Кислородно-конвертерная плавка при переделе обыкновенных чугунов
Министерство
образования и науки Украины
Приазовский
государственный технический университет
Кафедра
металлургии стали им. И.Г. Казанцева
КУРСОВАЯ РАБОТА
По предмету:
«Теория и технология производства стали в конвертерах и мартеновских печах»
На тему: «Кислородно-конвертерная
плавка при переделе обыкновенных чугунов»
Выполнил ст.гр. И-07-МС1
Луценко Р.В.
Проверил проф. Бакст В.Я.
Мариуполь 2009
СОДЕРЖАНИЕ
Исходные
данные………………………………………………………...…...…..3
1. Определение
температуры металла в конце продувки…………….…......….4
2. Расчет
материального баланса плавки………………………………….….....5
3. Расчет
теплового баланса плавки……………………………...…………….22
Перечень
источников………………………………………………..…………..34
ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ
Вместимость конвертора 130т;
Химический состав чугуна и лома – таблица 1.1;
Температура жидкого чугуна 13400С;
Марка выплавляемой стали 10ХСНД;
Интенсивность продувки ванны 3,3 нм3/(т•мин);
Химический состав чугуна, лома и готовой стали сводим в
таблицу.
Табл. 1.1 Состав чугуна, лома и стали
Материалы
|
Элементы
|
C
|
Si
|
Mn
|
P
|
S
|
Cr
|
Ni
|
Cu
|
Чугун жидкий
|
4
|
0,8
|
0,5
|
0,04
|
0,04
|
-
|
-
|
-
|
Металлический лом
|
0,35
|
0,4
|
0,25
|
0,04
|
0,05
|
-
|
-
|
-
|
Состав стали 10ХСНД
|
Не более 0,12
|
0,8-1,1
|
0,5-0,8
|
Не более 0,35
|
Не более 0,04
|
0.6-0.9
|
0.5-0.8
|
0.4-0.6
|
1. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ТЕМПЕРАТУРЫ МЕТАЛЛА В КОНЦЕ ПРОДУВКИ
Требуемую температуру металла в конце продувочной
операции находим последовательным расчётом.
Температура плавления (ликвидуса) стали:
tликв = 1539 – 88%С – 8%Si – 5%Mn – 4%Ni – 5%Cu – 2%V –
1,5%Cr – 25%Ti – 30%P.
tликв = 1539 – 88•0.09 – 8•0.8 – 5•0.5 – 4•0.5 – 5•0.4 –
1,5•0.6 – 30•0.35 = 15070С
Температура стали в кристаллизаторе:
tкр = tликв + (10÷150C);
tкр = 1507 + 13 = 1520 0C
Определяем температуру металла в промковше:
tпр.к = tкр + (15÷200C);
tпр.к = 1520 + 17 = 1537 0C
Температура металла в стальковше:
tcт.к = tпр.к + (10÷200C);
tcт.к = 1537 + 20 = 1557 0C
Необходимая температура металла перед внепечной обработкой:
tвнеп = tcт.к + (10÷200C);
tвнеп = 1557 + 17 = 1574 0C
Определяем температуру металла в конверторе по окончании
продувки:
tкм = tвнеп + (30÷400C);
tкм = 1574 + 40 = 1614 0C
2. РАСЧЕТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА ПЛАВКИ
Расчет ведется на 100 кг металлошихты (чугун + лом).
Предварительное определение расхода лома.
=
[(3000 + 6430 + 1680 + 4720 + 21 + 4200) –
– (25,2+ + 2730)]/(30 + 64,3 + 16,8 + 47,2 + 0,21), кг (2.1)
где , , , – содержание соответствующих элементов в
чугуне, %;
,
– соответственно
температура заливаемого в конвертер чугуна и температура металла в конце
продувки, ;
–
содержание углерода в металле в конце продувки, %. (принимаем равным нижнему
пределу в готовой стали).
=
[(3000•4 + 6430•0.8 + 1680•0.5 + 4720•0.04 + 21•1340 + 4200) –
- (25,2•1614 + 2730•0.09)]/(30•4
+ 64,3•0.8 + 16,8•0.5 + 47,2•0.004 + 0,21•1340) = (50513 – 40919) / 463 = 20,72
кг
Расход чугуна, кг
=
100 - =100 -20,72 =
79,28 кг (2.2)
Расход миксерного шлака составляет 0,6 – 0,9% от массы
чугуна, кг
Принимаем
=
(0,006 ÷ 0,009)Мч (2.3)
=
0,008 • 79,28 = 0,63 кг
Для выполнения дальнейших расчетов принимаем:
Количество загрязнений, вносимых ломом, кг
=
0,0065 ∙ = 0,0065
• 20,72 = 0,13 кг (2.4)
Расход плавикового шпата в зависимости от параметров
технологии находится в пределах 0,2 – 0,5 кг.
Принимаем
=
0,4 кг (2.5)
Расход футеровки составляет 0,2 – 0,3 кг.
Принимаем
=
0,3 кг (2.6)
Количество окалины, внесенной ломом, кг
=
0,012 ∙ = 0,012
• 20,72 = 0,25 кг (2.7)
Количество примесей, внесенных металлошихтой, кг
=
0,01(∙+ ∙) (2.8)
=
0,01(∙ + ∙) (2.9)
=
0,01(∙ + ∙) (2.10)
=
0,01(∙ + ∙) (2.11)
=
0,01(∙ + ∙) (2.12)
где , – соответственно масса чугуна и лома, кг;
,
, , , , , , , , – содержание углерода, кремния, марганца,
фосфора, серы соответственно в чугуне и ломе, %.
=
0,01(79,28 ∙ 4 + 20,72 ∙ 0,35) = 3,24 кг
=
0,01(79,28 ∙ 0,8 + 20,72 ∙ 0,4) = 0,72 кг
=
0,01(79,28 ∙ 0,5 + 20,72 ∙ 0,25) = 0,45 кг
=
0,01(79,28 ∙ 0,04 + 20,72 ∙ 0,04) = 0,04 кг
=
0,01(79,28 ∙ 0,04 + 20,72 ∙ 0,05) = 0,42 кг
Расход извести на плавку (), кг
Основность конечного шлака в зависимости от состава
чугуна и марки выплавляемой стали (требуемых показателей дефосфорации и
десульфурации) находится в пределах 3,0 – 3,6
Принимаем для расчета основность конечного шлака = 3,4
=
,кг
(2.13)
–
содержание кремния в металлошихте;
,
и т.д. – содержание
кремнезёма в используемых материалах;
,
– содержание оксида
кальция в используемых материалах (Табл.2.1)
,
и т.д. – расход
материалов.
Таблица 2.1 Химический состав неметаллической части шихты и
других материалов, кроме оксидов железа и летучих
Состав
Материалы
|
SiO2
|
Al2O3
|
MnO
|
CaO
|
MgO
|
P2O5
|
S
|
CaF2
|
∑m*)
|
Fe2O3
|
FeO
|
CO2
|
H2O
|
Известь
|
1,5
|
0,8
|
-
|
90,0
|
3,0
|
0,1
|
0,1
|
-
|
95,5
|
-
|
-
|
3,5
|
1,0
|
Плавиковый шпат
|
4,5
|
0,9
|
-
|
7,6
|
-
|
-
|
-
|
81,0
|
94,0
|
-
|
-
|
6,0
|
-
|
Футеровка
|
3,4
|
1,4
|
-
|
40,3
|
52,8
|
-
|
-
|
-
|
97,9
|
2,1
|
-
|
-
|
-
|
Загрязнения лома
|
68,0
|
24,0
|
-
|
3,0
|
2,0
|
-
|
-
|
-
|
97,0
|
3,0
|
-
|
-
|
-
|
Окалина лома
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
69,0
|
31,0
|
-
|
-
|
Ковшевой шлак
|
54,5
|
8,6
|
9,4
|
7,5
|
3,3
|
0,2
|
0,2
|
-
|
83,7
|
-
|
16,3
|
-
|
-
|
=
{3,4[2,14•0,72 + 0,01(0,4•4,5 + 0,3•3,4 + 0,63•54,5 + 0,13•68,0)] – 0,01(0,4•7,6
+0,3•40,3 + 0,63•7,5 + 0,13•3,0)} / 0,01(90,0 – 1,5•3,4) =
= {3,4[1,54 + 0,01•50,2] –
0,01•20,25} / 0,849 = {6,94 - 0,2025} / 0,849 = 7,94 кг
Содержание оксидов железа в конечном шлаке:
=
. (2.14)
где – температура металла в конце продувки, .
=
1,25 + 4∙3,4 + 0,3 / 0,09 + ∙1614 = 20.78 %
=
; = ,
=
0.667∙20.78 = 13.86 %
=
20.78 – 13.86 = 6.92 %
(предполагаем, что на 2/3 состоит из (%FeO)к и на 1/3 – из
Ориентировочный выход жидкого металла в конце продувки ()
Принимаем, что за время продувки окисляется весь кремний,
80 % марганца, 90 % фосфора. Потери железа с отходящими газами, выбросами, со
шлаком (в виде корольков) превышают количество железа, восстановленного из
оксидов, окалины, загрязнений скрапа и других материалов на 3,5 – 4,5 %.
В расчете принимаем эти потери = 3,5 %. Тогда
=
, кг (2.15)
где , и т.д. – количество примесей, вносимых
металлошихтой, кг;
=
100 – [(3,24 – 0,09) + 0,72 + 0,8∙0,45 + 0,9∙0,04 + 3,5] = 92,23 кг
Ориентировочное количество шлака:
=
=,
где , и т.д. – расход материалов;
,
и т.д. – содержание
оксидов в материалах.
=
100∙[(2,14∙0,72 + 1,032∙0,45 + 2,061∙0,04) + 0,01∙(0,4∙94
+ 0,63∙83,7 + +7,94∙95,5 + 0,13∙97,0)] / [100 – 20,78] =
= 100∙[2,09 + 0,01∙861,2] / 79,22 = 13,51 кг
Уточнение количества примесей в металле в конце продувки:
Содержание углерода в металле должно соответствовать
нижнему пределу его в готовой стали.
Содержание марганца определяем из балансового уравнения
распределения марганца между шлаком и металлом:
=
)]/
/,%
(2.17)
–
константа равновесия реакции окисления марганца, определяемая из уравнения:
lg
= lg = ,
где
Т = + 273 = 1614 + 273 = 1887 К,
lg
= - 3,06 = 0,2415,
отсюда = 1,74
=
[(79,28∙0,5 + 20,72∙0,25) + 0,775(0,63∙9,4)] / [92,23 + + 20,78∙1,74∙13,51∙0,775]
= [44,82 + 4,59] / 470,8 = 0,104 %
Содержание фосфора:
=
, (2.18)
где
=
коэффициент распределения фосфора между металлом и шлаком,
определяемый из табл.2.2
Табл. 2.2 Значения коэффициента распределения фосфора
Основность шлака
|
Lp при содержании (%FeO)к
|
6
|
8
|
10
|
12
|
14
|
16 и более
|
3,0
|
57
|
64
|
73
|
82
|
91
|
100
|
3,2
|
64
|
71
|
80
|
89
|
98
|
107
|
3,4
|
71
|
78
|
87
|
96
|
105
|
114
|
3,6
|
77
|
85
|
94
|
103
|
112
|
120
|
При (%FeO)к = 13,86 %, и основности 3,4 :
Lp = 105
=
= = 0,005 %
Содержание серы:
=
, % (2.19)
где – коэффициент распределения серы металлом и
шлаком, принимаемый по табл. 2.3.
Табл. 2.3 Значения коэффициента распределения серы
Основность Вк
|
3,0
|
3,2
|
3,4
|
3,6
|
Коэффициент ηs
|
7,2
|
7,8
|
8,3
|
8,7
|
При основности 3,4 = 8,3
=
= = 0.025 %
Содержание кремния в металле в конце продувки принимаем
равным нулю.
=
0.
Уточненный химический состав металла в конце продувки, %:
=
= 0,09 % ;
=
= 0,104 % ;
=
0 %;
=
= 0,005 % ;
=
= 0,025 % ;
Остается примесей в металле, кг:
Углерода – = ∙/100 (2.20)
=
0,09∙92,23/100 = 0,083 кг
Кремния = 0;
Марганца – = ∙/100 (2.21)
=
0,104∙92,23/100 = 0,096 кг
Фосфора – = ∙/100 (2.22)
=
0,005∙92,23/100 = 0,0046 кг
Серы – = ∙/100 (2.23)
=
0,025∙92,23/100 = 0,023 кг
Удаляется примесей, кг:
=
. (2.24)
=
. (2.25)
=
(2.26)
=
(2.27)
=
(2.28)
=
3,24 – 0,083 = 3,157 кг
=
0,45 – 0,096 = 0,354 кг
=
0,04 - 0,0046 = 0,0354 кг
=
0,42 – 0,023 = 0,397 кг
Всего окисляется примесей, кг:
=
+ + + + ; (2.29)
=
3,157 + 0,354 + 0,72 + 0,0354 + 0,397 = 4,66 кг
Образуется оксидов, кг:
Принимаем, что 90 % углерода окисляется до СО и 10 % до .
=
2,1∙ (2.30)
=
0,37∙ (2.31)
=
2,14∙ (2.32)
=
1,29∙ (2.33)
=
2,29∙ (2.34)
=
2,1∙ 3,157 = 6,63 кг
=
0,37∙ 3,157 = 1,17 кг
=
2,14∙0,72 = 1,54 кг
=
1,29∙0,354 = 0,46 кг
=
2,29∙0,0354 = 0,08 кг
Количество шлакообразующих оксидов (кроме оксидов железа
и соединений, внесенных металлошихтой и другими материалами), кг:
=
+
.
(2.35)
=
.
(2.36)
=+ (2.37)
=
.
(2.38)
=
.
(2.39)
=
+ . (2.40)
=
. (2.41)
=
+ . (2.42)
=
1,54 + 0,01(7,94∙1,5 + 0,4∙4,5 + 0,63∙54,5 + 0,3∙3,4 +
0,13∙68,0) = 2,119 кг
=
0,01(7,94∙0,8 + 0,4∙0,9 + 0.63∙8,6 + 0,3∙1,4 + 0,13∙24,0)
= 0,157 кг
=
0,46 + 0,01(0,63∙9,4) = 0,519 кг
=
0,01(7,94∙90,0 + 0,4∙7,6 + 0,63∙7,5 + 0,3∙40,3 + 0,13∙3,0)
= 7,348 кг
=
0,01(7,94∙3,0 + 0,63∙3,3 + 0,3∙52,8 + 0,13∙2,0) = 0,429 кг
=
0,08 + 0,01(0,63∙0,2 + 7,94∙0,1) = 0,089 кг
=
0,01(0,4∙81,0) = 0,324 кг
=
0,397 + 0,01(7,94∙0,1 + 0,63∙0,2) = 0,406 кг
Общее количество шлакообразующих, оксидов и соединений
(кроме оксидов железа), кг:
=
+ + + + + + + .(2.43)
=
2,119 + 0,157 + 0,519 + 7,348 + 0,429 + 0,089 + 0,324 + 0,406 = 11,391 кг
Уточненное количество конечного шлака, кг:
=
(2.44)
=
= 14,379 кг
Табл. 2.4 Химический состав конечного шлака, %
SiО2
|
CaO
|
MgO
|
MnО
|
P2О5
|
S
|
Fe2О3
|
FeO
|
Al2O3
|
CaF2
|
Итого
|
14,74
|
51,10
|
2,98
|
3,61
|
0,63
|
2,82
|
6.92
|
13.86
|
1,09
|
2,25
|
100,00
|
(%CaO) = и т. д.
(%SiО2) = = 14,74 %
(%CaO) = = 51,10 %
(%MgO) = = 2,98 %
(%MnO) = = 3,61 %
(%P2О5) = = 0,63 %
(%S) = = 2,82 %
(%Al2O3) = = 1,09 %
(%CaF2) = = 2,25 %
Фактическая основность шлака по данным табл. 2.4
=
; (2.45)
=
51,10 / 14,74 = 3,47
Уточненный выход жидкого металла в конце продувки, кг
=
, (2.46)
где
=
+
количество железа, восстановленного из оксидов железа
шихты;
=
0,007(0,3∙2,1 + 0,0065∙20,72∙3,0 + 0,012∙20,72∙69,0)
+ 0,0078(0,63∙16,3 + + 0,012∙20,72∙31,0) = 0,367 кг
=
количество железа, израсходованного на образование
оксидов железа шлака;
=
0,007∙14,379∙6,92 + 0,0078∙14,379∙ 13,86 = 2,251 кг
Принимаем:
=
1,2кг – угар железа в дым;
=
0,8кг – потери железа с выбросами;
=
– потери железа в
шлаке в виде корольков, кг
=
0,08∙14,379 = 1,15 кг
=
– количество оксидов
железа в дыме, кг
=
1,43∙1,2 = 1,716 кг
=
(100 + 0,367) – (4,66 + 2,251 + 1,2 + 0,8 + 1,15) = 90,31 кг
Расход кислорода, кг
,
(2.47)
где k – степень усвоения кислорода ванной (принимаем 97
%);
n – чистота кислорода (принимаем 99,5 %);
=, кг (2.48)
=
1,2∙3,157 + 0,27∙3,157 + 1,14∙ 0,72 + 0,29∙ 0,354 +
1,29∙0,0354 + +0,01∙14,379∙[0,429∙6,92 + 0,29∙13,86]
+ 0,429∙1,2 = 7,13 кг
=
+ =
, кг (2.49)
=
0,0043(0,3∙2,1 + 0,0065∙20,72∙3,0 + 0,012∙20,72∙69,0)
+ 0,0029(0,63∙16,3 + 0,012∙20,72∙31,0) + 0,0027∙7,94∙1,0
= 0,078 + 0,253 + 0,021 = 0,352 кг
Мдутья = (7,13 – 0,352) ∙ 10000 / (97∙99,5) =
7,023 кг
Расход кислорода , нм3
=
Мдутья∙ 22,4/32 = 0,7 Мдутья .
=
0,7∙7,023 = 4,916 нм3
Определяем продолжительность продувки, мин
,
где - интенсивность продувки, нм3/(т∙мин) -
(задана).
=
= 14,9 мин.
Количество и состав конвертерных газов:
=
+ ; кг (2.50)
=
∙22,4/44; нм3
=
1.17 + 0.01(7,94∙3,5 + 0,4∙6,0) = 1,472 кг
=
1,472∙22,4/44 = 0,749 нм3
=
, кг (2.51)
=
∙22,4/28; нм3
=
6,63 кг
=
6,63С22,4/28 = 5,304 нм3
=
; кг (2.52)
=
∙22,4/18; нм3
=
0,007(7,94∙1,0) = 0,056кг
=
0,056∙22,4/18 = 0,07 нм3
=
; кг (2.53)
=
∙22,4/2 ; нм3
=
0,003(7,94∙1,0) ∙ 2/18 = 0,003 кг
=
0,003∙22,4/2 = 0,034 нм3
=
0,005∙; кг (2.54)
=
∙22,4/28; нм3
=
0,005∙7,023 = 0,035 кг
=
0,035∙22,4/28 = 0,028 нм3
=
0,003∙; кг (2.55)
=
∙22,4/32; нм3
=
0,003∙7,023 = 0,021 кг
=
0,021∙22,4/32 = 0,015 нм3
=
+ + + ΣН2 + + ., кг (2.56)
=
+ + + + + . нм3
=
6,63 + 1,472 + 0,056 + 0,003 + 0,035 + 0,021 = 8,217 кг
=
5,304 + 0,749 + 0,07 + 0,034 + 0,028 + 0,015 = 6,2 нм3
Табл. 2.5 Количество и состав газов
Газ
|
кг
|
нм3
|
%
|
CO2
CO
H2O
H2
N2
O2
|
1,472
6,63
0,056
0,003
0,035
0,021
|
0,749
5,304
0,07
0,034
0,028
0,015
|
12,1
85,5
1,1
0,6
0,5
0,2
|
Итого:
|
8,217
|
6,2
|
100
|
Составляем сводную таблицу материального баланса.
Табл. 2.6 Материальный баланс плавки (до раскисления)
Поступило, кг
|
Получено, кг
|
Чугун
Лом
Миксерный шлак
Загрязнения лома
Окалина лома
Плавиковый шпат
Известь
Футеровка
Дутье
|
79,28
20,72
0,63
0,13
0,25
0,4
7,94
0,3
7,023
|
Жидкий металл
Шлак
Газы
Угар железа в дым
Выбросы
Железо корольков
|
90,31
14,379
8,217
1,716
0,8
1,15
|
Итого:
|
116,673
|
Итого:
|
116,572
|
Невязка = = = 0,087%
Допустимая невязка 0,2%
3. РАСЧЕТ ТЕПЛОВОГО БАЛАНСА ПЛАВКИ
Расчет ведется на 100 кг металлошихты.
ПРИХОД ТЕПЛА:
=
, кДж, (3.1)
где – физическое тепло жидкого чугуна;
–
химическое тепло реакций окисления примесей металлошихты;
–
химическое тепло реакций шлакообразования;
–
химическое тепло реакций образования оксидов железа шлака;
–
химическое тепло испарения железа до оксида железа;
–
физическое тепло миксерного шлака.
Физическое тепло жидкого чугуна, кДж
=
(3.2)
где – количество чугуна, кг;
–
теплоемкость твердого чугуна (0,755 кДж/(кг · град);
–
теплоемкость жидкого чугуна (0,92 кДж/(кг · град);
–
температура заливаемого в конвертер чугуна, ;
–
температура плавления (ликвидуса) чугуна (1150 – 1200 );
–
скрытая теплота плавления чугуна (218 кДж/кг).
=
79,22[0,755∙1150 + 218 + (1340 – 1150) ∙ 0,92] = 99900,4 кДж
Химическое тепло окисления примесей металлошихты, кДж
Табл. 3.1 Химическое тепло окисления примесей
Элемент-оксид
|
Окисляется примесей, кг
|
Тепловой эффект р-ии окисления (на 1 кг эл-та), кДж
|
Выделяется тепла, кДж
|
% от Q2
|
С → СО
|
==0,9∙3,157=2,841
|
11096
|
=2,841∙11096=31523,7
|
48,4
|
С → СО2
|
==0,1∙∙3,157=0,316
|
34710
|
∙34710=0,316∙∙34710=10968,4
|
16,9
|
Si → SiO2
|
=
=0,72
|
26922
|
∙26922=0,72∙26922=19383,8
|
29,8
|
Mn → MnO
|
=
= 0,354
|
7034
|
∙7034=0,354∙7034=2490
|
3,8
|
P → P2O5
|
=
= 0,0354
|
19763
|
∙19763=0,0354∙19763=699,6
|
1,1
|
Итого:
|
Q2=65065,6
|
100,00
|
Химическое тепло реакций шлакообразования, кДж
Принимаем, что весь SiO2 и P2O5 в шлаке связываются в
соединения с оксидом кальция по реакциям:
SiO2+ 2СаО = кДж/ кг
P2O5 + 4СаО = кДж/ кг
тогда
=
; (3.3)
=
2,119∙2300 + 0,089∙4860 = 5301,4 кДж
Химическое тепло реакций образования оксидов железа
шлака, кДж
=
,
где – количество тепла железа, окислившегося до ;
–
количество тепла железа, окислившегося до .
кДж/кг;
кДж/кг.
=
; (3.4)
=
0,007∙14,379∙6,92∙7320 + 0,0078∙14,379∙13,86∙4820
= 12591,1 кДж
Химическое тепло реакций окисления железа до оксида
железа дыма, кДж
=
, (3.5)
=
1,2∙7370 = 8844 кДж
Физическое тепло миксерного шлака, кДж
=
, (3.6)
где – средняя температура миксерного шлака, ;
=
=
1340 – 16 = 1324
–
средняя теплоемкость миксерного шлака, кДж/(кг∙град)
=
;
=
0,73 + 0,00025(1324 + 273) = 1,13 кДж/(кг∙град)
=
210 кДж/кг – скрытая теплота плавления миксерного шлака;
=
0,63(1,13∙1324 + 210) = 1074,9 кДж
=
99900,4 + 65065,6 + 5301,4 + 12591,1 + 8844 + 1074,9 = 192777,4
Расход тепла, кДж
=
, (3.7)
где – физическое тепло жидкой стали;
–
физическое тепло конечного шлака;
–
тепло отходящих газов;
–
тепло диссоциации влаги, вносимой шихтой;
–
тепло диссоциации шихтовых
материалов;
–
тепло диссоциации оксидов железа, внесенных шихтой;
–
тепло, уносимое оксидом железа дыма;
–
тепло, уносимое железом выбросов;
–
тепло, уносимое железом корольков;
–
потери тепла на нагрев футеровки, излучением через горловину, на нагрев воды,
охлаждающей фурму и другие неучтенные потери.
Физическое тепло жидкой стали, кДж
=
, (3.8)
где = 0,70 кДж/(кг · град) – теплоемкость твердого
металла;
=
0,84 кДж/(кг · град) – теплоемкость жидкого металла;
–
температура металла в конце продувки;
–
температура плавления (ликвидуса) металла, ;(см. раздел 1)
=
285 кДж/кг – скрытая теплота плавления металла.
=
90,31[0,70∙1507 + 285 + (1614 – 1507) ∙ 0,84] = 129123,4кДж
Физическое тепло жидкого шлака, кДж
=
, (3.9)
где
=
0,73 + 0,00025 –
средняя теплоемкость конечного шлака,
=
0,73 + 0,00025(1614 + 273) = 1,2 кДж/(кг · град)
=
210 кДж/кг – скрытая теплота плавления шлака;
=
14,379(1,2∙1614 + 210) = 30868,8 кДж
Тепло, уносимое отходящими газами, кДж
Среднюю температуру отходящих газов принимаем равной
средней температуре металла во время продувки:
=
= = 1477
= Σ, (3.10)
где – количество составляющей отходящих газов, и т.д., нм3 (см. табл.
2.5);
-
средняя теплоёмкость газов, кДж/(м3∙град) (из табл. 3.2 заносим в табл.
3.3)
Табл. 3.2 Теплоёмкость газов
Газ
|
Средняя теплоёмкость, кДж/(м3∙град) при , 0С
|
1100
|
1200
|
1300
|
1400
|
1500
|
1600
|
1700
|
CO2
|
2,26
|
2,28
|
2,30
|
2,32
|
2,34
|
2,36
|
CO
|
1,43
|
1,44
|
1,45
|
1,46
|
1,47
|
1,48
|
1,49
|
H2O
|
1,77
|
1,79
|
1,81
|
1,83
|
1,85
|
1,87
|
1,89
|
H2
|
1,33
|
1,34
|
1,35
|
1,36
|
1,37
|
1,38
|
1,39
|
N2
|
1,40
|
1,41
|
1,42
|
1,43
|
1,44
|
1,45
|
1,46
|
O2
|
1,49
|
1,50
|
1,51
|
1,52
|
1,53
|
1,54
|
1,55
|
Табл. 3.3 Тепло отходящих газов
Газ
|
Количество газов, нм3
|
Средняя теплоемкость газов
|
Уносится тепла, кДж
|
СО2
|
0,749
|
2,34
|
2588,7
|
СО
|
5,304
|
1,47
|
11516
|
|
0,07
|
1,85
|
191,3
|
|
0,034
|
1,37
|
68,8
|
|
0,028
|
1,44
|
59,6
|
|
0,015
|
1,53
|
33,9
|
Итого:
|
Q3′ = 14458,3
|
Тепло диссоциации влаги, вносимой шихтой, кДж
При диссоциации влаги по реакции:
=
+ 0,5 – 242000 кДж/(кг - моль)
поглощается тепла
=
· 242000 кДж, (3.11)
=
= 367,3 кДж
Тепло диссоциации шихтовых материалов, кДж
При диссоциации шихтовых материалов по реакции:
=
+ СО2 – 4025 кДж/кг
СО2 поглощается тепла:
=
= ; (3.12)
=
1,472∙4025 = 5924,8 кДж
Тепло диссоциации оксидов железа, внесенных шихтой, кДж
При диссоциации оксидов железа, внесенных шихтой и
футеровкой, поглощается тепла:
=
, (3.13)
где – количество тепла, теряемого ванной при
диссоциации оксидов железа по реакции:
=
– 5160 кДж/кг ;
–
количество тепла, теряемого ванной при диссоциации закиси железа по реакции:
=
– 3750 кДж/кг ;
=
; (3.14)
=
0,01(0,3∙2,1 + 0,0065∙20,78∙3,0 + 0,012∙20,78∙69,0)
= 0,182 кДж/кг
=
; (3.15)
=
0,01(0,63∙16,3 + 0,012∙20,78∙31,0) = 0,18 кДж/кг
тогда
=
; кДж
=
0,182∙5160 = 939,1 кДж
=
; кДж
=
0,18∙3750 = 675 кДж
=
939,1 + 675 = 1614,1 кДж
Тепло, уносимое оксидом железа дыма, кДж
=
, (3.16)
где = 0,88 кДж/кг;
=
1,716∙0,88∙1477 = 2230,4 кДж
Тепло, уносимое железом выбросов, кДж
=
, (3.17)
где = = 0,84 кДж/(кг · град);
=
0,8∙0,84∙1477 = 992,5 кДж
Тепло, уносимое железом корольков, кДж
=
, (3.18)
где = = 0.84 кДж/(кг · град); =
=
1,15∙0,84∙1477 = 1426,8 кДж
Потери тепла на нагрев футеровки конвертера, излучением
через горловину, с охлаждающей водой и т.д. составляют обычно 1,5 – 3,0% от
прихода тепла, кДж
Принимаем эти потери f = 2,5 %
=
(3.19)
=
192777,4∙2,5/100 = 4819,4 кДж
=
129123,4 + 30868,8 + 14458,3 + 367,3 + 5924,8 + 1614,1 + 2230,4 + 992,5 +
1426,8 + 4819,4 = 191825,8 кДж
Табл. 3.4Тепловой баланс плавки
Приход
|
Расход
|
Статьи прихода
|
кДж
|
%
|
Статьи расхода
|
кДж
|
%
|
Физическое тепло чугуна
|
99900,4
|
51,8
|
Физ. тепло жидкого металла
|
129123,4
|
67,4
|
Тепло окисления примесей
|
65065,6
|
33,7
|
Физическое тепло шлака
|
30868,8
|
16,1
|
Тепло шлакообразования
|
5301,4
|
2,8
|
Тепло отходящих газов
|
14458,3
|
7,5
|
Тепло образования оксидов Fe шлака
|
12591,1
|
6,5
|
Тепло диссоциации влаги
|
367,3
|
0,2
|
Тепло окисления Fe дыма
|
8844
|
4,6
|
Тепло диссоциации
|
5924,8
|
3,1
|
Физическое тепло миксерного шлака
|
1074,9
|
0,6
|
Тепло диссоциации оксидов Fe шихты
|
1614,1
|
0,8
|
|
|
|
Тепло, унос. окс. Fe дыма
|
2230,4
|
1,2
|
|
|
|
Тепло выбросов Fe
|
992,5
|
0,5
|
|
|
|
Тепло Fe корольков
|
1426,8
|
0,7
|
|
|
|
Потери тепла конвертером
|
4819,4
|
2,5
|
Итого
|
192777,4
|
100
|
Итого
|
191825,8
|
100
|
Избыток тепла
∆Q = 192777,4 – 191825,8 = 951,6 кДж
Невязка составляет
= 0,49 %
Определяем расход материалов на плавку
Табл. 3.5 Расход материалов
№ п/п
|
Наименование
|
Расход материалов
|
На 100 кг, кг
|
На 130т, т
|
1
|
Чугун
|
79,22
|
102,986
|
2
|
Миксерный шлак
|
0,63
|
0,819
|
3
|
Лом
|
20,78
|
27,014
|
4
|
Известь
|
7,94
|
10,322
|
5
|
Плавиковый шпат
|
0,4
|
0,520
|
6
|
Футеровка
|
0,3
|
0,390
|
7
|
Дутье, нм3
|
4,916
|
6,391
|
ПЕРЕЧЕНЬ ИСТОЧНИКОВ
1.
Бигеев А.М. Основы математического описания и расчеты кислородно –
конвертерных процессов / А.М. Бигеев, Ю.А. Колесников.- М.: Металлургия,
1970.-232с.
2.
Якушев А.М. Справочник конвертерщика / А.М. Якушев. – Челябинск :
Металургия, 1990.- 448с.
3.
Баптизманский В.И. Конвертерные процессы производства стали /
В.И.Баптизманский, М.Я. Меджибожский, В.Б.Охотский.- К. – Д. : Высшая школа,
1984 – 343с.