Влияние водорода на свойства стали

Водород в сплавах на основе железа. Способы определения содержания водорода в металле. Техника производства стали. Технология плавки. Исследования в условиях сталеплавильного производства. Струйно-кавитационное рафинирование.

Рубрика Производство и технологии
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 13.09.2006
Размер файла 171,1 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.

97

Содержание

Введение

1 Технико-экономическое обоснование проекта

1.1 Влияние водорода на свойства стали

1.2 Водород в сплавах на основе железа

1.3 Способы определения содержания водорода в металле

1.4 Влияние азота на свойства стали

1.5 Неметаллические включения в стали

2 Техника производства стали

2.1 Описание предприятия

2.1.1 Технологическая схема производства

2.1.2 Обоснование выбора марки стали

2.1.3 Материальный баланс плавки стали 17Г1С

2.1.4 Тепловой баланс

2.2 Технология плавки

2.2.1 Заправка печи

2.2.2 Завалка и прогрев шихты

2.2.3 Заливка чугуна

2.2.4 Плавление

2.2.5 Доводка

2.2.6 Расчет десульфурации стали с использованием ТШС

2.2.7 Технология раскисления и легирования стали

2.2.8 Расчет снижения температуры во время внепечной обработки металла

2.2.9 Расчет параметров МНЛЗ

3 Специальная часть

3.1 Исследования в условиях сталеплавильного производства

3.1.1 Основы технологии струйно-кавитационного рафинирования

3.1.2 Разработка технологии струйно-кавитационного рафинирования стали

в большегрузных ковшах

3.1.3 Разработка конструкций многорежимных фурм и технологии

продувки металла в ковше нестационарными струями инертного газа

3.2 Интенсификация перемешивания металла и повышение поверхности контакта расплав - газ

3.2.1 Технические средства для обеспечения пульсирующего дутья

3.3 Расчет удаления азота и водорода

4 Безопасность жизнедеятельности

4.1 Объемно-планировочные решения зданий и сооружений цеха

4.2 Идентификация опасных и вредных факторов при работе на пульте

управления

4.3 Решение по производственной санитарии

4.3.1 Отопление и вентиляция

4.3.2 Расчет производственного освещения

4.4 Разработка мер защиты от выявленных опасных и вредных факторов

4.5 Чрезвычайные ситуации и меры по их ликвидации

4.6 Инженерные меры защиты от выявленных опасных и вредных факторов

(расчет теплозащитного экрана)

5 Охрана окружающей среды

5.1 Основные климатическо-территориальные характеристики

расположения комбината

5.2 Качественная и количественная характеристика сточных вод и

отходящих газов

5.3 Способы и средства очистки отходящих газов и сточных вод

6 Экономика производства

6.1 Стратегия маркетинга

6.2 Производственный план

6.3 Расчет показателей по труду

6.3.1 Расчет изменения фонда оплаты труда и начислений

6.4 Расчет годового производства цеха

6.5 Расчет плановой калькуляции себестоимости продукции

6.6 Инвестиционный план

Заключение

Список использованных источников

Аннотация

Разработана промышленная установка для обработки стали в ковше с пульсирующей подачей инертного газа через погружные фурмы. Предложены амплитудно-частотные характеристики потока инертного газа, подаваемые в погружные фурмы, обеспечивающие наибольшую эффективность дегазации стали и удалении неметаллических включений из металла. Разработаны конструкции газодинамических устройств, обеспечивающих требуемые амплитудно-частотные характеристики дутья. Предложены конструктивные решения их монтажа на стенде. Предложена технологическая схема работы двухванных сталеплавильных агрегатов, стенда для обработки стали в ковше и МНЛЗ, для производства конструкционной и трубной стали.

Пояснительная записка к дипломному проекту изложена на 106 страницах, содержит 1 рисунков, таблиц, список использованных источников.

Введение

ООО «Уральская Сталь» является крупным предприятием с полным металлургическим циклом, в состав которого входят управление с четырьмя рудниками, коксохимическое производство, аглофабрика, доменный цех, имеющий в своем составе четыре доменных печи, мартеновский цех, электросталеплаильный цех блюминг 1250, толстолистовой стан 2800, универсальный широкополосный стан 950/800, вспомогательный цеха и производства.

ООО «Уральская Сталь» входит в восьмерку крупнейших металлургических предприятий России. Более 5% российской стали производится в Новотроицке. Имеющиеся оборудование и технологии позволяют комбинату выплавлять сотни марок стали: от рядовых углеродистых до сталей специального назначения. По ряду позиций ООО «Уральская Сталь» занимает ведущие места в отрасли.

Дальнейшее развитие ООО «Уральская Сталь» сконцентрировано на следующих направлениях:

- освоение собственного производства сырья, материалов, огнеупоров взамен привозных;

- внедрение новых технологий, направленных на повышение стойкости металлургических агрегатов и оборудования;

- разработка и внедрение новых технологий производства проката из низколегированных сталей;

- расширение сортамента продукции;

- повышение конкурентной способности стали за счет повышения качества стали;

- снижение обрези, повышение стойкости огнеупоров, снижение расхода ферросплавов и раскислителей.

I Технико-экономическое обоснование проекта работы

1.1 Влияние водорода на эксплуатационные свойства стали

Водород, присутствующий в стали. Влияет на ее эксплуатационные свойства и приводит к специфическим металлургическим дефектам металла - образованию флокенов и водородному охрупчиванию стали.

Под водородным охрупчиванием подразумевают снижение пластических свойств металла, наблюдаемое в определенных условиях в присутствии водорода в стали. При определенном содержании водорода отмечается исчезновение предела текучести, а у высокопрочных сталей и снижение предела прочности.

Отрицательное влияние водорода проявляется при его содержании более 1 - 2 см3/100 г. и с дальнейшим повышением концентрации пластичность и сопротивление металла разрушению пропорционально снижаются при 5 - 10 см3/ г. пластичность металла минимальна. С ростом концентрации водорода изменяется характер разрушения образца - от вязкого к типично хрупкому (разрушение сколом).

Водородное охрупчивание наблюдается только в температурном интервале от минус 374 К до плюс 374 К и уменьшается с повышением скорости деформации.

Для оценки склонности стали к водородной хрупкости широко применяются механические испытания на одноосное растяжение, на ударную вязкость, на вязкость разрушения, на усталостную прочность и другие.

Флокены представляют собой внутренние дефекты стали, выявляемые в изломе в виде пятен округлой формы. На поверхности микрошлифа, вырезанного перпендикулярно плоскости пятен, флокены имеют вид трещин, толщина которых измеряется сотыми и даже тысячными долями миллиметра.

Обычно флокены образуются в кованных и катанных заготовках и изделиях с относительно большим сечением. Чувствительны к образованию флокенов углеродистые (более 0,25 - 0,30% углерода) и легированные стали перлитного, перлито-мартенситного и мартенситного классов.

Возникновение флокенов объясняется наличием внутренних напряжений, связанных с деформацией и охлаждением металла и напряжений, создаваемых присутствующим в металле водородом. Для образования флокенов необходимы оба условия: при отсутствии любого из них флокены в стали не образуются.

В практике широко используются приемы по предупреждению образования флокенов в крупных передельных заготовках, которые заключаются в их замедленном охлаждении или длительном изотермическом отжиге после горячей пластической обработки металла. В результате этого содержание водорода изменяется незначительно, то есть эти приемы обеспечивают, главным образом, снятие внутренних напряжений. Однако при повышенном содержании водорода (2,8 - 4,5 см3/100 г.) флокены снова появляются после второго и даже третьего прокатного передела, если после каждого из них металл не подвергался противофлокеновой обработке. Препятствовать образованию флокенов в металле можно только понижая содержание водорода в нем ниже определенных для этой марки стали пределов.

1.2 Растворимость водорода в жидком железе

Растворимость водорода в жидком железе подчиняется закону Сиверста /1/

1/22(Г) = [Н] (1)

КН = [Н] / РН; (2)

То есть, растворимость водорода пропорциональна корню квадратному из парциального давления водорода в газовой фазе и растет с повышением температуры. Величина КН численно равна растворимости водорода в железе при

РН = 1013 х 105 Па и заданной температуре. При 1873 К и давлении около 100 кПа массовая доля водорода составляет примерно 0,0027%. Уравнение (2) пригодно для расчета растворимости водорода в жидком железе, находящемся в равновесии с газовой фазой, содержащей молекулярный водород. В реальных условиях парциальное давление молекулярного водорода очень мало, а содержание водорода в металле определяется парциальным давлением паров воды и влажностью шихтовых и шлакообразующих материалов.

При температуре кристаллизации наблюдается скачкообразное изменение растворимости водорода от 28 до 8 см3/100 г. В связи с этим железо и его сплавы при низких температурах, как правило, пересыщены водородом, что приводит к его выделению из раствора, последующей молизации и образованию дефектов. Особенно чувствительными к образованию этих дефектов являются легированные стали. В /1/ указывается, что растворимость водорода в аустените выше, чем в -Fe. То есть, стали, кристаллизующиеся в форме - Fe и имеющие аустенитную структуру, могут содержать больше водорода в твердом растворе, поэтому такие стали менее подвержены пористости.

Влияние легирующих элементов на растворимость водорода в жидком железе количественно описывается коэффициентом активности (fR). Гидрообразующие элементы (Zr, Ti, Nb, V, Ce) увеличивают растворимость водорода. Элементы, не образующие гидридов (Ni, Mo, Mn, Co, Cr) слабо влияют на растворимость. Группа элементов (С, Si, P, Al и др.) уменьшают растворимость водорода, что связано с сильным взаимодействием между атомами железа и легирующей добавкой, с образованием карбидов, силицидов, фосфидов и других соединений.

1.3 Определения содержания водорода в металле

Определение содержания водорода в сталях связано со значительными трудностями. Водород обладает высокой диффузионной подвижностью в твердом металла при повышенных температурах, что требует проведения закалки отобранных проб для фиксации в них растворенного водорода до момента проведения анализа и скорейшего проведения самого анализа. Одним из главных источников ошибок при определении содержания водорода являются его потери при кристаллизации пробы, когда происходит скачкообразное изменение его растворимости.

Методы отбора проб для определения содержания водорода в стали делятся на открытые и закрытые (или газосборные).

При открытом методе металл заливают в медный кокиль и отбирают пробу в кварцевую трубку и охлаждают ее с максимально возможной скоростью, предотвращая выделение водорода. Образец хранят при низких температурах. При использовании этого метода возможны ошибки систематического характера, связанные с одновременным поглощением и удалением водорода при закалке пробы в воде.

При закрытом методе проводится улавливание и сбор выделяющегося в процессе кристаллизации водорода в специальную металлическую или кварцевую ампулу. Этот метод исключает потери водорода при кристаллизации пробы и его поглощение при закалке пробы в воде. Метод является эффективным при низких концентрациях водорода, в частности, при вакуумировании.

Существует достаточно большое количество методов определения содержания водорода в металлах, наиболее распространенные из них - метод нагрева и плавления образцов в вакууме или в атмосфере инертных газов. К преимуществам метода относят проведение анализа при относительно невысокой температуре, отсутствие взаимодействия образца с материалом тигля, выделение при нагреве только водорода, что упрощает методику проведения анализа. Недостатком метода считают невозможность полного выделения водорода, особенно при анализе легированных сталей и большую продолжительность анализа.

К достоинствам метода с использованием газа-носителя относятся: отсутствие вакуума, низкие потери водорода, простота обслуживания аппаратуры и возможность автоматизации.

В настоящее время широкое применение для анализа водорода в металлах получили приборы фирм «Леко», «Лейбоулд-Хереус», «Болзерс». Например, прибор фирмы «Леко» работает с использованием аргона в качестве несущего газа, имеет нижнюю границу определения от 10-5 до 10-2 % и погрешность 3%.

Содержание водорода в сталеплавильных шлаках определяют методом вакуум-нагрева. Отобранный при помощи пробной ложки шлак разбивается на куски размером 15 - 20 мм и в раскисленном состоянии помещается в боксы с ангидроном. Навеска шлака для проведения анализа составляет примерно 1 г. Концентрацию водорода в шлаке определяют методом вакуум-нагрева на приборе конструкции Клячко-1 /4/. Прибор оборудован высокотемпературным нагревателем, способным обеспечить нагрев до 1774 К, и экстракционным сосудом из газонепроницаемого кварца. Конструкция прибора позволяет разделить выделяющийся газ на составляющие: СО, СО2, Н2О и определять их количество.

В последние годы предпринимались многочисленные попытки найти способ непосредственного определения содержания водорода в разливочном и промежуточном ковшах. Для этой цели пригодна система Гидрис, базирующаяся на применении погружного зонда .

В расплавленный металл вдувают определенный объем инертного газа. Газ улавливается пористым газопроницаемым керамическим конусом и затем каждые 6 секунд прокачивается в замкнутом цикле (V равно 20 мл) через измерительную систему.

Водород переходит в систему циркуляции Гидрис до тех пор, пока не установятся равновесные парциальные давления. Равновесное значение определяется путем измерения теплопроводности (с помощью катарометра) газа.

Точность измерений содержания водорода в стали по методике Гидрис составляет 35%. Время погружения зонда Гидрис 40 - 70 с.

Таким образом, система Гидрис является надежным способом экспрессного определения содержания водорода в жидкой стали, что позволяет использовать ее во внепечной обработке и разливке стали, контролируемом охлаждении непрерывно-литых заготовок.

1.4 Процесс растворения азота в металле

Межатомные силы внутри молекулы азота значительно превышают

соответствующие силы в молекулах водорода. Это объясняется тем, что диссоциация молекул азота на атомы происходит при более высоких температурах, чем молекул водорода.

Процесс растворения в металле азота имеет ту же природу, что и у водорода. Эта общность природы процессов определяет и некоторые общие черты термодинамики процессов растворения водорода и азота: справедливость для обоих случаев закона Сивертса, то есть прямой пропорциональности между количеством растворенного газа и корнем квадратным из парциального давления газа, положительное значение энтальпии процессов растворения ?HS практически для всех расплавов железа как в случае азота, так и водорода.

Элементы, которые более склонны к образованию нитридов, чем железо, то есть имеют большее сродство к азоту, чем железо (Ti, Nb, V).

Наоборот, элементы, характерные сильными межатомными связями с железом, например С и Si, существенно понижают растворимость азота.

Азот активно взаимодействует с дислокациями и другими дефектами структуры металла в значительной степени влияет на его механические свойства.

Деформационным старением именуется изменение механических свойств железа и малоуглеродисой стали после холодной пластической деформации и последующей выдержки при комнатной и повышенных температурах (до 250єС). Это явление характеризуется повышением пределов текучести и прочности, твердости, понижением пластических свойств при статических испытаниях и критической температуры хрупкого разрушения при испытании на удар.

Частный случай деформационного старения - синеломкость, вызванная, главным образом, присутствующим в стали азотом и углеродом. Ее признаки: снижение пластичности, повышение пределов текучести и прочности металла. Синеломкость проявляется уже при незначительном содержании азота; наивысшие значения предела прочности достигаются при его содержании около 0,01%.

В процессе старения в связи с сегрегацией атомов у дислокаций электрическое сопротивление и термоэлектродвижущая сила уменьшается /2/.

Азот в стали определяется с помощью системы Нитрис, работающей аналогично системе Гидрис.

1.5 Процесс неметаллических включений в стали

Процесс удаления неметаллических включений является многостадийным и включает в себя всплывание включений, их переход через границу металла и шлака, ассимиляцию включений шлаком и их растворение в шлаке.

В зависимости от геометрической формы включения одного и того же химического состава, равные по массе, в равных температурных условиях и при равенстве прочих параметров окружающей среды, должны всплывать и удаляться с различными скоростями.

Общеизвестная формула Стокса /3/ применима только в случае всплывания твердых, идеально смачиваемых металлом неметаллических включений. При этом металл должен быть неподвижен

Re = 2 · rв · сМ · w/зM ? 1, (3)

где Re - число Рейнольдса;

rв - радиус включений;

сМ - плотность металла;

w - скорость всплывания включения;

зM - вязкость металла.

По Стоксу, скорость всплывания глобулярных включений пропорциональна квадрату радиуса включений, число Рейнольдса нарастает пропорционально кубу их радиуса. Поэтому формула стокса применима лишь по отношению к включениям размерами < 100 мкм.

Для определения скорости всплывания мелких жидких включений применяют уравнение Рыбчинского - Адамара

(4)

где зм - вязкость металла

зв - вязкость включения.

Наиболее часто жидкими окисными включениями являются силикаты, а их вязкость в сотни и даже тысячи раз больше вязкости металла, поэтому, пренебрегая во второмсомножителе величиной зм, можно получить и для жидких силикатных капель формулу Стокса

(5)

При размерах капель не более 100 кмк их деформация, конечно, не имеет места, и подсчет по формуле (5) можно считать надежным

На практике установлено, что перемешивание металла приводит к значительному ускорению процесса его очищения от неметаллических включений. Это происходит вследствие ускорения процесса укрупнения включений, увеличения вероятности встреч диспергированных в металле включений. Потоки металла увлекают вместе с собой неметаллические включения. Последние достигают перемешиваемого, контактирующего со шлаком, слоя металла и частично переходят в него с последующей ассимиляцией шлаком. В этом случае могут всплывать включения, имеющие одинаковую плотность с металлом и даже несколько большую.

Скорость потока металла, достаточная для выноса включений, имеющих даже более высокую плотность по сравнению с металлом, в подшлаковый слой определяется уравнением:

(6)

Степень очищения тонких слоев металла, оказавшихся непосредственно под шлаком, от неметаллических включений зависит от ряда причин и в конечном итоге определяется соотношением скоростей перехода включений из подслоя металла в слой, непосредственно контактирующий со шлаком, скоростью перехода (втягивания) включений в шлак и скоростью движения металла в горизонтальном направлении под шлаком.

Докристаллизационные неметаллические включения, как известно, являются подложкой для последующего образования на них третичных и, отчасти, четвертичных неметаллических включений, в ходе последующей кристаллизации и охлаждения металла.

Таким образом, удаление первичных и вторичных неметаллических включений играет важную роль для дальнейшего получения металла чистого от неметаллических включений. Поэтому применение пульсирующей подачи инертного газа в ковш имеет важное значение для получения чистого по неметаллическим включениям металла.

2 Производство стали

2.1 Краткое описание предприятия ООО «Уральская Сталь»

ООО «Уральская Сталь» (ОХМК), образованное на базе Орско-Халиловского металлургического комбината, является крупным металлургическим предприятием с полным металлургическим циклом. 5 марта 1955 г. доменная печь № 1 выдала первый чугун, и этот день стал датой рождения Орско-Халиловского металлургического комбината.

ООО «Уральская Сталь» работает на базе уникального месторождения природно-легированной железной руды. В руде этого месторождения, кроме железа, содержатся такие ценные элементы, как никель, хром и кобальт. В этом же районе были найдены промышленные запасы известняка, никеля и огнеупорной глины.

Сегодня ООО «Уральская Сталь» - это прокат высокого качества, это около ста марок углеродистой, легированной и низколегированной стали, это единственный в мире хроконикелевый природно-легированный чугун, кокс и химическая продукция. Имея высокие потребительские свойства, сталь с маркой ООО «Уральская Сталь» находит широкое применение во многих отраслях народного хозяйства: при строительстве газопроводов и океанских кораблей, котлов и сосудов, работающих под давлением, для изготовления оборудования атомных электростанций, при сооружении мостов, валов электродвигателей и осей вагонов, сельскохозяйственных машин, автомобилей и бытовых приборов.

ООО «Уральская Сталь» имеет свидетельства отечественных органов стандартизации и метрологии, удостоверяющие, что его прокат является новой и высокоэффективной продукцией. Комбинат имеет свидетельства фирм Ллойд, БС, ТЮФ и турецкого института стандартов, удостоверяющие, что ООО «Уральская Сталь» является предприятием, гарантирующим поставку проката по международным стандартам. Наряду с этим ООО «Уральская Сталь» производит около 20% стали повышенного качества с комплексом свойств, не имеющих аналогов в зарубежном производстве.

Продукцию комбината знают не только во всей стране, но и за ее пределами. Трубную заготовку из углеродистых, низколегированных и легированных сталей получают Челябинский трубопрокатный завод, Первоуральский новотрубный завод, Волжский и Синарский трубные заводы. Прокат из листовой стали для котлов и сосудов, работающих под давлением, используют на нефтехимических заводах в г. Дзержинске, Рузаевке, Салавате.

Прокат из конструкционной стали отправляют на мостостроительные заводы г. Улан-Удэ, Воронежа, Чехова, Кургана. Получателями листового и полосового проката повышенного качества являются известные автомобилестроительные заводы: ПО «ГАЗ», ОАО «КАМАЗ», «БЕЛАЗ», «МАЗ», ПО «АЗЛК», ПО «ЗИЛ».

Являясь поставщиком таких крупных отечественных предприятий, ООО «Уральская Сталь» экспортирует свою продукцию и за рубеж.

В состав мартеновского цеха входят:

- печной пролет с двумя двухванными 250 х 250 тонн и четырьмя 450-тонными мартеновскими печами;

- разливочный пролет с 10 разливочными кранами;

- миксерные отделения № 1 и № 2, в которых установлены 2 миксера емкостью 1300 т. для передельного чугуна;

- шихтовое отделение со складами магнитных и сыпучих материалов;

- шлаковое отделение.

Особенностью ООО «Уральская Сталь» является то, что при большом объеме производства продукции выплавляют только спокойную сталь, в том числе свыше 60% легированных и низколегированных марок, и высокопрочную сталь специального назначения. В цехе выплавляют около ста различных марок стали. Половина всего объема производства - сталь с массовой долей серы менее 0,025%.

В целях повышения качества жидкой стали на комбинате применяют отсечку печного шлака на выпуске, продувку стали в ковше инертным газом (аргоном, азотом или смесью аргона и азота), а также разливку с защитой струи металла от окисления инертными газами. Внедрение этого комплекса внепечной обработки металла позволило обеспечить однородность стали по химическому составу, улучшить качество выплавляемой стали, и, в конечном итоге, обеспечить получение высококачественного проката /9/.

2.1.1 Существующая технологическая схема

Существующая технологическая схема представлена на рисунке 1.

Выплавка стали Внепечная обработка Разливка

Прокатка Прокатка Готовая продукция

Рисунок 1 - Существующая технологическая схема

Производство стали 17Г1С в двухванном сталеплавильном агрегате осуществляется с раскислением и легированием стали в ковше на выпуске, раскисление алюминием производят чушками, что приводит к высокому угару. Такая внеагрегатная обработка не позволяла получить точный химический состав, что приводит к 5-ти процентному переназначению плавок в более дешевые и простые, такие как ст3. Невозможность контролировать степень угара раскислителей приводит к тому, что крайне трудно получить металл, отвечающий заданным стандартам и конкурентно способный на внутреннем рынке. Внепечная обработка не позволяет получать сталь, удовлетворяющую современным требованиям, предъявляемыми потребителями. Кроме того, разливка стали в цехе производится в слитки, что обеспечивает большую норму расхода металлошихты.

Предлагаемая технологическая схема представлена на рисунке 2.

Выплавка стали Внепечная обработка Разливка стали

Прокатка Готовая продукция

Рисунок 2 - Предлагаемая технологическая схема

Внедрение непрерывной разливки позволит существенно снизить расходный коэффициент. Расход металлошихты снижается на 7-10%. Кроме того непрерывная разливка предъявляет ряд требований по качеству металла. Это низкое содержание серы и фосфора в металле (0,01 - 0,015 массовая доля, %), низкое содержание НВ (неметаллических включений), отклонение по температуре не более 5єС. Для обеспечения этих требований устанавливается АКОС (агрегат комплексной обработки стали), который позволит снизить температуру металла на выпуске, что снижает угар и увеличивает срок службы огнеупоров. Установка доводки металла позволяет сэкономить дорогие ферросплавы, существенно снизить содержание растворенных в металле газов, что позволит отказаться от дорогой противофлокенной термообработки и поможет обеспечить выпуск качественной продукции, удовлетворяющей западным стандартам и конкурентоспособной как на внутреннем, так и на внешнем рынке.

2.1.2 Выбор марки стали

Для производства выбрана конструкционная сталь, которая работает при высоких динамических нагрузках. Вследствие этого она должна иметь высокий предел текучести, малую чувствительность к концентраторам напряжений. А в изделиях, работающих при многократно прилагаемых нагрузках - высокий предел выносливости, достаточный запас температурной вязкости и низкий порог хладноломкости. Кроме того, улучшаемые стали должны обладать хорошей прокаливаемостью и малой чувствительностью к отпускной хрупности.

В изделиях крупных сечений (диаметром свыше 15 - 20 мм) механические свойства легированных сталей выше, чем у углеродистых. Это объясняется тем, что легированные стали обладают лучшей прокаливаемостью. Если детали работают на кручение, то напряжение по сечению распространяется неравномерно. Для таких деталей сквозная прокаливаемость не нужна. В этом случае для надежного обеспечения прочности деталей закаленный слой должен располагаться на глубине не менее половины радиуса от поверхности. Для деталей, работающих на растяжение (шатуны, торсионные валы, ответственные болты и др.) нужно обеспечить сквозную прокаливаемость по всему сечению. Для изделий, требующих высоких значений ударной вязкости и низкого порога хладноломкости, работающих при низких температурах с высокими скоростями приложения нагрузки и при наличии концентратов напряжений, следует применять наследственно мелкозернистые спокойные стали, предпочтительно легированные никелем и молибденом.

Механические свойства стали в первую очередь определяются содержанием в них углерода, от качества которого и зависит закаливаемость стали. Прокаливаемость определяется присутствием легирующих элементов. В условиях полной прокаливаемости механические свойства стали мало зависят от характера легированности. Исключение составляет никель и молибден, повышающие сопротивление хрупкому разрушению. В т же время никель увеличивает пластичность и вязкость стали, уменьшая чувствительность к концентраторам напряжений и понижает температуру порога хладноломкостию. Повышая запас вязкости, никель увеличивает ударную вязкость. Однако применение сталей с излишне высоким содержанием хрома, марганца и кремния, обеспечивающих высокую прокаливаемость, способствует повышению склонности к хрупкому разрушению. На порог хладноломкости (склонность к хрупкому разрушению) также оказывает влияние сера, фосфор, азот, водород, неметаллические включения (НВ). Они повышают температуру порога хладноломкости, поэтому к сталям, работающим при низких температурах, предъявляются требования чистоты по сере, фосфору, азоту, водороду и НВ. Содержание серы и фосфора должно быть не более 0,04 и 0,035 массовой доли, соответственно, а содержание водорода не более 2 см3/100 гр.

Наиболее распространенной конструкционной сталью является сталь марки 17Г1С.

2.1.3 Материальный баланс плавки стали 17Г1С

Требуемый химический состав для стали 17Г1С представлен в таблице 1 /10/.

Таблица 1 - Химический состав стали 17Г1С, массовая доля, %

C

Si

Mn

Cr

Ni

P

S

Cu

1

2

3

4

5

6

7

8

0,15-0,20

0,40-0,60

1,16-1,60

? 0,300

? 0,300

? 0,035

? 0,040

? 0,300

Состав чугуна, скрапа, металла по расплавлении и перед раскислением приведены в таблице 2.

Таблица 2 - Расчет на 100 кг металлической шихты для стали 17Г1С,

массовая доля, %

Материал

C

Si

Mn

P

S

1

2

3

4

5

6

Чугун (65%)

4,100

0,78

0,310

0,063

0,014

Скрап (35%)

0,300

0,50

1,380

0,035

0,040

Средний состав шихты

2,770

0,683

0,685

0,053

0,023

Металл по расплавлению

0,970

Следы

0,240

0,019

0,023

Металл на выпуске

0,040

Следы

0,120

0,011

0,021

Рассчитаем первый период плавки.

Средний состав шихты приведен в таблице 3.

Таблица 3 - Определение среднего состава шихты, кг.

Материал

C

Si

Mn

P

S

1

2

3

4

5

6

Чугун

2,665

0,507

0,202

0,041

0,009

Скрап

0,105

0,176

0,483

0,012

0,014

Итого

2,770

0,683

0,685

0,053

0,023

Расход кислорода и количество получающихся окислов рассчитаны в таблице 4.

Таблица 4 - Расход кислорода и количество окислов, кг.

Окисление

Угар примесей

Расход кислорода

Масса окисла

1

2

3

4

С > СО

1,800

2,400

4,200

Si > SiO2

0,683

0,781

1,464

Mn > MnO

0,445

0,129

0,575

P > P2O5

0,034

0,049

0,083

Fe в дым > Fe2O3

0,500

0,190

0,690

Итого

3,462

3,408

6,528

Износ футеровки представлен в таблице 5.

Таблица 5 - Износ футеровки, кг.

Материал

1 период

2 период

За плавку

1

2

3

4

Магнезитохромит

0,2

0,1

0,3

Доломит

1,2

0,3

1,5

Примем загрязненность скрапа 1,5%.

Загрязнения типа глины SiO2 = 50%; Al2O3 = 28%; H2O = 22%.

Загрязнениями вносится:

- SiO2 ………………… 35 · 0,015 · 0,50 = 0,262 кг;

- Al2O3 ………………. 35 · 0,015 · 0,28 = 0,147 кг;

- Н2О ………………. 3 · 0,015 · 0,22 = 0,115 кг.

Итого: У = 0,524 кг.

Принято, что окисленность скрапа (в виде Fe2O3) составляет 1% его массы, т.е. 0,35 кг. Согласно проведенным исследованиям на ОАО «Уральская Сталь», вместе с чугуном из миксера попадает небольшое количество шлака (1,5% массовой доли чугуна) 1,5 кг/100 кг, при этом состав шлака:

45,0% CaO; 6,0% Al2O3; 7,5% MgO;

40,0% SiO2; 1,5% S.

Миксерный шлак внесет:

- CaO ………………….. 0,45 · 1,5 = 0,675 кг;

- SiO2 …………………. 0,40 · 1,5 = 0,6 кг;

- Al2O3 ………………… 0,06 · 1,5 = 0,1125 кг;

- MgO ………………… 0,075 · 1,5 = 0,1125 кг;

- S ……………………. 0,015 · 1,5 = 0,0225 кг.

Известняка вводим 1,5 кг.

Поступит SiO2 из материалов:

- металлошихты ………1,464 кг;

- магнезитохромита …. 0,012 кг;

- загрязнений скрапа … 0,262 кг;

- миксерного шлака …. 0,6 кг;

- доломит …………….. 0,024 кг;

- известняка …………. 0,002 · х кг.

У 2,362 + х У 0,02 кг

Поступил Al2O3 из материалов:

- магнезитохромита … 0,008 кг;

- загрязнений скрапа … 0,147 кг;

- миксерного шлака …. 0,090 кг;

- доломит …………….. 0,024 кг;

- известняк. ………….. 0,003 · х кг.

Поступление MnO из материалов:

- металлошихты …….. 0,574 кг;

- известняк. ………….. 0,0015 · х кг;

У 0,574 + 0,0015 · х кг

Поступление MgO из материалов:

- магнезитохромита …. 0,132 кг;

- миксерного шлака …. 0,116 кг;

- доломит …………….. 0,432 кг;

- известняк …………… 0,02 · х кг

У 0,677 + 0,02 · х кг

Поступление СаО из материалов:

- магнезитохромита …. 0,004 кг;

- миксерный шлак …… 0,675 кг;

- доломит …………….. 0,660 кг;

- известняк ……………. 0,53 · х кг

У 1,339 + 0,53 · х кг

Поступление Р2О5 из материалов:

- металлошихты ………. 0,083 кг;

- известняка …………… 0,0007 · х кг

У 0,083 + 0,0007 · х кг

Поступление S из материалов:

- металлошихты ………. 0,001 кг;

- миксерного шлака …… 0,0215 кг;

- известняка ……………. 0,001 · х кг

У 0,0225 + 0,001 · х кг

Содержание FeO и Fe2O3 с учетом экспериментальных данных принято равным соответственно 20% и 7%

Количество шлака по расплавлению

Lш = 0,262 · Lш + 5,327 + 0,5747 · х (7)

Второе уравнение составляем по основности шлака 1 периода, которую примем 1,8, тогда:

(1,339 + 0,53 · х)/(2,362 + 0,02 · х) = 2,0

х = 6,908

Масса шлака составит:

Lш = 5,327 + 0,5747 · 6,908/0,738 = 12,6 кг.

Рассчитаем количество и состав шлака периода расплавления:

SiO2 ………………… 2,362 + 0,02 · 6,908 = 2,50 кг;

Al2O3 ……………….. 0,269 + 0,003 · 6,908 = 0,29 кг;

MnO ………………… 0,574 = 0,574 кг;

CaO …………………. 1,339 + 0,53 · 6,908 = 5,000 кг;

MgO ………………… 0,677 + 0,02 · 6,908 = 0,815 кг;

P2O5 ………………… 0,083 + 0,0007 · 6,908 = 0,088 кг;

S ……………………. 0,0225 + 0,0001 · 6,908 = 0,023 кг;

FeO ………………… 0,2 · 12,6 = 2,52 кг;

Fe2O3 ……………….. 0,07 · 12,6 = 0,79 кг.

У Lш = 12,6

Баланс железа 1 периода плавки приведен в таблице 6.

Количество окислившегося железа

0,357 + 1,886 = 2,243 кг.

Расход кислорода на окисление железа до Fe2O3

0,357 · 48/112 = 0,153 кг.

Расход кислорода на окисление железа до FeO

1,886 · 16/56 = 0,539 кг.

Таблица 6 - Баланс железа 1 периода плавки

Источник

Из Fe2O3, кг.

Из FeO, кг.

1

2

3

Доломит

0,0025

-

Магнезитохромит

0,0140

-

Известняк

0,01

-

Окалина скрапа

0,017

0,080

Итого

0,1965

0,080

Содержится в шлаке

0,553

1,966

Переходит в сталь

0,357

1,886

Расход кислорода на окисление железа до FeO

1,886 · 16/56 = 0,539 кг.

Так как в первый период выделяется много СО, то окислительная способность печи будет небольшой, ее можно принять 5 кг/м2 · ч.

Примем площадь пода одной ванны 54 м2, тогда продолжительность процесса будет 2,9 часа.

Количество кислорода, поступившего из атмосферы:

5 · 54 · 2,9 · 100/250000 = 0,31 кг/100 кг.

Необходимое количество чистого кислорода:

3,408 + 0,153 + 0,539 - 0,31 - 0,0735 = 3,716 кг.

Коэффициент усвоения подаваемого в ванну кислорода 90%

Расход технического кислорода:

3,716 · 22,4/0,95 · 0,9 · 32 = 3,04 м2/100 кг.

На 1 тонну металлошихты потребуется 3,04 м3/т технического кислорода.

Расход чистого кислорода

3,716 · 22,4/32 = 2,601 м3

Расход чистого кислорода с учетом коэффициента усвоения:

2,601/0,9 = 2,89 м3

4,34 · 0,1 = 0,304 м3 (0,434 кг)

Количество неусвоенного азота:

4,34 · 0,05 = 0,152 м3 (0,217 кг)

Количество технического кислорода, поступающего в ванну:

3,716 + 0,217 + 0,304 = 2,966 м3 (4,237 кг)

Корольков в шлаке будет 10% от массы шлака

12,6 · 0,05 = 1,26 кг.

Выход металла после 1 периода плавки:

Мж.ст = Мм.ш. - (Мм.ш./100)[(? [С] + ?[Mn] + ?[Р]) - Мж.шлкб.д.q (8)

где Мж.ст - масса жидкой стали, кг;

Мм.ш - масса металлошихты, кг;

? [ ] - угар примесей, кг;

Мж.шл - масса шлака, кг;

Мк - масса корольков, кг;

Мб.д. - масса бурого дыма, кг.

Мж.ст. = 100 - (1,8 + 0,683 + 0,445 + 0,034) - 2,243 - 0,524 - 0,35 - 1,26 - 1,5 =

= 91,16 кг.

Выделится СО2 из материалов:

- известняка ………………. 2,867;

- доломита ………………… 0,030.

У 2,897

Выделится Н2О из материалов:

- загрязнений скрапа …….. 0,115;

- известняка ………………. 0,060;

- доломита ………………… 0,026

У 0,201

Материальный баланс 1 периода плавки представлен в таблице 7.

Таблица 7 - Материальный баланс 1 периода

Поступило

Получено

Источники

Масса, кг

Источники

Масса, кг.

1

2

3

4

Металлошихты

100,00

Металла

91,16

Известняка

6,908

Шлака

12,60

Магнезитохромит

0,20

Корольки

0,350

Доломит

1,20

СО

4,2

Кислород из атмосферы

0,31

СО2

2,897

Технический кислород

4,237

Н2О

0,201

Неусвоенного кислорода

0,434

N2

0,217

Fe2O3 в бурый дым

0,69

Итого

112,155

Итого

112,746

2 период плавки

Расход кислорода и количество окислившихся примесей во время доводки в таблице 8

Таблица 8 - Расход кислорода и количество окислов в период доводки, кг.

Окисление

Угар примесей

Расход кислорода

Масса окисла

1

2

3

4

C > CO

0,930

1,240

2,17

Si > SiO2

-

-

-

Mn > MnO

0,12

0,032

0,142

P > P2O5

0,010

0,013

0,029

Fe > в дым

0,0018

0,0018

0,0036

Fe > в дым

0,365

0,137

0,502

Итого

1,41

2,306

3,716

Расчет состава и количества шлака приведен в таблице 9.

Таблица 9 - Определение количества составляющих шлака периода доводки, кг.

Источ-ники

SiO2

Al2O3

MnO

MgO

CaO

P2O5

S

FeO

Fe2O3

У

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

Шлак периода распла-вления

2,500

0,290

0,57

0,81

5,000

0,088

0,023

2,52

0,79

12,6

Магне-зито-хромит

0,006

0,004

-

0,06

0,002

-

-

-

0,011

0,10

Метал-лошихта

-

-

0,14

-

-

0,023

-

0,40

0,074

0,63

Добав-ка из-вести

0,046

0,007

-

0,04

1,117

0,001

-

-

0,005

1,22

Итого

2,552

0,301

0,71

0,92

6,119

0,112

0,025

2,92

0,88

14,6

Основность шлака равна:

41,91/17,48 = 2,4

Выход металла:

Мж.ст. = 91,16 - 1,41 - 0,311 - 0,0518 - 14,577 · 0,05 + 0,27 = 88,68 кг.

Количество [FeO], образовавшегося за счет окисления железа во втором периоде плавки

[FeO] = 2,92 - 1,886 = 1,034 кг.

Количество [Fe2O3], образовавшегося за счет окисления железа во втором периоде плавки

[Fe2O3] = 0,531 - 0,357 = 0,174 кг.

Расход кислорода на окисление железа до [FeO]

1,034 · 16/72 = 0,230 кг.

При этом окислится железа

1,034 - 0,230 = 0,804 кг.

Расход кислорода на окисление железа до [Fe2O3]

0,174 · 48/160 = 0,052 кг.

При этом окислится железа

0,174 - 0,052 = 0,122 кг.

Количество корольков в шлаке примем 5%

14,577 · 0,05 = 0,729 кг.

Количество кислорода, поступившего из атмосферы

5 · 54 · 100/250000 = 0,108 кг.

Количество кислорода, которое пошло на окисление элементов:

ОУ = ОС + ОMn + OP + OFe шл + ОFe пыль (9)

ОУ = 2,306 + 0,230 + 0,052 + 0,027 = 2,615 кг.

Количество кислорода, которое надо подать через фурмы:

2,615 - 0,108 = 2,507 кг.

Необходимое количество технического кислорода

2,507 · 22,4/0,95 · 32 · 0,9 = 2,053 м3/100 кг.

Количество неусвоенного кислорода

2,053 · 0,1 = 0,2053 м3

Количество азота

2,053 · 0,05 = 0,103 м3

Материальный баланс второго периода плавки представлен в таблице 10.

Таблица 10 - Материальный баланс второго периода плавки

Поступило

Получено

Источники

Масса, кг

Источники

Масса, кг.

1

2

3

4

Металл

91,160

Сталь

88,680

Продолжение таблицы 10

1

2

3

4

Шлак

12,600

Шлак

14,577

Магнезитохромит

0,100

Корольки

0,729

Доломит

0,300

Бурый дым

0,502

Кислород из атмосферы

0,108

Газы

СО

2,170

Технического кислорода

2,930

СО2

0,183

Извести

1,314

N2

0,103

О2

0,205

SO2

0,0036

Итого

108,512

Итого

107,235

Материальный баланс всей плавки представлен в таблице 11

Таблица 11 - Материальный баланс всей плавки, кг.

Поступило

Получено

Источники

Масса, кг

Источники

Масса, кг.

1

2

3

4

Металлошихта

100,00

Сталь

88,68

Магнезитохромит

0,300

Потери с корольками

1,07

Доломит

1,500

Шлак

10,228

Кислород из атмосферы

0,418

Бурый дым

1,192

Технический кислород

6,967

Газы

СО

6,370

Извести

1,314

СО2

3,080

Известняк

6,908

N2

0,337

O2

0,707

H2O

0,201

Продолжение таблицы 11

1

2

3

4

Итого

117,407

Итого

116,226

2.1.4 Тепловой баланс рабочего пространства

Тепловой баланс рабочего пространства двухванной печи рассчитывается для одной камеры (расчет ведем на всю плавку)

Приход тепла

Физическое тепло чугуна

Физическое тепло чугуна считается по формуле:

Qчуг = Мчуг · [СТВ · tпл + q + Cжид · (tжид - tпл] (10)

где Qчуг - физическое тепло чугуна, кДж;

СТВ - средняя удельная теплоемкость твердого чугуна, кДж/ (кг · єС);

tпл - температура плавления чугуна, єС;

q - скрытая теплота плавления, кДж/кг;

Cжид - средняя удельная теплоемкость жидкого чугуна, кДж/(кг · єС);

tжид - температура жидкого чугуна, єС.

Qчуг = 250000 · 0,65 · [0,178* 1200 + 52 + 0,2 (1350 - 1200) ] = 201,267 кЛж

Тепло шлакообразования

SiO2 > (CaO)2 · SiO2 ………………. 0,69 · 60 · 554 · 2500/28 = 2,05 · 10єккал

Р2О5 > (СаО)3 · (Р2О5) …………….. 0,045 · 142 · 1132 · 2500/62 = 0,292· 10єккал

У Qшл = 2,342 · 10єккал

Физическое тепло скрапа

Qскр = 0,112 · 20 · 35 · 2500 = 0,169 · 106 ккал

Тепло экзотермических реакций

Тепло экзотермических реакций определяется по формуле:

Qэкз = ?Н1 · ?С1 · 2500 (11)

где Qэкз - тепло, выделяемое экзотермическими реакциями, 106 ккал

1 - тепловой эффект химической реакции, 106 ккал

1 - изменение концентрации i-го компонента, кг.

Таблица 12 - Тепло экзотермических реакций, 106 ккал

С > СО

(1,8 + 0,93) · 8134 · 2500 = 55,535

Si > SiO2

0,69 · 7423 · 2500 = 12,8

Mn > MnO

0,565 · 1758 · 2500 = 2,48

P > P2O5

0,045 · 5968 · 2500 = 0,670

Fe > Fe2O3 (в дым)

(0,5 + 0,503) · 1758 · 2500 = 3,53

Fe > Fe2O3 (в шлак)

(0,357 + 0,074) · 1758 · 2500 = 1,89

Fe > FeO

(0,4 + 1,886) · 1150 · 2500 = 6,57

Итого: УQэкз = 3,53 + 1,89 + 6,57 + 0,67 + 2,48 + 12,8 + 55,54 = 82,89 · 106 ккал

Химическое тепло природного газа

Расход природного газа принимаем за х и определяем химическое тепло природного газа по формуле:

Qпр.газ = ?Нпр.газ · 2500 · х (12)

где Qпр.газ - химическое тепло природного газа, МДж;

пр.газ - тепловой эффект реакции горения природного газа, 106 ккал/м3;

х - расход природного газа, м3.

Qпр.газ = 8291 · х

Расход тепла

Физическое тепло стали

Физическое тепло стали определяется по формуле:

Qст = Мст · [СТВ · tпл + q + Cжид · (tжид - tпл], (13)

где Qст - физическое тепло стали, кДж;

Мст - масса стали, кг;

СТВ - средняя удельная теплоемкость твердой стали, кДж/ (кг · єС);

tпл - температура плавления стали, єС;

q - скрытая теплота плавления стали, кДж/кг;

Cжид - средняя удельная теплоемкость жидкой стали, кДж/(кг · єС);

tжид - температура жидкой стали, єС.

Температура плавления стали определяется по формуле:

tпл = Тлик - 80 · [% С], (14)

где Тлик - температура ликвидуса, єС;

[% С] - содержание углерода в металле, массовая доля, %

tпл = 1539 - 80 · (0,04) = 1536єС

Qст = [0,167 · 1536 + 65 + 0,2 · (1600 - 1536)] · 88,68 · 2500 = 74,12 106 ккал

Физическое тепло шлака и корольков

Физическое тепло шлака определяется по формуле:

Qшл = (0,298 · 1550 + 50) · 12,6 · 2500 + (0,298 · 1630 + 50) · 1,98 · 2500 +

+ (2,298 · (1630 - 1550) + 50) · 12,6 · 2500 = 21,10 · 106 ккал

Тепло, уносимое продуктами горения.

Принимаем температуру отходящих газов равной 1650єС

СО 1650х · 0,569 · 0,974 = 914,4х

Н2О 1650х · 0,444 · 1,925 = 1410х

N2 1650х · 0,347 · 0,332 = 190х

Qпр.г. = 2514,4 · х

Тепло на разложение известняка

Qизв = 6,908 · 2500 · 425 = 7,34 · 106 ккал

Тепло на испарение влаги и нагрев паров

Qисп = (1 · 100 + 539 + 0,444 · 1650 · 22,4/18 - 0,36 · 100 · 22,4/18) · 2500 ·

· 0,201 = 0,76 · 106 ккал

Тепло для нагрева СО выделяющегося из ванны

QСО = 0,569 · 1650 · 6,37 · 2500 · 22,4/28 = 11,96 · 106 ккал

Тепло для нагрева СО2 и SO2 выделяющихся из ванны

QСО2, SO2 = 0,569 · 3,08 · 2500 · 22,4/44 + 0,569 · 1650 · 0,0036 · 2500 · 22,4/64 =

= 3,68 · 106 ккал

Тепло для нагрева неусвоенного N и О

Qнеусв. = 0,347·1650· 2500 · 0,337 · 22,4/28 + 0,368 · 1650 ·2500 · 0,707 · 22,4/32= = 1,13 · 106 ккал

Тепло, уносимое бурым дымом

Qб.л. = (0,294 · 1650 + 50) · 1,192 · 2500 = 1,59 · 106 ккал

Потери тепла на охлаждение печи

Расходы воды на одну крышку 6 м3/ч тогда на три крышки 6 · 3 = 18 м3/ч.

Расход воды на столбики 2 · 6 = 12 м3/ч, на амбразуру шлаковой летки 4 м3/ч.

Итого воды на охлаждение печи 34 м3/ч.

Qохл.п. = 34000 · 20 · 4,3 = 2,9 · 106 ккал

Тепло на охлаждение кислородных фурм

Qохл.к.ф. = 3 · 2,43 · 0,2 · 4,2 · 300000 · 3,14 = 5,76 · 106 ккал

Тепло на охлаждение рам завалочных окон и пятовых балок

Расход воды равен 3,6 м3/ч. Выход пара составляет 90%, то есть 3,6 · 0,9 =

= 3,24 м3/ч.

Нагрев воды на 90єС потребует тепла

Qз.о., п.б. = (3,6 - 3,24) · (90 - 20) · 1000 · 4,3 = 0,1 · 106 ккал

Потери тепла на получение пара

Qпол. пара = [(100 - 20) + 535 + 0,36 (150 - 100) · 22,4/18] · 3,24 · 1000 · 4,3 =

= 8,9 · 106 ккал

Таким образом, потери тепла на охлаждения рабочего пространства

Qраб.пр = Qохл.п. + Qохл.п.ф. + Qз.о, п.б. + Qпол.пара = 17,76 · 106 ккал

Потери тепла через кладку принимаем 4%

Qкл = 0,04 (133,46 · 106 + 8291х) = 5,34 · 106 + 331,64х

Потери тепла через окна и гляделки 0,95%

QОКН = 0,0096 (133,46 · 106 + 78,76 · х

Потери тепла на диссоциацию Н2О и СО2 равны 0,5%

Qдис = 0,005 · 82911 · х

Потери тепла с выбивающимися газами составляют 0,4%

Qвыб = 0,004 · 82911 · х = 33,16х

Полный расход тепла

Qрасх = Qвыб + Qдис + Qокн + Qкл + Qраб.пр. + Qб.л. + Qнеусп + QCO2, SO2 +

+ QCО + Qисп + Qпр.г. + Qшл + Qст (15)

Qрасх = 146,64 + 2999,42 · х

Qприх = Qрасх (16)

133,46 · 106 + 82,9х - 146,64 · 106 + 2999,42х

х = 2490 - расход природного газа на плавку

Тепловой баланс плавки приведен в таблице 13.

Таблица 13 - Тепловой баланс рабочего пространства камеры двухванной печи

Приход тепла

Расход тепла

Статьи затрат

Кол-во тепла, 106 ккал

Статьи затрат

Кол-во тепла, 106 ккал.

1

2

3

4

Физическое тепло чугуна

48,035

Физическое тепло стали

74,12

Продолжение таблицы 13

1

2

3

4

Тепло экзотермических реакций

82,890

Физическое тепло шлака с корольками

21,99

Физическое тепло скрапа

0,196

Тепло на разложение известняка

7,34

Тепло шлакообразования

2,340

Тепло продуктов горения

6,26

Тепло от сжигания природного газа

20,640

Нагрев воды и испарение влаги

0,76

Тепло на нагрев газов

16,77

Тепло, уносимое бурым дымом

1,59

Потери тепла на охлаждение (через кладку, излучением, диссоциацию, с газами)

25,58

Итого

154,311

Итого

154,410

2.2 Технология плавки стали марки 17Г1С

Для уменьшения времени плавки необходимо ужесточить качество и сократить время загрузки лома за счет лучшей организации завалки. Проводить более тщательную сортировку лома и увеличивать насыпную плотность.

Периоды плавки:

- заправка - 10 мин.;

- завалка - 25 мин.;

- прогрев - 40 мин.;

- слив - 15 мин.;

- плавление - 35 мин.;

- доводка - 40 мин.;

- выпуск - 15 мин.;

Итого: У = 180 мин.

2.2.1 Заправка печи магнезитовым порошком

Заправку печи производят магнезитовым порошком или обожженным доломитом во время выпуска плавки /11/.

В целях безопасности при заправке печи объемный расход кислорода на продувку в соседней ванне снижают до 4000 - 4500 м3/ч.

Заправку печи выше шлакового пояса совмещают с периодом доводки предыдущей плавки. Загущение шлака заправочными материалами не допускается.


Подобные документы

  • Физико-химические расчет по равновесию C-O, C-FeO. Растворимость азота и водорода в металле по стадиям технологического процесса. Расчет степени дефосфорации и десульфурации стали. Оценка себестоимости жидкой стали и точки безубыточности ее производства.

    презентация [144,4 K], добавлен 24.03.2019

  • Основные способы производства стали. Конвертерный способ. Мартеновский способ. Электросталеплавильный способ. Разливка стали. Пути повышения качества стали. Обработка жидкого металла вне сталеплавильного агрегата. Производство стали в вакуумных печах.

    курсовая работа [1,5 M], добавлен 02.01.2005

  • Металлургия стали как производство. Виды стали. Неметаллические включения в стали. Раскисление и легирование стали. Шихтовые материалы сталеплавильного производства. Конвертерное, мартеновское производство стали. Выплавка стали в электрических печах.

    контрольная работа [37,5 K], добавлен 24.05.2008

  • Строение и свойства стали, исходные материалы. Производство стали в конвертерах, в мартеновских печах, в дуговых электропечах. Выплавка стали в индукционных печах. Внепечное рафинирование стали. Разливка стали. Специальные виды электрометаллургии стали.

    реферат [121,3 K], добавлен 22.05.2008

  • Расчет технологических параметров плавки. Определение содержания окислов железа в шлаке. Проверка химического состава готовой стали. Футеровка кислородного конвертера. Газоотводящий тракт конвертера. Расчет основных размеров кислородного конвертера.

    курсовая работа [790,9 K], добавлен 23.01.2013

  • Технологический процесс и способы вакуумной обработки стали. Конструкция и принцип работы установок для осуществления порционного и циркуляционного вакуумирования. Использование известково-глиноземистого шлака для внеагрегатной десульфурации стали.

    реферат [1,7 M], добавлен 26.12.2012

  • Технологический процесс производства проката из стали 20 на стане 2850. Контроль качества продукции. Возможные способы нарушения технологического режима и способы борьбы с нарушениями. Возможные направления модернизации технологии получения из стали 20.

    дипломная работа [2,5 M], добавлен 15.05.2019

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.