Розрахунок матеріального балансу конвертерної плавки

Початкові дані.

Таблиця 21 – Хімічний склад чавуну, скрапу, металу перед

розкислюванням і готової сталі 1008, %:

Найменування матеріалу C Mn Si P S
Чавун переробний 75% 4,12 0,45 0,73 0,250 0,045
Скрап 25% 0,33 0,54 0,43 0,026 0,030
Метал перед розкислюванням 0,13 0,18 0,013 0,021
Готова сталь 0,13-0,18 0,70-1,40 0,15- 0,30 н.б. 0,040 н.б. 0,040

Таблиця 22 – Хімічний склад вапна, плавикового шпату, руди і

футерування, %:

Найменування матеріалу SiO2 CaO MgO Al2O3 Fe2O3 CaF2 H2O CO2
Вапно 2,0 91.0 1,0 1,5 - - 0,5 4,0
Плавиковий шпат 4,2 2,1 - 0,8 - 89,4 - 3,5
Залізняк 7,1 1,0 0,2 4,6 86,0 - 1,1 -
Смолодоломітова цеглина 2,0 58,0 36,5 1,5 2,0 - - -

Витрата чавуну складає 75% від маси металевої шихти, витрата скрапу – 25%.

Витрата залізняку для прискорення шлакоутворення і коректування температури металу – 1,5% від маси металошихти (звичайно складає 1-2%).

Температура чавуну при заливці в конвертер 1371 ОС.

Температура сталі перед випуском 1610 ОС.

Розрахунок ведемо на 100 кг металошихти (чавун + скрап). Визначаємо середній склад металевої шихти, %.

Визначаємо середній склад металевої шихти %.

Таблиця 23 Середній склад металевої шихти, кг:

C Mn Si P S
Чавун 3,09 0,33 0,54 0,018 0,033
Скрап 0,08 0,135 0,107 0,006 0,007
Середній склад 3,17 0,465 0,647 0,024 0,04

Визначаємо скільки віддаляється домішок на 100 кг металу, кг:

С мn Si P S Fe 3,17-0,13∙0,9=2,736 0,465-0,18∙0,9=0,256 0,647 0,024-0,013∙0,9=0,009 0,04-0,021∙0,9=0,017 1,2
Чад домішок 4,865

Вихід сталі приймаємо рівним 0,9.

Втрати заліза випаровуванням звичайно складають 0,8-1,6%.

Приймаємо 1,2%.

Приймаємо, що при продування ванни киснем 10% S вигоряє SO2,

тобто окислюється:

S=0,04:10=0,004 кг

Витрата кисню на окислення домішок складає, кг:

С – СО2 С – СО Si – SiO2 Mn – MnO S – SO2 P – P2O5 Fe – Fe2O3 2,736∙0,1∙32/12=0,7296 2,736∙0,9∙16/12=3,28 0,647∙32/28=0,73 0,256∙16/55=0,07 0,004∙32/32=0,004 0,009∙80/62=0,01 1,2∙48/112=0,51
Всього 5,33

Приймаємо, що 90% С окислюється до СО, а 10% до СО2.

Утворюється маса оксидів, кг:

СО2 СО SiO2 MnO P2O5 S Fe2O3 2,736∙0,1∙44/12=1,003 2,736∙0,9∙28/12=5,74 0,647∙60/28=1,38 0,256∙71/55=0,33 0,009∙142/62=0,02 0,004∙64/32=0,008 1,2∙160/112=1,714

У шлак переходить сірки, кг:

0,017-0,004=0,013

Під час переходу сірки в шлак звільнюється кисню, кг:

0,13:2=0,006

Втрата кисню складає, кг:

5,33-0,006=5,324

Витрату вапна визначаємо по балансу СаО та SiO2 у шлаку для отримання основності 3,2 (основність шлаку повинна складати від 2,8 до 3,5). Для формування шлаку приймаємо витрату плавикового шпату рівним 0,3 кг. За даними практики вітчизняних і зарубіжних заводів витрата розріджувачів звичайно складає:

а) бокситу 0,6-1,2%;

б) плавикового шпату 0,2-0,6%;

Витрата (знос) футерування коливається в межах 0,8-1,2% від маси металошихти. Приймаємо витрату футерування рівним 1,1% або 1,1 кг на 100 кг металошихти.



Витрати вапна позначимо через х.

Кількість СаО в кінцевому шлаку, що поступає з матеріалів, складе, кг:

Футерування 1,1:100∙58=0,638

Залізняк 1,5:100∙1,0=0,015

Плавиковий шпат 0,3:100∙2,1=0,006

Вапно х:100∙91=0,91х

Всього 0,6593+0,91х

SiО2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Металева шихта 1,38

Залізняк 1,5:100∙7,1=0,106

Плавиковий шпат 0,3:100∙4,2=0,013

Футерування 1,1:100∙2,0=0,022

Вапно х:100∙2,0=0,02х

Всього 1,521+0,02х

MgО в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Футерування 1,1:100∙1,5=0,0165

Залізняк 1,5:100∙36,5=0,402

Вапно х:100∙1,0=0,01х

Всього 0,4185+0,01х

Al2О3 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Футерування 1,1:100∙1,5=0,0165

Залізняк 1,5:100∙4,6=0,069

Плавиковий шпат 0,3:100∙0,8=0,0024

Вапно х:100∙1,5=0,015х

Всього 0,0879+0,05х

Fe2О3 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Футерування 1,5:100∙86,0=1.29

Залізняк 1,5:100∙2,0=0,022

Всього 1,312

CaF2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Плавиковий шпат 0,3:100∙89,4=0,2682

CaO2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Плавиковий шпат 0,3:100∙3,5=0,0105

Вапно х:100∙4,0=0,04х

Всього 0,0105+0,04х

Замість СаО і SiО2 підставляємо їх значення і визначаємо витрати вапна:

0,659:1,521+0,91х:0,02х=3,2

0,659+0,91х=3,2∙(1,521+0,02х)

0,659+0,91х=4,8672+0,064х

0,91х-0,064х=4,8672-0,659

0,846х=4,2082

Х=4,9742

Металева шихта, залізняк, плавиковий шпат, вапно і футерування

вносять в шлак, кг:

Таблиця 24 – Складові шлаку, кг:

Матеріали Всього
Мет. Шихта Залізна руда Футерівка Плавиков. шпат Вапно (х)
SiO2 1,38 0,106 0,022 0,013 0,099 1,62
CaO - 0.015 0,638 0,006 4,526 5,185
MgO - 0,003 0,402 - 0,049 0,454
Al2O3 - 0,069 0,016 0,002 0,248 0,335
S 0,013 - - - - 0,012
MnO 0,27 - - - - 0,27
P2O5 0,054 - - - - 0,054
Fe2O3 - 1,29 0,022 - - 1,312
CaF2 - - - 0,2682 - 0,268
1,717 1,483 1,100 0,289 4,922 9,52

У вапні міститься, кг :

4,9742:100∙0,5=0,024 – Н2О

4,9742:100∙4,0=0,198 – СО2

Плавиковий шпат містить, кг :

0,3:100∙3,5=0,011 – СО2

Залізняк містить, кг

9,52-1,312=8,208 – Н2О

Залежно від режиму продування, основності кінцевого шлаку і змісту С у металі в кінці продування плавки відношення FeO (у %) до Fe2O3 (у %) у шлаку звичайно коливається в межах 1,5 – 3,0.

Приймаємо вміст оксидів заліза в шлаку 12% FeO і Fe2O3 5%, тоді маса оксидів шлаку без FeO і Fe2O3 буде складати 83%.

Маса шлаку рівна, кг:

8,208/83∙100=9,889

Розраховуємо хімічний склад кінцевого шлаку, кг:

% SiO2 % CaO % MgO % Al2O3 % S % MnO % P2O5 % CaF2 %FeO %Fe2О3 1,62/9,889∙100=16,38 5,185/9,889∙100=52,43 0,454/9,889∙100=4,59 0,335/9,889∙100=3,38 0,012/9,889∙100=0,13 0,27/9,889∙100=2,73 0,054/9,889∙100=0,55 0,268/9,889∙100=2,71
Всього 99,9

Таблиця 25 – Хімічний склад кінцевого шлаку, %:

SiO2 CaO MgO Al2O3 S MnO P2O5 CaF2 FeO Fe2O3
16,38 52,43 4,59 3,38 0,13 2,73 0,55 2,71 99,9

Фактична основність кінцевого шлаку:

%CaO:%SiO2=52,43:16,38=3,2

Маса оксидів заліза складає, кг :

9,889-8,198=1,691 кг, зокрема

FeO = 9,889:100∙12=1,18

Fe2O3 = 1,691-1,18=0,511

Приймаємо, що 90% що вноситься рудою і футеруванням Fe2O3

відновлюється до заліза, а 10% - до FeO.

Відновлення Fe2O3 до заліза дає, кг:

а) кисень 1,312∙0,9∙48:160=0,354

б) залізо 1,312∙0,9-0,354=0,827

Відновлення Fe2O3 до FeO дає, кг:

а) кисень 1,312∙0,1∙16:160=0,013

б) FeO 1,312∙0,1-0,013=0,118

Ця кількість FeO поступає в шлак.

В результаті окиснення заліза утворюється, кг:

FeO = 1,18-0,118=1,062

Fe2O3 = 0,511

Всього 1,573

Окислюється заліза, кг:

(1,062∙56:72)+(0,511∙112:160)=1,2271

Втрати заліза у вигляді корольків металу, що заплуталися в шлаку (коливається в межах 6-10% від маси шлаку). Приймаємо 8%, тоді втрати складуть:

9,889:100∙8=0,79

Вихід сталі, кг:

100+0,827-4,86-1,2271-1,0-0,79=92,95

де 1,0 – витрати металу з викидами (коливається в межах 0,5-1,1% від маси металошихти);

4,86 – чад домішок;

1,1753 – окислюється заліза;

0,79 – втрати заліза у вигляді корольків металу;

0,827 – відновлення Fe2O3 до заліза;

Буде потрібно кисню на окиснення заліза, кг:

1,573-1,1753=0,346

Всього буде потрібно кисню на окиснення домішок і заліза, кг:

5,33+0,346-(0,354+0,013)=5,309

Приймаємо технічний кисень що містить 99,5% О2 і 0,5% N2.

Буде потрібно технічного кисню при 95% засвоєнні, м3.

5,309∙22,4:0,995∙0,95∙32=3,93

Кількість незасвоєного кисню рівна:

3,93∙0,05=0,196м3 або 0,196∙32:22,4=0,28 кг

Кількість азоту рівна:

3,93∙0,005=0,0196м3 або 0,0196∙28:22,4=0,024 кг

Маса технічного кисню рівна, кг:

5,309+0,28+0,024=5,613

Таблиця 26 – Склад і кількість газів:

Складаючи кг м3 %
СО2 1,003+0,198+0,011=1,212 0,617 11,22
СО 5,74 4,592 83,5
Н2О 0,024+0,016=0,04 0,049 0,89
О2 0,278 0,194 3,52
N2 0,024 0,019 0,34
SO2 0,08 0,028 0,5
Разом 7,374 5,499 99,97

Таблиця 27 – Матеріальний баланс плавки:

Поступило, кг % Одержано, кг %
Чавуну 75,00 66,04 Сталі 92,95 81,73
Скрапу 25,00 22,01 Корольків 0,79 0,69
Залізняку 1,500 1,32 Металу у викидах 1,000 0,89
Плавикового шпату 0,300 0,26 Шлаку 9,889 8,69
Вапно 4,9742 4,38 Газів 7,374 6,48
Футерування 1,100 0,97 Fe2O3(у дим) 1,714 1,50
Техн. Кисню 5,613 5,01
Всього 113,4872 99,99 Всього 113,717 99,98

Незв’язність:

113,717-113,4872:113,717∙100=0,20що в межах допустимого.

Допустимо до 0,20%.

3.2 Розрахунок розкислення сталі

Таблиця 28 – Хімічний склад готової сталі та металу перед розкисленням

C Si Mn P S
Сталь 0,13 0,18 0,15 0,30 0,70 1,4 0,040 0,040
Метал перед розкисленням 0,13 0,18 0,013 0,021

Сталь 1008 розкислюємо феромарганцем з багатим феросиліціем і алюмініем.

Таблиця 29– Хімічний склад розкислювачів

C Si Mn P S Al Fe Інше
FeMn Mn0,5 0,5 2,0 0,3 0,03 - 12,17
FeSi FC45 0,2 46,5 0,65 0,05 - - 52,60
Al Втор

Визначаємо середній зміст елементів готової сталі


Таблиця 30 – Чад елементів розкислювачів:

Тип сталі Варіант розкислювання Зміст вуглецю в металі % С Чад елементів %
С Si Mn
Кипляча Ферромарганцем до 0,10 0,11 – 0,16 0,17 і більш 20-25 17-22 14-18 60-70 55-60 50-55 25-30 20-25 15-20
Спокійна Ферромарганцем і багатим феросиліцієм до 0,10 0,11 – 0,16 0,17 і більш 17-22 15-20 12-16 25-30 20-25 15-20 20-25 15-20 12-16

Приймаємо чад елементів: C – 16%; Si – 20%; Mn – 16%; Al – 50%.

Визначаємо витрати FeMn, кг/т

Визначаємо приріст маси металі після присадки FeMn

кг

Визначаємо масу FeMn що перейшов в шлак і газову фазу

Визначення вмісту Si в металі після присадки FeMn, кг/т

Визначаємо витрати FeSi

Визначаємо приріст маси металу після присадки FeSi

Маса FeSi що перейшов у шлак і газову фазу

Визначаємо масу металу після присадки FeMn та FeSi

Визначаємо витрати Al

Визначення приросту маси металу після присадки Al

Визначаємо масу Al що перейшов у шлак

Визначення маси FeSi та Al

Визначення маси феросплавів і Al що перейшли в шлак з газової фази

Перевірка:

3.3 Розрахунок теплового балансу конвертерної плавки

Прихід тепла

1. Фізичне тепло чавуну, тобто чавун що поступає в конвертер при температурі 1315оС, вносить

Q1=75[0,755∙1180+218+0,92∙(1315-1180)]=92482,5 кДж

Де, 75 – кількість (маса) чавуну в металошихті, кг;

0,755 – середня теплоємність твердого чавуну від 0оС до температури плавлення, кДж/кг∙град;

1180 – температура плавлення чавуну, 0оС (у залежності від хім. складу коливається в межах 1150-1200оС);

218 – прихована теплота плавлення твердого чавуну, кДж/кг;

0,92 – середня теплоємність рідкого чавуну, кДж/кг∙град.

2. Тепло екзотермічних реакцій

С – СО2 0,1∙34090∙2,736 =9327,024

С – СО 0,9∙10470∙2,736 =25781,328

Si – SiO2 31100∙0,647 =20121,7

Mn – MnO 7370∙0,256 =1886,72

P – P2O5 25000∙0,009 =225

S – SO2 9280∙0,004 =37,12

Fe – Fe2O3 (у шлак)7370∙0,3493 =2574,341

Fe – FeO 4820∙0,826 =3981,32

Fe – Fe2O3 (у дим) 7370∙1,200 = 8844

--------------------------------------------------

Q2 = 72778,533 кДж

де множене – теплові ефекти, віднесені до 1 кг елементу, що окислюється, кДж/кг; множник – кількість домішок чавуну, кг, що окислюються, кг.

3. Тепло шлакоутворення

При формуванні шлаку в ньому утворюються з'єднання

(СаО)2∙SiО2 і (СаО)2∙Р2О5 і виділяє тепло:

SiO2 + 2CaO=(CaO)2∙SiО2 2320∙1,38 =3201,6

Р2О5 + 4CaO=(CaO)4∙Р2О5 4740∙0,02 =94,8

---------------------------------------------------

Q3 = 32,96,4 кДж

де 2320 і 4740 – кількість тепла від витрати 1 кг оксидів на утворення з'єднання, кДж/кг;

1,19 і 0,311 – маса оксидів, що утворюються, кг

Прихід тепла рівний

Qприх=Q1 + O2 + Q3

Qприх=92482,5+72778,553+3296,4=168557,45 кДж

Витрати тепла

1. Фізичне тепло сталі, тобто сталь нагріта до 1610оС відносить тепло

Q1=94,74∙[0,70∙1539+272+0,84∙(1610-1539)] = 133482,98 кДж

де 94,74 – маса рідкої сталі, корольків і викидів, кг

94,74=92,95+0,79+1,0

0,7 – середня теплоємність твердої сталі, кДж/кг∙град.

1539 – температура плавлення металу, оС, визначається

1540-85∙0,13=1539

де 1540 – температура плавлення чистого заліза, оС;

85 – зниження температури плавлення на 1% вуглецю, оС;

272 – прихована теплота плавлення твердої сталі, кДж/кг∙град

0,84– середня теплоємкість рідкої сталі, кДж/кг∙град.

2. Фізичне тепло шлаку, тобто шлак відносить тепло

Q2 = 9,889∙(1,2∙1610+210) = 21182,23 кДж

де 9,889 - маса шлаку, кг;

1,20 – теплоємність шлаку, кДж/кг∙град.;

210 – теплота плавлення шлаку, кДж/кг∙град.

3. Гази відносять тепло при середній температурі рівній 1500оС (температура конверторних газів коливається в межах 1400 – 1700оС і залежить від температури металу за час продування)

СО2 3548∙0,617 =2189,116

CO 2202∙4,592 =10111,584

Н2О 2760∙0,049 =135,24

О2 2298∙0,194 =445,812

N2 2172∙0,019 =41,268

SO2 3548∙0,028 =99,344

--------------------------------------------------

Q3 = 13022,364 кДж

де множене – тепловміст 1м3 гази при температурі 1500оС, кДж/м3;

множник – кількість газів, що відходять, м3(дивись таблицю 6, 3 стовпчик)

4. Тепло, що відноситься частинками Fe2O3 у димі

Q4 = 1,714(1,200∙1500+210)= 3445 кДж

де 1,20 – кількість Fe2O3 у димі.

5. Тепло, що витрачається на відновлення Fe2O3 руди і футерування

Fe2O3 до Fe (1,312∙0,9)∙824000:160 = 6081

Fe2O3 до FeO (1,312∙0,1)∙290000:160 = 237

--------------------------------------------------

Q5 = 6318 кДж

де в дужках – кількість того, що відновилося Fe2O3, кДж/кмоль;

824000 і 290000 – тепловий ефект реакцій відновлення, віднесений до 1 кмолю Fe2O3, кДж/кмоль;

160 – молекулярна маса.

6. Втрати тепла (на нагрів футерування, випромінювання через горловину конвертора та ін.).

Ці втрати складають від 3 до 6 % від приходу тепла, тоді приймаємо величину втрат приймаємо 4% від приходу

Q6 = Qприх ∙ 0,04

Q6 = 168557,45∙0,04 = 6742,29 кДж

Витрата тепла рівна

Qвитрат = Q1 + Q2 + Q3 +Q4 + Q5 + Q6

Qвитрат =133482,98+21182,23+13022,364+3445+6318+6742,29=184192,86 кДж

Надлишок тепла рівний = 184192,86-168557,45=15635,41 кДж

Таблиця 31 – Тепловий баланс

Прихід тепла кДж кДж % Витрата тепла кДж кДж %
Фіз. тепло чавуну Q1 92482,5 54,86 Фіз. тепло сталі, Q1 133482,98 79,19
Тепло екз. реакцій Q2 772778,55 43,17 Фіз. тепло шлаку, Q2 21182,23 18,56
Тепло шлакоутв. Q3 3296,4 1,95 Гази відносять тепло, Q3 13022,364 7,72
Тепло віднос Fe2O3, Q4 2,04
Тепло відновл Fe2O3, Q5 3,74
Втрати тепла, Q6 6742,29 3,99
Надлишок тепла -15635,41 -9,27
Всього 168557,45 99,98 Всього 168557,45 99,97

Розрахунок кількості скрапу для виправлення операції

Що коректує кількість сталевого скрапу можна визначити з наступного балансового рівняння

15635,41= ∆Mскр∙[0,75∙1527+285+(1610-1527)∙0,84],

де 33321,2 – надлишок тепла на процесі, кДж;

1527 – температура плавлення скрапу, рівна температурі плавлення стали, оС;

285 – прихована теплота плавлення скрапу, кДж/кг;

0,84 – теплоємність рідкого скрапу, кДж/кг∙град

15635,41= ∆Mскр∙1757,57

звідки ∆Mскр = 8,9 кг або 8,9 % від маси металошихти.

Отже для отримання заданої температури в кінці продування плавки (у нашому випадку 16100С ) фактична витрата скрапу і рідкого чавуну в металошихті повинні бути

- скрапу : [(20±∆Mскр):(100±∆Mскр)]∙100=[(20+8,9):(100+8,9)]∙100=26,5%

- чавуну : 100-26,5 = 73,5 %

При недоліку тепла на процес фактична витрата скрапу в металошихті зменшується на відповідну величину.

3.4 Розрахунок основних розмірів конвертора ємкістю 300т.

Визначення головних розмірів конвертора.

Таблиця 32-Початкові данні.

Садка конвертора, м Діаметр, Дв, м Відношення Н1/Дв Відношення Дг/Дв
6,5 1,7 0,52

З заданого зверху відношення Н1/Дв =1,8 при відомим значенні Дв =6,5м визначаємо величину висоти робочого простору конвертора:

Н1 = 1,8×Дв, м, ( )

де Дв - внутрішній діаметр конвертера

Н1 = 1,8×6,5=11,05

З даного відношення Дг/Дв = 0,52 визначаємо діаметр горловини:

Дг = 0,52×Дв, м ( )

Дг = 0,52×6,5= 3,38

Визначаємо висоту горловини по формулі:

; ( )

-α куток нахила до вертикалі, в конвертерах середній і великой ємкості колеблиться у межах 53-75°. Приймаемо α=60°;

tg α= 1.7315;

тоді м

Визначаємо об’єм рідкого металу:

Vмет = 0,145×Qф, м ( )

де 0,145 – питомий об’єм металу, м3/m

300– садка конвертора, т

Тоді Vмет = 0,145×300 = 43,5 м3 ( )

Розрахуємо загальну глибину металевої ванни.

Днище конвертора улаштовується трішки увігнутим з метою підвищення його стійкості. Метал у спокійному стані вмішується у шаровому сегменті циліндричної частини конвертора, тобто:

Vмет = Vшс + Vцч, м3 ( )

Об’єм шарового сегменту визначається по формулі:

, м3 ()

де = 0,4 прийнята висота шарового сегменту, висота шарового сегменту звичайно складаї 0,3-0,5м

тоді

Об’єм циліндричної частини конвертора, який вміщує метал, дорівнює:

()

Визначаємо висоту металу, який розташован у циліндричної частини конвертора формулою

, м3 ( )

hмет = hш.с + hц.ч, м ( )

hмет = 0.4+ 0,71=1.11, м

Розраховуємо висоту шару шлаку за формулою:

, м ( )

де Gшл – кількість шлаку, %. Приймаємо Gшл –10%

ρ- щільність шлаку, кг/м3. Приймаємо ρ- 3000 кг/м3.

Тоді

Загальна висота ванни у спокійному стані:

hв=hмет + hшл, м ( )

hв=1,11+0.3015= 1,4115 м

Висота циліндричної частини конвертера дорівнює:

Нцч =Н1 – Нг – hшс , м ( )

Нцч = 11.05 – 2,7 – 0,4 = 7,95

Визначаємо товщину футеровки конвертора

Товщина футеровки у циліндричній частині (tц) звичайно складає 650 – 1000мм у залежності від ємкості конвертора:

ємкості конвертора (tц),мм

50 650

100-130 780-830

150 870

200-250 890-930

300-400 830-1000

Приймаємо tц = 830 мм

Товщина футеровки у конічної часті tк приймається на 125 – 179 мм менш, чим у циліндричної. Приймаємо tк = 700 мм.

Товщина футеровки днища tд приймається на 110 – 125мм більше циліндричній частині . Приймаємо tд = 940 мм

Визначаємо зовнішні розміри конвертора.

Зовнішній діаметр конвертора

Д = Дв + 2tц + 2δц; ( )

де δ – товщина кожуха циліндричної частини , звичайно складає 60-100мм.

Приймаємо δц = 75 мм

Тоді Д =6,5 + 2×0.83+ 2×0,075 = 8,31 м

10.2 Загальна висота конвертора

Н =Н1 + tд + δд, м ( )

де δд – товщина кожуха днища конвертора, звичайно складає 50-70мм.

Приймаємо δд= 60 мм

Н=11,05+1,0+0,06=12,11 ( )

Відстань від рівню спокійної ванни до зрізу горловини:

Н2=Н1 – hв, м ( )

Н2= 12.11 - 1,4115 = 9,6385 м

Діаметр сталевипускного отвору dотв звичайно коливається в межах 100 – 250 мм в залежності від ємкості конвертора.

Приймаємо dотв = 150 мм.

( для тем з виробництва сталі в конвертерах і розливкою на МБЛЗ)

3.3 Визначення температури ліквідус і солідус сталі розливаємої на МБЛЗ

При безперервній розливці сталі дуже важлива підтримка оптимального рівня температури металу який розливають.

Точний розрахунок і підтримка температури металу при розливці необхідний для забезпечення високої якості безперервно литого злитку і стабільності процесу розливання.

Підвищений перегрів металу над температурою ліквідус сприяє збільшенню тріщино чутливості заготовок, розвитку стовпчастої структури злитка і таких дефектів макроструктури, як осьова ліквація і центральна пористість. Крім того, надмірно висока температура розливки металу може привести до проривів безперервно литого злитку по тріщинах.

Необхідна температура металу в проміжному ковші розраховується виходячи з температури ліквідус для кожної марки сталі

Хімічні елементи необхідні для розрахунку:

Таблиця 33 - Середній хімічний склад готової сталі SS400, %:

C Si Mn Cr Cu Ni P S
Сталь SS400 0,18 0,27 0,50 0,035 0,028 0,0051 0,03 0,03

Розрахуємо температуру ліквідус, за формулою:

ТЛ =1536-∆t, ОС (7)

де 1536 – температура плавлення чистого заліза, ОС;

∆t - зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок, яке знаходиться за формулою:

∆t=∑КЛĦ[%C, %Si, %Mn, %P, %S, %Cr, %Cu, %Ni] (8)

Таблиця 34 - Коефіцієнти різних хімічних елементів в сталі для розрахунку температури ліквідус:

Хімічний елемент
C Si Mn Cr Ni Cu P S
КЛ 1,4 2,6 1,2

Визначаємо зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок за даними таблиці 34 згідно формули :

∆t=80Ħ0,18+14Ħ0,27+4Ħ0,50+35Ħ0,03+35Ħ0,03+1,4Ħ0,035+1,2Ħ0,028+2,6Ħ0,0051 = 22,38 ≈ 22 ОС

Температура ліквідус дорівнює:

ТЛ =1536-22=1514 ОС

Знаходження температури солідус.

Температура солідус для сталі SS400 визначається по аналогічній формулі, що і температура ліквідус. Коефіцієнт КС для розрахунку представлений в таблиці 35:

Таблиця 35 - Коефіцієнти різних хімічних елементів в сталі для розрахунку температури солідус:

Хімічний елемент
C Si Mn Cr Ni Cu P S
КС 6,5 6,5

Визначаємо зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок:

∆t=180Ħ0,18+19Ħ0,27+6,5Ħ0,50+173Ħ0,03+696Ħ0,03+2Ħ0,035+6,5Ħ0,0051+9Ħ0,028 =

= 67,21 ≈ 67 ОС

Температура солідус дорівнює:

ТС =1536-67=1469 ОС

Для сталі марки SS400 температура ліквідус складає - 1514 ОС, а температура солідус - 1469 ОС.

3.4 Визначення продуктивності МБЛЗ та їх кількості

Продуктивність МБЛЗ визначається перетином злитка, швидкістю розливання, кількістю струмків, тобто числом кристалізаторів, що заповнюються одночасно з одного ковша і способу розливання.

Приймаємо, що у відділенні безперервної розливки сталі машини будуть працювати за методом «плавка на плавку». Тоді річна продуктивність МБЛЗ складе:

(9)

де Р - маса рідкої сталі в ковші, тонн;

с - число робочих діб МБЛЗ на рік;

tМ - тривалість розливання плавки, хвилин. Приймаємо tМ =50 хвилин;

tП - тривалість паузи, пов'язаної з підготовкою до розливання наступної плавки, хвилин. Приймаємо tМ =40 хвилин;

а - вихід придатних заготовок. Коливається в межах 0,95-0,97% (тобто 95-97% від маси рідкої сталі в ковші). Приймаємо а = 0,95;

m - кількість плавок в серії, відливається без перерви, (звичайно 7-10). Приймаємо m = 9.

За нормативами кількість робочих діб на рік для слябових МБЛЗ приймаємо рівним 292 доби.

Розрахунок кількості МБЛЗ виробляємо за формулою:

()

де П - річна продуктивність цеху з рідкого металу, тонн;

В - кількість резервних машин. Приймаються В = 1.

Річне виробництво придатних литих зливків становить 2,2 млн. тонн спокійної сталі. З урахуванням втрат на МБЛЗ кількість рідкої сталі складе:

Тоді кількість МБЛЗ для отримання слябів складе:

Приймаються 2 машини для відливання слябів.

Таким чином, у відділенні безперервної розливки сталі буде встановлено 2 МБЛЗ.

( для тем з виробництва сталі в ДСА)

1.Загальна частина

1.1. Визначення кількісті мартенівських печей

Продуктивність мартенівських цехів з великовантажними печами досягає до 5 млн. т стали в рік,

Визначаємо кількість мартенівських печей по формулі

n = Q/Т×Р×k

де Q — виробництво мартенівського цеху по маси рідкої сталі, т;

Т— число робочої доби печі в році змінюється від 335 до 340т приймаю 333 доби;

Р— ємкість печі,т

k — кількість плавок на добу;

для 200 т печі 4 плавки на добу,

для 300т печі 5 плавок на добу,

для600 т печі 2-3 плавки на добу,

для ДСА 11-12 плавок на добу

Число робочої доби печі в році змінюється від 335 до 340, знижуючись при збільшенні інтенсивності продування ванни киснем у зв'язку із зменшенням при цьому стійкості зведення печі. Вихід придатних злитків складає 97,5—99,4% від маси рідкої сталі; витрата металевої шихти на 1 т злитків останніми роками складає близько 1140 кг Дані про тривалість плавки в сучасних мартенівських печах, що працюють рудним для скрапу процесом, приведені в таблиці. 2.

Продуктивність мартенівського цеху зростає при заміні мартенівських печей двохванні. Продуктивність такої печі з ваннами ємкістю 280—300 т складає 1,1 —1,5 млн. злитків в рік.

Наприклад, n = 3000000/333×200×4=11 печей

Як що, в завданні вказана виробництво наприклад 3,0 млн. тон на рік , то необхідно вище приведеного розрахунку приймати 11 мартенівських печей по 200 т

1.2. Вибір і визначення необхідної кількості технологічного устаткування мартенівського цеху.

Міксерне відділення.

Відповідно завдання річного виробництво мартенівського цеху складає 3000000т.

Добове виробництво сталі складає 3000000:333=9009т.

Добова необхідна ємність міксерів (Тс) визначаємо по формулі, т:

(1)

де Кч - витрата рідкого чавуну, т/т (Кч=0,65 дивись матеріальний баланс);

1,01 - коефіцієнт, який ураховує збиток чавуну у міксерному відділенні;

h - коефіцієнт заповнення міксеру

(коливається у межах 0,65-0,7. Приймаємо h=0,75);

t - середній час перебування чавуну у міксері

(знаходиться у межах 6-8 годин. Приймаємо t=6,7 рік).

Тоді :

Для цього випадку приймаємо два міксера ємністю по 1300т,

2201/1300=1.69=2 міксера

яки розміщуємо у двох міксерних відділеннях з торців головної будівлі і з'єднаних з пічним прольотом залізним шляхом.

Ширина будівлі міксерного відділення визначається габаритами залізничних шляхів, розмірами міксера, який установлений, та чавуновізного ковша, а також наближенням гаків заливного крану. Довжина будівлі залежить від числа міксерів.

Таблиця 36-Основні розміри типових міксерів

Ємкість
Наружний діаметр кожуха,м 6,3 7,64 9,4
Довжина,м 8,27 10,7 14,07

Відділення обслуговує мостовий кран вантажопід'ємністю 125/30т.

Зовнішній діаметр кожного міксера дорівнює 7,64м, довжина 10,7м.

Чавун у міксерні відділення і з них до печей доставляється чавуновозами у 100т ковшах. До печей чавун доставляє електровоз у 4-5 чавуновозах з ковшами.

Головна будівля.

Головна будівля включає шихтовий відкрилок, пічний прольот і розливний прольот.

З шихтового відкрилку маються скісні заїзди до печей з метою подавання шихтових матеріалів на візках, на яки ставлять по 4 мульди об'ємом 1,8м для сипучих матеріалів й 2,2м3 для металобрухту – 4.

Пічний прольот має відстань колон 48м. Скрізь нього проходять 3 залізничних шляхів: один - для подачі рідкого чавуну, другий. - металобрухту, третій є колією 8,5м - завалочних машин.

Завалочні машини

Приймаємо вантажопід'ємність завалюючих машин дорівної 15т., кількість машин знайдемо з формули:

()

де К=1,3 нерівномірності, який ураховує збіг завалок печей;

Адоб - добова продуктивність цеху, т.;

ΣК - заклопотаність машин, хв/т. Приймаємо ΣК =0,35 мульд ємністю 2,2м3;

В - коефіцієнт використання машин. Приймаємо В=0,8.

Заклопотаність завалюючих машин залежить від об'єму мульд і кількості рідкого чавуну у шихті. Тоді

Приймаємо 5 завалочних машин.

Заливні крани

Вантажопідйомність заливних мостових кранів вибираємо в залежності від ємкості чавуновоз них ковшів. Кількість кранів визначаємо за формулою:

()

де K=l,3- коефіцієнт нерівномірності, який ураховує збіг ;

Адоб -добове виробництво сталі складає=9009 т/доб.;

ΣК - заклопотаність машин, хв/т. Приймаємо ΣК-0,5 хв/т.;

В - коефіцієнт використання машин. Приймаємо В=0,8.

Тоді:

Через те, що заливні крани виконують численні допоміжні роботи, приймає­мо їх кількість, яка дорівнює 6.

Крім того, на пічному прольоті розташовані заливні жолоба, заправочні машини — 5шт., три машини для торкретування футеровки печей, бункера з вагами для феросплавів та інше обладнання.

Розливний прольот

Призначений для приймання сталі, яка випускається з печі по жолобам у ковші ємністю 310т, розливки сталі у виливниці сифонним способом і зверху, прибирання шлаку, ремонту і підготовки змінного обладнання.

Розливний прольот устатковані

- розливними і консольними кранами;

- стендами для сталерозливних ковшів і ямами для ремонту і сушіння ковшів;

- машиною "Орбита" з метою виготовлення монолітної футеровки ковшів;

- стендами для шлакових чаш ємністю 16м3;

- розливними майданчиками з кісневопроводами;

- шиберної майстерні;

- залізничними шляхами з низькими заїздами з метою подачі складів.

Розміри прольоту

Приймаємо довжину розливного прольоту, який дорівнює 725м, ширину - 25м. Заклопотаність розливних майданчиків залежить від умов розливки і складає на кожний ківш:

- чекання і підготовка складів - 30 хв.;

- розливка сталі — 100хв.;

- відстій складу після розливки - 30 хв.

Разом 160хв.

Необхідну кількість майданчиків визначаємо за формулою:

()

де K=l,3- коефіцієнт нерівномірності, який ураховує збіг ;

Адоб -добове виробництво сталі складає=9009 т/доб.;

В - коефіцієнт використання майданчиків. Приймаємо В=0,8.

ΣК==160/310=0,51хв./т

Тоді




6963722402751645.html
6963800557344011.html
    PR.RU™