Влияние водорода на свойства стали

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/

1/2_2(Г) = [Н] (1)

К_Н = [Н] / Р_Н; (2)

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

Р_Н = 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 (f^R). 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 ?H_S 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 · r_в · с_М · w/з_M ? 1, (3)

где Re - число Рейнольдса;

r_в - радиус включений;

с_М - плотность металла;

w - скорость всплывания включения;

з_M - 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 з_м - вязкость металла

з_в - 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 з_м, 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

L_ш = 0,262 · L_ш + 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:

L_ш = 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 L_ш = 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:

М_ж.ст = М_м.ш. - (М_м.ш./100)[(? [С] + ?[Mn] + ?[Р]) - М_ж.шл-М_к-М_б.д.q (8)

где М_ж.ст - масса жидкой стали, кг;

М_м.ш - масса металлошихты, кг;

? [ ] - угар примесей, кг;

М_ж.шл - масса шлака, кг;

М_к - масса корольков, кг;

М_б.д. - масса бурого дыма, кг.

М_ж.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:

М_ж.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:

О_У = О_С + О_Mn + O_P + O_{Fe шл} + О_{Fe пыль} (9)

О_У = 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:

Q_чуг = М_чуг · [С_ТВ · t_пл + q + C_жид · (t_жид - t_пл] (10)

где Q_чуг - физическое тепло чугуна, кДж;

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

t_пл - температура плавления чугуна, єС;

q - скрытая теплота плавления, кДж/кг;

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

t_жид - температура жидкого чугуна, єС.

Q_чуг = 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 Q_шл = 2,342 · 10єккал

Физическое тепло скрапа

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

Тепло экзотермических реакций

Тепло экзотермических реакций определяется по формуле:

Q_экз = ?Н₁ · ?С₁ · 2500 (11)

где Q_экз - тепло, выделяемое экзотермическими реакциями, 10⁶ ккал

?Н₁ - тепловой эффект химической реакции, 10⁶ ккал

?С₁ - 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: УQ_экз = 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:

Q_пр.газ = ?Н_пр.газ · 2500 · х (12)

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

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

х - расход природного газа, м³.

Q_пр.газ = 8291 · х

Расход тепла

Физическое тепло стали

Физическое тепло стали определяется по формуле:

Q_ст = М_ст · [С_ТВ · t_пл + q + C_жид · (t_жид - t_пл], (13)

где Q_ст - физическое тепло стали, кДж;

М_ст - масса стали, кг;

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

t_пл - температура плавления стали, єС;

q - скрытая теплота плавления стали, кДж/кг;

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

t_жид - температура жидкой стали, єС.

Температура плавления стали определяется по формуле:

t_пл = Т_лик - 80 · [% С], (14)

где Т_лик - температура ликвидуса, єС;

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

t_пл = 1539 - 80 · (0,04) = 1536єС

Q_ст = [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:

Q_шл = (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

Q_пр.г. = 2514,4 · х

Тепло на разложение известняка

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

Тепло на испарение влаги и нагрев паров

Q_исп = (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

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

Тепло для нагрева СО₂ и SO₂ выделяющихся из ванны

Q_{СО2, 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

Q_неусв. = 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

Q_б.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.

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

Тепло на охлаждение кислородных фурм

Q_{охл.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

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

Потери тепла на получение пара

Q_{пол. 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

Q_раб.пр = Q_охл.п. + Q_{охл.п.ф.} + Q_{з.о, п.б.} + Q_{пол.пара} = 17,76 · 10⁶ ккал

Потери тепла через кладку принимаем 4%

Q_кл = 0,04 (133,46 · 10⁶ + 8291х) = 5,34 · 10^{6 + 331,64х}

Потери тепла через окна и гляделки 0,95%

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

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

Q_дис = 0,005 · 82911 · х

Потери тепла с выбивающимися газами составляют 0,4%

Q_выб = 0,004 · 82911 · х = 33,16х

Полный расход тепла

Q_расх = Q_выб + Q_дис + Q_окн + Q_кл + Q_раб.пр. + Q_б.л. + Q_неусп + Q_{CO2, SO2} +

+ Q_CО + Q_исп + Q_пр.г. + Q_шл + Q_ст (15)

Q_расх = 146,64 + 2999,42 · х

Q_прих = Q_расх (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.