Процесс выплавки стали в дуговых печах

После расплавления всей шихты ошлакованной ложкой берут пробу металла для определения экспресс-анализом содержания С, Мn, Р, Сr, Ni, Сu.

Отбором первой пробы металла заканчивается плавление шихты и начинается восстановительный период плавки.

5) восстановительный период плавки

Задачами восстановительного периода плавки в основной электропечи являются: а) раскисление металла; б) удаление серы; в) доведение химического состава стали до заданного; г) регулирование температуры ванны; д) подготовка жидкоподвижного высокоосновного хорошо раскисленного шлака для обработки металла во время выпуска из печи в ковш.

Раскисление ванны

Раскисление металла осуществляется двумя методами: присадкой раскислителей непосредственно в металл и присадкой их на шлак с целью раскисления его.

При присадке в ванну раскислителей (ферромарганца, ферросилиция, алюминия и др.) в виде кусков реакции раскисления протекают в металле на большей или меньшей глубине, которая зависит от удельного веса раскислителя и размеров кусков его (глубинное раскисление). Процесс раскисления в этом случае непродолжителен, но имеет тот недостаток, что продукты реакции могут оставаться в металле в виде неметаллических включений.

При втором, так называемом диффузионном, методе раскисления добиваются раскисления металла через шлак. При этом методе используется закон распределения кислорода между двумя соприкасающимися несмешивающимися жидкостями - металлом и шлаком, по которому в условиях равновесия отношение концентрации закиси железа в шлаке к концентрации кислорода в металле для данной температуры и основности шлака является величиной постоянной.

При диффузионном раскислении реакции идут преимущественно в шлаке и на поверхности раздела металл-шлак, загрязнение металла включениями - продуктами реакций раскисления - уменьшается (особенно при раскислении шлака углеродом). Отрицательной стороной диффузионного раскисления является его продолжительность.

Т. к. процесс без окисления, то содержание кислорода в жидкой фазе незначительная. Тем не менее, раскисление может происходить следующими элементами

Ш Раскисление углеродом

Протекает по реакции [C] + x[O] = COxг.

Константа равновесия и зависимость константы равновесия от температуры:

.

Ш Раскисление кремнием

Основными реакциями в восстановительный период определяющими поведение кремния в сталеплавильных ваннах являются SiO2т = [Si] + 2[O], FeOSiO2т = [Si] + 3[O] + Feж.

Константа равновесия и зависимость константы равновесия от температуры для первого уравнения:

.

Константа равновесия и зависимость константы равновесия от температуры для второго уравнения:

.

Ш Раскисление марганцем

Раскисление марганцем в восстановительный период может протекать по реакциям МnОт = [Мn] + [О].

Константа равновесия и зависимость константы равновесия от температуры

металл плавка печь шихта

Ш Раскисление хромом

Раскисление в восстановительный период может протекать по реакции

Сr2О3т = 2[Сr] + 3[О], [CrO] + Сr2О3т = 3[Сr] + 4[О], 0.5FeOСr2О3т = 0.5Feж + [Сr] + 2[О].

Константа равновесия и зависимость константы равновесия от температуры для первого уравнения

.

Константа равновесия и зависимость константы равновесия от температуры для второго уравнения



.

Константа равновесия и зависимость константы равновесия от температуры для третьего уравнения

.

Ш Раскисление алюминием

Протекает по реакции FeOAl2O3 = 2[Al] + 4[O] + Feж

Константа равновесия и зависимость константы равновесия от температуры

.

Десульфурация.

На удаление серы из металла в электропечи влияют раскисленность металла и шлака, основность шлака, содержание углерода в металле, кратность шлака, температура, перемешивание металла и шлака, выдержка металла под восстановительным шлаком, вторичное напряжение, содержание серы в извести и других шлакообразующих материалах.

На скорость и полноту десульфурации влияет основность шлака. Чем выше основность шлака, тем больше полнота десульфурации и тем выше скорость перехода серы из металла в шлак. По закону действующих масс повышение концентрации CaS в шлаке уменьшает полноту реакций десульфурации. С этой точки зрения желательно было бы иметь большой объем шлака. С другой стороны, толстый слой шлака затрудняет нагрев металла, ведет к увеличению продолжительности плавки и расхода электроэнергии.

Благоприятные условия для удаления серы создаются при высоком нагреве металла и шлака и активном перемешивании ванны.

На скорость удаления серы влияет напряжение, при котором восстановительный процесс. данным. При низком напряжении шлак находится в движении, он раздувается дугой; новые слои шлака постоянно приходят в химически активную зону. Следовательно, предпочтение надо отдать низкой ступени напряжения.

В дуговой электропечи в восстановительный период плавки сера может быть внесена коксом, применяемом для раскисления шлака, известью, плавиковым шпатом и ферросплавами. При выплавке сплавов и сталей с весьма низким содержанием серы поступление серы со шлакообразующими материалами следует свести до минимума. Для этого вместо каменноугольного кокса следует применять нефтяной. Плавиковый шпат должен быть отборным - без сернистых включений (пирита).

Упрощенно перенос серы из металла в шлак можно осуществляться с помощью сульфида железа или марганца по реакциям:

[FeS] + (MnO) = (MnS) + (FeO);

[FeS] + (CaO) = (CaS) + (FeO).

Если считать коэффициенты активности реагентов равными 1, то константа равновесия второй реакции записывается следующим образом

.

Технология восстановительного периода

После наведения белого или известково-глиноземистого шлака его раскисляют силикохромом или ферросилицием, затем дают алюминий на штанге и легируют металл хромом, никелем, молибденом. Перед введением хрома шлак на 40% убирают. Во время проплавления феррохрома на шлак дают порошок ферросилиция, после расплавления феррохрома, шлак полностью скачивают, присаживают необходимое количество феррохрома, никеля, молибдена и марганца и наводят новый шлак из извести и плавикового .шпата..

Свежеобожженная известь (СаО) является наиболее важной составной частью шлаковых смесей в основной печи. Для удаления из металла вредных элементов - фосфора и серы - необходима высокая концентрация в шлаке окиси кальция. Известь получается из известняка путем обжига при 800-1000° С в шахтных или трубчатых печах.

Обожженная известь имеет следующий химический состав: 88-93% СаО; 2% MgO; 2% SiO2; 3% (Fe2O3 + А12О3); не более 0,10% S. Чем выше содержание окиси кальция и ниже содержание кремнезема и серы, тем выше качество извести.

Как правило, высококачественная сталь должна содержать мало серы - 0,005-0,008%. Чтобы удалить из металла серу до столь низкого содержания, известь должна содержать возможно меньше серы, во всяком случае не выше 0,10%.

Обожженная известь жадно поглощает влагу из воздуха. При хранении на воздухе известь рассыпается в порошок - гасится по реакции СаО + Н2О = Са(ОН)2. Применение пылеватой извести - «пушонки» - совершенно недопустимо при выплавке высококачественной стали, потому что влага, внесенная известью, вызывает обогащение стали водородом, являясь причиной пороков в стали, в частности образования флокенов.

Для плавки в электропечах следует применять только свежеобожженную известь; ее необходимо транспортировать и хранить в железных герметичных контейнерах. Не рекомендуется создавать запасов извести в электросталеплавильном цехе.

Плавиковый шпат состоит в основном из фтористого кальция (85-95% CaF2). Плавиковый шпат при электроплавке стали применяется для снижения температуры плавления высокоосновных шлаков. Для удаления фосфора и серы содержание СаО в шлаках электропечи поднимают до 50-60 %. Шлаки должны быть активными, жидкоподвижными, чтобы способствовать быстрому протеканию реакций между металлом и шлаком; присадка плавикового шпата разжижает шлак.

Кварцит содержит 96-97% SiO2, используется в кусках размером до 50 мм.

Приблизительный состав шлака начала восстановительного периода приведён в таблице 2.

Таблица 2

Состав шлака конструкционной стали дуговой электропечи в начале восстановительного периода

Содержание, %
СаО	SiO2	А12О3	Fe2O3
52	50	35	0,75

Шлак раскисляют присадками молотого ферросилиция с коксом в несколько приёмов. Возможно за 15-20 мин до выпуска проводить раскисление стали 75 % -ым ферросилицием.

Изменение содержания азота и водорода в металле

Источниками поступления газов в металл в восстановительный период плавки являются атмосферный воздух, влага извести, плавикового шпата и кокса, азот кокса, древесного угля, азот и водород легирующих металлов.

Молотые углеродистые материалы могут содержать значительное количество влаги. Только электродный бой может без ущерба для качества храниться в течение нескольких дней в молотом виде. Обычно применяемый для раскисления шлака молотый кокс следует употреблять вскоре после сушки и размола.

Высокая температура электрических дуг способствует диссоциации молекул газов на атомы и растворению их в металле.

В восстановительный период плавки ванна не кипит, металл относительно спокоен, следовательно, отсутствует основной фактор, благоприятствующий удалению газов. Естественно ожидать поэтому, что в восстановительный период содержание водорода и азота в дуговой печи будет возрастать. В этом отношении исключительно важно предотвратить попадание в печь влаги со шлакообразующими материалами и легирующими добавками и держать охлаждающие устройства печи в полной исправности. Основные шлаки проницаемы для водорода и способны растворять водяные пары.

Содержание водорода в металле основной дуговой печи в результате углеродного кипения уменьшается до 2,4 см3/100 г, при наведении восстановительного шлака повышается на 1-3 см3/100 г. Выдержка металла в основной печи в течение 30 мин после присадки ферросилиция и ферромарганца сопровождалась повышением содержания водорода на 3- 6 см3/100 г.

Порядок введения легирующих металлов

Никель практически не окисляется. Основную часть его дают в конце окислительного периода в жидкий металл и корректируют его содержание в рафинировочный период.

Усвоение никеля металлом при выплавке малолегированной стали можно считать равным 100%.

Кремний и марганец. Легирование кремния и марганца производят ферросилицием марки ФС18 и силикомарганцем марки СМн10 за 10-20 мин до выпуска плавки.

Доводка плавки до заданного химического состава

В начале восстановительного периода, как только на металле образуется шлаковый покрова берут пробу металла и проверяют в экспресс-лаборатории содержание углерода, марганца, хрома и никеля. Ферромарганец присаживают из расчета получения в металле среднего содержания марганца для заданной марки стали.

Содержание углерода в стали проверяют во время восстановительного периода несколько раз, имея в виду, что металл науглероживают электроды, восстановительный шлак и легирующие добавки.

Содержание никеля, можно откорректировать в начале восстановительного периода. По никелю можно проверить массу садки, так как никель не окисляется. Для этого сопоставляют содержание никеля в стали до и после корректировочной присадки, а разницу сверяют с расчетной.

В восстановительный период перед выпуском плавки проверяют содержание FeO и СаО в шлаке.

Тепловой и электрический режимы восстановительного периода

Одной из задач восстановительного периода является поддержание оптимальной температуры, обеспечивающей, эффективное раскисление металла, выделение неметаллических включений - продуктов раскисления, десульфурация, возможность хорошо разлить сталь по изложницам. Загрузка большого количества шлакообразующих и ферросплавов также требует тепла на расплавление. Чтобы не затрачивать времени специально на подогрев металла для выпуска, сталевар и мастер должны внимательно следить за температурой металла в течение всей плавки.

Нагрев металла контролируют термопарами погружения.

Регулирование размеров зерна аустенита

Установлено, что качество стали сильно зависит от величины первичного зерна. Для физических свойств величина зерна столь же важна, как и состав стали; особенно это относится к ударной вязкости.

Сталь с крупным первичным зерном при термической обработке прокаливается глубоко, зерна аустенита при нагреве испытывают большой рост. Мелкозернистая сталь более устойчива против роста зерна при температурах термической обработки и прокаливается меньше, сохраняя высокую вязкость сердцевины.

Размер зерна регулируют введением в предварительно раскисленную ванну алюминия в количестве, достаточном для полного раскисления металла. Сверх этого в мелкозернистой стали должно присутствовать 0,02-0,05% А1.

В крупнозернистой стали, раскисленной кремнием, включения состоят из силикатов; величина зерна 1-2 балла. Если в стали остались следы металлического алюминия, то получают смешанное зерно аустенита (1-4 балла). Включения в этом случае состоят из силикатов и глинозема. Если в стали имеется 0,02- 0,05% металлического алюминия, зерно стали оценивается баллом 7-8, включения преимущественно глиноземные.

На основании практических данных для получения мелкозернистой стали в конструкционную сталь вводят около 0,5-0,8 кг/т алюминия. Алюминий дают перед легированием металла кремнием, за 15 мин до слива плавки.

Если ввести алюминий в недостаточно раскисленную ванну, получится сталь со смешанным зерном, которую трудно использовать.

Конечное раскисление

Конечное раскисление алюминием производят в ковше, куда алюминий дают на штангах. Металл и шлак выпускают одной сильной струей.

6) ПУТИ СОКРАЩЕНИЯ ВОССТАНОВИТЕЛЬНОГО ПЕРИОДА

Для сокращения продолжительности восстановительного периода рекомендуется провести ряд мероприятий: подготовка шлакообразующих и ферросплавов, механизация загрузки в печь, механизация перемешивания металла, обработка металла газами.

Образование шлаков ускоряется, если шлакообразующие материалы подавать в печь в дробленом и предварительно перемешанном виде.

Наведение восстановительного шлака требует присадки большого количества плавикового шпата и извести. Забрасывание такого количества шлака осуществляется в крупных печах бросательными машинами ленточного типа.

Перемешивание металла аргоном увеличивает скорость удаления серы и кислорода, быстрее растворяются легирующие добавки, лучше выравниваются температура и состав ванны. Перемешивающее устройство облегчает работу по скачиванию шлака. Продолжительность плавки сокращается .

7) ОБРАБОТКА МЕТАЛЛА АРГОНОМ

Достаточно простым, недорогим и весьма эффективным средством повышения чистоты стали и ее свойств является продувка металла аргоном в процессе выплавки или в ковше после выпуска стали из печи.

При продувке металла газом через пористую пробку или пористую подину ковша в металл попадает поток мелко распыленных пузырей нейтрального газа. Процессы дегазации лимитируются диффузией газа из металла в атмосферу. Ускоряя перемешивание металла, внося в металл готовые поверхности раздела, а следовательно, снимая тормозящее влияние процесса образования пузырей в объеме металла, мы значительно ускоряем дегазацию стали. Кроме того, поднимающиеся пузырьки газа усиливают процессы флотации неметаллических включений. Таким образом, продувка металла в ковше аргоном может обеспечивать получение следующих преимуществ:

а) выравнивается химический состав металла и происходит усреднение его температуры; при обычной разливке градиент температуры в ковше может достигать 50-100°;

б) повышается степень удаления водорода на 15% при обработке высоколегированных сталей или на 40% -среднелегированных (30ХГСНА, ШХ15);

в) температура разливки стали снижается на 30-70° С без ухудшения характеристик разливки;

г) повышается плотность металла;

д) повышаются некоторые механические свойства стали.

Скорость продувки регулируют редуктором. При продувке на поверхности ковша возникают пузыри барботирующего газа. Интенсивность продувки контролируют как по расходу газа, так и визуально. Расход аргона составляет до 1 м3/т при давлении 2-4 ат.

4 Расчёт угара и необходимого количества ферросплавов

Углерод в шихте определяется химсоставом заданной марки стали и видом технологического процесса.

При плавке с частичным окислением содержание углерода в шихте должно быть на 0.15-0.25% выше нижнего предела заданной марки стали, т. е. содержание углерода в шихте должно быть: 0.01+0.2=0.21% C

Исходя из этих соображений шихту составляем из стали 1Х13 (С=0.1%), наиболее близкой по составу к выплавляемой стали.

Исключаем из состава шихты сталь 50Х (С=0.5%), т. к. она не вносит никаких дополнительных легирующих элементов, и ее состав близок стали 1Х13.

Для того чтобы полученная сталь имела заданный химический состав, доля каждого легирующего элемента в шихте должно находиться в определенных пределах.

Наибольшее допустимое содержание легирующего элемента в шихте См должно удовлетворять соотношению:

i, (2)

где mi - масса стали с содержанием Ci легирующего элемента;

Ky - угар элемента при плавке.

Выбирая состав шихты, каждый легирующий элемент проверяем по соотношению (2) и в случае необходимости корректируем состав шихты:

1. Для кремния:



2. Для марганца:

3.Для хрома:

4. Для никеля:

Для правильного расчета необходимого состава ферросплавов нужно знать степень окисления (угар) легирующих элементов в ходе плавки, а также угар при введении их соответствующими ферросплавами непосредственно в ванну.

Если содержание элемента в шихте перед началом плавки составляет Сш , а угар данного элемента в ходе плавки - Ку , то содержание элемента в ванне к концу плавки

, (3)

Определим содержание элемента в шихте перед началом плавки Сш:

Сш Si =0.6%

Сш Mn=0.6%

Сш Cr=14%

Сш Ni=0.6%

Определим содержание элемента в шихте в конце плавки Св :

Св Si =

Св Mn=

Св Cr=

Св Ni=

При заданном среднем значении элемента в готовом металле С?м необходимо внести в ванну на каждые 100 кг. готовой стали определенную часть каждого элемента (в кг.):

тэ= С?м - Св , (4)

тэ Si=0.6-0.09=0.51 кг.

тэ Mn=1,5-0.24=1.26 кг.

тэ Cr=18-11.9=6.1 кг.

тэ Ni=8-0.59=7.41 кг.

Металлический никель тэ Ni=7.41 кг. вносится в конце окислительного периода в жидкий металл. Его содержание корректируют в рафинировочный период.

Остальные легирующие элементы и раскислители вносятся в виде ферросплавов.

Расход ферросплава на 100 кг. стали с учетом угара при легировании определяется по формуле:

, (5)

где Сфс - содержание элемента в ферросплаве,% ;

уэ - угар элемента при введении ферросплава в жидкий металл

Подберем марки ферросплавов с учетом того, что углеродистые ферросплавы дешевле, однако содержат больше примесей, чем рафинированные. Поэтому после ориентировочного выбора марок ферросплавов и их количества необходимо подсчитать по формуле(6) содержание примесей (в первую очередь углерода), вносимых каждым ферросплавом, и общее содержание примесей, внесенными всеми ферросплавами.

, (6)

где Спр - содержание примесей в данном сплаве.

Таблица 3:

Химический состав ферросплавов:

Марка ферросплава	Si,%	Mn,%	Cr,%	P,%	S,%	Al,%	Ti,%	C,%
ФХ001	Ї	Ї	68,0	0.02	0.02	Ї	Ї	0,01
ФС75	74-80	0.3	0.2	0.03	0.02	1.3	0.2	1.0
ФМн0,5	2	85.0	Ї	0.3	0.03	Ї	Ї	0,5
1	2	Ї	40-50	0,02	0,03	5-7	30-40	0,05

Расход ферросплавов на 100 кг. с учетом угара:

ФХ001 : , кг.

ФС75 : , кг.

ФМн0,5: , кг.

1: , кг.

Содержание примесей в ферросплавах, кг.

ФХ001 : (С)

(S)

(P)

ФС75 : (С)

(S)

(P)

ФМн0,5: (C)

(S)

(P)

1: (C)

(S)

(P)

Таблица 4:

Общее содержание примесей, вносимых всеми ферросплавами на 100 кг. готовой стали с учетом угара.

Марка ферросплава	тфс,,кг.	тпр S , кг.	тпр P , кг.	тпр C, кг.
ФХ001	11,57	0,002	0,002	0,001
ФС75	0,83	0,00017	0,00026	0,0085
ФМн0,5	1,91	0,00057	0,0057	0,0096
1	3,3	0,0003	0,0003	0,0003
?	17,61	0,003	0,0083	0,0194



Таблица 5

Содержание элементов в выплавляемой стали и в шихте для выплавки стали 1Х18Н9Т в количестве 25 тонн

Хим. состав	Содержание, %
	Сшихты	Сшихты с учетом угара	Сугар легирующих эл в ферросплаве.	Св выплавляемой стали
С	0.08	---	0.06	0.08
Si	0.6	0,09	0.129	0.6
Mn	0.6	0,24	0.36	1.5
Cr	14	6,1	1.77	18
Ni	0.6	7,41	---	8

Вывод: С учетом анализа таблиц 4 и 5 определяем, что содержание примесей (C, P, S), внесенных всеми ферросплавами, вполне допустимо.

3.4 Определение размеров ванны дуговой сталеплавильной печи

Размеры ванны дуговой сталеплавильной печи (рис.6) определяют по массе жидкого металла. Объём жидкого металла

где мі/т - удельный объём жидкой стали.

Тогда

Полный объём ванны до порога рабочего окна

где - доля шлака;

т/мі - плотность жидкого шлака;

- доля дополнительного объёма.

Рис.6. Ванна дуговой сталеплавильной печи

Тогда

Полная высота ванны до уровня порога рабочего окна

Где А = 0.345.

Тогда

Высота: - конусной части ванны

- сферической части ванны

Диаметр ванны на уровне порога рабочего окна

Диаметр плавильного пространства на уровне откосов

где

Тогда

Высота плавильного пространства от уровня откосов до верха стены

Ширина рабочего окна



где .

Тогда

Высота рабочего окна стрела его арки

Толщина подины

Из этого на теплоизоляционный слой обычно приходится 220-250 мм. Остальное приходится на слой огнеупорного кирпича и набивную часть подины.

Своды большинства дуговых сталеплавильных печей выкладываются огнеупорными кирпичами без тепловой изоляции. Толщина футеровки свода м. Футеровка стен может иметь небольшой по толщине слой тепловой изоляции между огнеупорной кладкой и кожухом печи. Толщина огнеупорного слоя и теплоизоляция .

Размеры ванны дуговой печи занесены в таблицу 10.

Таблица 6

Расчетные геометрические параметры дуговой сталеплавильной печи

V, м3	V1, м3	H, м	H1, м	H2, м	d1, м	D1, м	K, м	M, м	E, м	L, м	po, м	pт, м
3,5	4,6	0,77	0,62	0,15	2,89	3,1	1,3	0,87	0,68	0,28	0,35	0,18

3.5 Расчёт тепловых потерь

Полный энергетический баланс дуговой сталеплавильной печи включает расход и приход энергии.

Расход энергии:

1. На нагрев, расплавление и перегрев металла и шлака (полезное тепло на весь цикл) Qпц.

где Gм - масса загружаемого печь скрапа;

Gш1, Gш2 - массы шлаков окислительного и восстановительного периодов;

gм, gш - удельные энергии, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева до заданной температуры I кг металла или шлака.

– Масса загружаемого в печь скрапа с учетом угара части металла

где G - масса получаемого жидкого металла;

Kуг - коэффициент угара (Kуг = 5-6 %).

Тогда

– Масса шлака окислительного и восстановительного периода

– Gш1=0,кг.(плавка с частичным окислением)

– Gш2=(0,03-0,04)G=кг.

– Удельная энергия, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева до заданной температуры I кг металла



где СТср - средняя теплоемкость материала (СТср = 0.195 Втч/кг);

СЖср - средняя теплоемкость металла (СЖср = 0.23 Втч/кг);

Hф - скрытая теплота плавления (Hф = 75 Втч/кг);

Tпер - температура перегрева (Tпер = 1610 °С);

Tпл - температура плавления .

Температура плавления для заданной марки стали

где TFe - температура плавления чистого железа (TFe = 1539 °С);

T - снижение температуры плавления при введении 1 % элемента (TС =81, TSi = 9.7, TMn = 4.9, TСr = 1.6, TNi = 3.9);

X - концентрация элемента.

Тогда

– Удельная энергия, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева до заданной температуры I кг шлака определяется по формуле

где m - процентное содержание в шлаке вещества

;

g - удельная энергия, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева этого вещества

().

То удельная энергия шлака

Тогда полезное тепло за весь цикл

3.6 Потери тепла:

3.6.1 С теплоотдающей поверхности печи Qтп

Тепловые потери через футеровку дуговой печи рассчитать раздельно для свода, стен и подины. Поскольку боковая стенка имеет по высоте участки с различной толщиной, потери рассчитывают раздельно для каждого участка. Вначале определяют удельные тепловые потери на 1 мІ, затем эти потери умножают на соответствующие площади внешней поверхностей футеровки. Теплопроводность огнеупоров зависит от температуры по закону, близкому к линейному

Тепловое поле в установившемся режиме внутри плоской стенки описываются дифференциальным уравнением

Плотность теплового потока



Удельный тепловой поток от натужней поверхности футеровки в окружающую среду

Коэффициент теплоотдачи зависит от температур стенки и окружающей среды Т0. Эта зависимость для стенки, охлаждаемой воздухом, при естественной конвекции аппроксимирована формулой

где а = 8.8; в = 0.057 (при температуре окружающей среды 20°С).

В установившемся режиме

Основываясь на выше написанные данные производят расчеты удельного теплового потока при заданных температурах на внутренней поверхности стенки и окружающей среды на ЭВМ.

Для многослойной футеровки взаимосвязь между температурой на внутренней поверхности футеровки и удельным тепловым потоком удобнее находить расчётом перепадов температур на тепловых сопротивлениях многослойной стенки при заданном тепловом потоке.

Расчеты для плоской двухслойной стенки проводят с помощью ЭВМ.

Потери с теплоотдающей поверхности

где Pтп - мощность потерь с теплоотдающей поверхности;

п - продолжительность плавки (п = 5 ч).

3.7 Потери через свод

Свод однослойный из термостойкого кирпича, теплопроводность которого зависит от температуры зависимостью

Таблица 7

Данные свода и среды для расчёта тепловых потерь через свод

Теплопроводность , Вт/(м°С)	Коэффициент k, (°С)О№	Температура печи начальная tн,°С	Температура печи конечная tк,°С	Температура среды tо,°С
4,07	-0,000271	500	1650	20
Шаг по температуре печи, °С	а, Вт/(мІ°С)	в, Вт/мІ	Толщина h, м
105	8,8	0,057	0,28

Таблица 8

Данные параметров теплопередачи через свод

Температура печи (T2)	Поток (R)	Температура стенки (T4)	Коэффициент теплоотдачи (M)	Тепловое сопротивление (Q9)
500	3863,00	206,12	20,76	0,076075
605	4781,91	233,84	22,36	0,077618
710	5694,49	259,03	23,82	0,079195
815	6594,66	282,09	25,16	0,080809
920	7477,92	303,33	26,39	0,082466
1025	8340,84	322,96	27,53	0,084169
1130	9180,73	341,15	28,59	0,085924
1235	9995,44	358,06	29,57	0,087734
1340	10783,21	373,79	30,48	0,089604
1445	11542,60	388,43	31,33	0,091536
1550	12272,38	402,08	32,12	0,093537



Рис. 7. Зависимость удельных потерь в наружной поверхности свода от температуры на внутренней поверхности свода

Площадь наружной поверхности свода

мощность потерь со свода

Потери через свод

3.8 Потери через стенку

Стенка двухслойная: первый слой (теплоизоляционный слой) - из шамотного кирпича, теплопроводность которого зависит от температуры зависимостью

второй слой (огнеупорный слой) - из магнезитового кирпича, теплопроводность которого зависит от температуры зависимостью

Подбираем диапазон удельного теплового потока добиваясь того, чтобы температура печи Т3 менялась от 500 до 1650°С .

Таблица 9

Данные стенки и среды для расчёта тепловых потерь через стенку

Начальный поток Qн, Вт	Конечный поток Qк, Вт	Температура среды tо,°С	а, Вт/(мІ?°С)	в, Вт/мІ	Толщина первого слоя h1, м
4001	5000	20	8,8	0,057	0,18
Шаг по потоку, Вт	Теплопроводность первого слоя, Вт/(мІ?°С)	Коэффициент k1, (°С)О№	Теплопроводность второго слоя ?2, Вт/(мІ?°С)	Коэффициент k2, (°С)О№	Толщина второго слоя h2, м
50	0,837	0,000695	4,65	-0,000375	0,35

Таблица 10

Данные параметров теплопередачи через стенку

Q	T1	T2	T3
4001	211,73	841,60	1353,38
4051	213,29	849,51	1372,12
4101	214,85	857,38	1391,04
4151	216,40	865,22	1410,14
4201	217,95	873,03	1429,45
4251	219,48	880,81	1448,97
4301	221,01	888,56	1468,71
4351	222,52	896,28	1488,69
4401	224,03	903,97	1508,91
4451	225,54	911,62	1529,39
4501	227,03	919,25	1550,15



Рис. 8. Зависимость удельных потерь в наружной поверхности стенки от температуры на внутренней поверхности стенки

Площадь наружной поверхности стенки

мощность потерь через стенку

Потери через стенку

3.9 Потери через подину

Подина двухслойная: первый слой (теплоизоляционный слой) - из шамотного кирпича, второй слой (огнеупорный слой) - из магнезитового кирпича.

Подбираем диапазон удельного теплового потока добиваясь того, чтобы температура печи Т3 менялась от 500 до 1650°С .

Таблица 11

Данные стенки и среды для расчёта тепловых потерь через подину

Начальный поток Qн, Вт	Конечный поток Qк, Вт	Температура среды tо,°С	а, Вт/(мІ?°С)	в, Вт/мІ	Толщина первого слоя h1, м
3137	4000	20	8,8	0,057	0,2
Шаг по потоку, Вт	Теплопроводность первого слоя, Вт/(мІ?°С)	Коэффициент k1, (°С)О№	Теплопроводность второго слоя 2, Вт/(мІ°С)	Коэффициент k2, (°С)О№	Толщина второго слоя h2, м
50	0,837	0,000695	4,65	-0,000375	0,475

Таблица 12

Данные параметров теплопередачи через подину

Q	T1	T2	T3
3234	186,46	766,92	1307,56
3284	188,18	775,96	1330,39
3334	189,89	784,96	1353,49
3384	191,59	793,92	1376,87
3434	193,28	802,84	1400,57
3484	194,96	811,71	1424,58
3534	196,63	820,54	1448,95
3584	198,29	829,33	1473,68
3634	199,93	838,09	1498,81
3684	201,57	846,80	1524,36
3734	203,20	855,47	1550,36



Рис. 9. Зависимость удельных потерь в наружной поверхности подины от температуры на внутренней поверхности подины

Площадь наружной поверхности подины

мощность потерь через подину

Потери через подину

Потери тепла с теплоотдающей поверхности печи



3.10 Излучением через рабочее окно Qо

Мощность потерь через рабочее окно

где q - плотность потока (q = 410 Вт/м І);

F - поверхность окна (F (N+N)M - N І = (0.587 + 0.117)0,87 - 0.12 І = 0,6 м І).

Тогда

Потери тепла через рабочее окно

где п - продолжительность плавки (п = 3,5 ч).

Тогда

Открытым рабочим пространством во время завалки, подвалки и механизированной заправки Qпр.

Потери межплавочного простоя

где Kнп - коэффициент неудачных потерь (Kнп = 1.15);

пр - время межплавочного простоя (пр = 0.5 ч).

Тогда

С охлаждающей водой Qвод.

Qвод составляют 3-5 % общего тепла плавки

С охлаждающими газами Qгаз.

Qгаз составляют 2-6 % общего тепла плавки

Активные электрические потери в источнике питания и токоподводе - Wэл.пот.

Определяется через электрический КПД эл, составляющий 0.85-0.95

где Wэл - активная электроэнергия.

Тепло, аккумулированное футеровкой или отданное ею в рабочее пространство Qак, входит в расходную или приходную часть баланса соответственно. Его нужно учитывать при длительных простоях печи. При круглосуточной работе печи и незначительных межплавочных простоях это тепло при составлении теплового баланса можно не учитывать. Принимаем это допущение.

Приход энергии:

1. Тепло химических реакций, приходящих в ванне (разность тепловых эффектов экзотермических и эндотермических реакций

– Тепло экзотермических реакций

где goi - тепловые эффекты реакции окисления (табл. 17);

moi - масса окисленного i-го элемента (табл. 9).

Таблица 13

Тепловые эффекты реакции окисления и массы окисленных элементов

Реакция	Тепловой эффект на 1 кг окисленного элемента, кВтч
	2,37
	7.47-8.9
	1.95-2.05
	3.00
	1,18-1,39

Таким образом

– Тепло эндотермических реакций составляет (0.3ч0.6)Qэкз.

Тогда

или

2. Физическое тепло шихтовых материалов, подаваемых в печь Qш.

При работе печи на твёрдой завалке физическое тепло шихтовых материалов составляет незначительную долю общего тепла цикла и в этом случае Qш можно пренебречь.

3. Активная электроэнергия Wэл

,

где коэффициенты, учитывающие потери тепла с охлаждающей водой и отходящими газами. Тогда

Таким образом, активные электрические потери в источнике питания и токоподводе

Тепло дополнительных источников энергии Qдоп.

Принимаем допущение о незначительном влиянии тепловых источников энергии, т. е. Qдоп = 0.

Уравнение энергетического баланса для всего цикла в общем виде:

т. е. энергетический баланс для всего цикла сходится.

Тепловой КПД печи



.

Общий КПД печи

.

Данные энергетического баланса приведены в таблице 14

Таблица 14

Данные энергетического баланса

		кВт?ч	%
Расход энергии	Qпц	10889,144	69,94
	Qтп СВОД	322,150	4,10
	Qтп СТЕНКА	852,264	6,76
	Qтп ПОДИНА	178,213	1,39
	Qо	0,861	0,01
	Qпр	222,358	2,25
	Qвоз	411,065	2,80
	Qгаз	411,065	2,80
	Wэл.пот	1388,651	9,96
Приход энергии	Wэл	13886,51	96,02
	Qхим	1337,273	3,98
Энергия всего цикла	Qц расход	14675,77	100
	Qц приход	15339,65	100
КПД	т		78
	общ		71

Увеличить КПД печи и общее КПД можно за счет уменьшения потерь. Анализируя данные энергетического баланса, можно сделать некоторые замечания. На активные электрические потери можно повлиять незначительно. Например, добиваться того, чтобы уменьшить длину токоподвода если это возможно. Уменьшить потери через наружную поверхность свода, стенки и подины путём изменения материала теплоизоляции или характера теплоизоляционного слоя. Например, в теплоизоляционном слое использовать два материала с различными свойствами, добиваясь того, чтобы удельный тепловой поток из наружной части уменьшился. Соответственно уменьшатся потри через теплоотдающую поверхность печи. Нужно стремится, уменьшить потери простоя за счёт согласованной работы персонала сопровождающие процесс выплавки стали.

3.11 Выбор источника питания печи

Мощность печного трансформатора определяют по условиям расплавления, во время которого потребляемая печью мощность максимальная. Средняя активная мощность Pср периода расплавления определяется расходом электроэнергии и продолжительность этого периода (р= 2.75 ч)

где Wэл - суммарный расход электроэнергии в период расплавления.

Упрощенный энергетический баланс периода расплавления при отсутствии дополнительных источников тепла

где Qпр - тепло на нагрев, расплавление и перегрев металла и шлака во время расплавления.

Полезное тепло периода расплавления

где Gм, Gш - масса металла и шлака в период расплавления.

Таким образом

Удельный расход электроэнергии на расплавление твёрдой завалки

Полная номинальная мощность печного трансформатора

где Kисп - коэффициент использования мощности печного трансформатора в период расплавления (Kисп =0.85);

cos - средний коэффициент мощности электропечной установки в период расплавления находящийся в пределах 0.68-0.72.

Тогда

Выбираем печной трансформатор номинальной мощностью S = 25000 кВА.

4. Описание основного оборудования цеха

Планировка цеха, показанного на стр. , и организация в нем основных работ характерны для многих строившихся ранее отечественных ЭСПЦ. Характерные особенности цеха следующие: разливка стали в изложницы, подача в цех всех материалов через шихтовой пролет, расположение печей на границе печного и разливочного пролетов.

Цех состоит из трех пролетов: шихтового АЇБ, печного БЇВ и разливочного ВЇГ. В некоторых цехах, выплавляющих стали сложного электропечного сортамента, дополнительно имеются пролеты термической обработки или обдирки слитков.

В печном пролете, перекрытом рабочей площадкой 25, между колоннами ряда В размещены электропечи 15 на двух железобетонных опорах каждая и рядом с ними на рабочей площадке - печные подстанции 14 и пульты управления 31. Расположение печей обеспечивает выпуск стали в разливочный пролет и вместе с тем возможность замены свода и обслуживания ремонта печей кранами печного пролета. Рабочая площадка печного пролета выступает в шихтовой пролет, образуя балкон 24, на котором имеются стеллажи 11 для мульд, площадки для установки переносных контейнеров с сыпучими материалами и газовые печи 10 для прокаливания ферросплавов. В торце печного пролета на нулевой отметке расположен участок 7 наборки сводов. Печной пролет оборудован мостовыми завалочными кранами 27 и крановыми завалочными машинами 26.

В шихтовом пролете установлены мостовые краны 22, оборудованы грейферами, электромагнитами, мульдовыми захватами.

Разливочный пролет оборудован разливочными кранами 30; в нем имеются разливочные площадки 19 и пути 20, шлаковый путь 21, ямы 18 для ремонта ковшей, участки 17 наборки и сушки стопоров, стенды для сталеразливочных и шлаковых ковшей.

Организация основных работ в цехе следующая. Стальной лом и чушковый чугун привозят в шихтовой пролет в железнодорожных вагонах на путь 1 и разгружают магнитным краном 22 в ямные бункера 2. Отсюда их магнитным краном загружают в корзины, находящихся на самоходных тележках на стендах 6, оборудованных платформенными весами. После заполнения корзины тележка транспортирует ее по поперечному ширококолейному пути 9 в печной пролет, где корзину краном 27 поднимают через проем 16 в рабочей площадке и доставляют к печи для загрузки. Корзину опускают краном сверху в открываемое рабочее пространство печи и размыкают створки днища. Опорожненную корзину тем же путем возвращают в шихтовой пролет.

Сыпучие материалы привозят на путь 4 и разгружают из вагонов в ямные бункера 3, где хранится их запас. Далее сыпучие материалы грейферным краном загружают в переносные бункера, снабженные внизу секторными затворами; бункера поднимают краном шихтового пролета и устанавливают на балкон 24. Открывая затвор, высыпают порцию материалов мульду, которую подают под бункер с помощью крановой завалочной машины 26. Далее машина загружает из мульды в печь через рабочее окно или высыпает материалы на рабочую площадку у печи. Часть материалов из ямных бункеров загружают в мульды, которые подают на стеллажи 11 балкона. Некоторые материалы доставляют в полет также в снабженных снизу затворами контейнерах, которые сразу ставят на балкон 24.

Ферросплавы привозят в саморазгружающихся контейнерах и иногда на платформах россыпью и разгружают в наземные бункера 12 с оградительными стенками (закромами) или в подвесные стационарные бункера 8, снабженные внизу затворами для выдачи материалов. Часть ферросплавов из привозимых саморазгружающихся контейнеров выгружают непосредственно в мульды, установленные на стеллажах 13 пола шихтового пролета. Из закромов 12 и подвесных бункеров 8 ферросплавы загружают в мульды, которые устанавливают на стеллажах 13.

Затем мульды краном поднимают и устанавливают на стеллажи 11 балкона, откуда их потом забирают завалочной машиной 26 и устанавливают в печь 10. После прокаливания ферросплавы машиной 26 загружают в электропечь.

В шихтовом пролете установлена сушильная барабанная печь 5, дробилка для измельчения ферросплавов, бегуны для помола кокоса, весы. В торце пролета расположен склад электродов.

Сталь выпускают в ковш, удерживаемый под желобом печи крюками сталеразливочного крана 30, и далее ковш транспортируется к разливочным площадкам. Шлак из печи во время плавки сливают в ковш самоходной тележки, установленной под рабочим окном печи. После заполнения ковша тележка по перечным путям под печью выезжает в разливочный пролет, где ковши со шлаком с помощью разливочных кранов 30 переставляют на шлаковозы, вывозящие их из цеха по пути 21.

В разливочном пролете готовую сталь разливают в изложницы, которые при разливке находятся на тележках. Чистка, установка на поддоны, продувка и смазка изложниц проводится в цехах или отделениях подготовки составов. Вдоль стены разливочного пролета имеются разливочные площадки, на которых находится персонал, ведущий разливку. Их располагают на уровне верха изложниц, стоящих на тележках, т.е. на высоте около 2,5-3,3 м.; ширина площадки 1,5-3,0 м. Длина площадки должна быть не мене длины разливочного состава.



СПЕЦИФИКАЦИЯ

А-Б	Шихтовой пролет
Б-В	Печной пролет
В-Г	Разливочный пролет
1	Шихтовой путь для лома и чугуна
2	Ямные бункера с ломом и чугуном
3	Ямные бункера с сыпучими материалами
4	Шихтовой путь для сыпучих материалов
5	Сушильная барабанная печь
6	Стенды с самоходными тележками
7	Участок наборки сводов
8	Подвесные стационарные бункера с ферросплавами
9	Поперечный путь для самоходных тележек
10	Печь для прокаливания ферросплавов
11	Стеллажи балкона
12	Закрома с ферросплавами
13	Стеллажи пола шихтового пролета
14	Печные подстанции
15	Электропечи
16	Проем в рабочей площадке
17	Участки наборки и сушки стопоров
18	Ямы для ремонта ковшей
19	Разливочные площадки
20	Пути разливочного пролета
21	Шлаковый путь
22	Мостовые краны шихтового пролета
23	Загрузочные корзины
24	Балкон
25	Рабочая площадка
26	Крановая завалочная машина
27	Мостовой завалочный кран
28	Ковш самоходной тележки
29	Железобетонные опоры
30	Сталеразливочный кран
31	Пультовые помещения



Заключение

В электропечи можно получать сталь с низким содержанием серы и фосфора, можно полнее раскислить металл, обеспечив низкое содержание в стали неметаллических включений. В электропечи значительно меньше потери легирующих элементов, вводимых в виде ферросплавов, значительно выше использование ценных составляющих, вносимых отходами легированных сталей. В электропечи легко осуществить быстрый подъем и точное регулирование температуры металлической ванны в узких пределах. В ней можно проводить все металлургические процессы, создавая окислительную, восстановительную или нейтральную атмосферу, можно выплавлять сталь любого состава.

Развитие производства стали требовало одновременного роста производства ферросплавов. Специальные добавки (марганец, хром, кремний, вольфрам и др.) вводят в сталь для легирования и раскисления в виде сплавов с железом, называемых ферросплавами. Объясняется это тем, что производство чистого марганца, кремния или хрома сопряжено с большими затратами и трудностями; получать же ферромарганец, ферросилиций, феррохром и другие сплавы с железом проще и дешевле.

Рассматривается процесс выплавки нержавеющей стали марки1Х18Н9Т. В работе подробно описывается: свойства элементов, входящие в состав стали и изменение свойств стали в зависимости от содержания определённого элемента; термическая обработка стали марки 1Х18Н9Т; выбор процесса плавки; этапы технологического процесса плавки (подготовка шихтовых материалов к плавке, заправка печи, плавление шихты, восстановительный период плавки, пути сокращения восстановительного периода, обработка металла аргоном); определение содержания элементов в шихте и количество вносимых ферросплавов; расчёт геометрических размеров ванны; расчёт тепловых потерь, теплового баланса за весь период плавки и за период расплавления; планировка цеха.

Список используемой температуры

1. Филинов С.А. , Фиргер И.В. Справочник термиста. Л.: Машиностроение, 1975. 236 с.

2. Могилев В. К., Лев О.И. Справочник литейщика. М.: Машиностроение, 1988, 272 с

3. Электрометаллургия стали и ферросплавов / Под ред. Д. Я. Половецкого. М.: Металлургия, 2010. 487 с.

4. Крамаров А.Д., Соколов А.Н. Электрометаллургия стали и ферросплавов. М.: Металлургия, 1976. 357 с.

5. Еднерал Ф.П. Электрометаллургия стали и ферросплавов. М.: Металлургия, 1977. 487 с.

6. Материаловедение: Учебник для высших технических учебных заведений. Под ред. Б.Н. Арзамасова. 2-е изд. М.: Машиностроение,1986. 384 с.

7. Емлин Б.И., Гасик М.И. Справочник по электротермическим процессам. М.: Металлургия, 2008. 268 с.

8. Электрические промышленные печи: Дуговые установки специального нагрева / Под ред. А.Е. Слуходского. М.: Энергоиздат, 1981. 296 с.

9. Установки индукционного нагрева / Под. ред. А.Е. Слуходского. Л.: Энергоиздат, 1981. 328 с.

10. Смоляренко В.Д. , Кузнецов А.Н. Энергетический баланс дуговой сталеплавильной печи. М.: Энергия, 2010. 88 с.

11. Сидоренко М.Ф. Теория и технология электроплавки стали. М.: Металлургия,1985

270 с.

12. Бигеев А.М. Математическое описание и расчеты сталеплавильных процессов. М.:

Металлургия, 1982.158 с.

13. Кацевич Л.С. Теория теплопередачи тепловые расчеты электрических печей. М.: Энергия,1977. 304 с.

14. Ойкс Г.Н. ,Иоффе Х.М. Производство стали. М.: Металлургия,1975. 480 с.

15. Фомин Н.И. , Затуловский Л.М. Электрические печи и установки индукционного нагрева. М.: 1979. 240 с.

16. Якушев А.М. Проектирование сталеплавильных и доменных цехов. М.: Металлургия. 1984. 216 с.

Приложение

Размещено на Allbest.ru