Расчет материального баланса плавки стали марки 38ХН3МФ в основной дуговой печи вместимостью 120 тонн

Расчет шихты для плавки, расхода извести, ферросплавов и феррованадия. Материальный баланс периода плавления. Количество и состав шлака, предварительное определение содержания примесей металла и расчет массы металла в восстановительном периоде плавки.

Рубрика Производство и технологии
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 29.09.2011
Размер файла 50,9 K

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

26

Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РЕСПУБЛИКИ БЕЛАРУСЬ.

Учреждение образования Гомельский государственный технический университет им. П.О. Сухого

  • КУРСОВАЯ РАБОТА
  • по дисциплине Теоретические основы сталеплавильных процессов
  • на тему:

Расчет материального баланса плавки стали марки 38ХН3МФ в основной дуговой печи вместимостью 120 тонн

Выполнил студент группы ЗВМ 31-С

Руководитель проекта Юшкина О.Л.

г. Гомель 2007г.

ВВЕДЕНИЕ

Структура комплекса электросталеплавильного комплекса производительностью 1100 - 1200 тыс. т проката в год включает следующие технологические участки:

хранения и подготовки шихтовых, шлакообразующих и легирующих материалов с системой закромов, бункеров и взвешивающих устройств, состав которых определяется сортаментом выплавляемой стали,

электроплавки -- 125-т электропечь с системами энергосбережения, инжекционными и горелочными устройствами, обслуживающими манипуляторами и другой периферией, обеспечивающей проведение высокоскоростных плавок;

внепечного рафинирования -- 125-т установки АКОС и АКВОС с сопутствующими загрузочными, продувочными и перемешивающими устройствами по определению технологических организаций и заводов-заказчиков;

системы и устройства передачи сталеразливочных ковшей от электропечей к АКОСу (АКВОСу) и к МНЛЗ; непрерывной разливки -- МНЛЗ с промежуточным ковшом соответствующей производительности для разливки стали по принципу "плавка на плавку" с необходимыми системами по определению специализированных организаций и заводов-заказчиков;

прокатки и доводки товарной металлопродукции с необходимыми системами по определению специализированных организаций и заводов-заказчиков.

Для подобных комплексов используется дуговая сталеплавильная печь ДСП-125 и агрегат комплексной обработки стали АКОС-125 с автоматизированными системами управления на базе микропроцессорной техники.

Емкость, т: номинальная- 120; максимальная - 140; Мощность трансформатора, MB.A - 95/110; Первичное напряжение, кВ - 35/110; Диапазон вторичного напряжения, В - 951- 324; В т.ч. с постоянной мощностью - 951 -818; Максимальный ток. КА - 67; Диаметр электродов, мм - 610; Диаметр распада - электродов, мм- 1200; Продолжительность расплавления под током, мин - 40 - 50; Удельный расход электроэнергии, кВт ч/т - 300 - 350; Число топливных горелок - 6; Максимальная мощность одной горелки. МВт - 6,0; Расход электродов, кг/т2,5 - 3.

Удельные расходы: природный газ, м3/т - 8-10; кислород, м3/т - 35 - 40; угольный порошок, кг/т - 10 - 12; вода на охлаждение, м3/ч: химически очищенная - 50; техническая- 650

Верхняя водоохлаждаемая часть кожуха печи выполнена в виде трубчатого каркаса с трубчатыми панелями, свод комбинированный -- футерованная купольная центральная часть и периферийная водоохлаждаемая часть из трубчатых секций. Нижняя часть кожуха выполнена с эркером для донного выпуска плавки с отсечкой шлака при минимальном наклоне печи на 6 - 10 град.

В качестве дополнительного источника энергии используются шесть газокислородных горелок суммарной максимальной мощностью 36 МВт, расположенных в стенах, дверце и зоне эркерного выпуска.

Для продувки и перемешивания ванны, дожигания СО и Н2 печь оборудована четырьмя соплами "острого" дутья, расположенными в кожухе печи ближе к подсводовому пространству. Возможно оснащение печи системой донной продувки ванны кислородом и инертным газом.

Электрические параметры печи позволяют вести плавку в энергосберегающем режиме длинных дуг, экранированных пенистым шлаком. Энергосбережение при плавке обеспечивается также другими конструктивными решениями: уменьшенной длиной кабельной гирлянды, увеличенной водоохлаждаемой площадью стен, токоведущими рукавами электрододержателей.

Печь комплектуется манипуляторами для вдувания углерода, извести и кислорода для образования пенистого шлака, отбора проб и измерения температуры. Предусмотрены пост внепечного подогрева шихты отходящими газами в бадье и пост для электроподогрева разливочных ковшей до 1200 °С.

Большинство предлагаемых технических решений прошло практическую проверку на 100-т печи Молдавского металлургического завода.

Ниже приведены основные технические характеристики АКОС-125: Масса обрабатываемой стали, т - 100 - 125; Мощность трансформатора, MB.А - 16 ; Напряжение: первичное, кВ - 35; вторичное, В - 98 - 280; Максимальный ток, кА - 40,1; Диаметр электрода, мм - 400; Скорость нагрева металла, °С/мин - 3-5; Время обработки одного ковша, мин - 25 - 50; Число бункеров с добавками - 14; Расход электроэнергии, кВт - ч/т - 25-40; Расход электродов, кг/т - 0,3; Стойкость футеровки (число плавок) - 30 - 60.

Выбраны рациональные конструктивная и электрическая схемы агрегата: три электрода на одной траверсе, алюминиевые токоподводы. триангулированная короткая сеть. Агрегат снабжен всеми технологическими устройствами внепечной обработки, обеспечивающими продувку аргоном через пористую пробку, подачу порошковой проволоки, продувку порошками через фурму, отбор проб металла, измерение его температуры и активности.

Автоматизированная двухуровневая система управления электросталсплавильным комплексом охватывает все участки производства от подготовки шихты до разливки стали. Системы управления каждым участком состоят из подсистем, которые обеспечивают управление всем оборудованием и связаны в единую систему управления комплексом.

Предлагаемая структура системы управления позволяет конфигурировать любые комплекты систем управления в зависимости от требований заказчика. Электропечное оборудование комплекса может поставляться в комплекте с системой пылегазоочистки, обеспечивающей выполнение требований по защите окружающей среды, в том числе от токсичных диоксиновых выбросов. В комплекте с электропечным оборудованием поставляются также сталевозы, стальковши и другое оборудование. Технологическая линия электросталеплавильного комплекса должна включать сортовую или слябовую МНЛЗ на годовой объем производства до 1,2 млн т литой заготовки и соответствующее прокатное и термическое оборудование.

На конкурентоспособность процессов производства стали значительное влияние оказывает эффективность использования энергии. При сравнении энергетической эффективности Ээф различных сталеплавильных переделов наиболее объективным и наглядным показателем можно считать отношение энтальпии продуктов плавки -- жидкой стали и шлака (ж'с, ш) -- к затратам первичной энергии на выплавку стали. Эти затраты первичной энергии включают тепловую энергию, использованную как в собственно сталеплавильном производстве, так и на всех предшествующих этапах получения материалов, применяемых при выплавке, в том числе энергоносители (топливо, электроэнергия), а также затраты энергии на добычу сырья, его транспортировку, подготовку производства (Зп.э):

Ээф=іс.ш*100/3пэ, %.

Для расчета Ээф приведенные в таблице при іс.ш = 450 кВт*ч/т.

Как и следовало ожидать, минимальная энергетическая эффективность характерна для процессов с высокой долей чугуна в шихте (конвертерный, мартеновский); при выплавке стали в дуговой сталеплавильной печи (ДСП), работающей на 100 % лома, она в 1,7 - 2,3 раза выше и приближается к сквозному коэффициенту полезного использования первичного топлива при работе по схеме ТЭЦ -- ДСП, составляющему 20-30%.

Из таблицы видно, что в электросталеплавильном процессе имеются большие возможности для повышения Ээф. Так, эффективный подогрев лома теплом отходящих газов позволил при выплавке стали в шахтных печах конструкции "фукс Системтехник" не только повысить Ээф, но и сократить долю электроэнергии в общем приходе тепла с 60 до 51 %. Снижение затрат первичной энергии по сравнению с обычными печами в 1,5 - 1,6 раза может быть достигнуто двухстадийным процессом в топливно-дуговом сталеплавильном агрегате (ТДСА) конструкции НИИМ [I]. Экономию энергии обеспечивают также донная продувка жидкого металла в ДСП, сокращение продолжительности плавки и другие мероприятия.

Энергетнческая эффективность способов производства стали М

Процесс, агрегат

Доля лома в шихте, %

Ээф,%

Конвертерный

25-30

7.4

Мартеновский:

скрап-рудныи

40-50

8.7

скрап-процесс

65

9,7

Элсктросталсплавильный:

ДСП

100

17

ДСП с шахтным подогревом лома

100

23

("Фукс Системтехник")

 

 

Топливно-дуговой сталеплавильный агрегат

100

27

Приведенные данные не позволяют согласиться с мнением о расточительном использовании энергии в электрометаллургии, а также об отсутствии серьезных перспектив на будущее у электрометаллургических процессов получения стали и ферросплавов. Следует также учитывать, что доля стали, выплавленная тем или иным способом, определяется не только энергетикой, но и другими факторами, в числе которых производительность агрегатов, содержание примесей в готовом металле, баланс лома в стране и мире и др.

При выборе варианта выплавки стали важное значение имеют экологические проблемы. Так, суммарное пылегазовое выделение с учетом всех процессов подготовки и переработки 1 т лома составляет 0,79 кг/т (при эквивалентной замене 1 т чугуна 1,25 т подготовленного лома -- 0,99 кг/т), а при производстве 1 т чугуна -- 27,3 кг/т. Повышенные в связи с этим пылегазовые выделения при производстве конвертерной стали по сравнению с электросталью -- соответственно в сумме 10,5 и 2,06 кг/т -- обусловливают увеличение суммарных затрат на улавливающие системы и очистные устройства.

Полный сбор и использование лома необходимы для предупреждения загрязнения почвы продуктами его окисления, так как за год хранения лома теряется 0,5 -0,6 % металла. Например, в Японии именно это явилось причиной разработки и осуществления государственной программы сбора и подготовки лома черных металлов к переплаву.

С учетом этих обстоятельств следует прогнозировать сохранение в XXI в. и энергорасточительного конвертерного, и энергоэкономного электросталеплавильного производств. По-видимому, правы те металлурги, которые считают, что до возникновения принципиально новых процессов в черной металлургии в конвертерах и электропечах будет выплавляться приблизительно по 50 % стали (в настоящее время доля электростали в мировом производстве составляет 33 - 35 %). Что касается получения основных видов ферросплавов, а также спецметаллургии, то пока электрометаллургия альтернативы не имеет.

РАСЧЕТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА СТАЛИ МАРКИ 38ХН3МФ

В плавке используем легированные отходы и углеродистый лом. Плавку проводим методом переплава легированных отходов (без окислительного периода). Данные о составе шихтовых материалов приведены в таблице 1 и 2.

Таблица 1 - Состав металлической части шихты.

Материал

Содержание, %

С

Si

Mn

P

S

Cr

Mo

V

Ni

Fe

Легир. отходы

0,38

0,3

0,45

0,02

0,02

0,5

0,4

0,4

2,0

95,53

Лом углерод.

0,15

0,2

0,4

0,04

0,03

--

--

--

--

99,18

Ферромарганец

ФМн 78А

7,0

2,0

78,0

0,05

0,03

--

--

--

--

ост

Ферросилиций

ФС 45

--

45

0,6

0,05

0,03

0,5

--

--

--

ост

Ферросилиций

ФС 75

--

75

0,4

0,05

0,03

0,4

--

--

--

ост

Феррохром

ФХ 001

0,01

0,8

--

0,02

0,02

68,0

--

--

--

ост

Феррованадий

Фвд 35А

0,75

2,0

--

0,1

0,1

--

--

35,0

--

ост

Ферромолмбден

ФМо 55Б

0,1

1,5

--

0,01

0,15

--

55,0

--

--

ост

Чугун передельный

4,2

0,5

0,3

0,02

0,035

--

--

--

--

94,95

Готовая сталь

0,35

0,40

0,17

0,37

0,25

0,50

н.б

0,03

н.б

0,025

0,8

1,0

0,35

0,65

0,6

0,85

2,6

3,1

ост

Принимаем, что легированные отходы содержат 1% мусора, состоящего из 75% SiO2 и 25% Al2O3. а углеродистый лом содержит 1 % окалины в виде Fe3O4.

Таблица 2 - Состав неметаллической части шихты

Материал

Содержание, %

CaO

SiO2

Al2O3

Fe2O3

MgO

CaF2

S

CO2

Известь

84

2,4

1,0

1,0

1,5

--

0,1

10

Зола коксика

4

52

32

10

2

--

--

--

Плавиковый шпат

1,9

4

--

--

--

94

0,1

--

Магнезитовый порошок

2

2

0,5

--

95

--

--

0,5

Расчет шихты для плавки

Расчет производим на 100 кг металлошихты. Принимаем, что доля легированных отходов во всем ломе составляет 70 %, а углеродистого - 30%.

Содержание углерода в металле по перед раскислением (в конце плавки) должно быть равным его нижнему пределу в заданной марке стали, т.е. 0,35 %. С учетом науглероживания металла в восстановительный период (в среднем 0,05%) содержание углерода в металле в начале восстановительного периода (по расплавлении) должно составлять:

[Cв.п] = 0,35 - 0,05 = 0,3% (1)

Угар углерода в период плавления составляет 0,1 - 0,3%. Примем угар углерода периода плавления равным 0,2%, тогда содержание углерода в шихте должно быть:

[Cших] = 0,3 + 0,2 = 0,5% (2)

Среднее содержание лома в металлическом ломе составляет:

[Cл] = (0,15*30/100)+(0,38*70/100) = 0,31 %

Так как , [Cл] < [Cших], то для повышения содержания углерода необходимо использовать чугун.

В состав металлошихты, кроме чугуна и лома входит никель металлический. Для определения массы подаваемого в шихте никеля воспользуемся формулой (3):

QNi=mo*([Niгот] - [Ni ших])*100 / Kус.*[Ni]ґ(3)

Где[Ni] - содержание элемента в готовом металле, %;

[Ni ших] - содержание никеля в шихте, %;

Кус. - коэффициент усвоения ванадия, %; (100%)

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

Q Ni=100*(3 - 2)*100/100*100 = 1,0 кг.

Примем расход чугуна с содержанием углерода 4,2% за х от массы всей металлошихты. Тогда расход всего металлолома составит ((100-1) - х). Балансовое уравнение по углероду имеет вид:

0,31 * (99 - х) + 4,2 * х = 0,5 * 100

Откуда х = 4,83%.

Расход металлического лома составляет:

99 - 4,83 = 94,17 кг

В этом количестве металлического лома содержится:

Углеродистого лома 94,17 * 30/100 = 28,25 кг

Легированного лома 94,17 * 70/100 = 65,92 кг.

Таким образом, весовой состав металлической части шихты в завалку следующий:

Чугун 4,83 кг

Углеродистый лом 28,25 кг

Легированный лом 65,92 кг

Никель металлический 1,0 кг

Итого 100 кг.

Состав металлической части шихты по элементам, %:

[C]ших.= 4.2*4,83/100 + 0,15*28,25/100 + 0,38*65,92/100 = 0,492;

[Si]ших.= 0,5*4,83/100+0,2*28,25/100+0,3*65,92/100 = 0,279;

[Mn]ших.= 0,3*4,83/100+0,4*28,25/100+0,45*65,92/100 = 0,424;

[Cr]ших.= 0,5*65,92/100 = 0,329;

[Ni]ших.= 2*65,92/100+1 = 2,318;

[Mo]ших.= 0.4*65.92/100 = 0.263;

[V]ших.= 0.4 * 65.92/100 = 0.263;

[P]ших.= 0,02*4,83/100+0,04*28,25/100+0,02*65,92/100 = 0,025;

[S]ших.= 0,035*4,83/100+0,03*28,25/100+0,02*65,92/100 = 0,023;

[Fe]ших.=94,95*4,83/100+99,18*28,25/100+95,53*65,92/100 = 95,577.

Мусор :

1 * 65,92 / 100 ? 0,66;

из этого количества мусора 75% приходится на SiO2 а 25% на AL2O3:

SiO2 = 0,66* 75 / 100 = 0,495 %

AL2O3 = 0,66 * 25 / 100 = 0,165 %

Расчет расхода извести

Расход извести определяем по формуле:

Qизв = [100 * (B * F - C )] / Cизв - В(SiO2)изв (4)

Где: Cизв - содержание СаО в извести, % (84%)

B - основность шлака по расплавлении ( задаем В = 2.5)

F - количество (SiO2 + P2O5) в шлаке из всех источников, кроме извести, % *

C - количество СаО из всех источников, кроме извести, %

SiO2 - содержание SiO2 в извести, % ( 2,4)

* - поскольку в электроплавке не используется высокофосфористая шихта, в первом приближении F можно принять равным приходу SiO2 из всех шихтовых материалов, кроме извести.

Если принять, что в период плавления кремний окисляется полностью (до следов), тогда:

Поступает в шлак СаО (кроме извести):

- из магнезитового порошка : 0.002%

Поступает в шлак SiO2 (кроме извести):

- из магнезитового порошка: 0.002%

- из мусора: 0,495%

- из окислившегося кремния шихты:

0.279 x

Si + O2 = SiO2 x = 0.279 * 60 / 28; х = 0.59

28 60

Итого SiO2: 0,59 + 0,495 + 0.002 = 1,087

Подставляя значения в формулу 4, получим:

Q/ изв = [100 * (2.5 * 1,087 - 0.002)] / (84 - 2.5 * 2,4) ? 3,4 кг.

Определение состава металла и шлака по расплавлении

Количество шлака в момент расплавления ориентировочно можно определить по формуле 5:

Qшл.распл. = (qSiO2 * 100) / SiO2 (5)

Где: qSiO2 - количество SiO2 в шлаке по расплавлении, кг

SiO2 - содержание SiO2 в шлаке по расплавлении, %

Поступает в шлак SiO2 с учетом извести:

qSiO2 = 1,087 + (2,4 * 3,4 / 100) = 1,16 кг

Содержание SiO2 в шлаке по расплавлении обычно составляет 17 - 25%. Примем содержание SiO2 в шлаке равным ~ 19,5%, тогда по формуле 5:

Qшл.распл. = 1,16 * 100 / 19,5 ? 5,95 кг.

Угар железа в период плавления составляет примерно 2%; из этого количества до FeO окислиться 12%, до Fe2O3 и перейдет в шлак - 3%, до Fe2O3 и улетучится в зоне электрических дуг - 85%;

Содержание Fe в металле составит:

[Fe]распл. = 95,58 - 2 = 93,58 %

Содержание марганца в металле по расплавлении определяем, используя данные о температуре металла и количестве шлака по уравнению 6:

[Mn]распл. = 100*[Mn]ших / (100 + 0.775 KMn * (FeO)распл. * Qшл.распл (6)

где: Mn]ших - содержание марганца в шихте, кг;

KMn - константа равновесия реакции окисления марганца;

(FeO)распл. - содержание (FeO) в шлаке по расплавлении, %

Константу равновесия определим по формуле 7:

LgKMn = (7406 / T) - 3.436 (7)

T = tшлраспл. + 273(7.1)

tшлраспл. = tпл. + Дtмеперегр. + Дtшлперегр. (7.2),

где: tпл. - температура плавления металла, ° С

Дtмеперегр. - перегрев металла, К (Дtмеперегр. = 40 ч 80° С, Дtмеперегр.~ 45° С)

Дtшлперегр. - перегрев шлака, К (Дtшлперегр. = 40 ч 80° С, Дtшлперегр.~ 45°С)

tпл. = 1539 - 80 * [C]распл. (7.3)

Воспользовавшись формулами 7.3, 7.2, 7.1 и 7 получим:

tпл. = 1539 - 80 * 0,492 = 1499,64

Дtмеперегр. = 1499,64 + 45 = 1544,64

tшлраспл. = 1499,64 + 45 + 45 = 1589,64

T = 1589,64 + 273 = 1863 К

LgKMn = (7406 / 1863) - 3.436 = 0,54

KMn = 3.5

Содержание FeO в шлаке может составлять 4 - 12%, а Fe2O3 ~ 2 - 4%; Примем FeO = 8, а Fe2O3 = 3%, тогда подставив рассчитанные значения в формулу 6 получим:

[Mn]распл. = 100* 0.424 / (100 + 0.775 * 3.5 * 8. * 5,95 ) = 0.185%

Содержание фосфора по расплавлении определяем по уравнению 8:

[P]распл. = 100 * [P]ших. / 100 + 0.437 * Lp * Qшл.распл (8)

Коэффициент распределения фосфора Lp составляет обычно 45 - 65. Принимаем Lp = 52, тогда:

[P]распл. = 100 * 0,025 / 100 + 0.437 * 52 * 5,95 = 0.01%

Содержание серы по расплавлении определяем по уравнению 9:

[S]распл. = 100 * ?S / 100 + Ls * Qшл.распл (9)

где: ?S - количество серы, вносимое металлической шихтой и известью, кг

?S = 0.023 + 3,4 * 0.1 / 100 = 0.026 кг

Коэффициент распределения серы в конце плавления составляет 3 - 4, примем Ls = 3.3 , тогда по уравнению 3.9:

[S]распл. = 100 * 0.026 / 100 + 3.3 * 5,95 = 0,021 %

Содержание хрома определяем по уравнению 10:

[Cr]распл. = 100 * [Cr]ших. / 100 + LCr * Qшл.распл (10)

Коэффициент распределения хрома находится в пределах от 4 до 15. Принимаем LCr = 8, тогда:

[Cr]распл. = 100 * 0,329. / 100 + 8 * 5,95 = 0.22 %

Содержание ванадия определяем по уравнению 11:

[V]распл. = 100 * [V]ших. / 100 + LV * Qшл.распл (11)

Коэффициент распределения хрома находится в пределах от 40 до 60. Принимаем LV = 40, тогда:

[V]распл. = 100 * 0,263. / 100 + 40 * 5,95 = 0.077%

Никель и молибден во время плавления окисляется незначительно, поэтому их содержание в металле по расплавлении принимаем равным содержанию в шихте, т.е.

[Ni]распл. = [Ni]ших. = 2,318%

[Mo]распл. = [Mo]ших. = 0.263%

Угар элементов в период плавления, кг:

Д[C]распл.= 0.2

Д[Si]распл.= 0.279

Д[Mn]распл.= 0.424 - 0.185 = 0,239

Д[Cr]распл.= 0.329 - 0.22 = 0,109

Д[P]распл.= 0.025 - 0.01 = 0,015

Д[S]распл.= 0.023 - 0.021 = 0,002

Д[V]распл.= 0,263 - 0,077 = 0,186

Д[Fe]распл = 2

Итого: 3,03

Количество и состав шлака периода плавления отображено в таблице 3. Вес шлака периода плавления составит 5.862 кг.

Таблица 4 - Проверка принятых величин.

Величина

Значение величины

Отклонение от принятой величины, %

Принятое

Расчетное

Q шл.распл

SiO2распл.

(СaO)/(SiO2)

Ls

Lp

LCr

LV

5,95

19,50

2,5

3,3

52

8

40

5.862

20.06

2.43

0.092/0.021 = 4.2

0.58/0.01 = 52.7

[2.71*104/152]/0.22=8.42

5.62*102/182/0.077=40.9

0.088

0.56

0.07

0.9

0.7

0.42

0.9

Из таблицы 4 видно, что отклонение от принятых величин не превышает 10%, значит расчет выполнен правильно.

Таблица 3 - Количество и состав шлака периода плавления.

Оксиды

Источники поступления

Всего

Состав шлака

Металлическая часть шихты

Мусор

Магнезитовый порошок

итого

известь

кг

%

СаО

SiO2

MnO

MgO

P2O5

Cr2O3

AL2O3

S

V2O5

---

0.279 * 60 / 28 = 0.597

0.239 * 71 / 55 = 0.31

---

0.015 * 142 / 62 = 0.034

0.109 * 152 / 104 = 0.159

---

0.002

0.186*182/102 = 0.33

--

0.495

--

--

--

--

0.165

--

--

0.002

0.002

--

0.095

--

--

0.0005

--

--

0,002

1,094

0,31

0,095

0,034

0,159

0,165

0,002

0,33

2,856

0,082

--

0,051

--

--

0,034

0,0034

--

2,858

1,176

0,31

0,146

0,034

0,159

0,199

0,0054

0,33

2,858

1,176

0,31

0,146

0,034

0,159

0,199

0,0054

0,33

48,75

20,06

5,29

2,49

0,58

2,71

3,39

0,092

5,62

Итого:

1.432

0.66

0.0995

2,191

3,026

5,217

5,217

89,0

FeO

Fe2O3

[8*2/100]*72/56 = 0.2

[3*2/100]*160/112 = 0.086

--

--

0,2

0,086

0,034

0,2

0,12

0,469

0,176

8

3

Итого:

0.286

--

0,286

0,034

0,32

0,645

11

СО2

СО

--

0.2 * 28 / 12 = 0.46

--

--

0.0005

0,0005

0,34

0,34

0,46

--

--

--

--

Итого:

0.46

--

0.0005

0,4605

0,34

0,8

--

--

Всего

2,178

0,66

0,1

2,938

3,40

6,338

5,862

100

Материальный баланс периода плавления

Поступление кислорода из атмосферы печи.

Расход кислорода на окисление примесей определяется по разности оксидов и массы окисляющихся элементов:

2.178 - 1.03 = 1.148 кг

Количество кислорода, растворенного в металле составляет 0.01 - 0.02%. Принимаем эту величину равной 0.015%. На эту величину увеличится выход металла в конце периода.

Испарение железа в период плавления составляет 0.4 - 0.6% от веса металлической части шихты. Примем, что железа испаряется 0,5 %. Окислившееся железо в виде пыли (Fe3O4) выносится из печи. На окисление железа требуется кислорода:

0,5*64/168 = 0,19 кг

При этом образуется пыли:

0,5 * 232 / 168 = 0,69 кг

Расход кислорода на образование оксидов железа шлака составляет (табл. 3):

0,469*16/72+0,176*48/160 = 0,157 кг

Поступает кислорода с шихтовыми материалами (известь):

0,2*16/72+0,12*48/160 = 0,08 кг

Поступает кислорода из атмосферы:

1,148+0,015+0,19+0,157-0,08 = 1,43 кг

Таблица 5 - Состав металла в конце периода плавления

Элемент

С

Si

Mn

S

P

Cr

V

Mo

Ni

Fe

Масса

0.29

0

0.185

0.021

0.01

0.22

0.077

0.263

2.818

93.58

Итого

96.979 кг

Таблица 6 - Материальный баланс периода плавления

Задано, кг

Получено, кг

Чугун 4.83

Углеродистый лом 28,25

Легированный лом 65,92

Никель металлический 1,0

Известь 3,4

Магнезитовый порошок 0.1

Кислород атмосферы 1,43

Металл 96.979

Шлак 5,862

Газы 0,8

Пыль 0,69

Неучтенные потери

(невязка) : 0,614

(0,5%)

Итого: 104,93

Итого : 104,93

Восстановительный период плавки

Для предварительного раскисления используется 45%-ный ферросилиций в количестве 0.2 - 0.4 кг. Затем присаживается раскислительная смесь. После этого в металл вводятся ферросплавы: ферромарганец, ферромолибден, феррохром. В конце восстановительного периода в печь дают 0.01 - 0.03 кг алюминия. Феррованадий дают в ковш во время выпуска металла из печи. Для повышения основности шлака присаживают известь.

Расчет расхода раскислительной смеси

Определение избыточного кислорода в ванне по расплавлении.

Принимаем расход 45% - ного ферросилиция равным 0.25 кг, а расход алюминия - 0.01 кг.

Ферросилиций внесет кремния:

0.25 * 45 / 100 = 0,113 кг;

Из этого количества принимаем, что 50% кремния (0.056кг) усваивается металлом, а 50% окисляется. На окисление кремния потребуется кислорода и образуется SiO2:

0.056 x y

Si + O2 = SiO2 ; х = 0.056 * 32 / 28 = 0,064кг; (O2)

28 32 60 y = 0.056 * 60 / 28 = 0,12 кг; (SiO2)

На окисление алюминия потребуется О2 и образуется AL2O3 в количестве:

0.01 x y

4AL + 3O2 = 2 AL2O3 ; х = 0.01 * 96 / 108 = 0.0089 кг (O2)

108 96 204 y = 0.01 * 204 / 108 = 0.0189 кг (AL2O3)

Ванна в момент расплавления содержит избыточный кислород в виде оксидов. Количество избыточного кислорода определим, учитывая, что по ходу восстановительного периода количество шлака может увеличиться на 0.5 - 2.0 кг. При этом содержание оксидов в шлаке составляет:

FeO = 0.6 - 1.0%MnO = 1.0 - 3.0% V2O5 = 0.3 - 0.7%

Fe2O3 = 0.15 - 0.30%Cr2O3 = 1.8 - 3.0%

Принимаем, что количество шлака количество шлака в восстановительный период увеличиться до 7.5 кг, а содержание оксидов в золе шлака будет составлять:

FeO = 0.6 %MnO = 1.0 % V2O5 = 0.4%

Fe2O3 = 0.16 %Cr2O3 = 1,8 %

В конце восстановительного периода в шлаке будет находиться, кг:

MnO 7.5*1/100 = 0.075

FeO7.5* 0.6 / 100 = 0.045

Fe2O37.5 * 0.16 / 100 = 0.012

V2O5 7.5*0.4 / 100 = 0.03

Cr2O37.5 * 1,8 / 100 = 0.135

Избыток кислорода в шлаке в начале восстановительного периода определим, используя вышеприведенные данные (табл.3)

Qизбо2 = (0,31-0,075)*16/71 + (0,159-0,135)*48/152 + (0,33-0,03)*80/182 +(0,469-0,045)*16/72+(0,176-0,012)*48/160 + 0,034*80/142 = 0,353 кг

Содержание кислорода в металле в конце восстановительного периода может составлять 0.004 - 0.008%. Примем эту величину равной 0.005%. Тогда содержание кислорода по сравнению с периодом плавления уменьшится на:

0.015 - 0.005 = 0.010 кг.

Удельное поступление кислорода из атмосферы печи в ванну в восстановительный период плавки составляет 5.0 - 7.5 кг/(м2 * ч)

Поступление кислорода на всю садку печи определяем по формуле:

А = µ * р * R2 * ф (11)

Где: µ - удельное поступление кислорода из атмосферы печи, кг/(м2*ч) (~ 6.0)

R2 - радиус зеркала ванны на уровне порога рабочего окна, м ( ~ 4 м для ДСП-120)

ф - продолжительность восстановительного периода , ч (~ 1.25 ч)

А = 6 * 3.14 * 42 * 1.25 = 376,8 кг

В перерасчете на 100 кг металлической шихты это составит :

100 * 376,8/ 120000 = 0,314 кг;

Таким образом, избыток кислорода в ванне с учетом его содержания в шлаке в начале восстановительного периода, уменьшения кислорода в металле к концу восстановительного периода и поступления кислорода из атмосферы печи, а так же потребности кислорода на окисление кремния ферросилиция и алюминия составит:

0,353 + 0.010 + 0,314 - 0.0089 - 0.064 = 0.604 кг

Определение восстановительной способности раскислительной смеси

Расчет восстановительной способности ведем на 1 кг раскислительной смеси. В качестве такой смеси используется смесь следующего состава:

Известь - 4 части

Кокс - 2 части

ФС 75 - 1 часть

Плавиковый шпат - 1 часть

Всего : 8 частей

В 1 кг раскислительной смеси содержится кремния:

1 * 75 * 1/100 * 8 = 0.0938 кг

Из этого количества кремния 50% (0.0469 кг) окисляется, а 50% переходит в металл.

С 1 кг раскислительной смеси поступает углерода:

1 * 89,6 * 2/100 * 8 = 0.2240 кг

Углерод смеси окисляется полностью. Один кг смеси свяжет кислорода:

0.0469 * 32/28 + 0.2240 * 16/28 = 0,3522 кг

Расход раскислительной смеси для связывания всего избыточного кислорода в ванне составит:

Qсмеси = 0.604 / 0.3522 = 1.714 кг

Для получения данного количества смеси потребуется, кг:

Извести :1.714*4/8 = 0.857

Кокса: 1.714*2/8 = 0.429

ФС 75:1.714*1/8 = 0.214

Плавикового шпата: 1.714*1/8 = 0.214

Определение расхода ферросплавов

Принятые значения содержания (%) оксидов марганца, ванадия, хрома, железа и фосфора в конечном шлаке значительно ниже их содержания в шлаке по расплавлении. Эти оксиды восстанавливаются, а восстановленные элементы переходят в металл.

Расход ферромарганца.

Из шлака периода плавления восстанавливается MnO в количестве :

0.31 - 0.075 = 0.235 кг;

в перерасчете на марганец это составит:

0.235 * 55/71 = 0.18 кг

В металле содержится марганца в количестве:

[Mn]распл. = 0.185 кг, тогда :

[Mn]раск. = 0.185 + 0.18 = 0.365 %

В готовой стали содержание марганца составляет 0.25 - 0.5%, поэтому нет необходимости дополнительного ввода в нее марганца.

Расход ферромолибдена определяем по формуле:

Qфмо = (100*100*{[Mo] - [Mo]расп})/[Mo]фмо*(100-УMo)

где[Mo] - содержание молибдена в готовой стали, % (0,45%)

[Mo]расп - содержание молибдена в металле перед раскислением,% (0,263%)

[Mo]фмо - содержание молибдена в ферромолибдене, % (55%)

УMo - угар молибдена, % (0%).

Qфмо = (100*100(0,45-0,263))/55*(100-0) = 0,34 кг

плавка металл шлак примесь

Расход феррохрома

Восстанавливается из шлака периода плавления Cr2O3 в количестве:

0.159 - 0.135 = 0.024 кг.,

в перерасчете на хром это составляет:

0.024 * 104 / 152 = 0.016 кг.

В металле перед присадкой феррохрома содержится хрома:

[Cr]раск. = 0.22 + 0.016 = 0,236 кг

Известно, что [Cr] ф.х.= 68%, принимаем [Cr] гот. = 0,9%, UCr = 3.0%, тогда:

Qфх = 100 * 100(0,9 - 0,236)/ 68(100 - 3.0) = 1,0 кг.

Определение количества элементов, вносимых в ванну присадками

Расчет количества элементов, вносимых в ванну присадками, представлен в таблице 7

С коксом раскислительной смеси в ванну вносится, кг:

Серы0,429 * 0,4 / 100 = 0,0017;

Золы0,429 * 10/100 = 0,0429;

Углерода 0,429 * 89.6 / 100 = 0,38;

Образуется СО при окислении углерода кокса:

0.38 * 26/12 = 0.83 кг.

С золой кокса в ванну вносится, кг:

СаО0,0429 * 4/100 = 0,0017;

SiO20,0429 * 52 /100 = 0,022;

Al2O30,0429 * 32/100 = 0,0137;

Fe2O30,0429* 10/100 = 0,00429;

MgO0,0429 * 2/100 = 0,0008.

Таблица 7- Количество элементов, вносимых в ванну ферросплавами,кг.

Элемент

ФС 45

ФС 75

Фмо 55Б

Фх 001

Итого

С

--

--

0,0003

0,0001

0,0004

Si

0,1125

0,1605

0,0051

0,008

0,286

Mn

0,0015

0,0008

--

--

0,002

P

0,0001

0,0001

0,0003

0,0002

0,0007

S

*

*

0,0005

0,0002

0,0007

Мо

--

--

0,187

--

0,187

Cr

0,0012

0,0008

--

0,68

0,682

Итого :

0,25

0,214

0,34

1,0

1,804

Предварительное определение содержания примесей металла в конце восстановительного периода

Углерод.

Содержится в металле по расплавлении 0.29

Внесено ферросплавами 0.0004

Науглероживание за счет электродов 0.05

итого: 0.34

Таким образом [C]восст. = 0.34 кг.

Кремний.

Содержится в металле по расплавлении 0

Вносится ферросплавами 0.286

итого: 0.286 кг

Окисляется 50% (0.143кг) поступившего с ферросплавами кремния, а 50% поступает в металл . При окисления кремния ферросплавов образуется SiO2 в количестве:

0.143 * 60/28 = 0.3 кг

В конце восстановительного периода [Si]восст. = 0,143 кг.

Марганец.

Содержится в металле по расплавлении 0,185

Вносится ферросплавами0,002

В шлаке по расплавлении содержится 0.31 кг MnO , в конечном шлаке - 0.2 кг. Из поступившего с ферросплавами марганца окисляется 10%, что составляет :

0.002 * 10/100 = 0,0002 кг;

в перерасчете на MnO это составляет:

0,0002 * 71/55 = 0,0002 кг;

Всего восстанавливается MnO:

(0.31 + 0.0002) - 0.2 = 0,11 кг.

В перерасчете на марганец это составляет:

0.11 * 55/71 = 0.085 кг

В металле содержится марганца:

[Mn]восст. = 0,185 + 0.085 + (0.002 - 0.0002) = 0.271 кг.

Фосфор.

Содержится в металле по расплавлении 0.01

Восстанавливается из шлака периода плавления 0.034 * 62/142 = 0.014

Вносится ферросплавами0.0007

итого: 0.0247 кг.

Таким образом [P]восст. = 0.0247 кг.

Сера.

Содержится в металле по расплавлении0.021

Вносится ферросплавами0.0007

Вносится коксом0,0017

Вносится плавиковым шпатом0.214 * 0.1 / 100 = 0.0002

Вносится известью раскислительной смеси: 0.857 * 0.1/100 = 0.0008

итого в ванне: 0.0244

Из общего количества серы, содержащейся в ванне, металл по расплавлении и ферросплавы вносят:

0.021 + 0.0007 = 0.0217 кг;

Содержание серы в металле в конце восстановительного периода определим по формуле:

[S]восст. = {100 * ?[S]ванны} / {100 + Ls q шлвосст.}, (12)

где?[S]ванны - количество серы в ванне, кг;

Ls - коэффициент распределения серы в конце восстановительного периода;

q шлвосст - количество шлака в конце восстановительного периода, кг.

Коэффициент распределения серы в восстановительный период составляет 40 - 60, примем Ls = 40.

Известно, q шлвосст = 7,5 кг, ?[S]ванны = 0.0244 кг, тогда:

[S]восст. = {100 * 0.0244} / {100 + 40 * 7,5} = 0.0061 кг.

Из металла в шлак в течении восстановительного периода переходит серы:

0.0217 -0.0061 = 0.0156 кг.

Хром.

Содержится в металле по расплавлении 0.22

Вносится ферросплавами 0.682

В шлаке по расплавлении содержится 0.159 Cr2O3, , в конечном шлаке - 0.135 кг.

Из ферросплавов окисляется 3% хрома, что составляет:

0.682 * 3/100 = 0.02 кг,

в пересчете на Cr2O3 это составляет:

0.02 * 152 / 104 = 0.029 кг.

Всего восстанавливается Cr2O3 :

(0.159 + 0.029) - 0.135 = 0.053 кг;

В перерасчете на хром это составит:

0.053 * 104/152 = 0.036 кг.

В металле содержится хрома в количестве:

[Cr]вост. = 0,22 + 0.036 + (0.682 - 0.02) = 0,918 кг.

Молибден.

Содержится в металле по расплавлении 0.263

Внесено ферросплавами 0.187

итого: 0.45

Таким образом [Мо]восст. = 0.45 кг.

Определение расхода извести.

Расход извести определяем из расчета получения шлака основностью 2.6. Обычно в конце восстановительного периода основность шлака составляет 2.5 - 2.8.

Для определения расхода извести необходимо определить поступление SiO2 и СаО в шлак из всех источников.

Поступает SiO2 в конечный шлак, кг:

- со шлаком по расплавлении 1,176

- от окисления кремния ферросплавов 0,42

- с золой кокса 0,022

- с известью раскислительной смеси 0,857 * 2.4/100= 0.02

- с плавиковым шпатом 0.214 *4/100 = 0.0085

- с магнезитовым порошком 0.1 * 2 / 100 = 0.002

Итого: 1,649

Поступает СаО в конечный шлак, кг:

- со шлаком по расплавлении 2,858

- с золой кокса0.0017

- с известью раскислительной смеси 0.857 * 84/100 = 0.719

- с плавиковым шпатом 0.214 * 1.9/100 = 0.004

- с магнезитовым порошком 0.1 * 2/ 100 = 0.002

Итого: 3,585

Расход извести определяем по формуле:

q//изв. = [100/ ( Сизв - В(SiO2)изв.)] * B *(F - C) , (13)

где: Сизв - содержание СаО в извести, %;

В - основность шлака;

(SiO2)изв - содержание (SiO2) в извести, %;

F - количество (SiO2), поступившее в шлак из всех источников кроме извести, кг;

C - количество СаО, поступившее в шлак из всех источников, кроме извести, кг.

q//изв. = [100/ ( 84 - 2.6 * 2.4] * (2.6*1,649 - 3,585) = 0,9 кг.

Количество и состав шлака восстановительного периода

Расчеты по определению количества и состава шлака восстановительного периода сведены в таблице 8.

Исходя из полученных данных таблицы 8, восстанавливается из шлака и переходит в металл следующее количество оксидов:

Д (FeO) = 0.424 кг , или 0.424 * 56/72 = 0.33 кг Fe;

Д (Fe2 O3 ) =0,164кг , или 0,164 * 112/160 = 0,115 кг Fe;

Д (MnO) = 0.11 кг , или 0.11 * 55/71 = 0.085 кг Mn;

Д (Cr2 O3 ) = 0,053 кг , или 0,053 * 104/152 = 0,032 кг Cr;

Д (V2O5) = 0.3 кг , или 0.3* 184/232 = 0,238 кг V;

Д (Р2O5) = 0,034 кг , или 0,034* 102/182 = 0,019 кг Р.

Всего восстановилось из шлака восстановительного периода :0,33 + 0,115 + 0,085 + 0,032 + 0,238 + 0,019 = 0,819 кг.

Таблица 8 - Количество и состав шлака восстановительного периода.

Оксиды

Источники поступления

Всего

Конечный шлак

Шлак периода плавления

Магнезитовый порошок

Зола кокса

Известь раскисл. смеси

Плавиковый шпат

Ферросплавы

Известь

Металлич. Шихта

кг

%

CaO

2.858

0.002

0.0017

0.720

0.004

--

0.756

--

4.342

4.342

60.22

SiO2

1.176

0.002

0.022

0.02

0.008

0.3

0.0216

--

1.744

1.744

24.03

MnO

0.31

--

--

--

--

0.0002

0.009

-0.11

0.209

0.209

2.88

MgO

0.146

0.095

0.0008

0.0128

--

--

0.0135

--

0.268

0.268

3.69

Cr2O3

0.159

--

--

--

--

0.029

--

-0.053

0.135

0.135

1.86

V2O5

0.33

--

--

--

--

--

--

-0.3

0.03

0.03

0.41

AL2O3

0.199

0.0005

0.0137

0.0085

--

--

0.009

0.0189

0.249

0.249

3.43

P2O5

0.034

--

--

--

--

--

--

-0.034

--

--

--

CaF2

--

--

--

--

0.201

--

--

--

0.201

0.201

2.77

S

0.0054

--

--

0.0008

0.0002

0.0007

0.0009

0.0156

0.0236

0.0236

0.33

Итого:

5.217

0.0995

0.0382

0.762

0.214

0.330

0.801

-0.463

7.202

7.202

99.22

FeO

0.469

--

--

--

--

--

--

-0.424

0.045

0.045

0.62

Fe2O3

0.176

--

0.0429

0.0085

--

--

0.009

-0.164

0.012

0.012

0.16

Итого :

0.645

--

0.00429

0.0085

--

--

0.009

-0.588

0.057

0.057

0.78

СО2

--

0.0005

--

0.0857

--

--

0.09

--

0.176

--

--

СО

--

--

0.83

--

--

--

--

--

0.83

--

--

Итого :

--

0.0005

0.83

0.0857

--

--

0.09

--

1.006

--

--

Всего:

5.862

0.1

0.834

0.857

0.214

0.330

0.9

-1.051

8.268

7.259

100

Уточненный расчет кислорода из атмосферы в ковш.

В восстановительный период окислилось, кг:

- углерода 0.38

- кремния 0.143

- марганца 0.0002

- алюминия 0.01

- хрома 0.02

итого: 0.553

На окисление этих примесей потребовалось кислорода :

0.38*16/12 + 0.143*32/28 + 0.0002*16/55 + 0.01*48/54 + 0.02*48/104 =0.677 кг.

Поступает кислорода от восстановления элементов из оксидов, кг:

- марганца 0.11*16/71 = 0,025

- хрома 0.053*48/152 = 0,017

- ванадия 0,3*80/182 = 0,132

- фосфора 0.034*80/142 = 0,019

- железа 0.424*16/72 = 0,094

итого: 0.287 кг

Поступает кислорода из атмосферы в ванну, с учетом принятого ранее значения снижения окисленности : 0.677 - (0.287 + 0.01) = 0.38 кг.

Проверка принятых величин, используемых в расчетах восстановительного периода, приведена в таблице 7.

Таблица № 7.- Проверка принятых величин.

Величина

Значение величины

Отклонение принятого значения от расчетного, %

Принятое

Расчетное

Qшлвосст

СаО/SiO2

Ls

(MnO)

(FeO)

(Fe2O3)

(V2O5)

(Cr2O3)

7,5

2.6

40

1.0

0.6

0.16

0.4

1.8

7.259

2.5

40.5

2.8

0.62

0.16

0.41

1.86

0.24

0.1

0.5

1.8

0.02

0

0.01

0.06

Результаты проверки показывают, что принятые допущения справедливы.

Определение массы металла в конце восстановительного периода

Масса металла в начале восстановительного периода составляла 96.979 кг.

Восстановилось из шлака Mn, Cr,V, P и Fe 0.819 кг.

Перешло из ферросплавов в металл, кг:

- ферросилиция ФС45 0,25 кг

-ферросилиция ФС75 0,214 кг

- феррохрома001 1,0 кг

- ферромолибдена ФМо 55 Б 0,34 кг

итого: 1,804 кг

Происходит науглероживание металла за счет электродов на 0.05%

Окисленность металла снижается на 0.01%

Удаляется из металла серы в количестве 0.0156 кг

Количество металла в конце восстановительного периода составляет:

Qмвосст. = 96,979 + 0.819 + 1,804 + 0.05 - 0.01 -0.0156 = 99,626 кг

Определение расхода феррованадия

Во время выпуска металла в ковш дается феррованадий. Содержание V2O5 в шлаке в конце восстановительного периода составляет 0,03 кг, а в шлаке по расплавлении - 0,33 кг.

Восстанавливается V2O5:

0,33 -0,03 = 0,3 кг

В перерасчете на ванадий это составляет:

0,3 * 102/182 = 0,168 кг

В металле, перед вводом в него феррованадия содержится ванадия:

[V]расп = 0,077 + 0,168 = 0,245 кг.

Расход феррованадия определяем по формуле:

Qфмо = (100*100*{[V] - Qмвосст. [V]расп})/[Vv*(100-Уv)

где [V] - содержание ванадия в готовой стали, % (0,65 %)

[V]расп - содержание ванадия в металле перед присадкой феррованадия, % (0,245%)

[Vv - содержание ванадия в феррованадии, % (35%)

УV - угар ванадия, % (25%).

Qфмо = (100*100(0,65-99,626*0,245))/35*(100-25) = 1,55 кг

Феррованадий вносит в металл,кг:

- углерода 1,55*0,75/100 = 0,012 кг

- кремния 1,55*2/100 = 0,031 кг

- фосфора 1,55*0,1/100 = 0,0015 кг

- серы 1,55*0,1/100 = 0,0015 кг

- ванадия 1,55*35/100 = 0,54 кг

Выход жидкой стали составляет:

Qмвосст. = 99,626 + 1,55 = 101,17 кг

Состав готовой стали, %:

- углерод 0,352*100/101,17 = 0,35

- кремний 0,271* 100/101,17 = 0.26

- марганец 0,271 *100/101,17 = 0.26

- фосфор 0,026*100/101,17 = 0.025

- сера 0,0075*100/101,17 = 0.007

- молибден 0,45*100/101,17 = 0,45

- хром 0,918*100/101,17 = 0,9

- ванадий 0,795*100/101,17 = 0,79

- никель 2,818*100/101,17 = 2,78

Таким образом состав готовой стали по всем компонентам соответствует заданной марке.

Таблица 10 - Материальный баланс восстановительного периода

Задано

кг

Получено

кг

Металл по расплавлении

Шлак по расплавлении

Ферросилиций ФС 45

Ферромолибден

Феррованадий

Феррохром

Известь

96,979

5,862

0,25

0,34

1,55

1,0

0,9

Металл

Шлак

Газы

Неучтенные потери

101,17

7,259

1,006

0,007

(0,006%)

Раскислительная смесь

Магнезитовый порошок

Алюминий

Углерод электродов

Кислород атмосферы

1,714

0,1

0,01

0,05

0,687

Итого

109,442

109,442

Материальный баланс плавки составлен на основании частных балансов периода плавления и восстановительного периода (на 120 т)

Задано

т

Получено

т

Чугун

Углеродистый лом

Легированный лом

Никель металлический

Известь

Магнезитовый порошок

Кислород

Раскислительная смесь

Алюминий

Углерод электродов

Ферросилиций ФС 45

Ферромолибден

Феррованадий

Феррохром

5,796

33,9

79,104

1,2

5,16

0,24

2,54

2,057

0,012

0,06

0,3

0,408

1,86

1,2

Жидкая сталь

Шлак

Газы

Пыль

Неучтенные потери

121,4

8,71

2,16

0,828

0,739

(0,55%)

Итого

133,837

Итого

133,837

Список использованной литературы

1 Сталь 3/2000 Концепция фирмы Фукс по сталеплавильному производству. Г. Фукс, Б. Пельц, К. Гелер

2 В.Г. Воскобойников, В.А. Кудрин, А.М. Якушев «Общая металлургия»Москва «Металлургия» 2000г

3 А.В. Егоров « Электроплавильные печи черной металлургии»Москва «Металлургия» 1985г

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

Размещено на Allbest.ru


Подобные документы

  • Общая характеристика стали 38Х2МЮА. Технологический процесс выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи. Химический состав шихтовых материалов, Расчёт металлошихты на 1 т металла. Материальный баланс периодов плавления и окисления (на всю плавку).

    курсовая работа [48,0 K], добавлен 16.03.2014

  • Расчет материального баланса плавки в конвертере. Определение среднего состава шихты, определение угара химических элементов. Анализ расхода кислорода на окисление примесей. Расчет выхода жидкой стали. Описание конструкции механизма поворота конвертера.

    реферат [413,6 K], добавлен 31.10.2014

  • Механические свойства стали при повышенных температурах. Технология плавки стали в дуговой печи. Очистка металла от примесей. Интенсификация окислительных процессов. Подготовка печи к плавке, загрузка шихты, разливка стали. Расчет составляющих завалки.

    курсовая работа [123,5 K], добавлен 06.04.2015

  • Определение параметров процесса плавки стали в конвертере с верхней подачей дутья: расчет расход лома, окисления примесей металлической шихты, количества и состава шлака. Выход жидкой стали перед раскислением; составление материального баланса плавки.

    курсовая работа [103,4 K], добавлен 19.08.2013

  • Расчёт технологии выплавки стали ёмкостью 80 тонн, химический состав металла по периодам плавки. Соотношения в составе шихты: лома и чугуна, газообразного кислорода и твердого окислителя, в виде железной руды. Количество и состав шлака, расход извести.

    курсовая работа [222,0 K], добавлен 08.06.2016

  • Расчет шихты для получения медного штейна методом автогенной плавки "оутокумпу". Проведение расчета шихты для плавки окисленных никелевых руд в шахтной печи. Материальный баланс плавки агломерата на воздухе, обогащенном кислородом, без учета пыли.

    контрольная работа [36,4 K], добавлен 15.10.2013

  • Характеристика стали 25ХГСА, расчёт материального баланса. Среднешихтовой состав и период плавления. Расчет периода плавления и окисления. Тепловой баланс. Обоснование выбора трансформатора. Расчёт времени плавки. Коэффициент теплоёмкости шлака.

    курсовая работа [46,5 K], добавлен 05.01.2016

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.