Документ Microsoft Word


Дніпродзержинський державний технічний університет
Кафедра металургії чорних металів
КУРСОВА РОБОТА
з дисципліни „ТЕХНОЛОГІЯ ВИПЛАВКИ СТАЛІ”
на тему: «РОЗРАХУНОК ГОЛОВНИХ ПРОЕКТНИХ ПАРАМЕТРІВ І МАТЕРІАЛЬНОГО БАЛАНСУ ДУГОВОЇ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОЇ ПЕЧІ»
Студента 4 курсу МЧМ-10-1д групи
напряму підготовки 6.050401 «Металургія»
Кравцової Тетяни Сергіївни
(прізвище та ініціали студента(ки))
Керівник: доцент, к.т.н. Чубін К. І.
Національна шкала ____________________
Кількість балів: ____ Оцінка: ЕСТS ______
Члени комісії _________________ А.П.Огурцов
(підпис)
_________________ К.І.Чубін
(підпис)
_________________ Є.М. Сігарьов
(підпис)
Дніпродзержинськ
2014
Міністерство освіти і науки України
Дніпродзержинський державний технічний університет
Кафедра – Металургії чорних металів
Дисципліна – Теорія і технологія доменного процесу
Напрям підготовки – 6.050401 «Металургія»
Курс 4 Група МЧМ-10-1д Семестр 8
ЗАВДАННЯ
на курсову роботу студента
Кравцової Тетяни Сергіївни
(прізвище ім’я та по батькові студента(ки))
Тема роботи: Розрахунок головних проектних параметрів і матеріальгого балансу дугової сталеплавильної печі
Строк здачі студентом закінченої роботи 27.05.2014 р.
Вихідні дані до роботи: Садка печі m=35 т; міжплавочний просто τп= 35хв; тривалість технологічних періодів τр=1 год 20 хв; відношення dм/hм=5,5; Марка сталі 50Г; Хімічний склад, %: C - 0,48-0,56; Mn – 0,7-1; Si – 0,17-0,37; S ≤ 0,035;
P ≤ 0,035.
Дата видачі завдання «28» січня 2014 р.
Студент _______________________ (______________________)
Керівник _______________________ (___К. І. Чубін__)
« ___ « ________________ 2014 р.
РЕФЕРАТ
Курсова робота: 38 с., 2 рис., 20 табл., 6 джерел.
Об’єкт дослідження – Розрахунок параметрів та матеріального балансу дугової сталеплавильної печі садкою 35 т.
В 1-му розділі курсового проекту приводиться розрахунок геометричних та енергетичних параметрів дугової сталеплавильної печі, а саме: розрахунок профілю дугової сталеплавильної печі; визначення розмірів футерівки та її складу; розрахунок теплових втрат печі; розрахунок потужності трансформатора і ступенів його напруги.
В 2-му розділі курсового проекту приводиться розрахунок матеріального балансу електросталеплавильній печі, для отримання марки сталі 50Г.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.Р.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С..
Перевір.
Чубін К.І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
РЕФЕРАТ
Літ.
Аркушів
SECTIONPAGES \* LOWER 1
МЧМд-10-1д
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.Р.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С..
Перевір.
Чубін К.І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
РЕФЕРАТ
Літ.
Аркушів
SECTIONPAGES \* LOWER 1
МЧМд-10-1д
У першому періоді проводиться плавлення металу. У другому періоді проводиться доводка до необхідного хімічного складу металу. У третьому періоді проводиться розкислення сталі розкислювачами, а саме феромарганцем, феросиліцієм та алюмінієм.
Всі дані по періодами плавки зведені в таблицю матеріального балансу всієї плавки.
ЕЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНА ПІЧ, ЕЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНИЙ ПРОЦЕС, СТАЛЬ, ШИХТОВІ МАТЕРІАЛИ, ТРАНСФОРМАТОР, ФУТЕРІВКА, РОБОЧИЙ ПРОСТІР, СКЛЕПІННЯ, ПОДИНА, ШЛАК.
ЗМІСТ
Стор.
-206375-1120140Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.Зм.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С..
Перевір.
Чубін К. І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
ЗМІСТ
Літ.
Аркушів
SECTIONPAGES \* LOWER 1
МЧМд-10-1д
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.Зм.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С..
Перевір.
Чубін К. І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
ЗМІСТ
Літ.
Аркушів
SECTIONPAGES \* LOWER 1
МЧМд-10-1д
Вступ
Визначення геометричних та енергетичних параметрів ДСП
Визначення основних геометричних параметрів робочого простору дугової сталеплавильної печі
Футерівка дугової печі та основні габаритні параметри печі
Розрахунок енергетичних параметрів ДСП
Розрахунок теплових втрат
Розрахунок потужності трансформатора
Визначення ступенів вторинної напруги , номінального струму і діаметру електродів
Розрахунок шихти для плавки сталі в дуговій печі з основною футерівкою
Основні положення технології виплавки сталі в ДСП з основною футерівкою
Визначення середнього складу шихти
Період плавлення шихти
Окислювальний період плавки
Період відновлення
Перелік посилань 5
6
6
11
14
14
18
19
21
21
26
28
31
34
38
733425252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.Вс.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С.
Перевір.
Чубін К.І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
ВСТУП
Літ.
Аркушів
SECTIONPAGES \* LOWER 1
МЧМд-10-1д
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.Вс.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С.
Перевір.
Чубін К.І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
ВСТУП
Літ.
Аркушів
SECTIONPAGES \* LOWER 1
МЧМд-10-1д
ВСТУП
Електросталеплавильному способу належить провідна роль у виробництві якісної та високолегованої сталі. Завдяки ряду принципових особливостей цей спосіб пристосований для отримання різноманітного за складом високоякісного металу з низьким вмістом сірки, фосфору, кисню та інших шкідливих або небажаних домішок і високим вмістом легуючих елементів, що додають сталі особливих властивостей - хрому, нікелю, марганцю, кремнію, молібдену, вольфраму, ванадію, титану, цирконію та інших елементів.
Переваги електроплавки, в порівнянні з іншими способами сталеплавильного виробництва пов'язані, з використанням для нагрівання металу електричної енергії. Це дозволяє, в порівняно невеликому обсязі, сконцентрувати значну потужність і нагрівати метал з великою швидкістю до високих температур, вводити в піч велику кількость легуючих добавок; мати в печі відбудовну атмосферу і безокислювальні шлаки, що передбачає малий чад легуючих елементів; плавно і точно регулювати температуру металу; більш повно, ніж в інших печах розкислювати метал, отримуючи його з низьким вмістом неметалічних включень; отримувати сталь з низьким вмістом сірки. Електросталеплавильна пічь краще за інших пристосована для переробки металевого брухту, причому твердою шихтою може бути зайнятий весь об’єм печі, і це не ускладнює процес розплавлення. Металізовані обкотиші, які заміняють металевий брухт, можна завантажувати в електропіч безперервно за допомогою автоматичних дозуючих пристроїв. У електропечах можна виплавляти сталь обширного сортаменту.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С.
Перевір.
Чубін К. І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
ВИЗНАЧЕННЯ ГЕОМЕТРИЧНИХ ТА ЕНЕРГЕТИЧНИХ ПАРАМЕТРІВ ДУГОВОЇ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОЇ ПЕЧІ
Літ.
Акрушів
SECTIONPAGES \* LOWER 15
МЧМд-10-1д
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С.
Перевір.
Чубін К. І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
ВИЗНАЧЕННЯ ГЕОМЕТРИЧНИХ ТА ЕНЕРГЕТИЧНИХ ПАРАМЕТРІВ ДУГОВОЇ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОЇ ПЕЧІ
Літ.
Акрушів
SECTIONPAGES \* LOWER 15
МЧМд-10-1д
ВИЗНАЧЕННЯ ГЕОМЕТРИЧНИХ ТА ЕНЕРГЕТИЧНИХ ПАРАМЕТРІВ ДУГОВОЇ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОЇ ПЕЧІ
Визначення основних геометричних параметрів робочого простору дугової сталеплавильної печі.
До числа конструктивних основних параметрів дугової сталеплавильної печі (ДСП), які визначають її експлуатаційні характеристики, технологічні і техніко-економічні показники відносяться форма і розміри робочого простору, діаметр розпаду електродів і параметри футерівки.
Структура робочого простору
Робочий простір ДСП складається з ванни, вільного або так званого «плавильного простору» і простору під склепінням. Ванна для розплавлених металу і шлаку утворюється поверхнею футерівки подини і укосів печі, плавильний простір - футерівкою стін і склепіння. Ванна і частина плавильного простору до рівня п'ят склепіння складають об'єм, необхідний для розміщення металевого брухту.
Форма і розміри ванни
Оптимальною формою ванни є зрізаний конус, обернений донизу меншою основою (рис.1). До цього конусу знизу доданий сегмент шару. Такий тип ванни ДСП сфероконічний. Кут нахилу конічної форми дорівнює 45° - куту природного укосу магнезитового порошку. Це забезпечує можливість якісної очистки і заправки подини і укосів.
Розміри ванни визначають, виходячи з заданої номінальної місткості печі (m=28 т). При густині рідкої стали 7 т/м3 об'єм металевої ванни буде:

7740650hмdydпdсdмhchkhшhпbh00hмdydпdсdмhchkhшhпbh
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
2
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
2
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ

4434840128905hу00hу
-14605143510Рис. 1 Форма ванни дугової сталеплавильної печі
hc – висота сферичної частини; hк – висота конічної частини; hм – глибина ванни по металу; hш – висота шару шлаку; hп – висота ванни від рівня порогів (шлаку); hу – глибина ванни від рівня укосів; dc – діаметр сферичної частини; dм – діаметр дзеркала металу; dп – діаметр на рівні порогів; dу – діаметр ванни на рівні укосів.
00Рис. 1 Форма ванни дугової сталеплавильної печі
hc – висота сферичної частини; hк – висота конічної частини; hм – глибина ванни по металу; hш – висота шару шлаку; hп – висота ванни від рівня порогів (шлаку); hу – глибина ванни від рівня укосів; dc – діаметр сферичної частини; dм – діаметр дзеркала металу; dп – діаметр на рівні порогів; dу – діаметр ванни на рівні укосів.

Для того, щоб визначити розміри ванни, задаються відношенням діаметру дзеркала метала до його глибини . За умовою К = 5,5. Тоді глибина ванни по металу дорівнює:
м
Розрахувавши значення hм можна знайти інші параметри.
Висота сферичної частини:
м
Висота конічної частини:
м
Діаметр сферичної частини:
м
Діаметр дзеркала металу:
м
Приймемо, що шар шлаку являє собою циліндр діаметром dм. Тоді, його об'єм дорівнюватиме:

720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
3
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
3
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
У кислих печах доля шлаку (Dш) приблизно становить 3-4 %, в основних сягає 15 % від маси металу.
У нашому випадку приймаємо, що Dш=15 %, а також знаючи, що густина рідкого шлаку становить приблизно 3 т/м3, визначаємо його об’єм:
м3
Таким чином, висота шару шлаку дорівнює:
м
Низ стін на рівні шлакового поясу є одним з найбільш уразливих ділянок футерівки, який визначає в значній мірі стійкість стін. Для тою, щоб забезпечити можливість його заправки і створити додатковий об'єм Vдод який компенсує збільшення Vм, в процесі кипіння ванни та дозволяє підвищити його рівень при заростанні подини і укосів га можливих перевантаженнях печі, рівень укосів звичайно піднімається над рівнем шлаку (порогу робочого вікна) на Δh — 50-200 мм. Приймаємо Δh = 0,1м. Тоді,
Висота ванни від рівня порогів дорівнює:
м
Глибина ванни від рівня укосів :
м
Діаметр ванни на рівні порогів:
м
Діаметр ванни на рівні укосів:
м
Повний об’єм ванни складе:
м3
де м3
Форма і розміри плавильного простору
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
4
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
4
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
Для того, щоб склепіння не обмежувало теплові можливості печі, висота печі від рівня укосів до п'ят склепіння (Нст) повинна бути такою, щоб максимальна теплова напруженість її кладки була менше допустимої. В цьому разі зростає відстань між дугами і склепінням, що значно підвищує його стійкість. Велика Нст корисна і з точки зеру розмішених в ній всій завалки, що має невелику насипну густину. З іншого боку, Нст повинна бути мінімальною, щоб мати мінімальні габарити і тепловіддачу поверхні. Зі збільшенням Нст окрім цього, збільшується довжина і хід електродів, висота печі, споруди тощо.
Досвід роботи діючих ДСП свідчить, що з позиції рівномірного розподілу теплового навантаження при великоваговій шихті для середніх ДСП (12-50 т)
м
В ДСП основна кількість теплової енергії (~90 %) виділяється в дугах (дугових розрядах), що утворюються між торцями електродів і шлаком і розташовуються практично на рівні укосів. Тобто максимальне теплове навантаження сприймають нижні частини стін - "гарячий пояс стін", який і визначає стійкість стін ДСП.
Для підвищення стійкості стін їх нижня частина виконується похилою. Але тут потрібно мати на увазі, що з заміною вертикальних стін похилими зростають габарити, поверхня, що віддає тепло, довжина короткої мережі, з'являються інші недоліки, що вже згадувалися, і особливо явно вони виявляються у великовантажних ДСП.
-197485-321945Низ стін печей на висоту Нк, що складає 0,15dy, необхідно нахилити на кут α=18-22° до вертикалі (рис. 1.2). Приймаємо α=20о.
Тоді діаметр циліндричної частини плавильного простору розраховується виходячи з кута нахилу нцжньої частини стін до вертикалі:
м
10255251456690dpDкц
Dку
αHст

hуδ1
δпδ2
dуdппDк=Dскл
hстрδстр00dpDкц
Dку
αHст

hуδ1
δпδ2
dуdппDк=Dскл
hстрδстрВизначивши профіль і розміри ванни і плавильного простору, потрібно перевірити, чи достатній об'єм робочого простору печі (до рівня п'ят склепіння) для того, щоб при насипній густині скрапу 1,4 т/м3 в один прийом, без додаткової завалки, увести всю шихту з урахуванням видаткового коефіцієнту Квид, що в середньому складає 1,06.
385445229235Рис. 2 – Профіль робочого простору і обрис контуру дугової печі
00Рис. 2 – Профіль робочого простору і обрис контуру дугової печі

Таким чином, об’єм завалки складе:
м3
Тепер необхідно перевіриш, чи зможе розрахована піч вмістити весь скрап. Для цього необхідно, насамперед, розрахувати об'єм внутрішньої порожнини печі:
centerbottomЗмн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
5
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
5
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
м3
Де Vк – об’єм конічної частини плавильного простору ДСП:
м3
Vц – об’єм циліндричної частини плавильного простору ДСП:
м3
Оскільки Vвп ≥ Vз, то розрахунки виконані вірно.
Розмір робочого вікна (рис. 1.2) обирається таким чином:
ширина робочого вікна м
Висота робочого вікна складаєм
Діаметр розпаду електродів
При заданому діаметрі укосів інтенсивність опромінювання і швидкість руйнування футерікки при інших рівних умовах визначається діаметром розпаду електродів dp.
З цих позицій найкращі умови будуть мати місце при мінімальному dp/dy. Однак можливості зменшення dp/dy обмежуються міркуваннями 720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
6
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
6
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
конструктивного характеру. Величина dp/dy повинна забезпечити розташування електродо держателів (головки корпусів затискачів електродів), ущільнювальних кілець і достатньо високу будівельну міцність центральної частини склепіння. Достатньо рівномірний нагрів основ стін по периметру плавильного простору зберігається до dp/dy=0,25-0,3. В нашому випадку приймаємо dp/dy=0,3.
Футерівка дугової печі та основні габаритні параметри печі
Конструкція і стійкість футерівки в значній мірі впливають на габарити і масу печі, техніко-економічні показники її роботи.
Футерівка подини основної печі
Футерівка подини складається з теплоізоляційного шару та робочої частини. Теплова ізоляція звичайно виконується з листа азбесту, шамотного порошку (крупки) і шамотної, рідше піношамотної, цеглини (нормальна цеглина має розмір 230x115x65 мм, лещадка - 230x115x40 мм).
Робоча частина подини складається з цегляної кладки і набивного шару.
Для цегляної кладки використовують магнезитову цеглу марки МЕ-91 (вкладається на плашку і на "ребро" або тільки, на “ребро”). Набивний шар виконується з магнезитового порошку. Зв'язуючі - кам’яно - вуглецевий пек і смола.
Приймаємо:
1. Товщина ізоляційного шару = 0,105 м
2. Товщина цегляної кладки = 0,420 м
3. Товщина набивного шару = 0,100 м
Всього = 0,625 м
723265252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
7
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
7
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
Футерівка стін
Футерівка стін працює, в важких умовах. Температура робочої поверхні стін може підніматися до 1300-1850°С і більше. Коливання температури в окремі періоди плавки складають 500-700°С.
У теперішній час для футерівки стін основних ДСП звичайної потужності практично на всіх вітчизняних заводах використовується перикпазо-ціпінелева і магнезитохромітова щільна цегла для склепіння (ПШСП, МХСП), звичайна обпечена (МУСО, МХСО) або безобпечена в залізних касетах (БМХС) і хромомагнезитова (ХМ) цеглина. Розміри прямої МХ та ПШ цеглини: 230x115x65; 300x150x75; 380x150x75; ХМ цеглина; 230x115x65.
Щоб забезпечити теплову роботу і збільшити стійкість футерівки в більшості випадків стіни не мають теплової ізоляції. Виконані вони з одного або двох шарів: зовнішнього (арматурного) - постійного і внутрішнього - робочого.
Робочий шар футерівки стін (або вся вона) виконують з ПШ або MX цегли, рідше з БМХ в залізних касетах. Менший знос має верх стін, тому він викладається з цеглин меншого розміру одним-двома уступами.
Приймаємо
Товщина стін на рівні укосів (δ1) = 0,47 м
Товщина стін в верхній частині (δ2) = 0,33 м
Зробивши вибір матеріалу та товщини вогнетривкої кладки стін, визначаємо: внутрішній діаметр кожуха на рівні укосів (Дку) і його циліндричної частини (Дкц).
Дку = dy + 2δ1 = 4,417 + 2 · 0,47 = 5,357 м
Дкц = dпп + 2δ2 = 5,002 + 2 · 0,33 = 5,662 м
Оскільки Дку < Дкц (5,357 < 5,662), то добір δ1 та δ2 виконані вірно.
Кожух, або його частини зварюються з котельної сталі товщиною 10-50 мм. Приймаємо товщину кожуха ΔК рівною 1/200 його діаметру, тобто:
ΔК = Дкц/200 = 5,662/200 = 0,028 м
Склепіння
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
8
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
8
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
Склепіння ДСП працює в ще гірших умовах, ніж стіни. Воно зазнає великі температурні "поштовхи" і напруги, більш інтенсивний хімічний вплив пічного пилу, і газів, мас значно меншу будівельну міцність і в силу цих причин є найменш довговічною частиною футерівки.
Футерівка склепінь основних печей на вітчизняних заводах найбільш часто виконується з прямої і невеликої кількості клинових цеглин марки МХСП, рідше - ПІІІСП, і в окремих випадках - з динасової цегли.
Для малого тоннажу ДСП кільцями з прямої і клинової цеглини, інколи для цього застосовують фасонну цеглу (трьохстороння клинова або п'ятигранна). Для печей середньої місткості - секторна гсекторно-арочна схеми кладки.
Приймаємо що товщина склепіння футерівки (δскл) дорівнює 0,38 м, а його діаметр приблизно дорівнює діаметру верха кожуха, тобто:
Дскл ≈ Дк=dпп+2 · δ2 + 2 · ΔК = 5,002 + 2·0,33 + 2 · 0,028 = 5,72 м
Стріла опуклості склепіння (hcmp) залежить чід матеріалу і прольоту склепіння. З міркувань будівельної міцності для магнезитохромітового (хромомагнезитового) склепіння рекомендується, м:
м
Висота центральної частини склепіння над рівнем укосів складає:
Нскл = Нст+hстр= 2,12 + 0,715 = 2,835 м
Розрахунок енергетичних параметрів дугової сталеплавильної печі
Розрахунок теплових втрат. Інженерний спосіб розрахунку
Питомі витрати електроенергії на розплавлення або перезрів металу і шлаку (Qр) звичайно змінюються в нешироких межах. Приймаємо температуру плавлення сталі рівною 1500°С, а величину її перегріву ~ 100"С, кратність і температуру шлаку, відповідно, 0,04 та І650°С, то
Qр = 414 кВт·год/т
Для приблизної оцінки питомої потужності теплових втрат в період плавлення користуємось співвідношенням:
кВт/т
де С складає 360 кВт/т.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
9
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
9
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
Питому потужність теплових втрат під час міжплавильного простою в першому наближенні приймаэмо у 1,5 рази більшою питомої потужності теплових втрат в період розплавлення:
кВт/т
Уточнений розрахунок.
Для більш точного розрахунку теплових втрат необхідно враховувати теплофізичні властивості матеріалів футерівки, величину поверхневої тепловіддачі корпуса печі.
Знаючи, що до кінця кампанії футерівка стін і склепіння може спрацюватися на 50 %, приймаємо розрахункову товщину футерівки рівною 75 % від початкової товщини.
Теплові втрати через циліндричну частину (магнезитохроміт)
Товщина футерівки δц = 0,75·δ2=0,75·0,32=0,24 м.
На основі практичних даних приймаємо:
температура внутрішньої поверхні футерівки tм=1600оС;
температура навколишнього середовища tнавк=20оС;
зовнішня температура кожуха tст=370оС;
Тоді теплопровідність шару футерівки:

де - середньоарифметична температура, яка залежить від температури зовнішньої і внутрішньої поверхні футерівки (= (1600+370)/2=985оС)
Коефіцієнт тепловіддачі конвекцією в навколишнє середовище α:
αц = 10+0,06·tст = 10 + 0,06 · 370 = 32,2 Вт/(м2·К)
Площа поверхні циліндричної частини Fпов:
Fпов ц = πДк · (Нст – Нк) = 3,14·5,72·(2,12 – 0,663) = 26,17 м2
Отже теплові втрати через циліндричну частину складуть
Вт
Теплові втрати на рівні укосів (магнезитохроміт)
Товщина футерівки δу = 0,75·δ1=0,75·0,46=0,345 м.
На основі практичних даних приймаємо:
температура внутрішньої поверхні футерівки tм=1600оС;
температура навколишнього середовища tнавк=20оС;720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 10
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 10
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ

зовнішня температура кожуха tст=340оС;
Тоді теплопровідність шару футерівки:

де - середньоарифметична температура, яка залежить від температури зовнішньої і внутрішньої поверхні футерівки (= (1600+340)/2=970оС)
Коефіцієнт тепловіддачі конвекцією в навколишнє середовище α:
αу = 10+0,06·tст = 10 + 0,06 · 340 = 30,4 Вт/(м2·К)
Площа поверхні циліндричної частини Fпов:
Fупов = πДк · Нк = 3,14·5,72·0,663 = 11,91 м2
Отже теплові втрати на рівні укосів складуть
Вт
Теплові втрати через подину
Товщина футерівки δу = 0,75·δ1=0,75·0,46=0,345 м. Товщина футерівки складається з трьох шарів:
Ізоляційний шар (азбестовий картон) товщиною
δ’і.ш. = 0,75·δі=0,75·0,105=0,079 м.
Цегляна кладка (магнезит) товщиною720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 11
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 11
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ

δ’ц.к. = 0,75·δц.к.=0,75·0,42=0,315 м.
Набивний шар (магнезит) товщиною
δ’н = 0,75·δн = 0,75·0,1=0,075 м.
На основі практичних даних приймаємо:
температура внутрішньої поверхні футерівки tм=1600оС;
температура навколишнього середовища tнавк=20оС;
зовнішня температура кожуха tст=300оС;
Тоді
Теплопровідність ізоляційного шару, цегляної кладки та набивного шару футерівки відповідно дорівнює:

де - середньоарифметична температура, яка залежить від температури зовнішньої і внутрішньої поверхні футерівки (= (1600+300)/2=950оС)
Коефіцієнт тепловіддачі конвекцією в навколишнє середовище α:
αпод = 0,7 · (10+0,06·tст) =0,7 · (10 + 0,06 · 300) = 19,6 Вт/(м2·К)
Площа поверхні циліндричної частини Fпов под:
м2
Отже теплові втрати через подину складуть
Вт
Теплові втрати через склепіння (магнезитохроміт)
Товщина футерівки δскл = 0,75·δскл=0,75·0,38=0,285 м.
На основі практичних даних приймаємо: 720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
12
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
12
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ

температура внутрішньої поверхні футерівки tм=1600оС;
температура навколишнього середовища tнавк=20оС;
зовнішня температура кожуха tст=370оС;
Тоді теплопровідність шару футерівки:

де - середньоарифметична температура, яка залежить від температури зовнішньої і внутрішньої поверхні футерівки (= (1600+370)/2=985оС)
Коефіцієнт тепловіддачі конвекцією в навколишнє середовище α:
αскл = 1,3·(10+0,06·tст) = 1,3·(10 + 0,06 · 370) = 41,86 Вт/(м2·К)
Площа поверхні склепіння Fпов скл = Fпов под. = 25,97 м2
Отже теплові втрати через циліндричну частину складуть
Вт
Тоді загальні витрати тепла через футерівку печі складуть:
Вт
Питома потужність теплових втрат в період плавлення рівна:
Вт/т або кВт/т
де k – невраховані втрати (k = 1,3)
1.4.2. Розрахунок потужності пічного трасформатора
Дугові сталеплавильні печі живляться струмом порівняно низької напруги 100-850 В, але силою в десятки тисяч А (до 80-100 кА). Електропічна установка (ЕПУ) складається з двох частин: самої печі та електричної підстанції, основним елементом якої є трансформатор, що забезпечує живлення печі електричною енергією.
Повна потужність трансформатора використовується тільки у періоді плавлення. В окислювальному періоді використовується 60-70 %, у періоді відновлення - 40-50 % повної потужності трансформатора. 720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 13
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 13
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
Потужність трансформатору визначається з рівняння енергетичного балансу періоду плавлення шихти:

де т - номінальна місткість печі, т; Рел - електрична потужність, яка уводиться в піч, кВт; τп, τр - тривалість, відповідно, міжплавильного простою і технологічних періодів, год; Qекз - питоматеплова енергіяокислення домішок і заліза шихти, кВт-год/т; Qp - питомий видаток енергії на розплавлення і перегрів металу і шлаку, кВт·год/т; qn, qp - питома потужність теплових втрат в періоди міжплавильного простою і розплавлення, кВт/т.
Аналіз фактичних даних показав, що частка тепла екзотермічних реакцій (Qекз·m) в частині приходу у енергобалансі практично не залежить від місткості печі і може бути прийнята рівною 0,2 від загального надходження енергії, тобто

Отже електрична потужність трансформатора складе:
кВт
Отримавши з електричну потужність, яку необхідно увести в піч, можна визначити номінальну потужність пічного трансформатора, яка з урахуванням ступеня її використання та реактивних втрат потужності в ЕПУ дорівнює, кВА:
МВА
де К - коефіцієнт використання номінальної потужності трансформатора в період плавлення (0,8);
Визначення ступенів вторинної напруги, номінального струму і діаметру електродів.
Ступені вторинної напруги
Для нормального перебігу плавки потрібно мати в різні періоди різні потужності і довжину дуги. Це досягається перемиканням високовольтної обмотки пічного трансформатора. Плавлення ведуть на повній потужності трансформатора і довгих дугах (на найвищому ступені напруги), рафінування - на малій потужності і коротких дугах (на нижньому ступені).
При виборі верхнього ступеня вторинної напруги для малих печей можна скористатися формулою. (Sн в КВА):
В720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 14
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 14
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ

Нижній ступінь напруги у період відновлення не повинен перевищувати 120-163 В (верхні значення - для найбільш великих печей). Більш висока напруга, а значить, більш довгі дуги, викликають перегрів футерівки склепіння і стін.
Число ступенів напруги залежить від напруги верхнього ступеня:
Напруга верхнього ступеня, В 200-250 260-300 320-400 400-500
Число ступенів напруги 2-4 4-6 6-8 8-12
Нижче наведені діапазони напруги в залежності від місткості печі, які рекомендовані ДЕСТ 7207-69:
Діапазон напруги, В 104-225 116-242 115-280 120-320 132-390 146-430 163-480
Місткість печі, т 1,5 3 6 12 25 50 100
Половина ступенів виконується при з'єднанні обмоток високої напруги по схемі “трикутник”, інша половина - по схемі “зірка”.
В нашому випадку потужність трансформатора 35 т печі складає 13303 кВА. Тоді вища робоча напруга складає 355 В. Проміжні ступені'обираємо таким чином. Приймаємо число ступенів рівним 8 (4 по схемі “зірка”, 4 - “трикутник”). Найнижчу ступінь напруги обираємо рівною 320 В при включенні обмоток по схемі “зірка”, тоді найнижча ступінь при ввімкненні цих же обмоток по схемі “трикутник” дорівнюватиме 282 В. При рівномірній зміні напруги на п'яти ступенях, які ввімкнені по схемі “трикутник”, коефіцієнт переходу від ступеня до ступеня складе 1,15. *
Коефіцієнт переходу знаходиться з рівняння геометричної прогресії (аi = аi – qi-1). У нашому випадку 490 = 282^4. Звідси q ≈ 1,15. Отже, при ввімкненні обмоток на високій стороні по схемі “трикутник” маємо ступені напруги 460, 429, 373, 324, 282 В, а по схемі “зірка” - 284, 247, 215, 187, 163 В.
Діаметр електродів
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 15
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 15
МЧМд.РК16.15.01.ПЗ
Електроди мають значний електричний опір. Крім цього, більша кількість тепла віддається повітрю розпеченими електродами, які піднімаються з печі під час випуску плавки і завантаження шихти. Для зменшення втрат необхідно, щоб температура електродів над самим склепінням не перевищувала 500°С. Для цього щільність струму не повинна перевищувати певного значення для кожного розміру і сорту електрода.
Діаметр електрода знаходиться по формулі, см:
мм
де І – лінійна сила струму (А); ρ – питомий опір електрода (для графітових електродів ρ = 8-15 Ом·мм2/м); Кв – коефіцієнт (для графітових електродів Кв = 2,0-2,1 Вт/см2).
РОЗРАХУНОК ШИХТИ ДЛЯ ПЛАВКИ СТАЛІ В ДУГОВІЙ ПЕЧІ З ОСНОВНОЮ ФУТЕРІВКОЮ
Плавка в дуговій сталеплавильній печі складається з таких періодів: 1) період плавлення (з підвалкою) - тривалість близько 60% від загального часу плавки; 2) окислювальний період - 9,4%; 3) період рафінування -18,2%; 4) період міжплавочних простоїв, який складається з випуску, заправки, очистки і завалки - 12,4%.
Основні положення технології виплавки сталі в ДСП з основною футерівкою
Технологія виплавки сталі в ДСП визначається складом сталі, що виплавляється, та якістю шихти. В залежності від цих факторів технологія плавки може суттєво відрізнятися, навіть в одній і тій же печі. Але є ряд загальних положень, які повинні виконуватися при отриманні будь-якої марки сталі.720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С.
Перевір.
Чубін К. І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
РОЗРАХУНОК ШИХТИ ДЛЯ ПЛАВКИ СТАЛІ В ДУГОВІЙ ПЕЧІ З ОСНОВНОЮ ФУТЕРІВКОЮ
Літ.
Акрушів
SECTIONPAGES \* LOWER 17
МЧМд-10-1д
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 1
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
Розроб.
Кравцова Т.С.
Перевір.
Чубін К. І.
Реценз.
Н. Контр.
Затверд.
РОЗРАХУНОК ШИХТИ ДЛЯ ПЛАВКИ СТАЛІ В ДУГОВІЙ ПЕЧІ З ОСНОВНОЮ ФУТЕРІВКОЮ
Літ.
Акрушів
SECTIONPAGES \* LOWER 17
МЧМд-10-1д

Оптимальне співвідношення різних видів скрапу є таким: 15% легковагового, 40% крупного та 45% середнього.
Витрати чавуну в основній дуговій печі звичайно не перевищують 10-25% від усієї маси шихти. В завалку звичайно дають переробний чавун. Для коректування хімічного складу сталі по вмісту вуглецю використовують чавун з низьким вмістом сірки і фосфору (не більше 0,05%) або спеціально виплавлений синтетичний чавун.
Витрати міксерного шлаку (задаються, якщо використовуємо рідкий чавун) і забруднень скрапу залежать від умоз організації виробництва. Згідно діючим ДЕСТам зашла- кованість чавуну и бруд у скрапі не повинні
перевищувати 0,5 и 2 % відповідно, але на практиці ці величини сягають 0,5-3,5 і 5,0-5,6 %, відповідно.
Для зниження в'язкісті шлаку використовують присадки бою шамота (де 1% від маси металу), плавіковий шпат (0,2-0,6%), боксит (0,5-1,5%). Якщо ці матеріали використовують разом, то витрати кожного з них відповідно зменшуються. Боксит містить до 15% вологи, тому його використовують тільки після обпалу.
Паспортна болванка представляє собою продукт переплаву дрібної стружки з відомим хімічним складом. Рядовий брухт не повинен мати фосфору більше 0,05%.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
2
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
2
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
Для швидкого утворення шлаку, десульфурації металу в період плавлення в піч подасться 2-3% від садки свіжеобпаленого вапна, а для дефосфорації -- 1-1,5% залізної руди або агломерату.
Практикою встановлено, що для окислення 0,01% С необхідно в агрегат додати 0,6-1,0 кг/’т залізної руди. Кількість окалини або агломерату також може розраховуватись виходячи із вмісту в них кисню. Якщо окалина не задається п якості твердого окислювача, то її кількість коливається в діапазоні 1,0-1,5 % бід маси скрапу. Більш поширено зараз використання для цієї мети кисню.
Інтенсифікувати період плавлення можливо використанням короткочасного продування металу киснем. Засвоєння кисню дуття приймається по виробничим даним і звичайно складає 96-98 % від загальних витрат кисню дуття. Витрати газоподібного кисню складають, як правило, 3-34 м3/т.
В основних печах практично весь кремній окислюється вже в період плавлення. Окислення марганцю відстає від окисленні: кремнію. За час розилавлення (при відсутності руди в завалці) окислюється 50-60 % марганцю шихти. На кисневих плавках середньовуглецевої сталі в період зневуглецювання витрати марганцю дорівнюють 50-60 %, для маловуглецевйх
вони досягають 80 %.. В табл. 2.1 наведені втрати елементів шихти, які залежать від технологічного пронесу плавки.
Таблиця 2.1 – Втрати елементів
Елемент C Si Mn P S
Втрати,% 15-50 60-80 40-60 50-70 1.5-1.7
Концентрація вуглецю перед розкисленням задається в залежності від виду використо- вуємих розкислювачів. Як правило, вміст вуглецю по закінченні періоду плавлення повинен бути на 0,3-0,6% вище його нижнього значення в заданій марці сталі.
Електродний бій використовується як носій вуглецю і задається в шихту в кількості до 0,5%.
Витрати електродів на плавку залежать від технології, якості матеріалів та інших факторів. В середньому, витрати графітованих злекгродів складають 0,5-0,7, а вуглецевих -1,0-1,5%.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
3
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
3
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
За час рсзгілавлення і окислювального періоду може видалятися 85-95 % фосфору. Для подальшого видалення фосфору з металу необхідно видалити з печі 60-80 % шлаку і увести додаткову кількість шлакоутворюючих добавок. Загальна кількість шлакоутво- рюючих складає 1-2 % від маси мегалу. Коефіцієнт розподілу фосфору (Р205)/|Р]2 залежить від основності і (РеО). Приблизно його значення можливо визначити згідно даним табл. 2.2.
Таблиця 2.2 – Приблизні значення коефіцієнту розподілу фосфору між шлаком і металом в дуговій печі
Основність
шлаку Відношення (Р2О5)/[P] при вмісті (FeO)
4.0 8.0 12.0 16.0 20.0 24.0
0.87 7.94 20 56.2 199.5 50 1258.9
1.23 158.5 281.8 562.3 1995 3548 6310
1.75 631 1585 3162.3 6309.6 19952.6 35481
2.4 1585 3548 6309.7 17782.8 35481 63096
Задачами періоду відновлення (рафінування) є видалення кисню та сірки з металу, кінцеве коректування хімічного складу і температури металу. Починається цей період з видалення 70-90% шлаку періоди окислення. Після видалення шлаку додається шлакова суміш, що складається з вапна, плавікового шпату і боя шамоту. Далі додаються розкислювачі та легуючи елементи для одержання сталі необхідного хімічного складу. Кінцеве розкислення металу проводиться алюмінієм у ковші.
Коефіцієнт розподілу сірки між шлаком і металом в дуговій печі при веденні процесу по одношлакозій технології складає 1,5-10 в залежності від основності шлаку і (РеО).
Відношення (Ре0)/(Ре203) по практичним даним коливається від 2 до 4.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
4
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
4
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
Основність шлаку задається в залежності від технології виробництва заданої марки статі і знаходиться, частіш за все, у діапазоні 2,5-3,5.
В процесі розкислення елементи розкислювача окислюються і переходять в штак Втрати елементів залежать від вмісту в сталі вуглецю і виду розкислювача (табл. 2.3).
Таблиця 2.3 – Втрати елементів розкислювачів
Тип сталі Розкислювач Вміст С в сталі, % Втрати елементів, %
С Mn Si
Кипляча Ферромарганець до 0,10
0,11-0,16
0,17-0,22 20-25
17-22
14-18 25-30
20-25
15-20 60-70
55-60
50-55
Спокійна Ферромарганець і багатий феросиліцій до 0,10
0,11-0,16
0,17 і більше 17-22
15-20
12-16 20-25
15-20
12-16 25-30
20-25
15-20
Якщо склад алюмінію в готовому металі не регламентований, його
задають в сталь для остаточного її розкислення і отримання якісної структури металу. При виплавці статі, яка містить менше 0,21 % вуглецю, алюміній уводять в кількості 0,07-0,11 %. Якщо ьу- глешо більше 0,2 %, то в середньо- і високовуїлецеві сталі вводять приблизно 0,02- 0,04% та 0,06 0,08 % алюмінію, відповідно.
Затрати футеровки залежать від багатьох факторів (складу і виду вогнетривів, їх якості, конструкції печей, технології процесу, умов виробництва н т.і.) і задаються на основі виробничих даних. Загальні витрати вогнетривів на 100 кг шихти складають 1,5-1,9 кґ і розподілені По періодам плавки таким чином:
- у період плавлення - 0,6-0,8 кг, в тому числі:
зі своду - 0,1-0,2 кг;
з подини і стін - 0,6-0,7 кг;
- у окислювальний період - 0,5-0,6 кг, в тому числі:
зі своду - 0,06-0,08 кг;
з подини і стін - 0,40-0,52 кг;
- -354965-4826635Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
5
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
5
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
у період відновлення - 0,4-0,5 кг, в тому числі:
зі своду - 0,02-0,04 кг;
з подини і стін - 0,40-0,45 кг;
Хімічний склад шихтових, шлакоутворюючих та додаткових матеріалів, що рекомендується, наведений у табл. 2.4-2.6.
Таблиця 2.4 – Хімічний склад вуглецьмістячих матеріалів
Найменування матеріалу Хімічний склад
С S летючих Зола Волога
Електродний бій 99 - - 1,0 -
Кокс 75-78 0,5-2,0 0,6-1,7 8-12 2-9
Таблиця 2.5 – Хімічний склад чавуну та сталевого скрапу
Найменування матеріалу Хімічний склад
С Mn Si P S
Чавун 4,00 0,02 0,60 0,040 0,035
Паспортна болванка 0,20 0,45 0,30 0,020 0,020
Брухт рядовий 0,70 1,00 0,30 0,020 0,020
Великовагова шихта 0,30 0,40 0,30 0,030 0,030
Середньо- та легковагова шихта 0,25 0,40 0,30 0,035 0,035
Таблиця 2.6 – Склад розкислювачів
Найменування матеріалу Хімічний склад
С Si Mn P Al Fe
Ферромарганець високовуглецевий 6,50 1,00 74,00 0,35 - 18,15
Ферромарганець низьковуглецевий 1,00 2,00 85,00 0,30 - 11,70
Ферросиліций 0,18 45,40 0,40 0,08 - 53,94
Алюміній - - - - 99,0 1,00
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
6
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
6
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
Таблиця 2.7 – Склад шлакоутворюючих матеріалів
Найменування матеріалу Вміст компонентів
CaO SiO2 MgO Fe2O3 FeO Al2O3 CaF2 MnO P2O5 CO2 H2O S
Вапно 90,5 2,50 0,80 0,6 - 1,6 - - - 3,9 0,6 0,10
Руда залізна 0,90 7,70 0,30 79,0 7,50 1,30 - 1,10 0,60 0,6 1,0 -
Окалина 0,8 5,9 0,6 87,6 - 3,15 - - 0,06 - - 0,02
Плавіковий шпат 8,6 5,10 - - - 1,30 80,0 - - 5,0 - -
Агломерат 12,0 8,00 0,3 57,0 18,6 1,50 - 1,0 0,4 - 1,2 -
Периклазохроміт (склепіння) 2,0 6,5 66,0 11,5 - 4,0 - - - - - -
Периклаз (стіни та подина) 3,5 3,45 90,25 0,8 - 0,8 - - - - - -
Шамот 0,8 61,0 0,2 2,0 - 36,0 - - - - - -
Міксерний шлак 9,3 53,8 2,3 - 13,9 9,10 - 11,2 0,20 - - 0,21
Забруднення брухту 4,8 1,90 1,90 7,30 - 21,0 - - - - - -
Зола електродів 11,8 36,5 - - - 31,7 - - - - - -
2.2 Визначення середнього складу шихти
Таблиця 2.8 - Хімічний склад готової марки сталі
Марка сталі Хімічний склад
C Si Mn S P
< 0.12 0.17-0.37 1.4-1.8 ≤ 0.04 ≤ 0.035
Розрахунок ведемо на 100 кг шихти. Для отримання сталі заданої марки будемо використовувати 88 % вуглецевого скрапу, 12 % чавуну, електродний бій, феромарганець, феросиліцій та алюміній.
Раніше було вказано оптимальний склад скрапу з шихті ДСП. Отже, наприклад, вуглецю у вуглецевому скрапі, що складається у нашому випадку з легко- середньо- та великовагової шихти, буде знаходитися (табл. 2.5), %:
0,25·0,16+0,25·0,43+0,30·0,41=0,271.
З урахуванням відсоткового складу в шихті чавуну отримаємо в металошихті вуглецю, %:
0,271·0,88+4·0,12=0,718.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
7
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
7
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
Таким же чином знаходимо кількість інших складових скрапу та заносимо отримані дані у таблицю 2.9
Таблиця 2.9 – Хімічний склад шихтових матеріалів, розкислювачів, %
Найменування матеріалу C Si Mn Al P S Зола Fe
Вуглецевий скрап 0,718 0,336 0,354 - 0,034 0,033 - 98,525
Електродний бій 99,0 - - - - - 1,0 -
Ферромарганець 1,0 2,0 85,0 - 0,30 - - 11,70
Ферросиліций 0,18 45,4 0,40 - 0,08 - - 53,94
Алюміній - - - 99,0 - - - 1,00
Визначимо середній склад металевої шихти. В якості матеріала, що вносить додатковий вуглець, використовуємо електродний бій. Приймаємо вміст вуглецю у металі по розплавленні 0,70 %, втрати вуглецю в період плавлення рівними 20 %. Тоді середній вміст вуглецю в шихті визначимо за формулою:
,
де Еш - вміст елементу у шихті, %; Ерож, - вміст елементу по розплавленні, %; У - втрати елементу, %.
В результаті розрахунку отримаємо, %

Складаємо балансове рівняння по вуглецю. Позначимо витрати електродного бою через X, тоді витрати скрапу складуть (100-Х). Балансове рівняння буде мати вигляд (з урахуванням засвоєння вуглецю 75 %):
99Х·0,75+(100-Х)·0,718=1·100
Звідси, %
Отже, металева шихта буде складатися з 99,617 % скрапу та 0,383 % електродного бою. Середній склад шихти наведено у табл. 2.10.
Таблиця 2.10 – Середній склад шихти
Найменування матеріалу Маса, кг C Si Mn P S Fe
Скрап вуглецевий 99,617 0,715 0,335 0,353 0,034 0,033 98,530
Електродний бій 0,383 0,285* - - - - -
Всього 100 1,000 0,335 0,353 0,034 0,033 98,530
*За умов засвоєння С = 75% ()
Період плавлення шихги720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
8
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
8
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ

Джерелами утворення шлаку періоду плавлення є оксиди елементів металу, вапно, залізна руда, шамотний бій, футерівка печі, зола електродного бою. Кількість оксидів, що утворюються з вапна, залізної руди, шамотного бою і футерівки печі визначається за кількістю шлакоугворюючого матеріалу, який уводиться згідно прийнятій технології та відсотковому складу в ньому того чи іншого компонента.
З вапна (Витрати складають 3,8 %) (табл. 2.7), кг:
CaO - 90,5·3,8/100=3,439 кг;
MgO - 0,80·3,8/100=0,030 кг;
SiO2 - 2.5·3.8/100=0.095 кг;
Al2O3 - 1,6·3,8/100=0,061 кг.
З залізної руди (Витрати складають 1,6 %), кг:
CaO - 0.90·1.6/100=0,014 кг;
MgO - 0,30·1,6/100=0,005 кг;
SiO2 - 7,7·1,6/100=0,123 кг;
Al2O3 - 1,3·1,6/100=0,021 кг;
MnO - 1,1·1,6/100=0,018 кг;
P2O5 0,6·1,6/100=0,010 кг.
З шамотного бою (Витрати складають 1,3 %), кг:
CaO - 0,80·1,3/100=0,010 кг;
MgO - 0,20·1,3/100=0,003 кг;
SiO2 - 61,0·1,3/100=0,793 кг;
Al2O3 - 36,0·1,3/100=0,468 кг;
Fe2O3 - 1,1·1,3/100=0,014 кг;
P2O5 2,0·1,3/100=0,026 кг.
У процесі плавлення в шлак переходе зола електродного бою кг:
(0,383+0,5)·1/100=0,009
де 0,383 - витрати електродів на навуглецювання металу (табл. 2.9), %; 0,5 - прийняті витрати графітованих електродів на плавку, %; 1 - вміст золи в електродному бої, %.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
9
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
9
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
Залізна руда (при прийнятих витратах 1,6%) внесе у метал Fе (табл. 2.7)
(112/160-79/100-1-56/72-7,5/100)·1.6=0,978 кг.
У період плавлення відбувається окислення елементів шихти. Середні втрати елементів представлені у табл. 2.1. Склад шлаку, який утворюється при окисленні елементів металу, розраховується згідно рівнянь окислення, виходячи з кількості елементів, що окислилися (табл. 2.10).
Таблиця 2.10 – Кількість кисню необхідного для окислювання елементів шихти
Елемент Вміст у шихті, кг Втрати Окислюється Хімічне рівняння Потрібно кисню, кг
C 1,000 30 0,300 С+1/2О2=СО 0,300·16/12=0,400
Si 0,335 75 0,251 Si+O2=SiO2 0,251·32/28=0,287
Mn 0,353 55 0,194 Mn+1/2O2=MnO 0,194·16/55=0,056
P 0,034 65 0,022 2P+2·1/2O2=P2O5 0,022·80/62=0,029
Всього 0,772
Таким чином, у шлак перейшло, кг:
SiO2 -0,251·60/28=0,538;
P2O5 -0,022·142/62=0,050;
МnO -0,194·71/55=0,251.
(РеО) знаходиться в межах, які залежать від концентрації вуглецю. Згідно із даними Ф.Л.Єднєрала, можна прийняти:
[C], % 0,08-0,18 0,20-0,32 0,28-0,42 0,67-1,09
(Feзаг), % 12,23 10,05 9,20 9,10
Приймаємо для наших умов (Feзаг)=9 %. Тоді, при прийнятому співвідношенні FеО до Fe2O3 у шлаку, рівному 3, (FеО)=6,75 %, а (Fe2O3)=2,25 %.
Приблизну кількість шлаку Мш розраховуємо з використанням рівняння:
,
де ∑Мок - кількість шлакоутеорюючих оксидів. 720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 10
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 10
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ

Склад і кількість шлаку періоду плавлення представлені у табл 2.11.
Таблиця 2.11 - Склад і кількість шлаку періоду плавлення
Джерело CaO MgO SiO2 Al2O3 FeO Fe2O3 MnO P2O5 Cr2O3 ∑
Метал - - 0,538 - 0,485 0,125 0,251 0,050 -  
Вапно 3,439 0,030 0,095 0,061 - - - - -  
Шамот 0,010 0,003 0,793 0,468 - 0,014 - 0,026 -  
Руда 0,014 0,005 0,123 0,021 - - 0,018 0,010 -  
Склепінн* 0,002 0,066 0,007 0,004 - 0,012 - - 0,010  
Стіни і подина 0,018 0,451 0,018 0,004 - 0,010 - - -  
Зола 0,001 - 0,003 0,003 - - - - -  
Всього,кг3,485 0,555 1,577 0,560 0,485 0,162 0,268 0,086 0,010 7,188
Всього,%48,479 7,718 21,943 7,796 6,750 2,250 3,732 1,192 0,139 100,000
*Прийняли що витрати вогнетривів склепіння в період плавлення становлять 0,1 %, а подини і стін – 0,5 %.
Отже , кг.
Згідно із даними, що наведені у табл: 2.11, додатково отримуємо ще 0,485 кг FеО з металу, на що потрібно 0,485·56/72=0,377 кг Fе. На це потрібно, згідно стехіометричним розрахункам, ще додатково 0,485-16/72=0,108 кг кисню. На отримання 0,125 кг Fe2O3 потрібно ще 0,125·112/160=0,088 кг Fе, на що витрачається 0,125·48/160=0,038 кг кисню. Отже, потреба у кисні на окислення металу складе 0,108 + 0,038 = 0,145 кг.
Загальна потреба у кисні в період плавлення складе:
0,772+0,145=0,918 кг.
Цю кількість кисню уводять в метал за допомогою сталевих трубок або кисневої фурми, що є більш сучасним, ніж уведення з залізною рудою.
До моменту розплавлення залишиться заліза (витрати заліза з димом 2%)
98,530-0,377-0,088-2·98,530/100+0,978=97,073 кг.
Вуглецю в металі на момент розплавлення залишиться (див. табл. 2.10) 1,0 - 0,3=0,700 кг. Таким же чином знаходимо вміст у металі інших домішок та зводимо їх до табл. 2.12.720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
11
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
11
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ

Таблиця 2.12 – Склад металу по розплавленні.
Елемент кг %
C 0,700 0,714
Si 0,084 0,085
Mn 0,159 0,162
S 0,033 0,034
P 0,034 0,034
Fe 97,073 98,971
Всього 98,082 100
Порівняння вмісту фосфору та сірки з потребуємими в готовій сталі показує, що отриманий вміст цих елементів після періоду плавлення відповідає заданим, що дає можливість проводити плавку без скачування шлаку цього періоду і наведення нового.
Окислювальний період плавки
В окислювальний період плавки для дегазації металу окислюють вуглець до нижньої межі заданої марки сталі. У нашому випадку залишиться вуглецю, кг (табл. 2.11):
98,082·0,09/100=0,088 кг, або 0,088 %. Вигорить 0,700-0,088=0,612 кг, на що потрібно 0,612·16/12= 0,816 кг кисню.
В цей же період, в металі залишиться:
Mn (витрати Mn становлять 55%) - 0,159·55/100=0,087 кг, або 0,087 % (видалено марганцю 0,159-0,087=0,071 кг, на що потрібно 0.071·16/55=0,021 кг кисню);
Si - сліди (видалено 0,084 кг, на це потрібно 0.084·32/28=0,096 кг кисню);
S – при (S)/[S]=3 – 100·0,033/(99,617+3·7,188)=0,027 кг, або 0,027 % (видалено 0,033-0,027=0,004 кг). 720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
12
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
12
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ

P – при основності шлаку (CaO/SiO2)=2,209 [P]=кг, або 0,022 %, (видалено 0,034-0,022=0,012 кг, на що потрібно 0,012·16/12=0,016 кг).
При окисленні домішок металу утвориться оксидів, які переходять у шлак (табл. 2.13).
Таблиця 2.13 – Кількість оксидів, що переходять у шлак
Елементи По розплавленні В окислювальний період Окислюється Хімічне рівняння Утвориться оксидів, кг
Mn 0.159 0.071 0.087 Mn+1/2О2=MnО 0,087·71/55=0,113
Si 0.084 0 0.084 Si+O2=SiO2 0,084·60/28=0,179
P 0.034 0.022 0.012 2P+5/2O2=P2O5 0,012·142/62=0,027
Всього 0,319
Приймаємо для наших умов (Fезаг)=12 %. Тоді при прийнятому співвідношенні (FеО)/(Fe2O3)=3, (FеО)=9,6%, а (Fe2O3)=2,4 %.
У шлаку було 6,75% FеО, стало 9,6%, отже, надійшло 2,85%, або 7,188·2,85/100=0,205 кг. На це потрібно 0,205·56/72=0,159 кг Fе та 0,205·16/72=0,046 кг кисню.
Fe2O3 було 2,25%, стало 2,4 %, отже, надійшло 0,150 %, або 7,188·0,15/100=0,011 кг. На це потрібно 0,011·112/160=0,008 кг Fе та 0,011·48/160=0,003 кг кисню.
Отже, загальна потреба у кисні на період окислення складе 0,816+0,021+0,096+0,006+0,046+0,003=0,987 кг.
За час періоду плавлення та окислення утворюється СО.
від окислення вуглецю:
{CO}=(1-0,088)·28/12=2,127 кг;
від витрат електродів та електродного бою:
{CO}=(0,383·0,99·0,25+0,5·0,99)·28/12=1,376 кг;
де 0,32 - витрати електродного бою; 0,99 - вміст вуглецю, од.; 0,25 - коефіцієнт незасво-єння вуглецю електродного бою; 0,5 - витрати електродів.
Потрібно кисню на отримання СО від електродів 0,5·0,99·16/12=0,66 кг.
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
13
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
13
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
З урахуванням даних табл. 2.12, 2.13. наступних розрахунків та надходження оксидів з футерівки можемо розрахувати склад та кількість шлаку окислювального періоду (табл. 2.14).
Таблиця 2.14 – Склад та кількість шлаку окислювального періоду
Джерело CaO MgO SiO2 Al2O3 FeO Fe2O3 MnO P2O5 Cr2O3 ∑
Шлак періоду плавлення 3,485 0,555 1,577 0,560 0,485 0,162 0,268 0,086 0,010 7,188
Метал - - 0,179 - 0,205 0,011 0,113 0,027 - 0,534
Склепінн* 0,001 0,040 0,004 0,002 - 0,007 - - 0,006 0,060
Стіни і подина 0,014 0,361 0,014 0,003 - 0,003 - - - 0,395
Всього,кг3,500 0,956 1,775 0,565 0,690 0,183 0,381 0,112 0,016 8,178
Всього,%42,797 11,688 21,701 6,914 8,439 2,232 4,660 1,374 0,196 100,000
* Прийняли що витрати вогнетривів склепіння в період плавлення становлять 0,06 %, а подини і стін – 0,4 %.
У кінці окислювального періоду отримаємо наступний склад металу (табл. 2.15).
Таблиця 2.15 - Склад металу у кінці окислювального періоду
Елемент кг %
C 0,088 0,091
Si - -
Mn 0,087 0,090
S 0,027 0,028
P 0,022 0,023
Fe 97,073-0,159-0,008=96,906 99,768
Всього 97,131 100
Аналізуючи ию таблицю, робимо висновок, що вміст у металі сірки та фосфору не перевищує заданих для цієї марки сталі значень. Отже, скачувати шлак окислювального періоду і наводити новий нема потреби.
Складемо матеріальний баланс періодів плавлення і окислення (табл. 2.16)
Таблиця 2.16 – Матеріальний баланс періодів плавлення і окислення
Витрачено Отримано
Матеріал кг Матеріал кг
Металевий брухт 99,617 Метал 97,131
Електродний бій 0,383 Шлак 8,178
Електроди 0,5 Втрати заліза 2,000
Залізна руда 1,6 Газів 2,127+1,376=3,504
Вапно 3,8 Периклаз 0,5+0,4=0,90 Периклазохроміт 0,1+0,06=0,16 Шамотний бій 1,3 Газоподібний кисень 0,918+0,987+0,66=
=2,564 Всього 110,824 110,812
Нев'язка не повинна перевищувати 0,05 %. В нашому випадку вона складає:

Отже, розрахунки вірні.
2.5 Період відновлення
Метою цього періоду є десульфурація металу, його розкислення та підвищення 720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
14
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
14
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
температури до необхідної величини.
Як встановлено вище, сірка у металі не перевищує значень, що рекомендовані ДЕСТ, отже, наводити новий шлак не обов'язково.
У цей період продовжується знос футерівки. Приймаємо, що зі склепіння в шлак поступає 0,02 кг речовини, а з подини та стін - 0,45 кг.
Розкислення сталі виконується з використанням феромарганцю та феросиліцію в печі і в ковші алюмінієм.
Розрахунок кількості розкислювачів ведемо на 97,131 кг металу (див. табл. 2.15) за формулою:
де X — потрібна кількість феросплаву, кг; а - кількість розкислюючого елементу (від кінцевого вмісту віднімаємо вміст елементу в металі перед присадкою феросплаву, %); b - вміст розкислювача у феросплаві, %; с - доля засвоєння елемента, що розкислює (див. табл. 2.5); Т- маса металу, кг.
Приймаємо кінцевий вміст Мn і Sі в металі 1,6 і 0,30 %, відповідно. По закінченні періоду окислення метал містив 0,087 % Мn та 0 % Sі.
Таким чином, витрати феромарганцю складуть:
кг.
З цієї кількості феромарганцю засвоюється металом 2,161·0,8=1,728 кг, не засвоюється (1-0,8)-2,161=0,432 кг феромарганцю.
Феромарганець внесе в метал:
вуглецю1,728·1,0/100=0,017 кг;
720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 15
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 15
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
кремнію1,728·2,0/100=0,035 кг;
фосфору1,728·0,3/100=0,005 кг;
заліза1,728·11,7/100=0,202 кг.
В шлак з незасвоєної кількості феромарганцю піде:
марганцю 0,432·0,85=0,367 кг, який утворить 0,367·71/55=0,474 кг MnО;
кремнію 0,432·0,02=0,009 кг, який утворить 0,009·60/28=0,019 кг SiO2;
фосфору 0,432 ·0,003=0,001 кг, який утворить 0,001·142/62=0,003 кг Р2О5;
заліза 0,432·11,7/100=0,051, яке утворить 0,051·72/56=0,065 кг FеО.
Окислиться 0,432·8,5/100=0,004 кг вуглецю феромарганцю, з якого отримаємо 0,004·28/12=0.010 кг {CO}.
Для окислення незасвоєних елементів феромарганцю потрібно 0,004·16/12+0,367·16/55+0,009·32/28+0,001-80/62+0,051-16/56=0,139 кг кисню.
Витрати феросиліцію складуть;
кг.
З цієї кількості феросиліцію засвоюється металом 0,802·0,8=0,642 кг, не засвоюється (1-0,802)·0,8=0,158 кг феросиліцію.
Феросиліцій внесе в метал:
вуглецю0,642·0,18/100=0,001 кг;
кремнію0,642·0,40/100=0,003 кг;
фосфору0,642·0,08/100=0,001 кг;
заліза0,642·53,94/100=0,346 кг.
В шлак з незасвоєної кількості феросиліцію піде:
марганцю 0,158·0,004=0,001 кг, який утворить 0,001·71/55=0,001 кг MnО;
кремнію 0,158·0,454=0,072 кг, який утворить 0,072·60/28=0,154 кг SiO2;
фосфору 0,158 ·0,0008=0,0001 кг, який утворить 0,0001·142/62=0,0003 кг Р2О5;720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
16
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
16
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ

заліза 0,158·53,9/100=0,085, яке утворить 0,085·72/56=0,110 кг FеО.
Окислиться 0,158·0,18/100=0,0003 кг вуглецю.
Для цього потрібно:
0,001·16/55+0,072·32/28+0,0001·80/62+0,085·16/56=0,107 кг кисню.
У кінці періоду відновлення отримаємо наступний склад металу (табл.2.17)
Таблиця 2.17 – Склад металу у кінці періоду відновлення
Елемент кг %
C 0,09+0,017+0,001=0,108 0,109
Si 0,300+0,035=0,335 0,336
Mn 1,6+0,003=1,603 1,610
S 0,027 0,027
P 0,022+0,005+0,001=0,029 0,029
Fe 96,906+0,202+0,346=97,454 97,889
Всього 99,556 100
Склад та кількість шлаку наведені в таблиці 2.18.
Таблиця 2.18 - Склад та кількість шлаку періоду відновлення
Джерело CaO MgO SiO2 AlO3 FeO Fe2O3 MnO P2O5 Cr2O3 ∑
Шлак періоду плавлення 3,500 0,956 1,775 0,565 0,690 0,183 0,381 0,112 0,016 8,178
Склепінн - 0,013 0,001 0,001 - 0,002 - - 0,002 0,019
Стіни і подина 0,016 0,406 0,014 0,004 - 0,004 - - - 0,444
FeMn - - 0,019 - 0,065 - 0,474 0,003 0,561
FeSi - - 0,154 - 0,110 - 0,001 0,000 - 0,265
Всього,кг3,516 1,375 1,962 0,570 0,865 0,189 0,856 0,116 0,018 9,466
Всього,%37,142 14,524 20,727 6,026 9,136 1,992 9,043 1,221 0,190 100,000
Складемо матеріальний баланс періоду відновлення (табл.2.19)
Таблиця 2.19 – Матеріальний баланс періоду відновлення720090252095Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 17
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ
00Змн.
Арк.
№ докум.
Підпис
Дата
Арк.
PAGE \* LOWER 17
МЧМд.РК16.15.02.ПЗ

Витрачено Отримано
Матеріал кг Матеріал кг
Сталь 97,131 Сталь 99,556
Феромарганець 2,161 Шлак 9,466-8,178=1,288
Феросиліцій 0,802 Газів 0,010
Периклаз 0,450 Кисень 0,107+0,139=0,245 Периклазохроміт 0,02 Всього 100,809 100,854
Невязка складає %. Отже, розрахунки вірні.
Складемо матеріальний баланс плавки (табл.2.20)
Таблиця 2.20 – Матеріальний баланс плавки
Витрачено Отримано
Матеріал кг Матеріал кг
Металевий брухт 99,617 Сталь 99,556
Електродний бій 0,383 Шлак 9,466
Електроди 0,500 Втрати заліза 2,000
Залізна руда 1,600 Газів 3,504+0,010=3,514
Вапно 3,800 Периклаз 0,9+0,45=1,35 Периклазохроміт 0,16+0,02=0,18 Шамотний бій 1,300 Феромарганець 2,161 Феросиліцій 0,802 Газоподібний кисень 2,564+0,245=2,810 Всього 114,503 114,535
Невязка складає %.
Отже, рохрахункі вірні

Приложенные файлы

  • docx 522790
    Размер файла: 707 kB Загрузок: 0

Добавить комментарий