режиму плавки, тобто зміною хімічного складу і кількості шлаку.

Хімічний склад і кількість шлаку залежать, в основному, від кількості кремнію в чавуні і від витрати шлакоутворюючих матеріалів.

Тому розрахунки, пов'язані з управлінням шлаковим режимом (десульфурация і дефосфорация) зводяться до визначення кількості шлаку і відповідного витрати флюсів.

Розкислення - легування металу є обов'язковим і заключним етапом плавки, що забезпечує отримання заданого вмісту домішок у готовій сталі. Тому цей етап є досить відповідальним, оскільки визначає якість литого і готового металу.

1.2 Перспективи розвитку киснево-конвертерного

виробництва

У 1952 році на Новотульский металургійному заводі була створена експериментальна база ЦНДІ чермета з 10-ї тонним конвертером, на якому відпрацьовували технологічні режими для промислової реалізації конвертерного процесу.

22 вересня 1956 вперше в країні була освоєна промислова технологія конвертерного виробництва в реконструйованому бесемерівському цеху Дніпропетровського металургійного заводу імені Петровського. Так було завершено перший етап багаторічного пошуку, завзятої і наполегливої ​​праці вчених в союзі з виробництвом.

У грудні 1957 року на базі переобладнаних бесемерівський конвертерів криворізького металургійного заводу був введений в експлуатацію цех з чотирма знімними 50-і тонними конвертерами.

5 червня 1963 на Нижньотагільський металургійний комбінат був введений в дію перший класичний конвертерний цех з трьома 100 тонними конвертерами на звичайному передільного чавуну. У цеху вперше в країні була розроблена і впроваджена трехсопловая киснева фурма, яка дозволила оптимізувати технологічний режим плавки. У 1965 році цех був переведений на переділ ванадієвого чавуну за унікальною у світовій практиці технології дуплекс-процесом з отриманням на першій стадії кондиційного ванадієвого шлаку і на другій стадії - чистої природно-легованої сталі з вуглецевого напівпродукту. Цей цех послужив головним взірцем у поколінні цехів із 100-130 тонними конвертерів і першої школи підготовки фахівців для наступних конвертерних цехів.

У 1964-1965 роках були введені в дію конвертерний цех на Маріупольському комбінаті імені Ілліча, конвертерний цех № 2 на комбінаті Криворіжсталь і на Єнакіївському металургійному комбінаті.

Якісно новий етап у розвитку світового конвертерного виробництва ознаменувало введення в дію вперше у світовій практиці киснево-конвертерного комплексу з 3 на 110 тонними конвертерами в поєднанні з установкою МНЛЗ на Новолипецькому металургійному комбінаті 18 березня 1966. Комплекс був введений в дію спільними зусиллями радянських і австрійських фахівців. Освоєння цього комплексу поклало початок нової епохи в розвитку всього світового сталеплавленія, подальший розвиток якого пішло по шляху створення великих сталеплавильних комплексів конвертерів і установками МБЛЗ на основі вже розроблених і впроваджених у конвертерному цеху НЛМК теоретичних і практичних положень.

У подальшому з метою підвищення продуктивності цеху та вдосконалення технології реконструювали Газовідвідний тракт для проведення процесу без допалювання газів, що відходять; 110 тонні конвертера замінили вітчизняними 160 тонними; збільшили ємність розливних ковшів і вантажопідйомність кранів. Вперше у світі створена і впроваджена позапічна обробка сталі; розроблені і впроваджені в без розливання, раціональна конструкція футеровки з урахуванням диференційованого характеру її зносу і технологія факельного торкретування футерівки конвертера у вертикальному положенні.

6 листопада 1980 введено в дію цех з 400 тонними конвертерів і МНЛЗ на Череповецькому металургійному комбінаті, причому вперше у світовій практиці з використанням нізкомарганцовістого чавуну (0,2% Mn). Розроблена в цеху ресурсозберігаюча технологія переділу такого чавуну включає динамічний режим регулювання параметрів кисневої продувки відповідно до інтенсивності зневуглецювання та умовами раннього шлакоутворення. У цеху розроблена і освоєна комплексна технологія виплавки з позапічної обробки і безперервного розливання якісних сталей широкого сортаменту.

На базі розроблених технологічних основ також з використанням нізкомарганцовістого чавуну 2 листопаді 1990 року був введений нині найсучасніший конвертерний цех на Магнітогорському металургійному комбінаті.

Згодом провідні металургійні підприємства в умовах жорсткої ринкової економіки об'єднали зусилля, розробили та впровадили комплекс технологічних заходів і нового устаткування для збільшення продуктивності цехів до 8 млн. тонн на рік, докорінного поліпшення якості металу, включаючи освоєння нових високоякісних сталей.

Збільшення продуктивності цехів досягнуто в результаті введення нових потужностей (третього 400 тонного конвертера на ММК), підвищення ефективності та надійності роботи обладнання (приводи повороту конвертерів, опори підшипників, панелі котла-охолоджувача, труби Вентурі газоочистки з регульованим зазором), організації ремонту та монтажу в короткі строки (за 4-5 доби) великотоннажного устаткування конвертерів без скорочення обсягів виробництва в цеху; впровадження технології плавки на магнезіальних шлаках з нарощуванням шлакового гарнісажем, підвищує стійкість футеровки до 2800-4500 плавок; введення системи АСУТП плавки з використанням вимірювального зонда, що забезпечує скорочення плавки на 3 хвилини; в процесі безперервного розливання - впровадження методики контролю стану обладнання та прогнозування дефектних ділянок роликового полотна, що дозволяє скоротити простої МБЛЗ на проведення планових ремонтів; застосування гранульованих шлакоутворюючих сумішей, що забезпечують ослаблення зусилля витягування і збільшення стійкості стінок кристалізатора. Виконаний комплекс робіт дозволив збільшити річний обсяг виплавки конвертерної сталі з 4.81 млн. тонн в 1996 році до 7.31 млн. тонн в 1999 році у ВАТ ММК і з 4.8 млн. тонн в 1996 році до 7.35 млн. тонн в 1999 році у ВАТ «Северсталь », підвищити стійкість футеровки конвертерів до 2500 плавок у ВАТ ММК і до 4500 плавок у ВАТ« Северсталь », що вважається найкращими показниками у Росії.

Для поліпшення якості металу та розширення сортаменту якісних сталей розроблені і впроваджені технологія виробництва особливо низько сірчистої сталі (менше 0,005% сірки), включаючи внедоменную десульфурацию чавуну високоефективної сумішшю (25% оксиду магнію + 75% флюітізірованной СаО), виплавку в конвертері напівпродукту з чистої залізорудної металошихти замість металобрухту, глибоку дегазацію з промиванням конвертерної ванни інертними газами, позапічної обробки сталі рафінуючих шлакообразующим сумішами з наступною продувкою порошками і введенням порошкового дроту на основі металевого кальцію з метою глибокої десульфурації і модифікування неметалевих включень; в процесі безперервного розливання - технологія захисту рідкого металу на ділянці розливний ківш - кристалізатор з застосуванням ущільнювального матеріалу і подачі аргону в захисну трубу і дифузор, що дозволило подавати вдвічі збільшений вміст азоту під час розливання і стабільно отримувати не більше 0,006%.

Реструктуризація сталеплавильного виробництва містоутворюючих металургійних комбінатів з переорієнтацією мартенівського виробництва на конвертерне з МБЛЗ дозволило значно поліпшити екологічну обстановку (скоротити шкідливі викиди в 7 разів - від 76,8 до 10,53 тисячі тонн). У приземному шарі житлової зони концентрація пилу зменшилася від 0,68 - 1,07 до 0,064 - 0,08 мг / м 3.

В даний час в СНД працюють 16 конвертерних цехів з 47 конвертерами місткістю від 40 до 400 тонн.

Сучасні вітчизняні конвертерні цехи - це великі сталеплавильні комплекси з 350-400 тонними конвертерів і високопродуктивними МБЛЗ; вони обладнані установками десульфурації чавуну та позапічної обробки сталі, а також АСУТП. На базі використання новітніх наукових розробок у конвертерному виробництві досягнуті значні успіхи: освоєна технологія переділу чавунів різного складу (фосфористого, ванадієвого, нізкомарганцовістого тощо) і виплавки якісних сталей широкого сортаменту, включаючи стали відповідального призначення.

Для подальшого розвитку і вдосконалення конвертерного виробництва проводяться теоретичні та експериментальні дослідження з наступним напівпромисловим випробуванням і доопрацюванням по створенню нових технологічних процесів і різновидів самого конвертерного процесу, спрямованих на розширення сировинної бази конвертерного виробництва і сортаменту високоякісної сталі відповідального призначення, включаючи «чисті сталі»; енерго - та ресурсозбереження, охорону навколишнього середовища, комплексну автоматизацію та управління не лише технологічним процесом, але і виробництвом сталі в цілому.

2 Розрахунок плавки при переділі звичайного чавуну в кисневому

конвертері

2.1 Вихідні дані

Виконати розрахунок виплавки стали Ст3КП в кисневому конвертері ємністю 160 т.

Температура рідкого чавуну - 1300 ° С

Температура газів, що відходять -1600 ° C

Основний охолоджувач - брухт

Основний флюс - вапно

Додатковий флюс - боксит

Футеровка - смолодоломітовая

Ємність конвертера - 160т

В - основність шлаку 3

Хімічний склад металевої шихти,%

Найменування

З

Si

Mn

P

S

Fe

Чавун рідкий

3,9

0,8

0,7

0,15

0,05

94

Лом

0,2

0,15

0,5

0,04

0,04

99,07

Феромарганець

6

1

78

0,3

0,02

14,7

Готова сталь

0,18

0

0,45

0,03

0,03

?

Хімічний склад неметалевої шихти,%

З розрахунку на 100 кг

Матеріал

SiO 2

Al 2 O 3

Fe 2 O 3

FeO

MnO

CaO

MgO

P2O5

S

CO2

H2O

Шлаки міксерних

47,5

6,5

1,4

4

8

27,5

4,5

0,2

0,4

0

0

Вапно

2

0,8

0

0

0

85

2

0,1

0,1

9

1

Боксит

12

51

25

0

0

1

0,2

0,1

0,1

2

8,6

Футеровка

3,4

1,4

2,1

0

0

40,3

52,8

0

0

0

0

2.2 Матеріали з малозначних джерел, які беруть участь

в плавці

Такими джерелами надходження є: футеровки конвертера, міксерних і доменний шлак, оксиди заліза, кремнію і алюмінію, що потрапляють з металом.

До цієї категорії матеріалів, які беруть участь у плавці, відносять також боксит і плавиковий шпат.

Оскільки всі зазначені вище матеріали надходять з малозначних джерел, їх точний якісний облік неможливий.

Але їх вплив на процес шлакоутворення не викликає сумніву і тому відповідні дані для таких матеріалів звичайно приймають на основі середньостатистичних даних теорії і практики плавки.

Прийнято вважати, що кількість засмічень в металевому брухті становить 1 - 3%, в основному це:

SiO2 = 75% Al2O3 = 25%

Кількість окалини в металобрухт складає зазвичай 1 - 4%, в основному це: Fe2O3 = 69% FeO = 31%

З урахуванням того, що витрата металевого брухту в киснево-конвертерному процесі становить зазвичай 20 - 30%, можна вважати, що кількість засмічень з металевого брухту становитиме 0,25 - 0,75% .= 0,55%

Витрата футеровки конвертера прийнято вважати рівним 0,7 - 1,2 кг, бокситу - 0,6 - 1 кг, міксерного шлаку - 0,5 - 1,2 кг.

Таким чином, витрата матеріалів з ​​малозначних джерел, що беруть участь в утворенні шлаку, для розрахунку плавки можна прийняти:

Футеровка конвертера 1кг

Міксерних шлак 0,8 кг

Боксит 0,8 кг

Засмічення брухту 0,4 кг

2.3 Розрахунок загальної кількості утворюється шлаку

де:

В - основність шлаку (для киснево-конвертерного процесу - 3

[Si] чуг - вміст кремнію в чавуні, кг

[Si] л - вміст кремнію у брухті, кг

qSiO2 (ін) - кількість оксидів кремнію (SiO2), яке надходить в шлак з усіх джерел, крім металевої шихти, кг (для кк процесу - 0,75

Можливу ступінь дефосфорации визначаємо за формулою:

де:

[Р] ших - вміст фосфору в металевій шихті - для плавки на звичайному чавуні з одношлакового режимом приймають [Р] ших = [Р] чуг

qм1 - вихід рідкого металу (для киснево - конвертерного процесу становить): 88

ap1 - коефіцієнт розподілу фосфору між металом і шлаком, який дорівнює відношенню концентрації фосфору в шлаку до його концентрації в металі і для киснево-конвертерного процесу становить [P2O5]: [P] = 60

[Р] ост = 100 * 0,15 = 0,0326%

88 +0.437 * 60 * 14,19

У готовій сталі зміст фосфору до 0,03, а у нас0, 0326 що цілком припустимо, отже допустимо одношлакового варіант плавки

Визначимо далі ступінь десульфурації використовуючи формулу:

де:

S S ших - кількість сірки, що вноситься у ванну металевої шихтою (чавун, брухт)

S S ін - кількість сірки, що вноситься іншими шихтовими матеріалами (вапно, плавиковий шпат, рудні матеріали, вугілля, феросплави);

для практичних розрахунків допускається приймати: S S ших + S S ін = S S чуг

S S ГФ - кількість сірки, що переходить у газову фазу за таких реакцій:

[S] +2 [O] = {SO2}; (S) + 2 (FeO) = {SO2}; [S] + {O2} = {SO2}; (S) + {O2} = {SO2}

Відомо, що коефіцієнти розподілу сірки між окислювальним шлаком і металом приблизно можна визначити за емпіричною формулою: a s = 2 * B-2

або для звичайного процесу, де a s = 6

{S} ГФ = 8% від вмісту сірки в металевій шихті

Таким чином, за ступенем десульфурації металу одно-шлаковий режим повною мірою допустимо, оскільки вміст сірки в готової стали не

Перевищує 0,03%. Отже, за ступенями дефосфорации і десульфурації плавка може бути проведена за одно-шлаковому варіанту.

2.4 Максимально можлива витрата металевого брухту

Оскільки лом в киснево-конвертерному переділі є основним охолоджувачем і ціна однієї тонни його менше ціни тонни чавуну, то максимально можлива витрата брухту сприяє покращенню техніко-економічних показників процесу плавки, зниження собівартості сталі.

Максимально можлива витрата брухту q S л кг, розраховують за формулою:

де:

SD Н чуг хім і SD Н л хім - кількість тепла, що виділяється при повному окисленні 100 кг примісей чавуну і брухту, кДж

t чуг і t брухт - температура чавуну і брухту

0,88 і 0,7 - питомі теплоємності чавуну і брухту, кДж / КГК

Q шо, Q S FeO обр, Q CO дож - прихід тепла в результаті шлакоутворення, утворення оксидів заліза (FeO, Fe 2 O 3) шлаку і допалювання СО до СО 2 відповідно, кДж

Q шл фіз, Q р фіз, Q м хім - фізичне тепло шлаку, газу та металу відповідно, кДж

Q м хім - хімічне тепло, яке може виділиться при повному окисленні домішок готового металу, кДж

SD H (EFeO) рлраз - тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза, що містяться в 100 кг брухту, кДж

А - постійний член вираження, що включає теплові втрати від розкладання карбонатів, випаровування вологи шихти і інші малозначні статті втрат тепла; для киснево-конвертерного процесу він становить, А = 6000 - 7000кДж

Приймаються вихідні дані

А = 6500кДж t брухт = 0 ° C t чуг = 1300 ° C

Кількість тепла, що виділяється при повному окисленні 100 кг домішок чавуну, визначимо за рівнянням:

де:

[C] i, [Si] i, [Mn] i, [P] i - зміст окисляють домішок у чавуні,% за табл № 1

Н з 0, Н Si 0, Н Mn 0, Н P 0-стандартні теплові ефекти окислення цих домішок, кДж

Н з 0 = 14770кДж

Н Si 0 = 26970кДж

Н Mn 0 = 7000КДж

Н P 0 = 21730кДж

Таким чином:

Тепло шлакоутворення визначимо за рівнянням:

Q шо = q шл 1 * [6,28 * (CaO) +14,64 * (SiO 2) +41,84 * (P 2 O 5)]

Прийнявши:

(CaO) = 50%

(SiO 2) = 15%

(P 2 O 5) = 2%

вміст оксидів в шлаку і q шл 1 = 14,19

Q шо = 14,19 * (6,28 * 50 +14,64 * 15 +41,84 * 2) = 8759,2 кДж

Хімічне тепло утворення оксидів заліза шлаку в киснево конвертерному процесі з відношенням FeO до Fe 2 O 3 "два до одного", складе:

Q (EFeO) обр = 42,3 * q шл 1 * (S FeO)

де:

Температура в металі в кінці продування:

t м = 1530 + 80 * [C] + t

де:

зазвичай

[C] раск = 0,054%

приймаємо: [C] гот = 0,18%

t = 89 ° C

[C] = 0,18-0,054 = 0,126%

t м = 1530 +80 * 0,126 +89 = 1629,08 ° С

Загальний вміст оксидів в шлаку:

Хімічне тепло утворення оксидів шлаку:

Q (EFeO) обр = 42,3 * 14,19 * 19,14 = 11488,5 кДж

Тепло від допалювання в конвертері СО до СО2:

Q CO дож = 10100 * q CO S * U CO * Z

де:

10100-теплота допалювання СО до СО 2, кДж

U CO-частка допалює кількості СО у киснево-конвертерному процесі = 0,195

Z-частка тепла допалювання, передана ванні - коефіцієнт використання тепла допалювання = 0,795

q CO S -Загальна кількість СО, що виділяється з ванни (оскільки невідомо кількість витрати брухту, то беремо орієнтовно 25%)

Визначаємо вміст вуглецю в шихті:

S C ших = 0,75 * [C чуг] +0,25 * [C брухт] = 0,75 * 3,9 +0,25 * 0,2 = 2,98%

Кількість вуглецю, що видаляється під час продування:

D [C] = S C ших - [C] = 2,98-0,126 = ​​2,85 кг

при цьому утворюється оксиду вуглецю:

тобто Тепло від допалювання СО в порожнині конвертера до СО 2 складе:

Q CO дож = 10100 * 6,65 * 0,195 * 0,795 = 10412,3 кДж

Фізичне тепло металу складе:

Q М фіз = (54,8 +0,84 t m) * q м 1

де:

t м = t шл = 1629,08 ° С

q м = 88кг

Q М фіз = (54,8 +0,84 * 1629,08) * 88 = 125244кДж

Фізичне тепло шлаку:

Q ШЛ фіз = (2,09 * t шл -1379) * q шл 1 = (2,09 * 1629,08-1379) * 14,19 = 28745,8 кДж

Фізичне тепло газів визначаємо з урахуванням тільки СО та СО 2:

Q S газ фіз = (1,32 * t газ -220) * (q CO + q CO2)

З урахуванням того, що по ходу продувки плавки температура відхідних газів змінюється в межах 1350 - 1650 ° С, приймаємо:

t газ = 1600 ° С

Прийнявши співвідношення СО та СО 2 як: 80 до 20%, знайдемо їх кількості:

Тоді фізичне тепло відхідних газів з урахуванням СО і СО2 складе:

Хімічне тепло, яке виділяється при повному окисленні домішок кінцевого металу, визначаємо як:

Q м хім = (D Н С 0 * [C] + D H P 0 * [P] + D H Mn 0 * [Mn]) * 10 -2 * q m 1

де:

D Н С 0 - стандартний тепловий ефект окислення вуглецю = 14770кДж

D H Mn 0 - стандартний тепловий ефект окислення марганцю = 7000кДж

D H P 0 - стандартний тепловий ефект окислення фосфору = 21730кДж

Припускаємо, що в металі залишається 0,25% марганцю чавуну.

[Mn] = 0,25 * [Mn] чуг = 0,25 * 0,7 = 0,175%

Визначаємо хімічне тепло:

Q м хім = 10 -2 * (14770 * 0,126 +21730 * 0,0326 +7000 * 0,175) * 90 = 3415кДж

Тепло витрачається на повне розкладання оксидів заліза, що містяться в 100 кг брухту, складе:

SD Н S FeOрл раз = 4800 * n рк

де:

4800-тепловий ефект дисоціації 69,4% (Fe 2 O 3) і 30,6% (FeO)

n рк-вміст оксидів заліза в брухті: 3,1

Тоді:

SD Н S FeOрл раз = 4800 * 3,1 = 14880кДж

Кількість тепла утворюється при повному окисленні домішок брухту:

SD Н брухт хім = 14770 * [C] л +21730 * [P] л +7000 * [Mn] л +26970 * [Si] л

SD Н брухт хім = 14770 * 0,2 +21730 * 0,04 +7000 * 0,5 +26970 * 0,15 = 11368,7 кДж

Маючи вже всі дані, визначаємо максимально можлива витрата брухту (кг):

2.5 Фактичні витрати брухту з урахуванням додаткового

охолоджувача

Щоб виключити додувки по температурі (непередбачені ситуації), необхідно передбачити деякий резерв тепла. Це досягається заміною частини брухту на твердий окислювач (окалина, руда, агломерат). Коефіцієнт еквівалентності твердого окислювача по відношенню до лому:

s то = 0,062 * Fe то S - 0,014 * (Fe то) - 0,633

Відомо

(Fe то) = 1,3% кількість оксидів заліза в іржі брухту.

Загальний вміст заліза у твердому окислювачі визначаємо як:

Fe то S = 0,7 * (Fe 2 O 3) + 0,778 * (FeO) те = 0,7 * 86 +0,778 * 1,3 = 61,21%

тоді:

s то = 0,062 * 61,21-0,014 * 1,3-0,663 = 3,11

Приймаються витрата твердих окислювачів: q ок = 0,3 кг, тоді кількість брухту, яке необхідно замінити, складе:

q л = s то * q ок = 3,11 * 0,3 = 0,933

таким чином, фактичний максимальна витрата брухту з урахуванням твердих окислювачів складе:

q фл S = q S л - q л = 25,76-0,933 = 24,827 кг

2.6 Необхідний витрату вапна

Для визначення необхідного витрати вапна знаходимо вміст домішок в металевій шихті:

[S] ших = 10 -2 * (q чуг * [S] чуг + q л * [S] л)

де: q чуг = 100-q л = 100 -24,827 = 75,173 кг

[C] ших = 10 -2 * (75,173 * 3,9 +24,827 * 0,2) = 2,981%

[Si] ших = 10 -2 * (75,173 * 0,8 +24,827 * 0,15) = 0,639%

[Mn] ших = 10 -2 * (75,173 * 0,7 +24,827 * 0,5) = 0,65%

[P] ших = 10 -2 * (75,173 * 0,15 +24,827 * 0,04) = 0,123%

[S] ших = 10 -2 * (75,173 * 0,05 +24,827 * 0,04) = 0,048%

Витрата вапна визначаємо як:

D [Si] = [Si] ших - [Si] ост = 0,639-0 = 0,639%

D [P] = [P] ших - [P] ост = 0,123-0,0326 = 0,09%

Для спрощення розрахунків приймемо сумарне надходження SiO 2 з футеровки, міксерного шлаку, сміття брухту і окатишів q SiO2 ін = 0,848

Аналогічно для СаО - q CaO ін = 0,663

Таким чином витрату вапна складе:

2.7 Уточнення кількості шлаку

Уточнення кількості шлаку виробляємо за формулою:

Тут (S FeO) - що вноситься футеровкой, міксерних шлаком, бокситом, металобрухтом та окатишами, для скорочення розрахунку приймаємо рівним

(S FeO) = 18%, при співвідношенні (FeO) = 12%, (Fe 2 O 3) = 6%

D [Mn] = [Mn] ших - [Mn] ост = 0,65-0,45 = 0,2

Компоненти

Вноситься

Шлак


Група

хім. Фор

мула

футер

кою

міксер

шлаком

бокси

тами

сміттям

брухту

окалиною

брухту

окатишів

ми

Разом

вапном

метал

шихтою

Разом

Всього

%















1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

шлакоутворювальні без оксидів заліза

СаО

0,40

0,22

0,008

-

-

0,01

0,64

7,12

-

7,77

7,77

57,25


SiO2

0,03

0,38

0,09

0,3

-

0,01

0,82


0,16

1,36

2,36

2,37

17,46


Al2O3

0,01

0,05

0,41

0,1

-

0,006

0,58

0,06

-

0,64

0,64

4,76


P2O5

-

0,002

0,001

-

-

-

0,003

0,01

0,20

0,21

0,21

1,59


MnO

-

0,06

-

-

-

-

0,06

-

0,25

0,32

0,32

2,38


MgO

0,52

0,03

0,001

-

-

0,003

0,56

0,16

-

0,73

0,73

5,42


S

-

0,003

0,001

-

-

-

0,004

0,01

0,02

0,03

0,03

0,22


разом

0,97

0,75

0,51

0,4

-

0,03

2,68

7,54

1,85

12,1

12,45

91,78

оксиди заліза

FeO

-

0,03

-

-

0,18

0,004

0,21

-

-

0,21

1,82

13,43


Fe2O3

0,02

0,01

0,2

-

0,40

0,25

0,89

-

-

0,89

0,91

6,71


разом

0,02

0,04

0,2

-

0,58

0,26

1,11

-

-

1,11

1,11

18

леткі

CO

-

-

-

-

-

-

-

-

5,22

5,22

-

-


CO2

-

-

0,01

-

-

-

0,01

0,75

2,05

2,82

-

-


H2O

-

-

0,06

-

-

0,003

0,07

0,08

-

0,15

-

-


SO2

-

-

-

-

-

-

-

-

0,003

0,003

-

-


разом

-

-

0,08

-

-

0,003

0,08

0,83

8,34

9,27

-

-

всього

1

0,8

0,8

0,4

0,58

0,3

3,88

8,38

10,19

22,47

13,57

100

2.8 Попередній розрахунок кількості газу

Приймаємо, що 80% вуглецю окислюється до СО, а 20% до СО2

де:

D [C] = D [C] ших - [C] = 2,981-0,18 = 2,801

тоді маємо:

q CO = 2,801 * 1,867 = 5,229 кг

q CO2 = 2,801 * 0,733 = 2,054 кг

Кількість сірчистого газу SO 2 визначаємо з припущення, що 5% сірки з [S] ших окислюється з утворенням газоподібного оксиду.

Кількість вологи

q Н2О = 0,156 кг

2.9 Розрахунок виходу рідкого металу

Вихід рідкої сталі q м 1 визначається її балансом:

Прихід:

1. Маса чавуну і брухту (завалки) - q м зав = 100кг

2. Массв заліза відновленого з оксидів -

Витрата:

Маса заліза перейшов в шлак у вигляді оксидів - q Fe ок

q FeO = 12 * 14,671 * 10 -2 = 1,761 кг

q Fe2O3 = 6 * 14,671 * 10 -2 = 0,88 кг

q Fe ок = 1,761 * 0,78 +0,88 * 0,7 = 1,99 кг

Маса віддалених домішок складаються з суми основних, кг:

q SD [S] = D [C] + D [Si] + D [P] + D [Mn] + D [S] = 2,801 +0,639 +0,09 +0,2 +0,0214 = 3,75

Втрати металу у вигляді корольків шлаку (приймаємо їх величиною в 3%) складуть:

q кор = 0,03 * 14,671 = 0,44 кг

Втрати металу з викидами (приймаємо 2%) складуть:

q виб = 0,02 * 100 = 2кг

2.10 Втрати металу з пилом (чад)

Ці втрати становлять:

q Fe п = 10 -5 * V г * Fe п * q п

де:

Fe п = 75%-вміст заліза в пилу, q п = 100г / м ^ 3 - вміст пилу в газі.

Обсяг газу знаходимо за формулою:

Маса заліза втрачається з пилом:

q Fe п = 10 -5 * 5,423 * 75 * 100 = 0,407 кг

Приймаємо:

q мл = 0,989 кг - маса іржі (окалини) і сміття у брухті

q мшл = 0,8 кг - маса міксерного шлаку і визначаємо вихід рідкої сталі

q м 1 = (q м зав + q Fe восст) - (q Fe ок + q SD [S] + q кор + q виб + q Fe п + q мл + q м.шл)

q м 1 = 100 +0,798-1,99-3,751-0,44-2-0,407-0,989-0,8 = 90,421 кг

2.11 Залишковий вміст домішок в металі

Залишковий вміст марганцю в металі знаходимо як:

де:

S Mn = [Mn] ших + 0,775 * S MnO ін

тоді:

Т = t гот + 273 = 1629,08 + 273 = 1902,08 ° К

S Mn = 0,65 +0,775 * 0,064 = 0,7 кг

До Mn = 1.641

Залишковий вміст фосфору в металі:

приймаємо:

a р 1 = 60

тоді:

S P = 0,123 +0,437 * 0,011 = 0,128 кг

Залишковий вміст сірки в металі:

приймаємо:

a s 1 = 6

D S ГФ = 0,075 * 0,048 = 0,0036 кг

S S = 0,048 +0,012-0,0036 = 0,0564 кг

2.12 Розрахунок кількостей видаляються домішок з металу

D [C] = [C] ших -0,904 * [C] = 2,981-0,904 * 0,126 = ​​2,867 кг

D [Si] = [Si] ших -0,904 * [Si] = 0,639-0,904 * 0 = 0,639 кг

D [Mn] = [Mn] ших -0,904 * [Mn] = 0,65-0,904 * 0,175 = 0,492 кг

D [P] = [P] ших -0,904 * [P] = 0,123-0,904 * 0,0326 = 0,094 кг

D [S] = [S] ших -0,904 * [S] = 0,048-0,904 * 0,0266 = 0,024 кг

всього: q SD [S] = 4,116 кг

2.13 Витрата дуття і тривалості продувки

Витрата кисневого дуття на основі рафінування визначаємо як:

де: О 2 д = 99,5% - вміст кисню в дуття

U O2 = 0,9 - коефіцієнт засвоєння кисню дуття ванної

Значення інших величин визначаємо попереднім розрахунком.

Витрата кисню на окиснення вуглецю знаходимо за формулою:

q O2 [C] = a c * D [C]

де: a c = 1,46 кг

тоді:

q O2 [C] = 1,46 * 2,867 = 4,186 кг

q O2 [S] = 1,14 * [Si] +0,29 * [Mn] +1,29 * [P] = 1,14 * 0,639 +0,29 * 0,492 +1,29 *

* 0,094 = 0,992 кг

Витрата кисню на утворення оксидів заліза шлаку складе:

q O2 S [FeO] = 10 -4 * q шл * {30 * (Fe 2 O 3) + 22,2 * (FeO)}

отже:

q O2 S [FeO] = 10 -4 * 14,671 * (30 * 6,71284 +22,2 * 13,4331) = 0,733 кг

У окислювальних процесах бере участь також кисень вапна у вигляді СО 2, кількість якого визначаємо за залежністю:

q О2 изв = 36,4 * 10 -4 * q изв * r * (CO 2)

отже:

q О2 изв = 36,4 * 10 -4 * 8,357 * 0,8 * 9 = 0,219 кг

Надходження кисню у ванну з інших джерел визначимо як:

q О2 ін = 10 -2 * (30 * q Fe2O3 ін + 22,2 * q FeO ін)

отже:

q О2 ін = 10 -2 * (30 * 0,896 + 22,2 * 0,219) = 0,317 кг

тоді витрата дуття складе:

V д = 7 * q д = 7 * 6,002 = 42,014 м 3 / т

Визначимо тепер тривалість продувки:

Приймаються інтенсивність продувки iO2 = 4м 3 / т * хв

2.14 Маса металу в кінці продувки

q Fe ок = q FeO * 0,78 + q Fe2O3 * 0,7 = 1,761 * 0,78 +0,88 * 0,7 = 1,99 кг

Тоді маса металу складе:

q м = (100 + q Fe восст) - (q Fe ок + q SD [S] + q кор + q виб + q Fe л + q лм + q мшл)

q м = (100 +0,798) - (1,99 +3,751 +0,44 +2 +0,407 +0,989 +0,8) = 90,421 кг

2.15 Матеріальний баланс

Для розрахунку матеріального балансу знаходимо кількості СО, СО2 і N2 в відведених газах:

q N2 = 10 -2 * Qд * N2 д

N2 д = 0,5%

q N2 = 10 -2 * 6,002 * 0,5 = 0,03 кг

Кількість газу виділяється неметалевої шихтою

q СО2 = 0,752 +0,167 = 0,919 кг

Загальна кількість газу

q СО2 = 0,919 +2,09 = 3,009 кг

Баланс зводимо в таблицю

Визнач

Отримано

найменування статті

кількість, кг

найменування статті

кількість, кг

чавун

75,173

метал

90,421

брухт

24,827

шлак

14,671

вапно

8,357

викиди металу

2

окатиші

0,3

корольки заліза в шлаку

0,44

дуття кисневе

6,002

втрати металу з пилом

0,407

футеровка

1

Гази

СО

5,32

боксит

0,8


СО2

3,009




Н2О

0,156




SO2

0,0036




N2

0,03

Разом

116,459

Разом

116,4576

нев'язка:

2.16 Температура металу в кінці продувки

З рівняння теплового балансу знаходимо:

де:

Q прих S - повний прихід тепла кДж

Q расх 1 - всі статті витрат тепла, крім нагріву металу і шлаку, кДж

Визначаємо повний прихід тепла:

Q прих S = Q чуг фіз + Q [S] хім + Q (S FeO) обр + Q шо + Q м.шл фіз + Q СО дож [кДж]

Q чуг фіз = (q чуг-q м.шл) * (6,19 +0,88 * t чуг) = 74,373 * (6,19 +0,88 * 1300) = 85543,1

Q [S] хім = 14770 * D [C] +29970 * D [Si] +7000 * D [Mn] +21730 * D [P]

Q [S] хім = 14770 * 2,867 +29970 * 0,639 +7000 * 0,492 +21730 * 0,094 = 66983 кДж

Q (S FeO) обр = 10 -2 * q шл * [3707 * (FeO) +5278 * (Fe2O3)]

Q (S FeO) обр = 10 -2 * 14,671 * [3707 * 13,4331 +5278 * 6,71284] = 12503,6 кДж

Q шо = q шл * [6,28 (CaO) + 14,64 (SiO2) + 41,84 (P2O5)]

Q шо = 14,671 * (6,28 * 57,2544 +14,64 * 17,4637 +41,84 * 1,599) = 10007,5 кДж

Q м. Шл фіз = (1,463 * t чуг -585) * q м. Шл = (1,463 * 1300-585) * 0,8 = 1053,52 кДж

Q СО дож = 10100 * q CO S * U CO * Z = 10100 * 6,60552 * 0,195 * 0,795 = 10342,6 кДж

Разом повний прихід тепла:

Q прих S = 85543,1 +66983 +12503,6 +10007,5 +1053,52 +10342,6 = 186433кДж

Визначаємо далі витрата тепла

Q расх S = Q г + Q (S FeO) разл + Q (Н2О) ісп + Q карб разл + Q F e г + Q М виб + Q піт

де:

Q р = Q CO + Q CO2 + Q N2

Q г = (1,32 * 1500-220) * (5,32 +3,009 +0,03) = 14711,8 кДж

Тепло витрачений на повне розкладання оксидів заліза, складе:

Q (S FeO) разл = 5278 * q Fe2O3 +3707 * q FeO = 5278 * 0,896 +3707 * 0,219 = 5540,92 кДж

Q H2O ісп = (2485 +1,88 * t ср г) * q H2O = (2485 +1,88 * 1500) * 0,156 = 827,58 кДж

Q карб разл = 40,38 * q изв СО2 = 40,38 * 8,357 * 9 = 3037,1 кДж

Q Fe г = (23 +0,69 * t ср г) * q Fe п = (23 +0,69 * 1500) * 0,407 = 430,606 кДж

Q м виб = (54,8 +0,84 * t м) * q м виб = (54,8 +0,84 * 1629,08) * 2 = 2846,45 кДж

Втрати тепла складають в середньому 2 - 4% від сумарного приходу. Якщо взяти втрати тепла рівними 2,729%, то отримаємо:

Q піт = 0,02729 * Q прих S = 0,02729 * 186433 = 5087,77 кДж

Таким чином сумарна витрата тепла складе:

Q расх S = 32482,3 кДж

Визначаємо температуру металу:

задана температура металу = 1629,08 ° С

Складемо тепер тепловий баланс плавки.

Відсутні статті теплового балансу визначаються як:

Q м фіз = Н м фіз * q м = (54,8 +0,8 * 1629,09) * 90,421 = 122798кДж

Q шл фіз = Н шл фіз * q шл = (2,09 * 1629,09 - 1379) * 14,671 = 29720,4 кДж Прихід

кДж

%

Витрата

кДж

%

фізичне тепло чавуну

85543,1

45,884

фізичне тепло металу

122798

66,3771

фізичне тепло міксерного шлаку

1053,52

0,56509

фізичне тепло шлаку

29720,4

16,065

хімічне тепло від окислення прим

66983

35,9287

фізичне тепло відхідних газів

14711,8

7,95231

тепло окислення заліза

12503,6

6,70675

розкладання оксидів заліза

5540,92

2,99508

тепло шлакоутворення

10007,5

5,36787

тепло випаровування вологи

827,58

0,44734

тепло допалювання СО

10342,6

5,54762

тепло на розкладання карбонатів

3037,1

1,64167




тепло заліза, що буря газом

430,606

0,23276




тепло викидів (металу, шлаку)

2846,45

1,53862




теплові втрати

5087,77

2,75013

Разом

186433

100

Разом

185001

100

Невязка:

2.17 Розкислення металу

Матеріал - феромарганець Mn 3 (C = 6,00: Si = 1.0: Mn = 78.0: P = 0.3: S = 0.02: Fe = 14.68).

Спосіб розкислення - в ​​ковші

Визначаємо витрату феромарганцю:

Здається [Mn] гот = 0,45%

U Mn = 30%

і знаходимо:

Визначаємо чад і засвоєння феромарганцю:

Вуглець

; Окислюється

залишається 0,012 де 50% становить кількість вуглецю, що виділилася за час випуску.

Кремній

; Окислюється залишається 0. Приймаються що кремній окислюється повністю.

Марганець

; Окислюється залишається 0,2219 де 30% становить кількість марганцю, окислів за час випуску сталі.

Фосфор

; Окислюється 0, тобто весь фосфор залишається в

металі.

Залізо

; Не окислюється, залишається в металі.

Кількість утворилися оксидів з феромарганцю.

S фер окс = 0,161 кг

S елем.м фер = 0,295 кг

S ел.ок фер = 0,111 кг

S елем фер = 0,406 кг

Кількість кисню з повітря на окислення елементів феромарганцю:

q O2 = S фер окс - S ел.ок фер = 0,161-0,111 = 0,05 кг

2.18 Маса і склад металу після розкислення

Перед розкисленням: q м = 90,421 кг

Вноситься ферромарганцем: m FeMn = 0,295 кг

Готовою стали:

q м гот = 90,421 +0,295 = 90,716 кг

Склад металу після розкислення,%:

2.19 Витрата металу на всю плавку

Приймаються ступінь засвоєння вапна = 0,8

і коефіцієнт засвоєння кисню = 0,9, маємо:

Чавун

120,277

т

Лом

39,723

т

Окатиші

0,48

т

Вапно

13,371

т

Боксит

1,28

т

Феромарганець

0,65

т

Дуття

8000

м ^ 3

Список літератури

  1. Баптізманскій В.І. Теорія киснево-конвертерного процесу. М. Металургія, 1975 с.375

  2. Меджибізький М.Я. Основи термодинаміки і кінетики сталеплавильних процесів. Київ-Донецьк. «Вища школа», 1986 с.279.

  3. Біге А.М. Математичний опис і розрахунки сталеплавильних процесів. М. Металургія, 1982 с.158.

  4. Зайков А.М., Ліфшиц С.І. Виплавка сталі в кисневих конвертерах. Київ, «Техніка», 1968.

  5. Біге А.М., Селіванов В.І. Спрощення розрахунку плавки сталі в кисневих конвертерах (навчальний посібник). Магнітогорська. 1989.

  6. Югов П.І., Шумов М.М. / / Металург. 1986. № 10. С.17-20.

  7. Колпаков С.В., Візінгер Х., Югов П.І. / / Сталь. 1996. № 4. С.1-4.

  8. Югов П.І., Шумов М.М. / / Сталь. 2001. № 6. С.50-54

Додати в блог або на сайт

Цей текст може містити помилки.

Виробництво і технології | Курсова
264.4кб. | скачати


Схожі роботи:
Розрахунок киснево конвертерної плавки
Киснево-конвертерної плавки при переділі звичайних чавунів
Розрахунок і проектування киснево конвертерного цеху
Розрахунок і проектування киснево-конвертерного цеху
Розрахунок мартенівської плавки
Розрахунок шихти для індукційної плавки аналітичним методом
Киснево-водневий ЖРД НМ60
Теорія доменної плавки
Обладнання для зонної плавки
© Усі права захищені
написати до нас