- •Основні
- •Практична робота № 1 Тема: Розрахунок основних параметрів кисневих конверторів.
- •Практична робота №2
- •Практична робота № 3
- •Практична робота № 4 Тема: Розрахунок теплового балансу киснево-конверторної плавки.
- •Практична робота № 5 Тема: Розрахунок потреби обладнання киснево-конверторного цеху.
- •Практична робота № 6 Розрахунок основних параметрів мартенівської печі.
- •Практична робота № 7 Тема: Розрахунок матеріального балансу плавки в мартенівській печі
- •Практична робота № 9 Тема: Розрахунок розкислювання мартенівської сталі.
- •Практична робота № 10 Тема: Розрахунок теплового балансу мартенівської плавки
- •Практична робота № 11 Тема: Розрахунок шихти і матеріального балансу в двохванному сталеплавильному агрегаті.
- •Практична робота №11
- •Прииклад розкислювання сталі 1c26
- •Практична робота 12 Тема: Розрахунок теплового балансу в двохванному сталеплавильному агрегаті.
- •Практична робота №12 Розрахунок потреби обладнання мартенівського цеху.
- •Практична робота 13 Тема: Розрахунок виливниці для злитка киплячої сталі
- •Практична робота 14 Тема: Розрахунок часу затвердення злитка у виливниці
- •Практична робота 15 Тема: Розрахунок температури ліквідус та солідус.
- •Допоміжні практичні роботи для виконання курсових та дипломних робіт Практична робота 16 Тема: Визначення витрати чавуну на виплавку сталі у двованних сталеплавильних агрегатах.
- •Практична робота 17 Тема:Розрахунок розмірів робочого простору дса
- •Практична робота № 18 Тема: Вибір і розрахунок кисневої продувної фурми в дса
- •Практична робота 19 Тема: Розрахунок шихти та матеріального балансу конвертерної плавки з десульфурацією сталі порошковою проволокою силікокальцію.
- •1. Окислювальний напівперіод верхнім фурменим дуттям
- •Маса шлаку без оксидів заліза з відрахуванням переходу кисню у метал при переході сірки у шлак складе, кг :
- •На утворення сульфідів кальцію витрачається сірки, кг:
- •Практична робота №21
- •Практична робота № 22 Тема: Розкислення складнолегованої сталі при ковшовому варіанті розкислення.
- •Практична робота №24
- •Теоретична частина
- •Практична робота № 27 Тема: Розрахунок основних геометричних розмірів кисневого конвертора
- •Практична робота № 28 Тема: Розрахунок основних геометричних розмірів кисневої фурми
- •Практична робота № 29 Тема: Розрахунок кисневих фурм донного дуття.
- •Розрахунок кисневої фурми верхнього дуття.
- •Практична робота № 30 Тема: Розрахунок тривалості періодів плавки
- •Практична робота № 31
- •Практична робота №32
- •Практична робота № 33 Тема: Розрахунок виливниці для злитка спокійної сталі
- •Практична робота № 34 Тема: Розрахунок прибуткової надставки
- •Практична робота № 35 Тема: Розрахунок матеріального і теплового балансів для виплавки сталі в дуговій електропечі з основною футеровкою
- •Практична робота №36 Тема: Визначення розмірів дугової електросталеплавильної печі та її основних електричних параметрів.
- •Практична робота №37 Тема: Проектування відділень цеху та розрахунок обладнання
- •Практична робота №38
- •Потрібно до витрати
- •Практична робота №39
- •Проектування виливниці
- •Компонування потягу
- •Визначення режимних параметрів розливання
Практична робота № 34 Тема: Розрахунок прибуткової надставки
Мета: Навчитися розраховувати прибуткову надставку
Позначення параметрів прибуткової надставки приводяться на рисунок 1.
1. Під час кристалізації злитка близько 3% рідкого металу переходить з прибутку в тіло злитка. Вага рідкого металу в прибутку
2. Об'єм металу в рідкому стані
де Vпр — питома вага рідкої сталі, т/м3.
3. Розміри сторін вікна підстави прибуткової надставки звичайні менше розмірів порожнини виливниці вгорі на 40—60 мм. Для даного розрахунку приймаємо 46 мм, тоді
Радіус закруглення в цьому перетині приймаємо таким же, як і у виливниці, тобто r1 = 73 мм.
Площа нижнього вікна прибуткової надставки визначається по формулі:
4. Конусность прибуткової надставки зазвичай приймається рівною 17—20%. Для попередніх розрахунків приймаємо конусность ак. = 20% і задаємося орієнтування висотою наповнення прибули Нн = 400 мм.
Визначаємо розміри прибули в світлу на рівні заповнення її металом:
де з — ширина майданчика злитка.
Для зручності захоплення злитка кліщами з приймається рівною 100 мм, тоді радіус закруглення кутів прибуткової надставки вгорі буде
Площа перетину прибуткової надставки в світлу на рівні наповнення її металом рівна
5. Визначаємо площу середнього перетину прибуткової надставки по формулі:
6. Висота наповнення прибутку перевіряється по формулі:
Повна висота прибули
Нпр = 480 + (80 -г- 100) = 480 + 80 = 560 мм.
7. Перевіряємо дійсну конусность граней прибули:
тобто конусность знаходиться в межах величин, що рекомендуються. Визначаємо розміри верхнього вікна прибули:
Визначуваний радіус прибули:
8. Товщина нижньої підстави прибутку приймається рівною 70 мм, товщина бічних стінок 50 мм, товщина основного шару футеровки 65 мм, товщина обмазки 5 мм.
9. Визначаємо розміри прибули вгорі:
Розміри нижньої підстави прибуткової надставки підбираються відповідно до розмірів виливниці. Розміри лап і вух прибуткової надставки приймаються конструктивно.
Практична робота № 35 Тема: Розрахунок матеріального і теплового балансів для виплавки сталі в дуговій електропечі з основною футеровкою
Мета: навчитися розраховувати матеріальний і тепловий баланс для виплавки сталі в дуговій електропечі з основною футеровкою
Основні вимоги до вуглецевої сталі – низький вміст включень (оксидних і сульфідних). Відповідно рекомендаціям наради електрометалургів з інтенсифікації електроплавки сталі , технологія плавки вуглецевої сталі характеризується наступними положеннями:
– Наявність вуглецю в шихті на 0,5-0,6% вище нижньої межі. Велика цифра відноситься до печей місткістю до 25 т включно. Із цієї кількості випалюється в окислювальний період не менш 0,3С%.
– В період плавлення з метою дефосфорації вводиться в піч 2-3% вапна і 1% окалини або залізної руди. Наявність фосфору в перший пробі металу після розплавлення не повинна перевищувати 0,02%.
– Після відбору першої проби частково скачують плавильний шлак (не менше 70%), присаджують 1% вапна з метою дегазації на протязі 10-20 хв. Режим марганцю не регламентується. Тривалість окислювального періоду 30-50 хв.
– Відновлювальний період починається з осадочного розкислення силікомарганцем, алюмінієм або феросиліцієм і алюмінієм. Кременеві сплави вводять з розрахунку отримання в металі 0,12-0,15% Sі. Відновлювальний період проводять під білим або слабокарбідним шлаком, для чого останній обробляється боєм електродів і феросиліцієм. Для кінцевого розкислення в піч присаджують алюміній 0,5 кг/т на штанзі і 0,5 кг/т у вигляді порошку на шлак. Наявність закису заліза в шлаку перед випуском біля 0,2%. Для додаткової десульфурації метал випускають у ківш одночасно зі шлаком. Загальна тривалість періоду 1 год. 20 хв.
Заданий склад металу, %
С |
0,35 |
Р |
0,02 |
Mn |
1,0 |
S |
0,03 |
Sі |
0,3 |
Дані про хімічний склад шихтових матеріалів наведено в таблиці1, дані про склад шлакоутворюючих матеріалів наведено в таблиці 2.
Таблиця 1 – Хімічний склад шихтових матеріалів, %
Найменування компонентів |
С |
Si |
Mn |
Al |
P |
S |
Fe |
Стальний брухт |
0,2 |
0,3 |
0,5 |
- |
0,03 |
0,03 |
Решта |
Власне вертання |
0,35 |
0,3 |
1,0 |
- |
0,02 |
0,03 |
Решта |
Чавун |
4,2 |
0,7 |
0,5 |
- |
0,1 |
0,04 |
Решта |
Бій електродів |
98 |
- |
- |
- |
- |
- |
- |
Феромарганець |
6,0 |
2,0 |
72,0 |
- |
0,3 |
0,03 |
|
Феросиліцій 75 % |
0,12 |
72,0 |
0,4 |
2,5 |
0,04 |
0,03 |
Решта |
Алюміній |
- |
- |
- |
98 |
- |
- |
2,0 |
Силікомарганець |
1,0 |
18,0 |
67,0 |
- |
0,08 |
0,05 |
Решта |
Феросиліцій 45% |
0,15 |
45,0 |
0,5 |
1,0 |
0,03 |
0,02 |
Решта |
Дані про вагову кількість елементів, які вносяться шихтовими компонентами, наведені в таблиці3.
Таблиця 2 – Склад шлакоутворюючих матеріалів,%
Найменування |
CaO |
MgO |
SiO2 |
Al2O3 |
Fe2O3 |
CaF2 |
P2O5 |
CO2 |
H2O |
S |
Вапно свіжопалене |
92,0 |
3,3 |
2,5 |
1,0 |
0,60 |
- |
0,10 |
0,2 |
0,2 |
0,1 |
Залізна руда |
0,10 |
0,3 |
6,25 |
2,5 |
90,0 |
- |
0,15 |
- |
0,7 |
- |
Плавиковий шпат |
0,40 |
- |
3,1 |
0,2 |
0,8 |
95,0 |
- |
0,3 |
- |
0,2 |
Пісок |
- |
- |
97,0 |
1,0 |
2,0 |
- |
- |
- |
- |
- |
Магнезитохро-мит |
2,0 |
66,0 |
6,5 |
4,0 |
11,5 |
- |
- |
- |
- |
- |
Магнезит |
3,50 |
90,2 |
3,45 |
0,80 |
2,0 |
- |
- |
- |
- |
- |
Зола електродів |
11,8 |
- |
56,5 |
31,7 |
- |
- |
- |
- |
- |
- |
Шамот |
0,7 |
0,3 |
62,0 |
35,0 |
2,0 |
- |
- |
- |
- |
- |
Таблиця 3 – Шихтові матеріали вносять, кг
Найменування |
С |
Sі |
Mn |
P |
S |
Fe |
Власне вертання, 37% |
0,129 |
0,111 |
0,37 |
0,0074 |
0,0111 |
36,371 |
Стальний брухт, 49% |
0,098 |
0,147 |
0,245 |
0,015 |
0,015 |
48,481 |
Чавун, 10% |
0,42 |
0,07 |
0,05 |
0,01 |
0,004 |
9,446 |
Бій електродів, 1% |
0,196 |
|
|
|
|
0,004 |
Всього |
0,843 |
0,328 |
0,665 |
0,0324 |
0,0301 |
94,302 |
Період плавлення шихти
Під час плавлення в піч завантажують 2,5% (від ваги садки) вапна, 0,5% шамотного бою і 1% залізної руди.
Під час плавлення окисляються такі елементи:
– вуглець. Вигар вуглецю шихти становить 20% або 0,843∙0,2 = 0,168 кг; залишиться вуглецю в металі 0,843-0,168 = 0,675 кг;
– кремній. Вигар кремнію складає 70%. Перейде кремнію в шлак 0,328∙0,7 = 0,229 кг; залишиться кремнію в металі 0,328-0,229 = 0,099 кг;
– марганець. Вигар марганцю дорівнює 50%. Перейде марганцю в шлак 0,665∙0,5 = 0,332 кг; залишиться в металі 0,665-0,332 = 0,333 кг;
– фосфор. Вигар фосфору складатиме 60%. Перейде фосфору в шлак 0,052∙0,6 = 0,031 кг; залишиться в металі 0,052-0,031 = 0,021 кг;
– сірка. Можна прийняти, що сірка, яка є в наявності в металі під час плавлення не вигорає; сірка , яка вноситься боєм електродів випаровується;
– залізо. Вигар заліза складає 20%. Перейде в шлак і звітрюється в зоні електричних дуг 94,302∙0,02 = 1,886 кг; залишиться в ванні 94,302-1,886 = 92,416 кг.
Розрахунок кисню, який необхідний для окислення сумішей металу в період плавлення, приведено в таблиця 4.
Таблиця 4 – Кількість кисню, необхідного для окислення домішок
Елемент |
Окис- люється, кг |
Хімічне рівняння |
Потрібно кисню, кг |
Вуглець |
0,168 |
C+O2 = CO |
|
Кремній |
0,229 |
Si+O2 = SiO2 |
|
Марганець |
0,332 |
Mn+O2 = MnO |
|
Фосфор |
0,031 |
2P+2O2 = P2O5 |
|
Залізо |
2Fe+1O2 = Fe2O3 |
||
Залізо |
Fe+O2 = FeO |
||
Всього |
|
|
1,383 |
Наявність закисі заліза, розчиненої в металі, визначають по наближеній формулі Феттерса і Чіпмена
[%С]∙[%FeO] = 0,0124+0,05[%С].
На базі матеріального балансу приймаємо, що з 2 кг заліза, яке окислилося, 12% окислюється до FeO, 3% до Fe2O3, які переходять в шлак, а 85% Fe окислюється до Fe2O3 і звітрюється в зоні електричних дуг.
В металі у якому 0,8% С, наявність закису заліза складає 0,06%.
За експериментальними даними Ф.П. Єднерала [2] у пробі по розплавленню метала з 0,67-1,09% [%С] відповідало вмісту кисню 0,006-0,01%. Через те , що дані по формулі Феттерса завищені, то приймаємо наявність кисню в металі 0,008% або 0,008∙ 4,5 = 0,034% FeO, тобто наближено 96∙0,034:100 = 0,032 кг FeO для чого буде потрібно: кисню 0,032∙16:72 = 0,007 кг, заліза 0,032-0,007 = 0,025 кг. Загальна потреба в кисню 1,383+0,007 = 1,390 кг.
Необхідно внести в метал газоподібного кисню 1,390-0,27 = 1,120 кг.
Кількість заліза до моменту розплавлення складатиме 94,302-1,886-0,025+0,63 = 93,022 кг.
Склад металу в першій пробі по расплавленню:
|
кг |
% |
С |
0,675 |
0,716 |
Si |
0,099 |
0,105 |
Mn |
0,333 |
0,353 |
S |
0,03 |
0,032 |
P |
0,021 |
0,022 |
FeO |
0,032 |
0,034 |
Fe |
93,022 |
98,737 |
94,212 100,000
Шлак періоду плавлення
Надходить в шлак з металу, кг:
SiO2 |
0229∙60:28 = 0,491; |
MnO |
0,332∙71:55 = 0,428; |
P2O5 |
0,031∙142:62 = 0,071; |
FeO |
1,886∙0,12∙0,72:56 = 0,291; |
Fe2O3 |
1,886∙0,03∙160:112 = 0,081. |
Надходить в шлак з вапном (кількість вапна 2,5 кг) кг:
CaO |
; |
MgO |
; |
SiO2 |
; |
Al2O3 |
; |
Fe2O3 |
; |
P2O5 |
. |
Надходить у шлак з рудою (кількість залізної руди 1 кг) кг:
CaO |
; |
MgO |
; |
SiO2 |
; |
Al2O3 |
; |
P2O5 |
; |
Fe2O3 |
. |
Надходить в шлак з шамотним боєм, кг:
CaO |
0,5∙0,007 = 0,003; |
MgO |
0,5∙0,003 = 0,002; |
SiO2 |
0,5∙0,62 = 0,310; |
Al2O3 |
0,5∙0,35 = 0,175; |
Fe2O3 |
0,5∙0,02 = 0,010. |
Надходить у шлак з магнезитохромитового склепіння.
Витрати цегли на 1 т сталі можна прийняти рівним 2 кг, або 0,2 кг на 100 кг шихти. Із цієї кількості в період плавлення переходить 0,1 кг, в окислювальний період 0,07 кг, в відновлювальний 0,03 кг.
Надходить у шлак із подини і стінок. Витрати магнезитового порошку на блоки і заправку складає 15 кг/т сталі, або 1,5 кг на 100кг садки. Із цієї кількості в період плавлення переходить 40% або 0,6 кг, в окислювальний період 3% або 0,45 кг і в відновлювальний період 30% або 0,45 кг.
Таблиця 5 – Склад і кількість шлаку періоду плавлення
Джерело надход- ження окислів |
CaO |
MgO |
SiO2 |
Al2O3 |
FeO |
Fe2O3 |
MnO |
P2O3 |
Всього |
Метал |
- |
- |
0,481 |
- |
0,291 |
0,081 |
0,428 |
0,071 |
1,352 |
Вапно |
2,30 |
0,082 |
0,063 |
0,025 |
- |
0,015 |
- |
0,003 |
2,488 |
Шамот |
0,003 |
0,002 |
0,31 |
0,175 |
- |
0,010 |
- |
- |
0,500 |
Скле-піння |
0,002 |
0,066 |
0,006 |
0,004 |
- |
0,012 |
- |
- |
0,090 |
Подина і стіни |
0,022 |
0,541 |
0,021 |
0,005 |
- |
0,011 |
- |
- |
0,600 |
Залізна руда |
0,001 |
0,003 |
0,063 |
0,025 |
- |
- |
- |
0,002 |
0,094 |
Всього, кг |
2,328 |
0,688 |
0,944 |
0,234 |
0,291 |
0,129 |
0,428 |
0,076 |
5,124 |
% |
45,3 |
13,4 |
18,38 |
4,56 |
5,67 |
2,51 |
8,33 |
1,48 |
100 |
При магнезитохромитовому склепінні для підвищення рідинотекучості шлаку рекомендується вводити шамот.
Витрати електродів приймаємо 7 кг на 1 т садки або 0,7 кг на 100 кг, по періодам плавки витрати електродів приблизно пропорціональні витратам енергії: в період плавлення 60% або 0,42 кг, в окислювальний період 20% або 0,14 кг, у відновлювальний період 20% або 0,14 кг на 100 кг садки.
Окислювальний період
Склад металу в окислювальний період змінюється таким чином.
Вуглець. Для хорошої дегазації металу окислюють біля 0,3% С, вилучимо вуглець до вмісткості його до 0,32%. Вага металу в кінці окислювального періоду орієнтовно буде 97 кг. В кінці окислювального періоду в металі повинно бути вуглецю приблизно кг. Окислюється 0,675-0,310 = 0,365 кг.
Кремній. Практично окислюється весь, тобто окислюється 0,99 кг.
Фосфор. Становимо, що в кінці окислювального періоду в металі залишиться 0,01% Р або кг.
Марганець. В кінці періоду залишиться в металі приблизно 0,12% Mn або кг, окислиться 0,148-0,116 = 0,032 кг.
Сірка. При основності шлаку вище 2,5 і безперервному обновлені складу шлаку можна розрахувати, що з металу буде вилучено 0,01 кг сірки. Залишиться в металі 0,02 кг сірки.
Потреба в газоподібному кисню. Із-за відсутності даних про те, яка частина елементів окислюється киснем закису заліза і яка частина безпосередньо газоподібним киснем. Робимо припуск, що все окислювання відбувається по реакції з закисом заліза.
Кількість закису заліза, яке потрібне для окислення домішок (табл.2.6).
Для утворення 3,041 кг FeO необхідно:
кисню 3,041∙16:72=0,675 кг;
заліза 3,041─0,675=2,366 кг.
Таблиця 6 – Кількість FeO, необхідне для окислення домішок
Елемент |
Окис- люєть- ся, кг |
Хімічне рівняння |
Витрати на одиницю елементів |
Треба закису заліза, кг |
Вуглець |
0,365 |
FeO+C=Fe+CO |
72:12 = 6 |
0,365∙6 = 2,19 |
Марганець |
0,217 |
FeO+Mn=Fe+MnO |
72:55 = 1,3 |
0,217∙1,3 = 0,282 |
Кремній |
0,099 |
2FeO+Si=2Fe+SiO2 |
144:28 = 5,1 |
0,099∙5,1 = 0,505 |
Фосфор |
0,011 |
5FeO+2P=5Fe+P2O5 |
360:62 = 5,8 |
0,011∙5,8 = 0,064 |
Всього |
0,692 |
|
|
3,041 |
1 Кількість закису заліза в рідкій сталі
По формулі Феттерса і Чіпмена в металі, в якому 0,90% С, повинно заходиться в розчині:
[%FеО] = .
По дослідженню Ф.П. Єднерала в кінці окислювального періоду плавки приймаємо кількість кисню 0,01%, кількість Feобщ в шлаку в середньому 9,2%. Приймаємо, що наявність кисню в металі буде дорівнювати 0,01% або 0,045% FeO.
Метал в кінці періоду плавлення утримував 0,034% FeO. Необхідно підвищити наявність закису заліза на 0,045-0,034 = 0,012% або 97∙0,012:100 = 0,011кг FeO, на що потрібно буде:
кисню 0,011∙16:72 = 0,002 кг;
заліза 0,011-0,002 = 0,009 кг.
2 Кількість FeO, яка потрібна для підтримування в шлаку певної концентрації цього окислу
По експериментальним даним в плавках на свіжій шихті металу відповідав шлак металу з 0,42-0,28% С – шлак з 6,3-12,4% Feобщ(середнє 9,2%). Для метала з 0,35% С приймаємо наявність Feобщ в шлаку 7%. Для розподілу заліза між FeO і Fe2O3 можна задатися відношенням
Fe в FeO/Fe в Fe2O3 = х/у = 2÷4. Приймемо ; через те, що х+у = 7, то х(Fe в FeO) = 5,25%, у = 1,75%. Отже, в окислювальному шлаку міститься FeO і Fe2O3.
3 Вага шлаку окислювального періоду
Підлягає вилученню із металу 0,011% Р. Для вилучення фосфору при наростаючий температурі металу потрібна основність шлаку 2,5-3,0 і обновлення його(шлак стікає через поріг). Беручи це до уваги, приймаємо середній вміст п’ятиокису фосфору в знов наводимому шлаку равним 0,5%. Звідси вага знов наводимого шлаку(без обліку залишків шлаку періоду плавлення)
кг.
Приймаємо, що шлак в окислювальному періоду вилучений на 70%. Залишається шлак у печі 5,134∙0,3 = 1,540 кг. Загальна вага шлаку окислювального періоду 5,03+1,540 = 6,570 кг.
4 Потреба у вапні
Щоб визначити кількість присажуваного вапна і шамотного бою (останній тільки при роботі під магнезитохромитовому зводі), приймаємо основність CaO/SiO2= 3, а суму СаО+MgO+MnO = 65%.
Закис марганцю вноситься:
– шлаком періода плавлення 0,428∙0,3 = 0,128 кг;
– окислювальним марганцем із метала 0,217∙71:55 = 0,280 кг.
Всього вноситься 0,128+0,280 = 0,408 кг.
Окис магнію вноситься:
– шлаком періоду плавлення 0,688∙0,3 = 0,206 кг;
– склепінням 0,07∙0,66 = 0,046 кг;
– подиною і стінами 0,45∙0,9025 = 0,406 кг.
Якщо позначити вапно через х, то вапно внесе х∙0,033 кг MgO.
Всього вноситься MgO 0,206+0,046+0,406+0,033х = 0,658+0,033х.
Окис кальцію вноситься:
– шлаком періоду плавлення 2,328∙0,3 = 0,698 кг;
– склепінням 0,07∙0,02 = 0,01кг;
– подиною і стінами 0,45∙0,035 = 0,015 кг;
– вапном 0,92х.
Всього вноситься кальцію 0,714+0,92х.
Сума MnO+ MgO+CaO = 6,57∙0,65 = 4,27,
або 0,408+0,658+0,033х+0,714+0,92х = 4,27 кг.
0,953х = 2,49 кг
Отже буде потрібно вапна: х = 2,61 кг.
5 Потреба в шамотному бою (визначаємо по кількості кремнезему)
Кремнезем вноситься:
– шлаком періоду плавлення 0,944∙0,3 = 0,283 кг;
– окислювальний кремнієм із металу 0,099∙60:28 = 0,212 кг;
– склепінням 0,07∙0,0065 = 0,004 кг;
– подиною і стінами 0,45∙0,345 = 0,015 кг;
– вапном 2,61∙0,025 = 0,065 кг.
Всього вноситься 0,579SiO2.
Вимагається кремнезему для отримання основності 3
(0,714+0,92∙2,61):3 = 1,038 кг.
Вимагається шамотного бою (1,038-0,579):0,62 = 0,741 кг.
6 Надходження в шлак заліза
Із шлаку періоду плавлення 0,291∙0,3 = 0,087 кг FeO;
0,129∙0,3 = 0,039 кг Fe2O3;
– зі склепіння 0,07∙0,115 = 0,008 кг Fe2O3;
– з подини і стінок 0,45∙0,02 = 0,009 кг Fe2O3;
– вноситься вапном 2,61∙0,006 = 0,015 кг Fe2O3;
– вноситься шамотним боєм 0,741∙0,02 = 0,015 кг Fe2O3.
Всього вноситься: 0,087кг FeO і 0,086 кг Fe2O3.
З наведеного вище розрахунку шлак повинен містити
6,75% або 6,57∙0,0675 = 0,443 кг FeO;
2,50% або 6,57∙0,025 = 0,164 кг Fe2O3.
Для підвищення окислювальності шлаку вимагається:
– заліза (0,444- 0,09) кг;
– кисню 0,324-0,274 = 0,05 кг;
– заліза (0,144-0,086) кг;
– кисню 0,058-0,041 = 0,017 кг.
Дані про вагомі кількості і хімічний склад шлаку окислювального періоду наведені в табл7.
7 Вихід і склад металу в кінці окислювального періоду
|
кг |
% |
Вуглець |
0,310 |
0,332 |
Кремній |
- |
- |
Марганець |
0,217 |
0,232 |
Фосфор |
0,01 |
0,011 |
Сірка |
0,020 |
0,021 |
Закис заліза |
0,044 |
0,047 |
Залізо:
– в печі в кінці плавлення 93,022;
– відновлюється при окислюванні елементів 3,041;
– витрачається на утворення закису і окису заліза
2,366+0,009+0,274+0,041 = 2,680.
Всього заліза |
92,697 |
99,298 |
Всього сталі |
93,342 |
100
|
Кількість газів І періоду (плавлення і окислення)
При окислюванні вуглецю металу утворюється окис вуглецю в кількості
(0,168+0,365) кг.
На протязі І періоду витрачається графітірованих електродів на 100 кг шихти
0,42+0,14= 0,56 кг;
або 0,56∙0,99 = 0,554 кг.
На основі аналізу дослідних плавок визначаємо, що вуглець електродів окислюється киснем. Таким чином 70% до СО і 30% до СО2.
З утворенням окислу вуглецю згорає
0,554∙0,7 = 0,388 кг С
і утворюється
0,388∙кг СО,
на що потрібно
0,905-0,388 = 0,517 кг кисню.
Вище ми розрахували, що для періодів плавлення і окислювального потрібно кисню
1,390+0,675+0,002+0,05+0,017 = 2,134 кг.
Всього треба кисню
2,134+0,517+0,432 = 3,083 кг.
Приймаємо, що 50% кисню надійде з повітрям (в основному в період плавлення).
Газоподібного кисню треба буде
3,083∙0,5 = 1,541 кг.
Враховуючи використання кисню дорівненим 85%, знаходимо, що в плавленні і в окислювальному періоді необхідно подати газоподібного кисню 1,541:0,85 = 1,813 кг або технічного кисню (98% О2)
кг,
або 1,849 м3.
З киснем вноситься азоту біля 2%, тобто
1,849-1,813 = 0,036 кг.
Для окислювальних процесів використовується кисню повітря
3,083∙0,5 = 1,541 кг,
або 1,541∙ м3.
Кисню супроводжує азот (включаючи аргон та інші гази)
1,541∙ кг,
або 1,079∙ м3.
Об’єм повітря складає 1,079+3,762 = 4,841 м3.
Вага повітря складає 1,541+5,159 = 6,7 кг.
При нагріві вапна виділяється
CO2 (2,5+2,61)∙0,002 = 0,01 кг;
Н2О (2,5+2,61)∙0,00 = 0,01 кг.
При нагріванні руди виділяється Н2О
1,00∙0,007 = 0,007 кг.
Волога, яка вноситься повітрям. Припустимо, що температура повітря 200С, тиск 760 мм, відносна вологість 70 %. По таблицям знаходимо, що пружність насиченої водяної пари при 200 рівняється 17,5 мм.рт.ст. Пружність водяних парів в повітрі складає
17,5∙0,7 = 12,25 мм.
Кількість вологого атмосферного повітря при температурі 200 і тиску 760 мм буде рівною
V= 4,841∙ м3.
Точка роси t/ при р = 12,25 мм, лежить біля 140С. Вага водяної пари в 1 м3 атмосферного повітря
W = 0,29 кг.
Повітря внесе з собою вологи
0,012∙5,279 = 0,063 кг.
Всього вологи
0,01+0,007+0,063 = 0,080 кг.
Водяна пара буде поновлена окисом вуглецю по реакції Н2О+СО = Н2+СО2. При цьому утвориться водню
кг.
Вимагатиметься окислу вуглецю
0,08∙кг.
Утвориться вуглекислого газу
0,124кг.
В періоди плавлення і окислювального використано газоподібного кисню 1,813 кг. Із цієї кількості пішло в атмосферу печі 15% або
1,813∙0,15 = 0,272 кг
Вільний кисень буде окисляти окисляти окис вуглецю з утворенням вуглекислого газу по реакції СО+О2 = СО2.Утворюється СО2
0,272 кг.
Для цього потрібно СО
0,748-0,272 = 0,476 кг.
Зведена газів І періоду кг %
Окис вуглецю (1,243+0,905-0,124-0,476) 1,548 18,635
Вуглекислий газ (0,594+0,01+0,195+0,748) 1,574 18,623 Водень 0,009 0,108
Азот (5,195+0,044) 5,203 62,634
Всього 8,307 100
Матеріальний баланс І періоду
Використано |
кг |
Отримано |
кг |
Залізного лому |
36,371 |
Металу |
93,342 |
Власне повернення |
48,481 |
Шлаку (5,134∙0,7+6,047) |
9,641 |
Чавун |
9,446 |
Газів |
8,307 |
Бій електродів |
0,004 |
Звітрюваність заліза |
0,721 |
Електродів |
0,56 |
Сірка |
0,013 |
Вапна |
5,11 |
Всього |
112,044 |
Газоподібного кисню |
1,849 |
|
|
Повітря (вологого) |
6,763 |
|
|
Шамотного бою |
1,241 |
|
|
Магнезиту |
1,05 |
|
|
Магнезитохромиту |
0,169 |
|
|
Залізної руди |
1,00 |
|
|
Всього |
112,044 |
|
|
Відновнювальний період плавки
1 Визначення кількості шлаку
Кількість шлаку визначаємо виходячи з задач десульфурації. Задаємося метою видалити з металу таку кількість сірки, щоб шлак її не перевищував 0,008%. В кінці окислювального періоду метал містив 0,021% S. Підлягає вилученню
0,021-0,008 = 0,013%S; 0,13 кг.
Для промислової електропечі можна прийняти коефіцієнт розподілу сірки між шлаком і металом
.
Шлак повинен містити сірки
(S) = .
Звідси кількість шлаку
кг.
Шлак відновного періоду утворюється:
– із залишків шлаку окислювального періоду: можна прийняти, що в печі залишається 5% шлаку, тобто 6,047∙0,05 = 0,302 кг;
– із склепіння надійде 0,03 кг;
– з поду і стін 0,45 кг;
– з вапна, плавикового шпату, шамоту і піску
5,4-(0,302+0,03+0,45) = 4,618 кг.
На основі практичних даних приймаємо, що в шлаковій суміші міститься:
– вапна 65% або 4,618∙0,65 = 3,002 кг;
– шпату 13% або 4,618∙0,13 = 0,600 кг;
– шамоту 13% або 4,618∙0,13 = 0,600 кг;
– піску 9% або 4,618∙0,09 = 0,416 кг.
Щоб прискорити розкислення і десульфурацію, на голе дзеркало металу після скачування окислювального шлаку присаджують 45% феросиліцій (з розрахунку підняти вміст кремнію в металі 0,12-0,15%) і алюміній (0,4 кг на 1 т сталі). Подальше розкислення шлаку і металу проводять 65% феросиліцієм, який закидають у 4 – 5 прийомів через кожні 15-20 хв.
2 Розрахунок металічних присадок
Беручи до уваги добавки розкислювателів, розрахунок будемо вести на 98 кг металу. Для попереднього усадочного розкислення необхідно мати кускового 45% феросиліцію
кг, (1)
де 0,15 – наявність кремнію в металі;
0,6 – засвоєння кремнію металом;
0,45 – наявність кремнію в сталі.
Потрібно алюмінію 0,4 кг/т
98∙0,004 = 0,039 кг.
Кусковий феросиліцій, який задали на початку відновлювального періоду внесе кремнію
0,544∙0,45∙0,6 = 0,147 кг, або .
40 % введеного кремнію виконує роботу розкислення і згорить за рахунок кисню повітря. В готовому металі повинно бути 0,3% Si, до кінця окислювального періоду метал не містить кремнію, необхідно додати
0,3-0,15 = 0,15%.
Кремній вводять у шлак у вигляді меленого 75% сплаву, з якого 70% кремнію; залізо та інші елементи, крім алюмінію, засвоюється металом, решта кремнію і алюміній окислюються і переходять у шлак.
Вимагається феросиліцію для введення необхідної кількості кремнію
кг.
В готовому металі повинно бути 1,0 % марганцю: до кінця окислювального періоду метал містить 0,23% марганцю; необхідно додати феромарганцю, в якому міститься 72% марганцю
кг.
При розрахунку добавки феромарганцю можна не ураховувати вигар, тому що закис марганцю, який утворився після присадки, згодом практично повністю поновлюється при дифузійному розкислені шлаку.
Для кінцевого розкислення використовують алюміній в кількості 0,5 кг/т в метал і стільки ж порошком на шлак. Вимагається алюмінію в чушках
кг і 0,049 кг в порошку.
Попередній склад шлаку відновлювального періоду приведений в таблиці8.
3 Розкислення
Розкислення металу йде в 3 стадії. На початку відновного періоду проводять глибинне розкислення марганцем, кремнієм і алюмінієм; пізніше дифузійне розкислення вуглецем і кремнієм, на сам кінець перед випуском – глибинне розкислення алюмінієм. Дані про роль окремих розкислювачів при такому методі розкислення відсутнє.
Через те, що 85-90% всього кисню, виявленого в готовому металі зв’язано з алюмінієм, приймемо, що весь марганець йде на легування, кисень металу зв’язується з алюмінієм, 40% кисню шлаку відновлюється вуглецем і 60 % - кремнієм. Решта кількості вуглецю, кремнію і алюмінію окислюється киснем повітря. Кисню в металі в кінці окислювального періоду міститься
0,044 кг.
Перед випуском добре розкислена сталь марки 35ГЛ містить 0,005% або
98 кг кисню.
Для розкислення цієї кількості потрібно алюмінію
(0,01-0,0049)кг.
Утворюється глинозему
0,0051 кг.
Відновиться заліза
0,0051 кг.
Зі шлаку відновиться 0,007 кг Р2О5 і 0,062 кг Fe2O3.
В шлаку перед кінцем періоду залишиться 0,20%, або
кг FeO.
Тобто відновиться 0,012 – 0,007 = 0,005 кг FeO.
В наслідок реакції десульфурації
CaO + FeS = CaS + FeO.
Утворюється закису заліза
0,013 кг.
Реакція відновлення окисів і вагова кількість продуктів, які переходять в метал приведені в таблиці 9,10.
Потреба в вуглеці 0,005 кг, утворюється окису вуглецю
кг.
Вимагається силіцію 0,015 кг, утворюється кремнезему
кг.
4 Розрахунок остаточного складу і кількості шлаку відновного періоду
Біля половини фтористого кальцію реагує с кремнеземом по реакції
2CaF2+SiO2=SiF4+2CaO.
Фтористий кремній звітрюється. Для утворення SiF4 потрібно кремнезему
кг.
Утворюється
кг SiF4;
кг СаО.
Для реакції десульфурації потрібно:
– окису кальцію
кг;
– заліза
кг.
Утворюється сірчаного кальцію
кг.
Щоб зв’язати сірку із шлакуутворюючих за реакцією
CaO+S+C=CaS+CO
потрібно окису кальцію
кг;
вуглецю
кг.
Утворюється сірчаного кальцію
кг;
окису вуглецю
кг.
Відомості про вагу і склад металу перед кінцем відновного періоду приведені в таблиці 11; ті ж відомості відносно шлаку приведені в таблиці12.
5 Кількість газів ІІ (відновнювального) періоду
На протязі ІІ періоду на 100 кг металу витрачається графітізованих електродів
кг або 0,14∙0,99=0,138 кг С.
Приймаємо, що вуглець електродів окислюється киснем повітря до окисла вуглецю:
– вуглецю згорає 0,138 кг,
при цьому утворюється 0,138 кг СО.
Для горіння треба кисню повітря 0,322-0,138 = 0,184 кг.
Для окислення 0,161–0,015 = 0,146 кг Si.
Вимагається кисню повітря 0,146 кг.
Для окислення 0,010+0,112 = 0,122 кг Al.
Всього вимагається кисню повітря
0,184+0,176+0,109 = 0,460 кг
або 0,460 м3.
Кисень супроводжує азот в кількості
0,460 кг
або 0,322 м3.
Вага повітря 0,460+1,540 = 2,000 кг.
Об’єм сухого повітря 0,323+1,211 = 1,533 м3.
Об’єм атмосферного повітря V = 1,533∙1,09 = 1,671 м3.
Кількість вологи, яка вноситься повітрям (коли вага водяної пари в 1 м3 повітря дорівнює 0,012 кг)
1,671∙0,012 = 0,020 кг.
Кількість вологи, яка вноситься вапном
3,002∙0,002 = 0,006 кг.
Всього вологи
0,020+0,006 = 0,026 кг.
Припустимо, що водяна пара буде відновлена окисом вуглецю. При цьому утвориться вуглецю
0,026 кг.
Потрібно буде окису вуглецю
0,026 кг.
Утворюється вуглецевого газу
0,040 кг.
При розкладанні вапна виділяється вуглекислого газу
3,002∙0,006 = 0,006 кг.
При нагріванні плавикового шпату виділяється
0,600∙0,003 = 0,002 кг СО.
При розкисленні вуглецем утворюється 0,021 кг СО. При утворенні сірчанистого кальцію із сірки в шлакоутворюючих утворюється 0,009 кг СО.
Зведена газів ІІ періоду
|
кг |
% |
Окис вуглецю (0,322+0,044+0,021+0,009) |
0,396 |
18,000 |
Вуглекислий газ (0,063+0,002+0,006) |
0,071 |
3,228 |
Водень |
0,003 |
0,136 |
Азот |
1,540 |
70,000 |
Фтористий кремній |
0,190 |
8,636 |
Всього |
2,200 |
100 |
Матерільний баланс ІІ періоду
Використано |
кг |
Отримано |
кг |
металу І періоду |
93,342 |
металу |
95,092 |
вапна |
3,002 |
шлаку |
5,939 |
плавикового шпату |
0,600 |
газів |
2,200 |
піску |
0,418 |
Всього |
103,230 |
феросиліцію 45% |
0,544 |
|
|
феросиліцію 75% |
0,291 |
|
|
алюмінію |
0,137 |
|
|
електродів |
0,140 |
|
|
шлаку І періоду |
0,302 |
|
|
магнезитохромиту |
0,030 |
|
|
магнезиту із футеровки |
0,450 |
|
|
шамотного бою |
0,600 |
|
|
феромарганцю |
1,048 |
|
|
повітря (2,887+0,028) |
2,020 |
|
|
невязка |
0,286 |
|
|
Всього |
103,230 |
|
|
Матеріальний баланс плавки
Використано |
кг |
Отримано |
кг |
залізного лома |
36,371 |
металу |
95,092 |
власне вертання |
48,481 |
скачано шлаку І періоду |
|
чавуну |
9,446 |
(3,594+6,047-0,302) |
9,339 |
бою електродів |
0,004 |
скачано шлаку ІІ періоду |
5,938 |
феромарганцю |
1,048 |
звітрювання заліза |
0,721 |
феросиліцію 45% |
0,544 |
газів |
10,507 |
феросиліцію 75% |
0,291 |
Всього |
121,597 |
алюмінію |
0,137 |
|
|
електродів |
0,700 |
|
|
вапна |
8,112 |
|
|
плавикового шпату |
0,600 |
|
|
піску |
0,418 |
|
|
залізної руди |
1,000 |
|
|
магнезиту |
1,500 |
|
|
шамотного бою |
1,841 |
|
|
магнезитохромиту |
0,199 |
|
|
газоподібного кисню |
1,849 |
|
|
повітря |
8,783 |
|
|
невязка |
0,273 |
|
|
Всього |
121,597 |
|
|
Тепловий баланс плавки вагою 1,5т (на свіжій шихті)
Нижче приведена тривалість операцій і всієї плавки, год–хв:
Заправка |
0 – 20 |
Завалка |
0 – 10 |
Плавлення |
1 – 20 |
Окислювальний період |
0 – 30 |
Скачування шлаку |
0 – 10 |
Відновлювальний період |
1 – 20 |
Випуск |
3 – 30 |
1 Прихід тепла
Тепло, яке заноситься матеріалами. Розрахунок тепла, яке заноситься матеріалами, приведено в таблиці13. Для визначення витрат матеріалів цифри матеріального балансу збільшені в 15 раз.
Таблиця 13 – Внесено матеріалами
Матеріал |
Кількість, кг |
Темпе- ратура, 0С |
Тепло- ємність, ккал/кг0С |
Енталь- пія, ∆Н, ккал |
Залізний лом |
20 |
0,11 |
1200 |
|
Особове повертання |
20 |
0,11 |
1600 |
|
Чавун |
20 |
0,2 |
567 |
|
Бой електродів |
500 |
0,24 |
0,1 |
|
Феромарганець |
20 |
0,162 |
142 |
|
Феросиліцій 75% |
20 |
0,178 |
15 |
|
Феросиліцій 45% |
20 |
0,12 |
19 |
|
Алюміній |
20 |
0,214 |
9 |
|
Електроди |
450 |
0,36 |
1701 |
|
Вапно |
20 |
0,174 |
423 |
|
Плавиковий шпат |
20 |
0,214 |
38 |
|
Пісок |
20 |
0,184 |
23 |
|
Залізна руда |
500 |
0,24 |
1800 |
|
Магнезитохромит |
600 |
0,22 |
394 |
|
Магнезит заправки |
20 |
0,283 |
127 |
|
Шамотного бою |
20 |
0,205 |
113 |
|
Газоподібного кисню |
20 |
0,315 |
174 |
|
Повітря |
20 |
0,23 |
606 |
|
Всього |
|
|
|
8809 |
Теплоємність повітря визначена за формулою
С = ( ккал/кг.
2 Тепло, отримане від екзотермічних реакцій
Окислення вуглецю електродів: до вуглекислого газу окислюється
0,168∙15 = 2,52 кг С,
при цьому виділяється тепла
8137∙2,52 = 20505 ккал;
до окису вуглецю окислюється
(0,388+0,138)∙15 = 7,89 кг,
при цьому виділяється
2452∙7,89 = 19346 ккал.
Окислення кремнію відбувається за реакцією
Si+2FeO = SiO2+2Fe; ∆Н = -75790 кал, або на 1 кг Si -2707 ккал.
При окисленні
15(0,229+0,099+0,018) = 5,19 кг Si
виділилось 2707∙5,19 = 14049 ккал.
Окислення марганцю відбувається за реакцією
Mn+FeO = MnO+Fe; ∆ H = -28600 кал, або на 1 кг Mn -520 ккал.
При окисленні
(0,332+0,217)∙15 = 8,23 кг Mn
виділилось 520∙8,23 = 4282 ккал.
Окислення фосфору відбувається за реакцією
2P+5FeO = P2O5+5Fe; ∆Н = -35835 кал, або на 1 кг Р -578 ккал.
При окисленні
(0,031+0,01)∙15 = 0,61 кг Р
виділилось 24,6∙0,61 = 355 ккал.
Окислення заліза відбувається за реакцією
Fe+O2 = Fe2O3; ∆Н =-130133 кал, або на 1 кг Fe -1742 ккал.
При окисленні
1,71∙15 = 25,65 кг Fe до Fe2O3
виділилось 1742∙25,65 = 44682 ккал.
При окисленні заліза за реакцією
2Fe+O2 = 2FeO; ∆Н = -129000 кал, або на 1 кг Fe -1151 ккал.
При окисленні
(1,886∙0,12+2,366+0,009+0,274+0,041)∙15 = 43,74 кг Fe до FeO
виділилось 1749,7∙43,74 = 50344 ккал.
Окислення алюмінію відбувається за реакцією
2Al+3FeO = 3Fe+Al2O3; ∆Н = -188050 кал, або на 1 кг Al - 3482 ккал.
При окисленні
0,122∙15 = 1,83 кг Al
виділилось 3482∙1,83 = 6372 ккал.
Окислення кремнію киснем повітря відбувається за реакцією
Si+O2 = SiO2; ∆Н = -206000 кал, або 1 кг Si – 3433 ккал.
При окисленні
0,146∙15 = 2,19 кг Si
виділилося 2,19∙3433 = 7518 ккал.
Окислення алюмінію киснем повітря відбувається за реакцією
2Al+1O2 = Al2O3; ∆Н = -393300 кал, або на 1 кг Al – 3856 ккал.
При окисленні
0,122∙15 = 1,83 кг Al
виділилося 1,83∙3856 = 7056 ккал.
3 Тепло від реакцій шлакоутворення
2 CaO+SiO2 = (CaO)2∙SiO2; ∆Н = -33200 кал,
або на 1 кг SiO2 – 553 ккал.
В шлаці міститься
(0,944∙0,7+1,048∙0,95+1,137)∙15 = 41,89 кг SiO2,
шлакування якого надасть 553∙41,89 = 23168 ккал.
4СаО+Р2О5 = (СаО)4∙ Р2О5; ∆Н = -160700 кал, або на 1 кг Р – 1131 ккал.
В шлаках міститься
(0,076∙0,7 +0,079∙0,95)∙15 = 1,92 кг Р2О5,
шлакування якого надасть 1,92∙1131 = 2171 ккал.
При навуглецюванні виділяється 425 ккал на 1 кг вуглецю. Із бою електродів перейде в шлак
0,004∙15 = 0,06 кг С,
при цьому виділилось 0,06∙425 = 25 ккал.
Всього екзотермічні реакції дадуть
20505+19346+14049+4282+355+44682+50344+6372+7518+7056+23168++2171+25 = 199873 ккал
Загальний прихід тепла (без електроенергії)
8809+ 199873=208682 ккал.
Витрати тепла
1 Тепломісткість металу
Вага випущеного металу
95,092∙15 = 1426,4 кг.
Температура плавлення сталі марки 35ГЛ приблизно 15000С, температура металу при випуску 16600С. Для нагрівання металу до температури випуску потрібно буде
1426,4[0,170∙1500+65+0,2(1660-1500)] = 502093 ккал, (2)
де 0,170 – теплоємність сталі до температури плавлення, ккал/кг∙0С;
65 – схована теплота плавлення сталі, ккал/кг;
0,2 – теплоємність рідкої сталі, ккал/кг∙0С.
2 Тепломісткість шлаку періоду плавлення
Скачано шлаку по розплавленні
3,594∙15 = 53,9 кг.
Температура шлаку 15000С, теплоємність основного шлаку
С = 0,175+0,00007t.
Для температури 15000 теплоємність дорівнює 0,28 ккал/кг∙0С. Схована теплота плавлення шлаку 50 кал/кг. Рідкий шлак при скачуванні його з печі містить
53,9(0,280∙1500+50) = 25333 ккал.
3 Тепломісткість шлаку окислювального періоду
Скачано окислювального шлаку
6,047∙0,95∙15 = 86,2 кг.
Температура шлаку 16700, теплоємкість
С = 0,175+0,00007∙1670 = 0,292 ккал/кг∙0С.
Окислювальний шлак при скачуванні із печі містить
86,2(0,292∙1670+50) = 46344 ккал.
4 Тепломісткість шлаку відновлюваного періоду
Вага шлаку
5,675∙15 = 85,1 кг.
Температура шлаку 16500С, теплоємність 0,290 ккал/кг∙0С.
Відновлювальний шлак при випуску із печі містить
85,1(0,290∙1650+50) = 44975 ккал.
Всього зі шлаком виноситься тепла
25333+46344+44975 = 116652 ккал.
5 Утрата тепла з відхідними газами (фізичне тепло)
Середня температура газів 12000; втрати тепла з відхідними газами розраховані в таблиці14.
Таблиця 14 – Втрати тепла з відхідними газами
Газ |
Об’єм, м3 |
Тепломісткість 1м3 газу при 12000С, ккал |
Тепломісткість газу, ккал |
CaO |
411,89 |
9473 |
|
CO2 |
651,79 |
7821 |
|
N |
44,89 |
3636 |
|
Всього |
|
|
20930 |
6 Витрати тепла на ендотермічні реакції
З безвуглецювання металу відбувається за реакцією
(FeO)+[C] = [Fe]+CO; ∆Н = 17910 ккал, або на 1 кг С – 1642 ккал.
Вигоріло вуглецю
0,6∙15 = 9 кг,
для чого потрібно тепла
1642∙9 = 14778 ккал.
Розкладання вуглекислого кальцію відбувається за реакцією
CaCO3 = CaO+CO2; ∆Н = 49920 кал, або 998 кал на 1 кг СО2.
При розкладанні виділилось
15(0,010+0,006+0,002) = 0,27 кг СО2,
на що потрібно тепла 998∙0,27 = 269 ккал.
Розкладання Са(ОН)2 відбувається за реакцією
Са(ОН)2 = СаО+Н2О; ∆Н = 15615 кал, або 867 ккал на 1 кг Н2О.
Місткість вологи у вапні
15(0,01+0,006) = 0,24 кг.
Розкладання гідрату окису кальцію потребує тепла
867∙0,24 = 208 ккал.
Нагрівання і випаровування вологи, занесеної рудою і повітрям:
Нагрівання 1 моля води від 00 до 1000 |
18∙1∙100 = 1800 кал. |
Прихована теплота випаровування |
18∙536 = 9648 кал. |
Нагрівання пари до 12000 вимагає |
(8,24+0,000832∙1200) 1200 = 11085 кал. |
Всього |
22533 кал. |
Або на 1 кг води припадає
22533:18 = 1252 ккал.
На нагрівання і випаровування
15(0,007+0,063+0,02) = 1,35 кг води необхідно
1252∙1,35 = 1690 ккал.
Десульфурація металу проходить за реакцією
FeS+CaO+C = Fe+CO+CaS; ∆Н = 36390 кал, або 513 ккал на 1кг CaS.
У відновлювальному шлаці міститься 15∙0,052 = 0,78 кг CaS, утворення сірчаного кальцію вимагає тепла
513∙0,78 = 400 ккал.
Витрати тепла на ендотермічні реакції
14778+269+208+1690+400 = 17345 ккал.
7 Утрати тепла з охолоджуючою водою
Витрати води 2 м3/год; різниця температури вихідної і поступаючої води
∆t = 180. Тоді
Q = q∙∆t∙C∙, (3)
де q – витрата води, л;
– час, год.
Q = 2∙1000∙18∙1∙3,5 = 126000 ккал.
8 Втрати тепла випромінювання через відкрите вікно
Розрахунок ведемо за формулою
Q = 4,96∙∙F∙ ккал, (4)
де 4,96 – коефіцієнт випромінювання абсолютно чорного тіла;
F – площа випромінюючого отвору, м2 (0,65м2);
– коефіцієнт діафрагміровання, враховуючий розміри випромінюючої поверхні і товщину стін (при товщині стін 345 мм приймаємо = 0,65);
– абсолютна температура навколишнього простору 2880К;
– тривалість роботи з відкритим вікном, год.:
-
при заправці
20 хв
при плавленні
15 хв
в окислювальний період
30 хв
в відновлювальний період
20 хв
– абсолютна температура печі, 0К:
-
при заправці
1443
при плавленні
1613
в окислювальний період
1773
у відновлювальний період
1823
Q1 = 4,96∙0,65∙0,65∙0,33 ккал,
Q2 = 4,96∙0,65∙0,65∙0,25 ккал
Q3 = 4,96∙0,65∙0,65∙0,5 ккал
Q4 = 4,96∙0,65∙0,65∙0,33 ккал
Втрати через відкрите вікно складають
29928+103439+35417+76309 = 245093 ккал.
9 Втрати тепла відкритою піччю і склепінням під час загрузки шихти
При загрузці шихти робочий простір залишається відкритим на протязі 4 хв., а звод 8 хв. Середня температура сталі під час загрузки 9500, середня температура зводу 9000, площа тепловіддаючої поверхні зводу 6 м2, площа тепловіддаючої поверхні печі 4 м2.
Втрати на випромінювання кладкою печі
Q1 = 4,96∙4∙= 29205 ккал.
Втрати на випромінювання кладкою зводом
Q2 = 4,96∙6∙= 72977 ккал.
Втрати тепла кладкою зводу через конвекцію знаходимо по формулі
Q3 = F(tк-tв), ккал, (5)
де tк – температура кладки зводу;
tв – температура повітря.
Q3 = 885∙30 = 2761 ккал.
Таким чином, утрати за час загрузки зверху складають
29205+72977+2761 = 104943 ккал.
10 Втрати тепла поверхнею печі (стіни і звод на початку кампанії)
Елементи поверхні і їхня середня температура
|
площа, м2 |
середня температура, 0С |
бокова поверхня кожуха |
4,3 |
180 |
зовнішня поверхня зводу |
5,6 |
225 |
поверхня днища |
1,9 |
130 |
Тривалість плавки 3,5 год. Втрати тепла випромінюванням знаходимо за формулою (3)
Втрати тепла конвекцією знаходимо по формулі (4)
Q2 = 2,2∙3,5
= 7,7(2542,84+4468,8+714,49) = 59492 ккал
Сумарна втрата тепла зовнішнею поверхнею печі
74090+59492 = 133582 ккал.
11 Втрати тепла електродами під час завалки
Середня температура поверхні нижніх кінців електродів 11000, довжина їхня 3 м, тривалість випромінювання 10 хв. Втрати тепла випромінюванням для 3 електродів діаметром 170 мм складуть
Q1 = 4,96∙0,166∙3,14∙0,35∙3∙3 ккал.
Втрати тепла конвекцією
Q2 = 2,2∙0,166∙4,710∙3=32136 ккал.
Сумарна втрата тепла електродами
288854+32136 = 320990 ккал.
Витрати тепла за виключенням утрат у трансформаторі і струмоведучих обладнаннях
502093+116652+20930+17345+126000+245093+104943+133582+
+320990 = 1587628 ккал.
Треба ввести тепла електричною енергією
1587628 – 208682 = 1378946 ккал.
Втрати в трансформаторі і струмоведучих обладнаннях складають
8 % від підведеної потужності. З урахуванням витрат електричної енергії треба ввести тепла
1378946:0,92 = 1498854 ккал.
Електричні втрати
1498854 – 1378946 = 119908 ккал.
Загальні витрати тепла
1587628+119908 = 1707536 ккал.
Витрати електроенергії
1378946:860 = 1603 кВт∙год.
Витрати електроенергії на 1 т рідкого металу складуть
.
12 Тепловий баланс плавки в печі, працюючої з садкою 1,5 т
Витрати тепла |
ккал |
% |
з випущеною сталлю |
502093 |
66,32 |
тепло шлаків |
116652 |
15,61 |
на ендотермічні реакції |
17345 |
2,32 |
з вихідними газами |
20930 |
6,82 |
з охолоджуючою водою |
126000 |
0,42 |
витрати через відкрите вікно |
245093 |
0,82 |
витрати кладкою під час загрузки |
104943 |
0,35 |
витрати поверхнею печі |
133582 |
0,45 |
витрати електродами |
320990 |
1,07 |
витрати в трансформаторі і струмовідводі |
119908 |
5,82 |
Всього |
1707536 |
100 |
Прихід тепла |
ккал |
% |
від електроенергії |
1498854 |
72,77 |
фізичне тепло матеріалів |
8809 |
1,18 |
від екзотермічних реакцій |
199873 |
26,05 |
Всього |
1707536 |
100 |