Курсовая работа: Расчет кислородно-конвертерной плавки

👉🏻👉🏻👉🏻 ВСЯ ИНФОРМАЦИЯ ДОСТУПНА ЗДЕСЬ ЖМИТЕ 👈🏻👈🏻👈🏻

1.1 Основные задачи, решаемые при производстве стали
1.2 Перспективы развития кислородно-конвертерного производства.
2.2 Материалы из малозначащих источников, участвующие в плавке
2.3 Расчет общего количества образующегося шлака
2.4 Максимально возможный расход металлического лома.
2.5 Фактический расход лома с учетом дополнительного охладителя.
2.8 Предварительный расчет количества газа
2.11 Остаточное содержание примесей в металле
2.12 Расчет количеств удаляемых примесей из металла
2.13 Расход дутья и продолжительности продувки
2.14 Масса металла в конце продувки
2.16 Температура металла в конце продувки
2.18 Масса и состав металла после раскисления.
1 Расчет плавки при переделе обычных чугунов в кислородных

1.1 Основные задачи, решаемые при производстве стали
Целью плавки является получение заданной массы жидкой стали с требуемым химическим составом и температурой при минимальных затратах материально-сырьевых, топливно-энергетических и трудовых ресурсов.
Получение заданного химического состава связано с протеканием сложных физико-химических процессов, большинство из которых трудно управляемы, а некоторые не управляемы вообще. При этом необходимо учитывать возможные пределы параметров протекания как управляемых, так и неуправляемых частных процессов.
Поскольку выплавка стали производится в одном агрегате, то с целью снижения ресурсоемкости плавки стремятся к максимальному совмещению подпроцессов во времени.
Однако полное совмещение всех частных процессов исключено по причине их противоречивости (окислительный шлак имеет малую серо-поглотительную способность), что не позволяет создать оптимальные условия рафинирования всех примесей.
Поэтому, в связи с невозможностью проведения в одном рабочем пространстве всего комплекса технологических операций, связанных с выплавкой качественной стали, часть операций выносится в другое рабочее пространство, которым служит ковш.
Все физико-химические процессы, связанные с получением заданного содержания примесей в готовой жидкой стали и поддающиеся управлению, делятся на две группы:
- раскисление - легирование металла.
Оба процесса проводят, как правило, последовательно. Рафинирование металла, которое является более сложной задачей, обычно проводят в несколько стадий:
1. Предварительное рафинирование, которое сводится к удалению из чугуна серы, фосфора и других примесей. Проводят его до подачи чугуна в сталеплавильный агрегат, как правило, - в чугуновозных ковшах.
2. Основное рафинирование, которое проводится в сталеплавильном агрегате за счет окисления примесей кислородом дутья, газовой фазы и твердых окислителей.
3. Дополнительное рафинирование, которое проводят обычно в сталеразливочном ковше путем обработки металла ТШС, в основном для удаления серы.
4. Дегазация металла с целью удаления водорода, кислорода и азота. Её проводят методом вакуумной обработки или продувки нейтральным газом в сталеразливочном ковше.
Первая стадия по предварительному рафинированию чугуна сводится, главным образом, к обработке чугуна кальцинированной и каустической содой, магнием и жидким синтетическим шлаком в чугуновозных ковшах, с целью его десульфурации.
Вторая стадия – основное (окислительное) рафинирование, которое при производстве стали массового потребления обычно является единственным видом рафинирования. При его использованию поддаются управлению, прежде всего, обезуглероживание, дефосфорация и десульфурация. Кроме того, основная цель в управлении плавкой стоит в обеспечении синхронного протекания процессов окислительного рафинирования и нагрева металла, т.е. оба эти процесса должны заканчиваться одновременно.
Процесс обезуглероживания металла регулируется изменением расхода кислорода, поступающего в ванну. При этом характерно, что реакция окисления углерода может быть как явно экзотермической, если она протекает за счет газообразного кислорода, так и резко эндотермической, если она протекает за счет кислорода твердых окислителей.
Этот факт используется для регулирования температуры ванны при синхронизации процессов обезуглероживания и нагрева ванны.
Процессы дефосфорации и десульфурации осуществляются регулированием шлакового режима плавки, т.е. изменением химического состава и количества шлака.
Химический состав и количество шлака зависят, в основном, от количества кремния в чугуне и от расхода шлакообразующих материалов.
Поэтому расчеты, связанные с управлением шлаковым режимом (десульфурация и дефосфорация) сводятся к определению количества шлака и соответственного расхода флюсов.
Раскисление - легирование металла является обязательным и заключительным этапом плавки, обеспечивающим получение заданного содержания примесей в готовой стали. Поэтому этот этап является весьма ответственным, поскольку определяет качество литого и готового металла.
1.2 Перспективы развития кислородно-конвертерного
В 1952 году на Новотульском металлургическом заводе была создана экспериментальная база ЦНИИ чермета с 10-и тонным конвертером, на котором отрабатывали технологические режимы для промышленной реализации конвертерного процесса.
22 сентября 1956 года впервые в стране была освоена промышленная технология конвертерного производства в реконструированном бессемеровском цехе Днепропетровского металлургического завода имени Петровского. Так был завершен первый этап многолетнего поиска, упорного и настойчивого труда ученных в союзе с производством.
В декабре 1957 года на базе переоборудованных бессемеровских конвертеров криворожского металлургического завода был введен в эксплуатацию цех с четырьмя съемными 50-и тонными конвертерами.
5 июня 1963 года на нижнетагильском металлургическом комбинате был введен в действие первый классический конвертерный цех с тремя 100 тонными конвертерами на обычном передельном чугуне. В цехе впервые в стране была разработана и внедрена трехсопловая кислородная фурма, позволившая оптимизировать технологический режим плавки. В 1965 году цех был переведен на передел ванадиевого чугуна по уникальной в мировой практике технологии дуплекс-процессом с получением на первой стадии кондиционного ванадиевого шлака и на второй стадии – чистой природно-легированной стали из углеродистого полупродукта. Этот цех послужил головным образцом в поколении цехов со 100-130 тонными конвертерами и первой школы подготовки специалистов для последующих конвертерных цехов.
В 1964-1965 годах были введены в строй конвертерный цех на Мариупольском комбинате имени Ильича, конвертерный цех №2 на комбинате Криворожсталь и на Енакиевском металлургическом комбинате.
Качественно новый этап в развитии мирового конвертерного производства ознаменовало введение в действие впервые в мировой практике кислородно-конвертерного комплекса с 3 на 110 тонными конвертерами в сочетании с установкой МНЛЗ на Новолипецком металлургическом комбинате 18 марта 1966 года. Комплекс был введен в действие совместными усилиями советских и австрийских специалистов. Освоение этого комплекса положило начало новой эпохе в развитии всего мирового сталеплавления, дальнейшее развитие которого пошло по пути создания крупных сталеплавильных комплексов с конвертерами и установками МНЛЗ на основе уже разработанных и внедренных в конвертерном цехе НЛМК теоретических и практических положений.
В дальнейшем с целью повышения производительности цеха и совершенствования технологии реконструировали газоотводящий тракт для проведения процесса без дожигания отходящих газов; 110 тонные конвертера заменили отечественными 160 тонными; увеличили емкость разливочных ковшей и грузоподъемность кранов. Впервые в мире создана и внедрена внепечная обработка стали; разработаны и внедрены бесстопорная разливка, рациональная конструкция футеровки с учетом дифференцированного характера ее износа и технология факельного торкретирования футеровки конвертера в вертикальном положении.
6 ноября 1980 года введен в действие цех с 400 тонными конвертерами и МНЛЗ на Череповецком металлургическом комбинате, причем впервые в мировой практике с использованием низкомарганцовистого чугуна (0,2% Mn). Разработанная в цехе ресурсосберегающая технология передела такого чугуна включает динамический режим регулирования параметров кислородной продувки в соответствии с интенсивностью обезуглероживания и условиями раннего шлакообразования. В цехе разработана и освоена комплексная технология выплавки с внепечной обработкой и непрерывной разливкой качественных сталей широкого сортамента.
На базе разработанных технологических основ также с использованием низкомарганцовистого чугуна 2 ноября 1990 года был введен ныне самый современный конвертерный цех на Магнитогорском металлургическом комбинате.
Впоследствии ведущие металлургические предприятия в условиях жесткой рыночной экономики объединили усилия, разработали и внедрили комплекс технологических мероприятий и нового оборудования для увеличения производительности цехов до 8 млн. тонн в год, коренного улучшения качества металла, включая освоение новых высококачественных сталей.
Увеличение производительности цехов достигнуто в результате ввода новых мощностей (третьего 400 тонного конвертера на ММК), повышения эффективности и надежности работы оборудования (приводы поворота конвертеров, опоры подшипников, панели котла-охладителя, трубы Вентури газоочистки с регулируемым зазором), организации ремонта и монтажа в короткие сроки (за 4-5 суток) крупнотоннажного оборудования конвертеров без сокращения объемов производства в цехе; внедрение технологии плавки на магнезиальных шлаках с наращиванием шлакового гарнисажа, повышающего стойкость футеровки до 2800-4500 плавок; введения системы АСУТП плавки с использованием измерительного зонда, обеспечивающей сокращение плавки на 3 минуты; в непрерывной разливке – внедрение методики контроля состояния оборудования и прогнозирования дефектных участков роликового полотна, что позволяет сократить простои МНЛЗ на проведение плановых ремонтов; применение гранулированных шлакообразующих смесей, обеспечивающих ослабления усилия вытягивания и увеличения стойкости стенок кристаллизатора. Выполненный комплекс работ позволил увеличить годовой объем выплавки конвертерной стали с 4.81 млн. тонн в 1996 году до 7.31 млн. тонн в 1999 году в ОАО ММК и с 4.8 млн. тонн в 1996 году до 7.35 млн. тонн в 1999 году в ОАО «Северсталь», повысить стойкость футеровки конвертеров до 2500 плавок в ОАО ММК и до 4500 плавок в ОАО «Северсталь», что считается лучшими показателями в России.
Для улучшения качества металла и расширения сортамента качественных сталей разработаны и внедрены технология производства особо низко сернистой стали (менее 0,005% серы), включая внедоменную десульфурацию чугуна высокоэффективной смесью (25% оксида магния + 75% флюитизированной СаО), выплавку в конвертере полупродукта из чистой железорудной металлошихты взамен металлолома, глубокую дегазацию с промывкой конвертерной ванны инертными газами, внепечную обработку стали рафинирующими шлакообразующими смесями с последующей продувкой порошками и вводом порошковой проволоки на основе металлического кальция с целью глубокой десульфурации и модифицирования неметаллических включений; в непрерывной разливке – технология защиты жидкого металла на участке разливочный ковш – кристаллизатор с применением уплотнительного материала и подачи аргона в защитную трубу и диффузор, что позволило подавать вдвое увеличенное содержание азота во время разливки и стабильно получать не более 0,006%.
Реструктуризация сталеплавильного производства градообразующих металлургических комбинатов с переориентацией мартеновского производства на конвертерное с МНЛЗ позволило значительно улучшить экологическую обстановку (сократить вредные выбросы в 7 раз – от 76,8 до 10,53 тысячи тонн). В приземном слое жилой зоны концентрация пыли уменьшилась от 0,68 – 1,07 до 0,064 – 0,08мг/м 3
.
В настоящее время в СНГ работают 16 конвертерных цехов с 47 конвертерами емкостью от 40 до 400 тонн.
Современные отечественные конвертерные цехи – это крупные сталеплавильные комплексы с 350-400 тонными конвертерами и высокопроизводительными МНЛЗ; они оборудованы установками десульфурации чугуна и внепечной обработки стали, а также АСУТП. На базе использования новейших научных разработок в конвертерном производстве достигнуты значительные успехи: освоена технология передела чугунов различного состава (фосфористого, ванадиевого, низкомарганцовистого и др.) и выплавки качественных сталей широкого сортамента, включая стали ответственного назначения.
Для дальнейшего развития и совершенствования конвертерного производства проводятся теоретические и экспериментальные исследования с последующим полупромышленным опробованием и доработкой по созданию новых технологических процессов и разновидностей самого конвертерного процесса, направленных на расширение сырьевой базы конвертерного производства и сортамента высококачественной стали ответственного назначения, включая «чистые стали»; энерго – и ресурсосбережение, охрану окружающей среды, комплексную автоматизацию и управление не только технологическим процессом, но и производством стали в целом.
Выполнить расчет выплавки стали Ст3КП в кислородном конвертере емкостью 160 т.
Температура жидкого чугуна - 1300°С
Температура отходящих газов -1600°C
Химический состав металлической шихты, %
Химический состав неметаллической шихты, %
2.2 Материалы из малозначащих источников, участвующие
Такими источниками поступления являются: футеровка конвертера, миксерный и доменный шлак, оксиды железа, кремния и алюминия, попадающие с металлом.
К этой категории материалов, участвующих в плавке, относят также боксит и плавиковый шпат.
Поскольку все указанные выше материалы поступают из малозначащих источников, их точный качественный учет невозможен.
Но их влияние на процесс шлакообразования не вызывает сомнения и поэтому соответствующие данные для таких материалов обычно принимают на основе среднестатистических данных теории и практики плавки.
Принято считать, что количество засорений в металлическом ломе составляет 1 - 3 %, в основном это:
Количество окалины в металлоломе составляет обычно 1 - 4 %, в основном это : Fe2O3 = 69% FeO = 31%
С учетом того, что расход металлического лома в кислородно-конвертерном процессе составляет обычно 20 - 30%, можно считать, что количество засорений из металлического лома будет составлять 0,25 - 0,75%.=0,55%
Расход футеровки конвертера принято считать равным 0,7 - 1,2 кг, боксита - 0,6 - 1 кг, миксерного шлака - 0,5 - 1,2 кг.
Таким образом, расход материалов из малозначащих источников, участвующих в образовании шлака, для расчета плавки можно принять :
2.3 Расчет общего количества образующегося шлака
В - основность шлака ( для кислородно-конвертерного процесса - 3
[Si]чуг - содержание кремния в чугуне, кг
[Si]л - содержание кремния в ломе, кг
qSiO2(др) - количество оксидов кремния (SiO2 ), поступающее в шлак из всех источников, кроме металлической шихты, кг (для кк процесса - 0,75
Возможную степень дефосфорации определяем по формуле:
[Р]ших - содержание фосфора в металлической шихте - для плавки на обычном чугуне с одношлаковым режимом принимают [Р]ших =[Р]чуг
qм1 - выход жидкого металла (для кислородно - конвертерного процесса составляет):88
ap1 – коэффициент распределения фосфора между металлом и шлаком, который равен отношению концентрации фосфора в шлаке к его концентрации в металле и для кислородно-конвертерного процесса составляет [P2O5]:[P] =60
В готовой стали содержание фосфора до 0,03, а у нас0,0326 что вполне допустимо, следовательно допустим одношлаковый вариант плавки
Определим далее степень десульфурации используя формулу:
S S
ших
- количество серы, вносимой в ванну металлической шихтой (чугун, лом)
S S
др
- количество серы, вносимой другими шихтовыми материалами (известь, плавиковый шпат, рудные материалы, уголь, ферросплавы);
для практических расчетов допускается принимать: S S
ших
+S S
др
=S S
чуг

S S
гф
- количество серы, переходящее в газовую фазу по следующим реакциям:
[S]+2[O]={SO2}; (S)+2(FeO)={SO2}; [S]+{O2}={SO2}; (S)+{O2}={SO2}
Известно, что коэффициенты распределения серы между окислительным шлаком и металлом приближенно можно определить по эмпирической формуле: as=2*B-2
или для обычного процесса, где a s
=6
{S}гф=8% от содержания серы в металлической шихте
Таким образом, по степени десульфурации металла одно-шлаковый режим в полной мере допустим, поскольку содержание серы в готовой стали не
Превышает 0,03%. Следовательно, по степеням дефосфорации и десульфурации плавка может быть проведена по одно-шлаковому варианту.
2.4 Максимально возможный расход металлического лома
Поскольку лом в кислородно-конвертерном переделе является основным охладителем и цена одной тонны его меньше цены тонны чугуна, то максимально возможный расход лома способствует улучшению технико-экономических показателей процесса плавки, снижению себестоимости стали.
Максимально возможный расход лома q S
л
кг, рассчитывают по формуле:
SDН чуг
хим
и SDН л
хим
- количество тепла, выделяющегося при полном окислении 100 кг примисей чугуна и лома, кДж
t чуг
и t лом
- температура чугуна и лома
0,88 и 0,7 - удельные теплоемкости чугуна и лома, кДж/кгК
Q шо
, Q S
FeO
обр
, Q CO
дож
- приход тепла в результате шлакообразования, образования оксидов железа (FeO, Fe 2
O 3
) шлака и дожигания СО до СО 2
соответственно, кДж
Q шл
физ
, Q г
физ
, Q м
хим
- физическое тепло шлака, газа и металла соответственно, кДж
Q м
хим
- химическое тепло, которое может выделится при полном окислении примесей готового металла, кДж
SDH (EFeO)
рлраз
- тепло, затрачиваемое на полное разложение оксидов железа, содержащихся в 100 кг лома, кДж
А - постоянный член выражения, включающий тепловые потери от разложения карбонатов, испарения влаги шихты и другие малозначительные статьи потерь тепла; для кислородно-конвертерного процесса он составляет, А = 6000 - 7000кДж
А = 6500кДж t лом
= 0°Ct чуг
=1300°C
Количество тепла, выделяющееся при полном окислении 100 кг примесей чугуна, определим по уравнению:
[C] i
, [Si] i
, [Mn] i
, [P] i
- содержание окисляющих примесей в чугуне, % по табл №1
Н с
0
, Н Si
0
, Н Mn
0
, Н P
0
-стандартные тепловые эффекты окисления этих примесей, кДж
Тепло шлакообразования определим по уравнению:
Q шо
=q шл
1
*[6,28*(CaO)+14,64*(SiO 2
)+41,84*(P 2
O 5
)]
содержание оксидов в шлаке и q шл
1
=14,19
Q шо
=14,19*(6,28*50+14,64*15+41,84*2)=8759,2кДж
Химическое тепло образования оксидов железа шлака в кислородно конвертерном процессе с отношением FeO к Fe 2
O 3
"два к одному", составит:
Температура в металле в конце продувки:
Химическое тепло образования оксидов шлака:
Q (EFeO)
обр
=42,3 *14,19*19,14=11488,5кДж
Тепло от дожигания в конвертере СО до СО2 :
10100 -теплота дожигания СО до СО 2
, кДж
U CO
-доля дожигаемого количества СО в кислородно-конвертерном процессе =0,195
Z -доля тепла дожигания, передаваемая ванне - коэффициент использования тепла дожигания =0,795
q CO
S
-общее количество СО, выделяющееся из ванны (поскольку неизвестно количество расхода лома, то берем ориентировочно 25%)
Определяем содержание углерода в шихте:
SC ших
=0,75*[C чуг
]+0,25*[C лом
]=0,75 *3,9+0,25*0,2=2,98%
Количество углерода, удаляемого во время продувки:
D[C] =SC ших
-[C] =2,98-0,126=2,85кг
при этом образуется оксида углерода:
т.е. Тепло от дожигания СО в полости конвертера до СО 2
составит:
Q CO
дож
=10100 *6,65* 0,195*0,795=10412,3кДж
Q М
физ
=(54,8+0,84 *1629,08) *88=125244кДж
Q ШЛ
физ
=(2,09*t шл
-1379)*q шл
1
=(2,09*1629,08-1379)*14,19=28745,8кДж
Физическое тепло газов определяем с учетом только СО и СО 2
:
Q S
газ
физ
=(1,32*t газ
-220)*(q CO
+q CO2
)
С учетом того, что по ходу продувки плавки температура отходящих газов изменяется в пределах 1350 - 1650°С, принимаем:
Приняв соотношение СО и СО 2
как : 80 к 20%, найдем их количества:
Тогда физическое тепло отходящих газов с учетом СО и СО2 составит:
Химическое тепло, которое выделяется при полном окислении примесей конечного металла, определяем как:
Q м
хим
=(DН С
0
*[C]+DH P
0
*[P]+DH Mn
0
*[Mn])*10 -2
* q m
1

DН С
0
- стандартный тепловой эффект окисления углерода =14770кДж
DH Mn
0
- стандартный тепловой эффект окисления марганца =7000кДж
DH P
0
- стандартный тепловой эффект окисления фосфора =21730кДж
Допускаем, что в металле остается 0,25 % марганца чугуна.
[Mn]=0,25*[Mn] чуг
=0,25*0,7=0,175%
Q м
хим
=10 -2
*(14770*0,126+21730*0,0326+7000*0,175)*90=3415кДж
Тепло расходуемое на полное разложение оксидов железа, содержащихся в 100 кг лома, составит:
4800 -тепловой эффект диссоциации 69,4% (Fe 2
O 3
) и 30,6% (FeO)
n рл
-содержание оксидов железа в ломе: 3,1
SDН S
FeOрл
раз
=4800 *3,1=14880кДж
Количество тепла образующееся при полном окислении примесей лома:
SDН лом
хим
=14770*[C] л
+21730*[P] л
+7000*[Mn] л
+26970*[Si] л

SDН лом
хим
=14770*0,2+21730*0,04+7000*0,5+26970*0,15=11368,7кДж
Имея уже все данные, определяем максимально возможный расход лома (кг):
2.5 Фактический расход лома с учетом дополнительного
Чтобы исключить додувки по температуре (непредвиденные ситуации), необходимо предусмотреть некоторый резерв тепла. Это достигается заменой части лома на твердый окислитель (окалина, руда, агломерат). Коэффициент эквивалентности твердого окислителя по отношению к лому:
s то
=0,062*Fe то
S
- 0,014*(Fe то
) - 0,633
(Fe то
) =1,3% количество оксидов железа в ржавчине лома.
Общее содержание железа в твердом окислителе определяем как:
Fe то
S
=0,7 * (Fe 2
O 3
) + 0,778 * (FeO) то
= 0,7 * 86+0,778 *1,3=61,21%
s то
=0,062 *61,21-0,014 *1,3-0,663=3,11
Принимаем расход твердых окислителей: q ок
=0,3кг, тогда количество лома, которое необходимо заменить, составит:
таким образом, фактический максимальный расход лома с учетом твердых окислителей составит:
q фл
S
=q S
л
- q л
= 25,76-0,933=24,827кг
Для определения необходимого расхода извести находим содержание примесей в металлической шихте:
[S] ших
=10 -2
*(q чуг
*[S] чуг
+q л
*[S] л
)
где: q чуг
=100-q л
=100 -24,827=75,173кг
[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%
D[Si] =[Si] ших
- [Si] ост
=0,639-0=0,639%
D[P] = [P] ших
- [P] ост
=0,123-0,0326=0,09%
Для упрощения расчетов примем суммарное поступление SiO 2
из футеровки, миксерного шлака, мусора лома и окатышей q SiO2
др
= 0,848
Аналогично для СаО - q CaO
др
= 0,663
Таким образом расход извести составит:
Уточнение количества шлака производим по формуле:
Здесь (SFeO) - вносимое футеровкой, миксерным шлаком, бокситом, металлоломом и окатышами, для сокращения расчета принимаем равным
(SFeO)=18%, при соотношении (FeO)=12%, (Fe 2
O 3
)=6%
D[Mn]= [Mn] ших
-[Mn] ост
=0,65-0,45=0,2
2.8 Предварительный расчет количества газа
Принимаем, что 80% углерода окисляется до СО, а 20% до СО2
D[C]=D[C] ших
-[C] =2,981-0,18=2,801
Количество сернистого газа SO 2
определяем из допущения, что 5% серы из [S] ших
окисляется с образованием газообразного оксида.
Выход жидкой стали q м
1
определяется ее балансом:
1. Масса чугуна и лома (завалки) - q м
зав
=100кг
2. Массв железа восстановленного из оксидов –
Масса железа перешедшего в шлак в виде оксидов - q Fe
ок

q Fe
ок
=1,761* 0,78 +0,88* 0,7 =1,99кг
Масса удаленных примесей состоящих из суммы основных, кг:
qSD[S]=D[C]+D[Si]+D[P]+D[Mn]+D[S]=2,801+0,639+0,09+0,2+0,0214=3,75
Потери металла в виде корольков шлака (принимаем их величиной в 3%) составят :
Потери металла с выбросами (принимаем 2%) составят:
Fe п
=75% -содержание железа в пыли, q п
=100г/м^3 - содержание пыли в газе.
q Fe
п
=10 -5
*5,423* 75*100=0,407кг
q мл
=0,989кг - масса ржавчины (окалины) и мусора в ломе
q мшл
=0,8кг - масса миксерного шлака и определяем выход жидкой стали
q м
1
=(q м
зав
+q Fe
восст
)-(q Fe
ок
+q S
D
[
S
]
+q кор
+q выб
+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=90,421кг
2.11 Остаточное содержание примесей в металле
Остаточное содержание марганца в металле находим как:
Т =t гот
+ 273 =1629,08+ 273 =1902,08°К
Остаточное содержание фосфора в металле:
Остаточное содержание серы в металле:
2.12 Расчет количеств удаляемых примесей из металла
D[C] =[C] ших
-0,904*[C]=2,981-0,904*0,126=2,867кг
D[Si]=[Si] ших
-0,904*[Si]=0,639-0,904*0=0,639кг
D[Mn]=[Mn] ших
-0,904*[Mn]=0,65-0,904*0,175=0,492кг
D[P]=[P] ших
-0,904*[P]=0,123-0,904*0,0326=0,094кг
D[S]=[S] ших
-0,904*[S]=0,048-0,904*0,0266=0,024кг
2.13 Расход дутья и продолжительности продувки
Расход кислородного дутья на основе рафинирования определяем как:
где: О 2
д
=99,5% - содержание кислорода в дутье
U O2
=0,9- коэффициент усвоения кислорода дутья ванной
Значения остальных величин определяем предварительным расчетом.
Расход кислорода на окисление углерода находим по формуле:
q O2
[
S
]
=1,14*[Si]+0,29*[Mn]+1,29*[P]=1,14*0,639+0,29*0,492+1,29*
Расход кислорода на образование оксидов железа шлака составит:
q O2
S
[FeO]
=10 -4
* q шл
* {30 * (Fe 2
O 3
) + 22,2 * (FeO)}
q O2
S
[FeO]
=10 -4
*14,671*(30*6,71284+22,2*13,4331)=0,733кг
В окислительных процессах участвует также кислород извести в виде СО 2
, количество которого определяем по зависимости:
q О2
изв
=36,4 * 10 -4
* q изв
* r * (CO 2
)
q О2
изв
=36,4 * 10 -4
*8,357* 0,8 *9=0,219кг
Поступление кислорода в ванну из других источников определим как :
q О2
др
=10 -2
* (30 * q Fe2O3
др
+ 22,2 * q FeO
др
)
q О2
др
=10 -2
* ( 30 *0,896+ 22,2 *0,219) =0,317кг
V д
=7 * q д
=7 *6,002=42,014м 3
/т
Определим теперь продолжительность продувки:
Принимаем интенсивность продувки iO2 =4м 3
/т*мин
2.14 Масса металла в конце продувки
q Fe
ок
=q FeO
*0,78 + q Fe2O3
* 0,7 =1,761* 0,78 +0,88* 0,7 =1,99кг
q м
=(100+q Fe
восст
)-(q Fe
ок
+q S
D
[
S
]
+q кор
+q выб
+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)=90,421кг
Для расчета материального баланса находим количества СО, СО2 и N2 в отходящих газах:
Количество газа выделяемого неметаллической шихтой
2.16 Температура металла в конце продувки
Из уравнения теплового баланса находим:
Q расх
1
- все статьи расхода тепла, кроме нагрева металла и шлака, кДж
Q прих
S
=Q чуг
физ
+ Q [
S
]
хим
+ Q (
S
FeO)
обр
+ Q шо
+ Q м.шл
физ
+ Q СО
дож
[кДж]
Q чуг
физ
=(q чуг
-q м.шл
)*(6,19+0,88*t чуг
)=74,373*(6,19+0,88*1300)=85543,1
Q [
S
]
хим
=14770*D[C]+29970*D[Si]+7000*D[Mn]+21730*D[P]
Q [
S
]
хим
=14770*2,867+29970*0,639+7000*0,492+21730*0,094=66983кДж
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]=12503,6кДж
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)=10007,5кДж
Q м
.
шл
физ
=(1,463*t чуг
-585)*q м
.
шл
=(1,463*1300-585)*0,8=1053,52кДж
Q СО
дож
=10100 * q CO
S
*U CO
* Z =10100 *6,60552*0,195*0,795=10342,6кДж
Q прих
S
=85543,1+66983+12503,6+10007,5+1053,52+10342,6=186433кДж
Q расх
S
=Q г
+ Q (
S
FeO)
разл
+ Q (Н2О)
исп
+ Q карб
разл
+ Q F
e
г
+ Q М
выб
+ Q пот

Q г
=(1,32*1500-220)*(5,32+3,009+0,03)=14711,8кДж
Тепло затраченное на полное разложение оксидов железа, составит:
Q (
S
FeO)
разл
=5278*q Fe2O3
+3707*q FeO
=5278*0,896+3707*0,219=5540,92кДж
Q H2O
исп
=(2485+1,88*t ср
г
)*q H2O
=(2485+1,88*1500)*0,156=827,58кДж
Q карб
разл
=40,38 * q изв
СО2
=40,38 *8,357*9=3037,1кДж
Q Fe
г
=(23+0,69*t ср
г
)*q Fe
п
=(23+0,69*1500)*0,407=430,606кДж
Q м
выб
=(54,8+0,84*t м
)*q м
выб
=(54,8+0,84*1629,08)*2=2846,45кДж
Потери тепла составляют в среднем 2 - 4% от суммарного прихода. Если принять потери тепла равными 2,729%, то получим:
Q пот
=0,02729 * Q прих
S
=0,02729*186433=5087,77кДж
Таким образом суммарный расход тепла составит:
заданная температура металла =1629,08°С
Составим теперь тепловой баланс плавки.
Недостающие статьи теплового баланса определяются как:
Q м
физ
= Н м
физ
* q м
=(54,8+0,8*1629,09) *90,421=122798кДж
Материал - ферромарганец Mn 3
(C=6,00: Si=1.0: Mn=78.0: P=0.3: S=0.02: Fe=14.68).
Определяем угар и усвоение ферромарганца:
остается 0,012где 50 % составляет количество углерода, выделившееся за время выпуска.
; окисляется остается 0. Принимаем что кремний окисляется полностью.
; окисляется остается 0,2219где 30 % составляет количество марганца, окислившееся за время выпуска стали.
; окисляется 0, т.е. весь фосфор остается в
; не окисляется, остается в металле.
Количество образовавшихся оксидов из ферромарганца.
Количество кислорода из воздуха на окисление элементов ферромарганца:
q O2
= S фер
окс
-S эл.ок
фер
=0,161-0,111=0,05кг
2.18 Масса и состав металла после раскисления
Вносится ферромарганцем: m FeMn
=0,295кг
Состав металла после раскисления, %:
Принимаем степень усвоения извести =0,8
и коэффициент усвоения кислорода =0,9, имеем:
1. Баптизманский В.И. Теория кислородно-конвертерного процесса. М. Металлургия, 1975 с.375
2. Меджибожский М.Я. Основы термодинамики и кинетики сталеплавильных процессов. Киев-Донецк. «Вища школа», 1986 с.279.
3. Бигеев А.М. Математическое описание и расчеты сталеплавильных процессов. М. Металлургия, 1982 с.158.
4. Зайков А.М., Лифшиц С.И. Выплавка стали в кислородных конвертерах. Киев, «Техника», 1968.
5. Бигеев А.М., Селиванов В.И. Упрощение расчета плавки стали в кислородных конвертерах (учебное пособие). Магнитогорск. 1989.
6. Югов П.И., Шумов М.М.//Металлург. 1986. №10. С.17-20.
7. Колпаков С.В., Визингер Х., Югов П.И. //Сталь. 1996.№4. С.1-4.
8. Югов П.И., Шумов М.М.//Сталь. 2001. №6. С.50-54

Название: Расчет кислородно-конвертерной плавки
Раздел: Промышленность, производство
Тип: курсовая работа
Добавлен 00:47:22 28 марта 2009 Похожие работы
Просмотров: 2526
Комментариев: 15
Оценило: 4 человек
Средний балл: 4.5
Оценка: неизвестно   Скачать

Q шл
физ
= Н шл
физ
* q шл
=(2,09*1629,09- 1379) *14,671=29720,4кДж Приход
Срочная помощь учащимся в написании различных работ. Бесплатные корректировки! Круглосуточная поддержка! Узнай стоимость твоей работы на сайте 64362.ru
Привет студентам) если возникают трудности с любой работой (от реферата и контрольных до диплома), можете обратиться на FAST-REFERAT.RU , я там обычно заказываю, все качественно и в срок) в любом случае попробуйте, за спрос денег не берут)
Да, но только в случае крайней необходимости.

Курсовая работа: Расчет кислородно-конвертерной плавки
Курсовая Работа На Тему Организация Производства На Предприятии Ооо "Ильинское Молоко"
Развитие Муниципального Образования Диссертация
Реферат На Тему Охотничьи Птицы
Сочинение: Роль монологов Чацкого в комедии А.С.Грибоедова Горе от ума
Реферат: Образ автора в романе А.С.Пушкина "Евгений Онегин". Скачать бесплатно и без регистрации
Сочинение С Фразеологизмом Манна Небесная
Курсовая работа: Генератор псевдотекстов
Реферат На Тему Физиолечение
Доклады На Тему Конституционные Права И Свободы Гражданина В России
Как Написать Пробное Сочинение 11 Класс
Сочинение Прекрасное В Жизни Природы Краткое
Отчет По Практике Кафедра Гражданского Права
Контрольная Работа Номер 7 Многочлены
Контрольная работа по теме Качество трудовой жизни: понятие и факторы, его формирующие
Реферат: Becoming An Ecologist Is An Exciting Venture
Реферат по теме Стили языка
Если Бы Я Был Генеральным Директором Эссе
Эссе По Теме Россия Родина Моя
Реферат по теме Основные черты и значение "Серебряного века" для культуры России
Практическая Работа На Тему Структурні Дефекти Кристалічної Решітки
Курсовая работа: Анализ ассортимента и оценка качества сыра, реализуемого в магазине
Реферат: Интегральная социология Питирима Сорокина
Реферат: Правоохранительные органы