Технология выплавки в электропечи, внепечная обработка стали марки 25ХГСА

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РЕСПУБЛИКИ БЕЛАРУСЬ

Жлобинский филиал Гомельского государственного технического университета им. П.О. Сухого

Курсовая работа

Тема: "Разработать технологию выплавки в электропечи, внепечную обработку стали марки 25ХГСА"

Дисциплина: "Производство стали и ферросплавов"

Жлобин 2002 г.



Введение

Электрические печи обладают существенными преимуществами по сравнению с другими сталеплавильными агрегатами, поэтому высоколегированные инструментальные сплавы, нержавеющие шарикоподшипниковые, жаростойкие и жаропрочные, а также многие конструкционные стали выплавляют только в этих печах.

Мощные электропечи успешно применяют для получения низколегированных и высокоуглеродистых сталей мартеновского сортамента. Кроме того, в электропечах получают различные ферросплавы, представляющие собой сплавы железа с элементами, которые необходимо выводить в сталь для легирования и раскисления.



1. Устройство дуговых электропечей

Первая дуговая электропечь в России была установлена в 1910 г. на Обуховском заводе. За годы пятилеток были построены сотни различных печей. Вместимость наиболее крупной печи в СССР 200 т. Печь состоит из железного кожуха цилиндрической формы со сферическим днищем. Внутри кожух имеет огнеупорную футеровку. Плавильное пространство печи закрывается съемным сводом.

Печь имеет рабочее окно и выпускное отверстие со сливным желобом. Питание печи осуществляется трехфазным переменным током. Нагрев и плавление металла осуществляются электрическими мощными дугами, горящими между концами трех электродов и металлом, находящимся в печи. Печь опирается на два опорных сектора, перекатывающихся по станине. Наклон печи в сторону выпуска и рабочего окна осуществляется при помощи реечного механизма. Перед загрузкой печи свод, подвешенный на цепях, поднимают к порталу, затем портал со сводом и электродами отворачивается в сторону эркера и печь загружают бадьей.

Механическое оборудование дуговой печи.

Кожух печи должен выдерживать нагрузку от массы огнеупоров и металла. Его делают сварным из листового железа толщиной 16-50 мм в зависимости от размеров печи. Кожух имеет цилиндрическую форму с водоохлаждаемыми панелями. Для сохранения правильной цилиндрической формы кожух усиливается ребрами и кольцами жесткости. Днище кожуха обычно выполняется сферическим, что обеспечивает наибольшую прочность кожуха и минимальную массу кладки. Днище выполняют из немагнитной стали для установки под печью электромагнитного перемешивающего устройства. Сверху печь закрыта сводом. Свод набирают из огнеупорного кирпича в металлическом водоохлаждаемом сводовом кольце, которое выдерживает распирающие усилия арочного сферического свода В нижней части кольца имеется выступ - нож, который входит в песчаный затвор кожуха печи. В кирпичной кладке свода оставляют три отверстия для электродов. Диаметр отверстий больше диаметра электрода, поэтому во время плавки в зазор устремляются горячие газы, которые разрушают электрод и выносят тепло из печи. Для предотвращения этого на своде устанавливают холодильники или экономайзеры, служащие для уплотнения электродных отверстий и для охлаждения кладки свода. Газодинамические экономайзеры обеспечивают уплотнение с помощью воздушной завесы вокруг электрода. В своде имеется также отверстие для отсоса запыленных газов и отверстие для кислородной фурмы.

Для подачи легирующих и флюсов в печь, для осмотра, заправки и ремонта печи имеется загрузочное окно, обрамленное литой рамой. К раме крепятся направляющие, по которым скользит заслонка. Заслонку футеруют огнеупорным кирпичом. Для подъема заслонки используют пневматический, гидравлический или электромеханический привод.

С противоположной стороны кожух имеет эркер, для выпуска стали из печи. Отверстие для выпуска стали может быть круглым диаметром 120--150 мм.

Электрододержатели служат для подвода тока к электродам и для зажима электродов. Головки электрододержателей делают из бронзы или стали и охлаждают водой, так как они сильно нагреваются как теплом из печи, так и контактными токами. Электрододержатель должен плотно зажимать электрод и иметь небольшое контактное сопротивление. Наиболее распространенным в настоящее время является пружинно-пневматический электрододержатель. Зажим электрода осуществляется при помощи неподвижного кольца и зажимной плиты, которая прижимается к электроду пружиной. Огжатие плиты от электрода и сжатие пружины происходят при помощи сжатого воздуха. Электрододержатель крепится на металлическом рукаве - консоли, который скрепляется с Г-образной подвижной стойкой в одну жесткую конструкцию. Стойка может перемещаться вверх или вниз внутри неподвижной коробчатой стойки. Три неподвижные стойки жестко связаны в одну общую конструкцию, которая покоится на платформе опорной люльки печи. Перемещение подвижных телескопических стоек происходит или с помощью системы тросов и противовесов, приводимых в движение электродвигателями, или с помощью гидравлических устройств. Механизмы перемещения электродов должны обеспечить быстрый подъем электродов в случае обвала шихты в процессе плавления, а также плавное опускание электродов во избежание их погружения в металл или ударов о не расплавившиеся куски шихты. Скорость подъема электродов составляет 2,5--6,0 м/мин, скорость опускания 1,0-- 2,0 м/мин.

Система загрузки печи бывает двух видов: через завалочное окно мульдозавалочной машиной и через верх при помощи бадьи. Загрузку через окно применяют только на небольших печах.

При загрузке печи сверху в один-два приема в течение 5 мин меньше охлаждается футеровка, сокращается время плавки; уменьшается расход электроэнергии; эффективнее используется объем печи. Для загрузки печи свод приподнимают на 150--200 мм над кожухом печи и поворачивают в сторону вместе с электродами, полностью открывая рабочее пространство печи для введения бадьи с шихтой.

Во время плавления электроды прорезают в шихте три колодца, на дне которых накапливается жидкий металл.

Футеровка печей.

Большинство дуговых печей имеет основную футеровку, состоящую из материалов на основе MgO. Футеровка печи создает ванну для металла и играет роль теплоизолирующего слоя, уменьшающего потери тепла. Основные части футеровки - подина печи. Температура в зоне электрических дуг достигает нескольких тысяч градусов. Хотя футеровка электропечи отделена от дуг, она все же должна выдерживать нагрев до температуры 1700°С. В связи с этим применяемые для футеровки материалы должны обладать высокой огнеупорностью, механической прочностью, термо- и химической устойчивостью. Подину сталеплавильной печи набирают в следующем порядке. На стальной кожух укладывают листовой асбест, на асбест--слой шамотного порошка, два слоя шамотного кирпича и основной слой из магнезитового кирпича. На магнезитовой кирпичной подине набивают рабочий слой из магнезитового порошка со смолой и пеком -- продуктом нефтепереработки. Толщина набивного слоя составляет 200 мм. Общая толщина подины равна примерно глубине ванны и может достигать 1 м для крупных печей.

Ток в плавильное пространство печи подается через электроды, собранные из секций, каждая из которых представляет собой круглую заготовку диаметром от 100 до 610 мм и длиной до 1500 мм. В малых электропечах используют угольные электроды, в крупных - графитированные. Графитированные электроды изготавливают из малозольных углеродистых материалов: нефтяного кокса, смолы, пека. Электродную массу смешивают и прессуют, после чего сырая заготовка обжигается в газовых печах при 1300 градусах и подвергается дополнительному графитирующему обжигу при температуре 2600 - 2800 градусах в электрических печах сопротивления. В процессе эксплуатации в результате окисления печными газами и распыления при горении дуги электроды сгорают. По мере укорачивания электрод опускают в печь. При этом электрододержатель приближается к своду. Наступает момент, когда электрод становится настолько коротким, что не может поддерживать дугу, и его необходимо наращивать. Для наращивания электродов в концах секций сделаны отверстия с резьбой, куда ввинчивается переходник-ниппель, при помощи которого соединяются отдельные секции. Расход электродов составляет 2,5-4 кг на тонну выплавляемой стали.

Электрическая дуга--один из видов электрического разряда, при котором ток проходит через ионизированные газы, пары металлов. При кратковременном сближении электродов с шихтой или друг с другом возникает короткое замыкание. Идет ток большой силы. Концы электродов раскаляются добела. При раздвигании электродов между ними возникает электрическая дуга. С раскаленного катода происходит термоэлектронная эмиссия электронов, которые, направляясь к аноду, сталкиваются с нейтральными молекулами газа и ионизируют их. Отрицательные ионы направляются к аноду, положительные к катоду. Пространство между анодом и катодом становится ионизированным, токопроводящим. Бомбардировка анода электронами и ионами вызывает сильный его разогрев. Температура анода может достигать 4000 градусов. Дуга может гореть на постоянном и на переменном токе. Электродуговые печи работают на переменном токе. В последнее время в ФРГ построена электродуговая печь на постоянном токе.

В первую половину периода, когда катодом является электрод, дуга горит. При перемене полярности, когда катодом становится шихта -- металл, дуга гаснет, так как в начальный период плавки металл еще не нагрет и его температура недостаточна для эмиссии электронов. Поэтому в начальный период плавки дуга горит неспокойно, прерывисто. После того как ванна покрывается слоем шлака, дуга стабилизируется и горит более ровно.

Плавка стали в основной дуговой электропечи.

Подготовка материалов к плавке.

Все присадки в дуговые печи необходимо прокаливать для удаления следов масла и влаги. Это предотвращает насыщение стали водородом. Ферросплавы подогревают для ускорения их проплавления. Присадка легирующих, раскислителей и шлакообразующих в современной печи во многом механизирована.

Технология плавки.

Плавка в дуговой печи начинается с заправки печи. Жидкоподвижные нагретые шлаки сильно разъедают футеровку, которая может быть повреждена и при загрузке. Если подина печи во время не будет закрыта слоем жидкого металла и шлака, то она может быть повреждена дугами. Поэтому перед началом плавки производят ремонт - заправку подины. Перед заправкой с поверхности подины удаляют остатки шлака и металла. На поврежденныеместа подины и откосов - места перехода подины в стены печи - забрасывают сухой магнезитовый порошок, а в случае больших повреждений - порошок с добавкой пека или смолы.Заправку производят заправочной машиной, выбрасывающей через. насадку при помощи сжатого воздуха заправочные материалы, или, разбрасывающей материалы по окружности с быстро вращающегося диска, который опускается в открытую печь сверху.

Загрузка печи.

Для наиболее полного использования рабочего пространства печи в центральную ее часть ближе к электродам загружают крупные куски (40 %), ближе к откосам средний лом (45%), на подину и на верх загрузки мелкий лом (15%). Мелкие куски должны заполнять промежутки между крупными кусками.

Период плавления.

Расплавление шихты в печи занимает основное время плавки. В настоящее время многие операции легирования и раскисления металла переносят в ковш. Поэтому длительность расплавления шихты в основном определяет производительность печи. После окончания завалки опускают электроды и включают ток. Металл под электродами разогревается, плавится и стекает вниз, собираясь в центральной части подины. Электроды прорезают в шихте колодцы, в которых скрываются электрические дуги. Под электроды забрасывают известь для наведения шлака, который закрывает обнаженный металл, предохраняя его от окисления. Постепенно озеро металла под электродами становится все больше. Оно подплавляет куски шихты, которые падают в жидкий металл и расплавляются в нем. Уровень металла в печи повышается, а электроды под действием автоматического регулятора поднимаются вверх. Продолжительность периода расплавления металла равна 1--3 ч в зависимости от размера печи и мощности установленного трансформатора. В период расплавлени» трансформатор работает с полной нагрузкой и даже с 15 % перегрузкой, допускаемой паспортом, на самой высокой ступени напряжения. В этот период мощные дуги не опасны для футеровки свода и стен, так как они закрыты шихтой. Остывшая во время загрузки футеровка может принять большое количество тепла без опасности ее перегрева. Для ускорения расплавления шихты используют различные методы. Наиболее эффективным является применение мощных трансформаторов. Продолжительность плавления при использовании мощных трансформаторов уменьшается до 1-1,5 ч. Кроме того, для ускорения расплавления применяют топливные, мазутные или газовые горелки, которые вводят в печь либо через рабочее окно, либо через специальное устройство в стенах. Применение горелок ускоряет нагрев и расплавление шихты, особенно в холодных зонах печи. Продолжительность плавления сокращается на 15--20 мин.

Эффективным методом является применение газообразного кислорода. Кислород подают в печь как через стальные футерованные трубки в окно печи, так и при помощи фурмы, опускаемой в печь сверху через отверстие в своде. Благодаря экзотермическим реакциям окисления примесей и железа выделяется дополнительно большое количество тепла, которое нагревает шихту, ускоряет ее полное расплавление. Использование кислорода уменьшает длительность нагрева ванны. Период расплавления сокращается на 20--30 мин, а расход электроэнергии на 60--70 кВт-ч на 1 т стали.

Традиционная технология электроплавки стали предусматривает работу по двум вариантам: 1) на свежей шихте, т.е. с окислением; 2) переплав отходов. При плавке по первому варианту шихта состоит из простых углеродистых отходов, малоуглеродистого лома, металлизованных окатышей с добавкой науглероживателя. Избыточное количество углерода окисляют в процессе плавки. Металл легируют присадками ферросплавов для получения стали нужного состава. Во втором варианте состав стали почти полностью определяется составом отходов и легирующие добавляют только для некоторой корректировки состава. Окисления углерода не производят.

Одношлаковый процесс.

В связи с интенсификацией процесса электроплавки в последние годы получил большое распространение метод плавки в дуговой печи под одним шлаком. Сущность этого метода заключается в следующем: дефосфорация металла совмещается с периодом расплавления. Во время расплавления из печи скачивают шлак и производят добавки извести. В окислительный период выжигают углерод. По достижении в металле << 0,035 % Р производят раскисление стали без окачивания шлака ферросилицием и ферромарганцем. Затем присаживают феррохром и проводят сокращенный (50--70 мин) восстановительный период с раскислением шлака порошками ферросилиция и кокса и раскислением металла кусковыми раскислителями. Окончательное раскисление производят в ковше ферросилицием и алюминием. В некоторых случаях вообще не проводят раскисления шлака в печи порошкообразными раскислителями.



1. Характеристика стали 25ХГСА

Назначение - ответственные, сварные и штампованные детали, применяемые в улучшенном состоянии: ходовые винты, оси, валы, червяки, шатуны, коленчатые валы, штоки и другие детали.

Вид поставки - сортовой прокат, в том числе фасонный: ГОСТ 4543-71.

Химический состав, % (ГОСТ 4543-71)

С	Si	Mn	Cr	P	S	Cu	Ni
				не более
0,22-0,28	0.90-1.20	0.80-1.10	0.80-1.10	0.025	0.025	0.3	0.3

Механические свойства (ГОСТ 4543-71).

ГОСТ	Состояние поставки, режимы термообработки.	Сечение, мм	у0,2	ув	д 5	ш	KCU. Дж/с*м2
			МПа	%
			не менее
4543-71	Пруток. Закалка 880 0С, масло. Отпуск 480 0С, вода или масло	15	830	1080	10	40	59

Механические свойства в зависимости от температуры отпуска.

Температура отпуска, 0С	у0,2	ув	д 5	ш	KCU. Дж/с*м2	HRCэ
	МПа	%
Пруток сечением 20 - 70 мм. Закалка 890 0С, масло
300 400 500 600	1320 1200 980 730	1510 1270 1030 830	12 12 17 20	57 59 60 67	69 69 127 196	44 42 35 25



Технологические свойства.

Температура ковки, 0С: начала 1180, конца 850. Свариваемость - свари-вается без ограничений. Обрабатываемость резанием - после закалки, отпас-ка ув=780-900 МПа, НВ 228-262, Кн ,б. ст=0,72, Кн тв. спл=0,8. Склонность к от-пускной хрупкости - склонна. Флокеночувствительность - чувствительна.



2. Расчёт материального баланса ДСП 25 т.

2.1 Среднешихтовой состав

Таблица 1 - Расчетный состав стали 25ХГСА,(%)

С	Si	Мn	Cr	P	S	Cu	Ni	Fe
				не более
0.25	1.1	1.0	1.0	0.025	0.025	0.3	0.3	96.0

Химический состав шихтовых материалов приведены в таблице 2, данные о составе шлакообразующих материалов приведены в таблице 3.

Таблица 2 - Химический состав шихтовых материалов, %.

№ п. п.	Материал	Химический состав, %
		С	Si	Мn	Cr	P	S	Cu	Ni	Fе
1	Лом	0.1	0.2	0.4	0.15	0.035	0.035	0.2	0.2	98.48
2	Чугун	4.2	0.8	0.8	--	0.1	0.025	--	--	94.08
3*	ФХ 006	0.06	1.2	--	70	0.04	0.03	--	--	28.7
4*	ФМн75	7	1	75	--	0.45	0.35	--	--	4
5*	ФС 65	0.1	65	--	--	0.05	0.03	--	--	34.8
6*	ПП-13-5-150	Масса молотого графита 150г. в 1 м. проволоки

* Ферросплавы подают при внепечной обработки.

Таблица 3 - Состав шлакообразующих материалов, %

Наименование	CaO	MgO	SiO2	Al2O3	Fe2O3	P2O5	S
Известь свежеобожжённая	92.0	3.3	2.5	1.0	0.6	0.1	0.1
Магнезит	3.5	90.25	3.45	0.8	2.0	--	--
Шамот	0.7	0.3	62.0	35.0	2.0	--	--



2.2 Расчёт металлошихты на 1 т. металла

Определим расход феррохрома ФХ006:

QФХ006=mo*[Cr]*100 / Kус.*[Cr]ґ;

где mo - масса металла, кг;

[Cr] - содержание элемента в готовом металле, %;

Кус. - коэффициент усвоения хрома, %; (95%)

[Cr]ґ - содержание элемента в ферросплаве, %.

QФХ006=1000*1.0*100/95*70=15 кг.

Определим расход металлического марганца ФМн 75:

Q ФМр 75=mo*[Mn]*100 / Kус.*[Mn]ґ;

где [Mn] - содержание элемента в готовом металле, %;

Кус. - коэффициент усвоения марганца, %; (90%)

[Mn]ґ - содержание элемента в ферросплаве, %.

Q ФМр75=1000*1.0*100/90*95=11.7 кг.

Определим расход ферросилициума ФС 65:

С учётом кремния внесённого ФХ006 и ФМн 75 и с учётом коэффициента усвоения (70%), в металл перейдёт:

QSi`= 1.2*15/100=0.18 кг - вносится ФХ006

QSi``=0.8*11.7/100=0.1 кг - вносится ФМн 75

?QSi= GSi`+ GSi``=0.28 кг

что на 1000 кг составляет:

6.1*100/1000=0.028%

QФС 65= mo*([Si}`-[Si]``)*100/Kус.*[Si]ФХ 65



где [Si}` - концентрация кремния в металле, %;

[Si]`` - количество кремния внесённого ферродобавками, %;

Kус - коэффициент усвоения кремния, %; (70%);

[Si]ФХ 65 - концентрация кремния в ФС 65, %; (65%).

QФС 65=1000*(1.1-0.028)*100/70*65=23.6 кг.

Количество чугуна в шихте составляет 10%, что составляет 100 кг.

В завалку подаётся чугун и металлический лом. Усвоение железа из чугуна составляет 96%, то есть в готовый металл перейдёт:

Q Fe (чугуна)=100*96/100=96 кг.

В металл так же перейдёт всё железо, содержавшееся в легирующих добавках (ФХ006, ФМн 65 и ФС 65)

?QFe= QФХ006*[Fe] ФХ006/100+ QМр 1*[Fe] Мр 1/100+ QФС 65*[Fe] ФС 65 /100

?QFe= 15*28.7/100+11.7*4/100+23.6*38.4/100=13.8 кг.

Итого в металл из чугуна и легирующих добавок переходит:

(96+13.8)*100/1000=11% железа.

С учётом выше рассчитанного определим необходимое количество металлического лома:

Qлома=mo*([Fe]`-[Fe]``)*100/Kус.*[Fe]лома

где [Fe]` - концентрация железа в готовом металле, %;

[Fe]`` - концентрация железа вносима чугуном и добавками, %;

Kус - коэффициент усвоения железа, %; (96%).

Qлома=1000*(96-11)*100/96*98.48=899 кг.

Рассчитав массы компонентов металлошихты, определяется общая её масса:

?Qшихты=QФХ006+Q ФМн 75+QФС 65+Qчугуна +Qлома



?Qшихты=15+11.7+23.6+100+899=1049 кг.

Результаты расчетов сводятся в таблицу 4.

Таблица 4 - Химический состав шихтовых материалов, кг.

Материал	Количество кг.	Химический состав, кг.
		С	Si	Mn	Cr	P	S	Cu	Ni	Fe
Лом	900	0.9	1.8	3.6	1.3	0.3	0.3	2.7	2.7	885.4
Чугун	100	4.2	0.8	0.8	--	0.1	0.025	--	--	94.08
ФХ 006	15	0.009	0.18	--	10.5	0.006	0.005	--	--	4.3
ФМн 75	11.7	0.82	0.12	8.78	--	0.053	0.041	--	--	0.47
ФС 65	23.6	0.024	15.34	--	--	0.012	0.007	--	--	8.2
Итого	1050

Выход годного металла: (1000/1050)*100=95.2 %.

2.3 Период плавления шихты

Во время плавления в печь загружают:

металлический лом;

чугун;

известь.

Таблица 5 - Средний состав металлошихты в завалку

Материал	Количество. кг.	Химический состав, кг.
		С	Si	Mn	Cr	P	S	Cu	Ni	Fe
Лом	900	0.9	1.8	3.6	1.3	0.3	0.3	2.7	2.7	885.4
Чугун	100	4.2	0.8	0.8	--	0.1	0.025	--	--	94.08
Итого	кг	1000	5.1	2.6	4.4	1.3	0.4	0.325	2.7	2.7	979.5
	%	100	0.51	0.26	0.44	0.13	0.04	0.033	0.27	0.27	97.95

Во время плавления окисляются следующие элементы:

Углерод. Угар углерода шихты составит 20% или 5.1*20/100=1 кг;

останется углерода в металле 5.1-1=4.1 кг.

Кремний. Кремний окисляется до следов, то есть переходит полностью в шлак.

Марганец. Угар марганца равен 50%. В шлак перейдет 4.4*50/100=2.2 кг; в металле останется 4.4-2.2=2.2 кг.

Фосфор. Угар фосфора составляет 60%. Перейдёт фосфора в шлак 0.4*60/100=0.24 кг; в металле останется 0.4-0.24=0.16 кг.

Сера. Сера содержащаяся в металле, во время плавления не выгорает, то есть в металле останется 0.325 кг.

Железо. Угар железа составит 2%. Перейдёт в шлак и улетучится в зоне электрических дуг 979.5*2/100=19.6 кг; в металлической ванне останется 979.5-19.6?960кг.

Расчёт кислорода, необходимого для окисления примесей металла в период плавления, приведён в таблице 6.

Таблица 6 - Количество кислорода, необходимое для окисления примесей

Элемент	Окисляется кг.	Химическое уравнение	Требуется кислорода, кг.
Углерод	1	С + 1/2 О2 = СО	1*16 / 12 = 1.3
Кремний	2.6	Si + O2 = SiO2	2.6*32 / 28?3
Марганец	2.2	Mn + 1/2 O2 = MnO	2.2*16 / 55=0.64
Фосфор	0.24	2P + 5/2 O2 = P2O5	0.24*80 / 62=0.3
Железо	19.6*0.88	2Fe + 3/2 O2 = Fe2O3	19.6*0.88*48/112=7.4
Железо	19.6*0.12	Fe + Ѕ O2 = FeO	19.6*0.12*16/72=0.5
ВСЕГО	24.8 кг. O2
На основании материального баланса принимаем, что из окислившегося железа 12% окисляется до FeO, 3% до Fe2O3, которые перейдут в шлак, а 85% Fe окисляется до Fe2O3 и улетучивается в зоне электрических дуг.

Содержание закиси железа, растворённой в металле, определяют по приближённой формуле Феттера и Чипмана:



[%C]*%Fe=0.0124+0.05*[%C].

При содержании углерода в металле 0.41%, содержание растворённой закиси железа составит:

%Fe=(0.0124+0.05*0.41)/0.41=0.08% (0.017% кислорода)

Так как данные по формуле Феттерса завышены, то примем содержание кислорода в металле 0.015% или 0.015*4.5=0.067% FeO, т.е. приближённо 970*0.067/100=0.65кг FeO, для чего потребуется: кислорода 0.65*16/72=0.14 кг, железа 0.65-0.14=0.51 кг. Общая потребность в кислороде 24.8+0.14=25 кг.

Количество железа к моменту расплавления составит:

979.5-19.6-0.51=959.5 кг.

Состав металла в первой пробе по расплавлении, приведен в таблице 7

Таблица 7 - Химический состав металла первой пробы

Элемент	Содержание
	кг.	%
C	4.1	0.42
Si	0	0
Mn	2.2	0.23
S	0.325	0.034
P	0.16	0.017
FeO	0.65	0.067
Fe	959.5	99.22
Итого	? 967	100

Шлак периода плавления.

Поступает в шлак из металла, кг:

SiO2

MnO

P2O5

FeO

Fe2O3

2.6*60/28=5.57

2.2*71/55=2.84

0.24*142/62=0.55

19.6*0.12*72/56=3

19.6*0.03*160/112=0.84

Поступает в шлак с известью.

Количество извести определим через основность по формуле:

B=m(CaO)/m(SiO2)

m(CaO)=mизв.*(СаО)изв./100+mф*(СаО)ф/100

где mизв - масса извести;

mф - масса футеровки;

(CaO) - содержание окисла, %.

m(SiO2)=mизв.*(SiO2)изв./100+mф*(SiO2)ф./100+(SiO2)окисл.*60/28

где (SiO2)окисл. - масса окислившегося кремния из металла.

Примем основность шлака равной 2 и массу извести выразим через х тогда:

2 = (х*92/100 + 6*3.5/100)/ (х*2.5/100 + 6*3.45/100 + 2.6*60/28)

2*(х*2.5/100 + 6*3.45/100 + 2.6*60/28)=(х*92/100 + 6*3.5/100)

0.05х+0.414+11.14=0.92х+0.21

11.554-0.21=0.92х-0.05х

11.34=0.87х

х=13 кг.

СаО 13*92/100=11.96

MgO 13*3.3/100=0.43

SiO2 13*2.5/100=0.325

Al2O3 13*1/100=0.13

Fe2O3 13*0.6/100=0.078

P2O5 13*0.1/100=0.013

Поступает в шлак из подины

Расход магнезитового порошка на блоки и заправку составляет 10 кг на тонну стали. Из этого количества в период плавления переходит 60%, или 6 кг и в окислительный период 40%, или 4 кг. Количество элементов по массе представлено в таблице 8.

Таблица 8

Период	Наименование окисла
	CaO	MgO	SiO2	Al2O3	Fe2O3
Плавления	%	3.5	90.25	3.45	0.8	2.0
	кг	0.21	5.42	0.21	0.05	0.12
Окисления	%	3.5	90.25	3.45	0.8	2.0
	кг	0.14	3.61	0.14	0.03	0.08

Состав и количество шлака периода плавления приведены в таблице 9.

Таблица 9

Источник поступления	CaO	MgO	SiO2	Al2O3	FeO	Fe2O3	MnO	P2O5	Всего
Металл	--	--	5.57	--	3	0.84	2.84	0.55	12.8
Известь	11.96	0.43	0.325	0.13	--	0.078	--	0.013	13
Подина	0.21	5.42	0.21	0.05	--	0.12	--	--	6
Итого	кг	12.2	5.85	6.1	0.2	3	1	2.84	0.56	?32
	%	31.4	18.4	19.2	0.63	9.4	3.14	8.9	1.76	100

Расход электродов примем 3 кг. на 1 т. садки.

По периодам плавки расход электродов примерно пропорционален расходу энергии: в период плавления 70% или 2.1 кг., а в окислительный период 30%, или 0.9 кг. на всю плавку.

Залой вносимой электродами пренебрегаем.



2.4 Окислительный период плавки

Состав металла в окислительный период плавки изменяется следующим образом:

Углерод. Для хорошей дегазации металла окисляют на 0.3%. удалим углерод до содержания 0.12%. Вес металла к концу окислительного периода ориентировочно составит 965 кг. К концу окислительного периода в металле должно быть углерода приблизительно: 965*0.12/100=1.16 кг;

выгорит 4.1-1.16=2.94 кг.

Марганец. К концу окислительного периода в металле приблизительно останется 0.15 % марганца, или 965*0.15/100=1.45 кг.

окислится 2.2-1.45=0.75 кг.

Фосфор. Считаем, что к концу периода в металле останется 0.007 % фосфора, или 965*0.007/100=0.068 кг.

окислится 0.16-0.068=0.092 кг.

Сера. При основности шлака равной 3, и непрерывном его обновлении, можно рассчитывать, что из металла будет удалено 0.01 % серы, или

965*0.01/100=0.097 кг, останется в металле 0.325-0.0970.23 кг.

Потребность в газообразном кислороде.

Количество кислорода, необходимое для окисления примесей приведено в таблице 10.

Таблица 10 - Количество кислорода, необходимое для окисления примесей

Элемент	Окисляется кг.	Химическое уравнение	Требуется кислорода, кг
Углерод Марганец Фосфор	2.94 0.75 0.092	С + 1/2 O2 = CO Mn + 1/2 O2 = MnO 2P + 5/2 O2 = P2O5	2.94*16/12=3.92 0.75*16/55=0.22 0.092*80/62=0.12
Итого	3.78		4.26



Количество закиси железа в жидкой стали.

По формуле Феттерса и Чипмана в металле, содержащем 0.12% углерода, должно находиться в растворе:

FeO=(0.0124+0.05*0.12)/0.12=0.15% (0.034% О)

Для кислородных плавок формула Феттерса и Чипмана даёт завышенное содержание кислорода в металле.

Примем содержание кислорода в металле равным 0.03% или 0.135% FeO.

Металл в конце периода плавления содержал 0.067% FeO. Необходимо повысить содержание закиси железа на 0.135-0067=0.068% или 965*0.068/100=0.66 кг. FeO, на что потребуется:

Кислорода 0.66*16/72=0.15 кг;

Железа 0.66-0.15=0.51 кг.

Количество FeO, потребное для поддержания в шлаке определённой концентрации этого окисла.

По данным Ф.П. Еднерала, в плавках на свежей шихте металлу с 0.18-0.08% С, соответствует шлак с 7.54-17.85% Fe общ. (среднее 12.23%).

Известно, что при вдувании кислорода в металл содержание окислов железа в шлаке меньше, чем при окислении железной рудой. Для металла с содержанием С0.12% примем содержание Fe общ. В шлаке равным 10%.

Для распределения железа между FeO и Fe2O3 можно задаться соотношением: (Fe в FeO)/(Fe в Fe2O3)=x/y3. Так как х+у=10, то х(Fe в FeO)=7.5%, у(Fe в Fe2O3)=2.5%. Следовательно, в окислительном шлаке содержится 7.5*72/56=9.64% FeO и 2.5*160/112=3.57% Fe2O3.

Вес шлака окислительного периода.

Из металла подлежит удалению 0.01% Р. Для удаления фосфора, при нарастающей температуре металла, требуется основность шлака 2.5-3.0 и его обновление (шлак стекает через порог рабочего окна). Учитывая это обстоятельство, принимаем среднее содержание пятиокиси фосфора во вновь наводимом шлаке равным 0.5%.

Вес вновь наводимого шлака (без учёта остатков шлака периода плавления):

(0.01/0.5)*(142/62)*965?44 кг.

Принимаем, что шлак окислительного периода удалён на 70%. В печи остаётся шлака 33.8*30/100?10 кг.

Общий вес шлака окислительного периода составляет:

44+10=54 кг.

Потребность в извести.

Для определения количества присаживаемой извести принимаем основность шлака CaO/SiO2=3, а сумму CaO+MgO+MnO=65%.

Закись марганца вносится:

шлаком периода плавления

2.84*30/100=0.85 кг.

окисляющимся марганцем из металла

0.75*71/55=0.97 кг.

Всего вносится 0.85+0.97?1.8 кг. марганца.

Окись магния вносится:

шлаком периода плавления

5.85*30/100=1.8 кг.

подиной

4*90.25/100=3.6 кг.

Если обозначить известь через х, то известь внесёт

х*3.3/100 MgO

Всего вносится окиси магния

1.8+3.6+0.033х=5.4+0.033х

Окись кальция вносится:

шлаком периода плавления

12.2*30/100=3.7 кг.

подиной

4*3.5/100=0.14 кг.

известью

х*92/100 CaO

Всего вносится окиси кальция

3.7+0.14+0.92х=3.84+0.92х

Сумма CaO+MgO+MnO=54*65/100=35 кг. или

1.8+5.4+0.033х+3.84+0.92х=35 кг.

11+0.953х=35 кг.

0.953х=24 кг.

х=24/0.953?25 кг.

Потребуется 25 кг. извести.

Потребность в шамотном бое (определяем по содержанию кремнезёма)

Кремнезема вносится:

шлаком периода плавления

6.1*30/100=1.8 кг.

подиной

4*3.45/100=0.14 кг.

известью

25*2.5/100=0.63 кг.

Всего вносится 1.8+0.14+0.63?2.6 кг.

Требуется кремнезёма для получения основности 3:

(4.2+0.92*25)/3=9 кг.

Требуется шамотного боя

(9-2.6)/0.62=10 кг.

Поступление в шлак железа

Из шлака периода плавления

3*30/100=0.9 кг. (FeO)

1*30/100=0.3 кг. (Fe2O3)

Из подины

4*2/100=0.08 кг. (Fe2O3)

Вносится известью

25*0.6/100=0.15 кг. (Fe2O3)

Вносится шамотным боем

10*2/100=0.2 кг. (Fe2O3)

Итого вносится 0.9 кг. FeO и 0.73 кг Fe2O3

Шлак должен содержать

9.64% или 54*9.64/100=5.2 кг FeO;

3.57% или 54*3.57/100=1.9 кг Fe2O3.

Для повышения окисленности шлака требуется:

железа: (5.2-0.9)*56/72=3.3 кг; FeO

кислорода: 4.3-3.3=1 кг.

железа: (1.9-0.73)*112/160=0.82 кг; Fe2O3

кислорода: 1.17-0.82=0.35 кг.

Данные о весовом количестве и химическом составе шлака окислительного периода приведены в таблице 11.

Таблица 11 - Вес (кг) состав шлака окислительного периода

Окисел	Источники появления	Итого
	Из шлака периода плавления	Из металла	Из извести	Из подины	Из шамотного боя	кг	%
CaO MgO MnO SiO2 Al2O3 FeO Fe2O3 P2O5 S	3.7 1.8 0.85 1.85 0.2*0.3=0.06 0.9 0.3 0.56*0.3=0.17 ----	---- ---- 0.75 ---- ---- 3.3 0.82 0.092 0.097	23 0.75 ----- 0.63 0.25 ---- 0.15 0.025 0.025	0.14 3.61 ---- 0.14 0.03 ---- 0.08 ---- ----	10*0.007=0.07 10*0.003=0.03 ---- 10*0.62=6.2 10*0.35=3.5 ---- 0.2 ---- ----	26.91 6.19 1.6 8.82 3.84 4.2 1.55 0.29 0.12	50.4 11.6 2.99 16.5 7.16 7.8 2.9 0.5 0.22
Всего	9.63	5.1	24.83	4	10	?54	100



Таблица 12 - Выход и состав металла к концу окислительного периода

Элемент	Содержание
	Кг	%
Углерод Кремний Марганец Фосфор Сера Закись железа 965*0.135/100	1.16 0 1.45 0.068 0.23 1.3	0.12 0 0.15 0.007 0.024 0.135
Железо: -в печи в конце периода плавления -расходуется на образование закиси и окиси железа 0.51+3.3+0.82	959.5 4.63
Всего железа	955	99.5
Всего стали	960	100

2.5 Количество газов периодов плавления и окисления

При окислении углерода металла образуется окись углерода в количестве (1+2.94)*28/12?9.2 кг.

В течении всей плавки расходуется графитированных электродов на всю плавку: 2.1+0.9=3 кг.

или

3*99/100=2.97 кг.

углерода.

На основании анализа опытных плавок считаем, что углерод электродов окисляется следующим образом: 70% до СО и 30% до СО2.

С образованием окиси углерода сгорает:

2.97*0.7?2.1 кг. углерода

и образуется

2.1*28/12=4.9 кг. СО.

на что требуется

4.9-2.1=2.8 кг кислорода.

С образованием углекислого газа сгорает:

2.97*0.3=0.89 кг. углерода

и образуется

0.89*44/22=1.78 кг. СО2

на что требуется

1.78-0.89=0.89 кг. кислорода.

Ранее было рассчитано количество кислорода необходимое для периодов плавления и окисления:

24.8+4.26+0.15+1+0.35?31 кг

Всего требуется кислорода 31+0.89+2.8?35 кг. Допустим, что 50% кислорода поступит с воздухом в период плавления.

Потребуется газообразного кислорода

35*0.5=17.5 кг.

Считая использование кислорода равным 85% определяется количество газообразного кислорода необходимого в периоды плавления и окисления

17.5*100/85=20.6 кг.

или технического кислорода (98% О2)

20.6*100/98=21 кг.

или

21*22.4/32=14.7 м3.

С кислородом вносится 2% азота, т.е.

21-20.6=0.4 кг.

Для окислительных процессов используется кислорода воздуха

35*0.5=17.5 кг.

или

17.5*22.4/32=12.25 м3,

кислороду воздуха сопутствует азот (включая аргон и прочие газы)

17.5*77/23=58.6 кг.

или

12.25*79/21=46 м3.

Объём воздуха составляет

12.25+46?58 м3.

Вес воздуха составляет

17.5+58.6=76 кг.

При нагреве из извести выделяется, кг.:

СО2 (13+25)*0.2/100=0.08

Н2О (13+25)*0.2/100=0.08

Влага, вносимая воздухом.

Температура воздуха 20 0С, давление 760 мм, относительная влажность составляет 70%. => упругость насыщенного пара равна 17.5 мм. Упругость водяных паров в воздухе составляет:

17.5*70/100=12.25 мм.

Количество влажного атмосферного воздуха составляет:

V=(58*(273+20)/273)*(760/(760-12.25))=58*1.07*1.02=63.3 м3.

Точка росы t` при р=12.25 расположена около 14 0С. Вес водяного пара в 1 м3 атмосферного воздуха составляет:

W=0.29*р/273=0.29*12.25/273=0.012 кг.

Воздух внесёт с собой влаги

0.012*63.3=0.76 кг.

Всего влаги

0.08+0.76=0.84 кг.

Водяной пар восстанавливается окисью углерода по реакции

Н2О+СО=Н2+СО2.

При этом образуется

0.84*2/18=0.093 кг. водорода.

Потребуется окиси углерода

0.84*28/12=1.96 кг.

образуется углекислого газа

1.96*44/28=3.1 кг.

В периоды плавления и окисления расходуется газообразного кислорода 20.6 кг. В атмосферу печи расходуется 15%,

или

20.6*15/100=3.1 кг.

Свободный кислород окисляет окись кислорода до СО2 по реакции СО+1/2(О2)=СО2.

Образуется СО2

3.1*44/16=8.53 кг.

Для этого требуется СО:

8.53-3.1=5.43 кг.

Таблица 13 - Сводная таблица газов периодов плавления и окисления

Кг.	%
Окись углерода (9.2+4.9-1.96-5.43) Углекислый газ (1.78+0.08+3.1+8.53) Водород Азот (58.6+0.4)	6.71 13.49 0.08 59	8.5 17 0.1 74.4
Всего:	?80	100

Таблица 14 - Материальный баланс периодов плавления и окисления. (на 1 т.)

Израсходовано, кг.	Получено, кг.
Железный лом Чугун Известь Электродов Магнезита Шамотного боя Воздуха (влажного) Газообразного кислорода	900 100 38 3 10 10 77 21	Металла Шлака (32*0.7+54) Газов Испаряется железа в виде бурого дыма в районе дуг 19.6*0.85*160/112 Потери с каральками (1%) Невязка (0.78%)	960 76 80 24 10 9
Всего	1159	Всего	1159



Таблица 15 - Материальный баланс периодов плавления и окисления. (на всю плавку)

Израсходовано, кг.	Получено, кг.
Железный лом Чугун Известь Электродов Магнезита Шамотного боя Воздуха (влажного) Газообразного кислорода	22500 2500 950 75 250 250 1925 525	Металла Шлака (32*0.7+54) Газов Испаряется железа в виде бурого дыма в районе дуг 19.6*0.85*160/112 Потери с каральками (1%) Невязка (0.78%)	24000 1900 2000 600 250 225
Всего	28975	Всего	1159



3. Тепловой баланс

Тепловой (энергетический) баланс металлургических процессов заключается в сопоставлении прихода и расхода тепла и используется для оценки эффективности использования тепловой и электрической энергии.

Рассмотрим тепловой баланс агрегата, которому предшествует материальный баланс.

Qэл.+Qхим.= ?Qст.+?Qшл+Qпотерь,

Где Qэл - количество тепла получаемое от электрических дуг, кВт*ч/т;

Qхим. - количество тепла, выделяемое экзотермическими реакциями,

МДж/т;

Qст - количество тепла расплавленной стали, Мдж/т;

Qшл. - количество тепла расплавленного шлака, МДж/т;

Qпотерь - количество тепла, потерянное по различным причинам.

Определим количество тепла расплавленной стали по формуле:

Qст.пл=(Cтв*(Тс-Тн)+Лф)/mш +[Сж*(Тпл-Тл)*mж]/mш +Cж.о*(Твып-Тпл)/mж, (1)

Где Ств - средняя удельная теплоёмкость среднеуглеродистой металлошихты, составляет 0.65 МДж/т*К;

Тс - температура начала плавления (солидуса), К;

Тл - температура окончания плавления (ликвидус), К;

Тн - начальная температура загружаемой шихты, К (293 К);

Лф - удельная теплота фазовых переходов при нагреве и плавлении, составляют 275 МДж/т;

Сж - средняя (для интервала температур) удельная теплоёмкость жидкой стали, составляет 0,70 Мдж/т*К;

Сж.о. - средняя (для интервала температур) удельная теплоёмкость жидкой стали в окислительный период, составляет 0,80 Мдж/т*К;

Твып - температура выпуска стали, К;

Тпл - температура перегрева металла над Тл,1860 К;

mж - масса жидкого металла, т (24 т).

mш - масса шихты, т (25 т).

Тс=Тпл-У {(?Tc)i*[E]}, (2)

Где Тпл - температура плавления чистого металла (1812 К);

(?Tc)i - удельное (на 1% содержания элемента) снижение температуры плавления чистого железа, К/%;

[E] - содержание элемента в расплавляемой металлошихте, %.

Тл= Тпл-У {(?Tл)i*[E]}, (3)

Где (?Tл)i - удельное (на 1% содержание элемента) снижение температуры плавления чистого железа, К/%.

Определим температуру начала плавления по формуле 2:

Тс=1812-[(410*0.1+186*(0.51-0.1))+ 18.6*0.26+ 20*0.44+4*0.13 +184*0.04 + 940* *0.033+8.9*0.27+6.5*0.27]=1638 К.

Определим температуру окончания плавления по формуле 3:

Тл=1812-[(80.4*0.5+72.5*(0.51-0.5))+13.6*0.26 +4*0.44+1.4*0.13+ 34*0.04+ 34**0.033+4.3*0.27+3.5*0.27]=1760 К.

По формуле 1 определим количество тепла расплавленной стали:

Qст=(0.65*(1638-293)+275+[0.7*(1860-1760)*24]/25)+0,8*(2050-1850)==1375МДж/т.

или

Wст=1375*1000/3600=382 кВт*ч

Количество тепла расплавленного шлака определяется по формуле:

Qшл=(Сшл*(Тшл.распл.-Тшл.н)*mшл.распл.+ Сшл*(Тшл.ок..-Тшл.распл.)*mшл.ок)/mш, (4)

Где Сшл - коэффициент теплоёмкости шлака, МДж/т*К (?2 МДж/т*)

Тшл.распл. - температура шлаков конце плавления, К (1960 К).

Тшл.н - температура шлакообразующих материалов, (293 К).

Тшл.ок - температура шлака в конце окислительного периода, (2150 К).

mшл.распл. - масса шлака окислительного периода, т (0,8т).

mшл.ок - масса шлака окислительного периода, т (1,35 т)

Qшл=(2*(1960-293)*0,8)/25+2*(2150-1960)*1,3)/24=127 МДж/т.

или

Wшл=127*1000/3600=35 кВт*ч

? Wшл =Wст+Wшл=382+35=417 кВт*ч

Количество тепла от экзотермических реакций периода расплавления составляет:

плавление окисление шлак сталь

Qхим=(10*mж.пл.*?(?НЕ)*?[E]пл)/mш +(10*mж.ок*. ?(?НЕ)*?[E]ок)/ mж, (5)

Где mж.пл. и mж.ок - массы стали в периоды плавления и окисления соответственно.

mш. и mж. - масса загружаемой металлошихты и масса жидкой стали в период окисления соответственно.

?НЕ - тепловой эффект соответствующей реакции, МДж/кг элемента.

?[E]пл и ?[E]ок - изменение содержания элемента в металлической фазе в периоды плавления и окисления соответственно, %.

Qхим.=(10*24,2*(9,4*(0,51-0,42)+27,6*(0,26-0)+6,8*(0,44-0,23)+ 18,4* (0,04-0,017)+6,5*1,2+3,8*(2-1,2))/25)+10*24*(9,4*(0,42-0,12)+6,8*(0,23-0,15)+18,4* *(0,017-0,007)+3,8*0,5)/24=255 МДж/т

Wхим=255*1000/3600=71 кВт*ч

С учётом электрического и теплового КПД реальное количество тепла составляет:

W= ?W /?эл*?т=772 кВт*ч

где ?эл=0,9 , а ?т=0,6

Суммарное количество теплоты составит

?Wэл.= 772-71=701 кВт*ч

Количество тепла, получаемое от электрических дуг составляет 640 кВт*ч на одну тонну или 640*25=13750 кВт*ч на всю плавку.

Таблица 16 - Тепловой баланс

Приход	Расход
	кВт*ч	%		кВт*ч	%
Wэл. Wхим	701 71	90 10	Wст Wшл потери	382 35 294	50 5 45
	772	100		772	100



4. Обоснование выбора трансформатора

Для современных дуговых сталеплавильных печей отношение Sн/mо составляет более 0,75 , где Sн - искомая мощность трансформатора, МВ*А, а mо - номинальная вместимость печи, т. Принимаем это соотношение равным 1, тогда электропечной трансформатор имеет мощность 25 МВ*А. Из существующих трансформаторов, отечественного производства, с такими характеристиками нет. Поэтому, устанавливаем более мощный трансформатор марки ЭТЦНК-52000/35.

S=32 МВ*А, U2л=465-159 В, I2л=39,7 кА.



5. Расчёт времени плавки

Время плавки определяется следующим образом:

фпл=фподг.+фэн.+фтехн.

Где фподг - время подготовительного периода, которое включает в себя заправку (5 мин), завалку и подвалку шихты (4+4=8 мин.) выпуск (5 мин.)

фэн - время периода расплавления;

фтехн. - Время окислительного и технологического периода.

Время периода плавления определяем по формуле:

фэн=(Wст - Wпл.лома)/ни*Sн*л* ?эл* ?т

где ни - коэффициент использования мощности;

W- полезная мощность;

л - коэффициент мощности;

фэн=0.37*25/0.9*32*0.9*0.9*0.9=0.44 ч.=27 мин.

фок=(Wок - Wок.лома)/ни*Sн*л* ?эл* ?т

Тепловой КПД уменьшается до 0.7

фок=0,16*24/0,9*32*0,9*0,9*0,7=0,24 ч.=14 мин.

Время плавки под током 27+14=41 мин.

Общее время плавки

41+18+10=69 мин.=1,15 ч.



6. Производительность ДСП

Годовая производительность ДСП определяется по формуле:

Мг=mo*N

где mo - вместимость печи,т;

N - число плавок.

N=Tф/ фпл=T*(1-0.01Пр)/ фпл

Пр=7,12% - по данным Гипромеза.

N=8760*(1-0,01*7,12)/1,115=2194 плавок.

Мг=25*2194=54850 т.



7. Раскисление и легирование

Для достижения химического состава во время выпуска плавки (под струю) присаживают раскислители и легирующие компоненты.

Таблица 17 - Химический состав стали перед выпуском

С	Si	Mn	P	S	Cr
0,12	Следы	0.15	0.007	0.024	0

Расчёт количества каждого элемента производим по формуле:

Gi=(Cкон-Cнач)*Ммe/100*Сфер.*Кусв.

где Gi - масса соответствующего материала, кг:

Cкони Cнач - концентрации компонента в стали до и после легирования.

Ммe - масса металла в ковше, кг;

Сфер - концентрация компанента в присаживаемом материале;

Кусв.- коэффициент усвоения компонента.

Коэффициенты усвоения равны:

Хром из ФХ 006 0,95

Кремний из ФС 65 0,7

Марганец из ФМн 75 0,9

Алюминий из АВ 87 0,2

Тогда для получения заданных концентраций необходимо

ФХ 006 Gфх 006=(1,0-0)*24000/100*0,7*0,95=361 кг.

ФС 65 G ФС 65=(1,1-0)*24000/100*0,65*0,7=580 кг.

ФМн 75 G ФМн 75=(1-0,15)*24000/100*0,75*0,9=302 кг.

Прирост углерода из ферродобавок составит:

?С ФХ 006=361*0,06*100*0,7/(100*24000)=0,0006%

?С ФС 65=580*0,1*100*0,7/(100*24000)=0,0017%

?С ФМн 75=302*7*100*0,7/(100*24000)=0,062%

Суммарный прирост углерода составит

0,0006+0,0017+0,062=0,064%

Остаточное содержание углерода в металле было 0,12% , после введения ферродобавок получилось 0,12+0,064=0,184%. В готовой стали необходимо, что бы содержание углерода в стали, составляло 0,25%, для науглераживания используем проволоку. Необходимо ввести 0,25-0,184=0,066% или 15,84 кг углерода. Известно, что 1 метр проволоки вносит 150 гр. углерода, тогда необходимо ввести 15,84*1/0,15=106 метров проволоки.

Содержание алюминия в готовой стали примем равным 0,05%

Тогда необходимо присадить АВ87:

GАВ 87=(0,05-0,003)*24000/100*0,88*0,2=64 кг.

Все раскислители присаживаются в порядке увеличения их раскислительной способности.

Размещено на Allbest.ru