Практичні роботи з ВС

МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ

НАЦІОНАЛЬНА МЕТАЛУРГІЙНА АКАДЕМІЯ УКРАЇНИ

КРИВОРІЗЬКИЙ КОЛЕДЖ

МЕТОДИЧНИЙ  ПОСІБНИК

з дисципліни: «Теорія і технологія виробництва сталі і феросплавів»

ДЛЯ ВИКОНАННЯ ПРАКТИЧНИХ РОБІТ

                                              Напрямку:  050401 Металургія

                                              Спеціальності:  5.05040103 «Виробництво сталі і феросплавів»

                                                                                Розробник: викладач КТНМетАУ

Коваль А.П.

м. Кривий Ріг

2018 р

ЗМІСТ

Вступ

1.     Лабораторна  робота № 1. « Моделювання процесу продувки ».

2.     Практична робота № 1 «Розрахунок основних розмірів кисневого конвертера»

3.     Практична робота № 2 « Розрахунок матеріального і теплового балансів конвертерної плавки марки 35ГСм».

4.     Практична  робота № 3  Тема: Вивчення по виробничим кресленням планування конвертерних цехів.

5.     Практична робота № 4   Тема : Розрахунок основного технологічного обладнання ККЦ ( конвертерного    відділення)

6.Практична робота № 5. Тема : «Вивчення конструкції мартенівських печей за     виробничими кресленнями»

  7. Практична робота № 6 Тема : «Розрахунок розмірів , конструктивних елементів мартенівських печей».

8.Практична робота № 7 Тема : «Розрахунок матеріального балансу сталі марки 70КК   в мартенівській печі».

9.Практична робота № 8 : « Вивчення планування мартенівських цехів по виробничим кресленням».

10.Практична робота № 9 Тема: « Розрахунок матеріального та теплового балансів сталі  марки 3ТРнс в ДСПА» .

11.Практична робота № 1 Тема: « Визначення основних розмірів дугової сталеплавильної печі»

12.Практична робота № 2

Тема : «Розрахунок матеріального балансу плавки в електродугові печі»

13.Практична робота № 3

Тема: «Енергетичний баланс періоду розплавлення»

Перелік  посилань

ВСТУП

     Виконання практичних  робіт з навчальної дисципліни « Теорія і технологія виробництва сталі і феросплавів» передбачено програмою , з даної навчальної дисципліни міністерства освіти і науки, молоді та спорту  України.

     Завдання для практичних робіт видається викладачем перед початком виконання практичної роботи безпосередньо в кожній практичній роботі і в довідкових матеріалах.

     Виконання практичних робіт проводиться після вивчення студентами теоретичних основ з  навчальної дисципліни « Теорія і технологія виробництва сталі і феросплавів» отриманих на лекція та на заняттях  .

     Дані практичні роботи виконуються для подальшого використання даних навиків  при виконанні курсових проектів для спеціальності «Виробництво сталі і феросплавів».

    Після виконання практичних робіт, складається звіт на листах формату А4.

    Повинен містити титульний лист , певного зразка і зміст , тобто послідовність з якою виконані практичні роботи.

  

Лабораторна робота № 1  «Моделювання продувки зверху»

     Кисневий струмінь, зустрічаючись з рідкою ванною, утворює лунко реакційну зону. Реакційна зона характеризується інтенсивним механічним перемішуванням кисневого струменю з поверхнею металу, бурхливим протіканням процесів окислення Fе, Мп, Sі, С, Р, високими температурами  2500 – 3000 ⁰С і димоутворенням.

     Інтенсивність перемішування конвертерної ванни визначається двома факторами : дією кисневого струменю та роботою реакції зневуглецювання. Бульбашки СО, проходячи об’єм металу, здійснюють значну роботу по перемішуванню, приблизно складає 80% , 20% приходиться на роботу кисне6вого струменю. Від глибини та площі реакційної зони залежить характер процесу продувки плавки. При односопловій фурмі струмінь кисню, занурюючись в метал на значну глибину, провокує викиди та виноси металу і шлаку із конвертера . Струмінь кисню в лунці розкладається на бульбашки, які ковзають по її стінкам  і виносять з собою на поверхню металу і в порожнину  конвертера краплинки металу і шлаку. Із конвертера разом з газами викидаються ці краплинки . Плавки «метет» тобто проходить «жорстка» продувка. В наслідок проходить заметалювання фурми та витрати металу. Застосування багато соплових фурм супроводжується зменшенням глибини реакційної зони , її розосередження на декілька зон і збільшення її площі. Це сприяє усуненню виносів крапель металу  і шлаку, більш спокійної продувки і зниженню витрат металу.

МЕТА РОБОТИ :

Метою дійсної роботи є практичне ознайомлення з впливом висоти розташування фурми і тиском дуття на характер циркуляційних потоків та, глибину проникнення струменя дуття ( повітря) в рідкий метал при продувці зверху , а також практичне закріплення теоретичного матеріалу по режиму продувки,
     Рідиною моделюючою метал є вода. Продувка проводиться повітрям , що надходить від насоса постійної продуктивності чи азотом, що надходить від балона .

ОБЛАДНАННЯ:

1.     Модель конвертора виконана з дерева та прозорого органічного скла в масштабі 1: 50 дійсної величини  100 – тонного конвертора ( по діаметру) .

2.     Фурма для підведення дуття, представляє собою мідну трубку діаметром 3,0 см, яка має на нижньому кінці бронзову втулку з різьбою ( яка служить для швидкої зміни сопел з отворами рівного діаметру), на верхньому два бокових патрубка , які служать для підۥєднання  фурми до насосу ( за допомогою гумових шлангів ). Для введення фурми і фіксації її на заданій висоті є механізм пересування.

3.     Насос з мотором, який служить для подачі повітря в конвертер .

Виконання роботи проводиться по наступній методі:

1.     Визначається вплив висоти розташування фурми на глибину і характер розповсюдження потоків в рідині при 3 висотах розташування фурми над рівнем спокійної ванни 25,20 і 10 см, при постійних втратах і тиску дуття ( 6- 4,5 мм). Діаметр сопла фурми 0,82 см.

2.     Визначається вплив тиску дуття на глибину і характер розповсюдження циркуляційних потоків при постійних витратах і висоті розташування фурми над рівнем спокійної ванни     ( 45 мм), але при різних наконечниках : односопловому ( 0,82см) та чотири сопловому ( 0,4см) .

3.     При кожному варіанті продувки за допомогою лінійки проходить замір глибини та ширини  ( на окремих горизонтах) зони циркуляції.

4.     Дані розмірів заносяться у таблицю та будуються графіки залежності глибини реакційної зони  ( пр. з) від розташування фурми ( Нф) та тиску газу перед фурмою для кінцевого виду наконечника.

Таблиця

Р, отн.	Відстань фурми до ванни, см	Глибина реакційної зони, см
		Наконечник фурми
		односопловий	чотирисопловий
4,5	5	7	4
	15	10	6
	25	15	11
6	5	10	6
	15	13	9
	25	18	13

Звіт про роботу повинен мати : таблицю, графіки, висновок.

ПРАКТИЧНА РОБОТА №1

Вступ .

Розрахунок основних розмірів кисневого конвертора відповідної садки призначений в якості навчального посібника  при виконанні самостійних завдань, практичних робіт з навчальної дисципліни « Теорія і технологія виробництва сталі та феросплавів», а також при виконанні курсових та дипломних проектів по киснево – конвертерним цехам для студентів спеціальності 5.05040103 «Виробництво сталі і феросплавів».

1.     Методичні вказівки для виконання розрахунку

1.Спочатку розрахунку вибираються необхідні для розрахунку ( номер варіанту по списку: Д_в – внутрішній діаметр конвертера; Н/Д_в- відношення висоти до діаметру;

α – кут нахилу горловини).

2.Для полегшення виконання розрахунку необхідно проводити нумерацію.

     При виборі основних розмірів конвертерів необхідно дотримуватись таких вимог, які витікають із аналізу роботи діючих кисневих конвертерів.

1)    Нормальне протікання технологічного процесу без викидів досягається , якщо підібраний мінімально допустимий об’єм внутрішньої порожнини конвертера. Для кисневих конвертерів садкою від 50 до 100т питомий об’єм знаходиться  в межах 0,80 – 1,10 м³/т; для конвертерів садкою 120 – 250 т питомий об’єм знижується до 0,80 – 0,85 м³/т; для конвертерів садкою 270 – 400 т питомий об’єм знижується до 0,76 – 0,79 м³/т сталі. При виборі питомого об’єму враховують прийняту технологію виплавки сталі.

2)    Відомо, що із збільшенням внутрішнього діаметру конвертера стійкість кладки збільшується . Але  при цьому необхідно враховувати, що відношення висоти робочого простору конвертера до його внутрішнього діаметру знаходиться в межах ( Н/Д_в) = 1,4 – 1,8. В конвертерах прийняті наступні розміри внутрішнього діаметру;

Таблиця .

№ п/п	[Q] – садка ,т	[ДВ]- внутрішній діаметр, м
1	50	3,2 – 3,4
2	100	4,0 – 4,4
3	150	4,8 – 5,5
4	180	5,4 – 5,52
5	200 - 210	5,5 – 5,94
6	270	6,6 – 6,7
7	300 - 330	6,7 – 6,9
8	350 - 400	6,8 – 7,0

3)Діаметр горловини повинен вибиратися по прийнятих умовах витрат металевого брухту. Чим більше металевого брухту, тим ширше повинен бути розмір короба,  і відповідно, тим більше повинен бути діаметр горловини. Але великий діаметр горловини може стати причиною попадання атмосферного повітря при подачі кисню під великим тиском. Діаметр горловини складає 0,52 – 0,63 D_В.

4)Висота горловини визначається прийнятим кутом нахилу [α] по умовам стійкості. Значення кута [α] в діючих конвертерах середньої та великої садки коливається в межах 53 – 71⁰С ( зменшується при збільшенні садки).

5)Днище конвертера злегка вигнуте з метою збільшення його стійкості.

6) Глибина рідкої ванни в спокійному стані в діючих конвертерах така :

Таблиця

№ п/п	[Q] – садка, т	[h]- глибина ванни,м
1	50	1,05 – 1,10
2	100	1,40 – 1,50
3	150	1,52- 1,61
4	180	1,63 – 1,71
5	210	1,57 – 1,71
6	270	1,85 – 1,90
7	300	1,99- 2,05
8	350 - 400	2,05 – 2,10

7) Висота вільного простору вище рівня спокійної ванни в конвертерах садкою від 100 до 400 т коливається в межах 5,50 – 9,0 м.

8) Максимальна та мінімальна товщина футеровки конвертерів ( мм) :

 Конусна частина                                          508 – 990мм,

Циліндрична частина                                    710 – 1200 мм,

Днище                                                             750 – 1500 мм.

     По наведеним вище даним вибираються основні розміри профілю кисневого конвертера.

                       2.Визначення основних розмірів кисневого конвертера садкою 150 т.

По вище наведеним даним вибираємо : D_в  - 5,0 м                             α=60⁰

                                                                    Н₁/D_в – 1,4                        D_г- 0,55D_в

Де D_в- внутрішній діаметр циліндричної частини конвертера, м;

      Н₁ – висота робочого простору від зрізу горловини до центра днища,м ;

      α – кут нахилу горловини, градуси;

      Dг- діаметр горловини,м .

Форму конвертера приймаємо по малюнку, 1.

2.1. Визначаємо висоту робочого простору:

 

2.2.Визначаємо діаметр горловини :

2.3.Висота горловини рівна :

2.4.Визначаємо об’єм рідкого металу:

Q – садка конвертера, т

0,145 – питомий об’єм металу, м³/т,

2.5. Метал в спокійному стані міститься в шаровому сегменті та в циліндричній частині конвертера:

Обʼєм шарового сегменту визначається по формулі:

2.5.1.     

Де      - глибини шарового сегменту , знаходиться  в межах 0,32 – 0,35 м,

                    для розахунку приймаємо рівним 0,32м;

       Z_в- внутрішній радіус          циліндричної частини конвертера ,м (D_в/2)

           

2.5.2. Обʼєм циліндричної частини конвертера зайнятої металом визначаємо по     формулі :

           

Де h_ц.ч.- висота металу розміщеного в циліндричній частині , позначаємо через х,м

     

Підставивши розрахункові дані в формулу ( 2.5.), визначаємо висоту металу розміщеного в циліндричній частині конвертера :

                

Звідкіля  х=0,95, тобто висота металу розміщеного в циліндричній частині h_ц.ч.=0,95м

2.6.Визначаємо загальну глибину металевої ванни:

             

2.7.Якщо приймаємо кількість шлаку 10% від загальної маси шихти, а його густина 3000 кг/м, то шар шлаку буде:

           

2.8.Загальна глибина металевої ванни в спокійному стані складає:

               

2.9.Висота циліндричної частини конвертера рівна:

             

2.10.При товщині кладки днища (δ_д =1,0м) та товщині кожуха (δ_к=0,05 м) загальна висота конвертера рівна:

             

2.11.Повний об’єм робочого простору рівний :

          

Обʼєм горловини представляє собою фігуру зрізаного конуса, який визначається по формулі:

           

Де Н_г - висота горловини конвертера, м

     Z_г – радіус горловини конвертера, м.

          

2.11.2.Обʼєм циліндричної частини конвертера рівний:

            

         

Підставивши визначені дані в формулу ( 2.11.) знаходимо об’єм робочого простору:

        

2.12.Питомий об’єм робочого простору конвертера складає:

       

Що відповідає припустимим нормам для конвертерів.

2.13.Відстань від рівня спокійної ванни до зрізу горловини:

           

Висновок.

Завдання на практичну роботу №1

Номер варіанту	Садка конвертера  Q, т
1.	50
2.	75
3.	100
4.	125
5.	130
6.	140
7.	160
8.	170
9.	175
10.	180
11.	190
12.	200
13.	220
14.	225
15.	230
16.	240
17.	250
18.	260
19.	270
20.	300
21.	330
22.	350
23.	400
24.	450
25.	60

Практична робота № 2 « Розрахунок матеріального і теплового балансів конвертерної плавки марки 35ГСм».

Тема : Розрахунок шихти та матеріального балансу на задану марку сталі.

Мета практичного заняття :

1.     Закріплення теоретичного матеріалу модулю « Періоди плавки в  конвертері»

2.     Підготовка студентів до самостійної роботи по курсовому та дипломному проектуванню.

Хід виконання практичної роботи.

1.     Вивчити методику розрахунку шихти та матеріального балансу конвертерної плавки на задану марку сталі.

2.     Виконати розрахунок шихти та матеріального балансу конвертерної плавки на задану марку сталі.

Методика виконання розрахунку .

Метою розрахунку шихти є визначення витрат металевих та неметалевих шихтових матеріалів, окислювачів та феросплавів.

Розрахунок ведеться на 100 кг металевої шихти.

Спочатку розрахунку повинно бути записано завдання на розрахунок шихти конвертерної плавки ( садка п конвертера , хімсклад чавуну металевого брухту і готової сталі , відсоток чавуну і брухту у шихті.

Розрахунок виконується за зразковими розрахунками шихти.

Розрахунок шихти та матеріального балансу плавки .

Вихідні данні :

Склад вихідних матеріалів приймаємо з данних комбінату і межах ДОСТу і затверджених технічних умов комбінату .

     Витрати чавуну приймаємо рівним – 75 % , металевого брухту –  25 % .

Таблиця 2.1  Хімічний склад металевої частини шихти , чавуну , сталі перед розкисленням та готової сталі марки 35ГСм , %

Матеріали	С	Мп	Sі	S	Р
Чавун	4,00	0,60	0,90	0,035	0,033
Металевий брухт	0,25	0,50	0,10	0,045	0,040
Сталь перед розкисленням	0,28	0,25	0	0,015	0,025
Готова сталь	0,30 – 0,37	0,80 – 1,20	0,05 – 0,17	0,045	0,045

Таблиця 2.2. Хімічний склад неметалевих матеріалів , %

Матеріали	SіО2	СаО	МgО	Аl 2О3	Fе 2О3	СО2	МпО	Р 2О5	Сr 2 О3	S	СаF2	Н2О
Вапно	2,00	92,0	3,00	-	1,34		1,50	0,10	-	0,06		-
Плавіковий шпат	4	6	---	-	1,8	3	-	-	-	0,1	85	0,1
Футеровка	2,90	34,0	57,0	1,50	2,30		1,60	-	0,70	-		-

Розрахунок шихти плавки.

Розрахунок ведемо на 100 кг металошихти ( чавун + металевий брухт ).

Таблиця 2.3  Визначаємо середній склад металевої шихти . %

Матеріали	С	Мп	Sі	S	Р
Чавун вносить	3,00	0,450	0,675	0,026	0,025
Металевий брухт вносить	0,063	0,125	0,025	0,010	0,010
Середній склад	3,063	0,575	0,700	0,036	0,035
Сталь перед розкисленням	0,28	0,25	0	0,015	0,025

 Визначаємо скільки вилучається домішок з вани на 100 кг металу за весь період плавки , кг :

С               3,063 – 0,28 * 0,9 = 2,811                                                                                  Мп           0,575 – 0,25 * 0,9 = 0,350

Sі                                              0,700

Р            0,035 – 0,025 * 0,9 = 0,013

S            0,036 – 0,015 * 0,9 = 0,022

Fе ( в дим )                              1,500

                                             Σ    5,396

де 0,9 вихід придатної сталі .

     Витрати заліза випарюванням при продувці вани технічно чистим киснем приймаємо рівним 1,1 %. При цьому 10 % сірки вигорає до SО₂ , тобто окисляється:

0,036 : 10 = 0,0036 приблизно 0,004 кг сірки.

Витрати кисню на окислення домішок складає при окисленні 10 % вуглецю до СО₂     і   90 %  до СО .

      

Витрати кисню ,кг :

С   -   СО₂             0,281 * 32 : 12 = 0,749

С   -   СО              2,530 * 16 : 12 = 3,373

Sі   -   SіО₂            0,700 * 32 : 28 = 0,800

Мп -   МпО          0,3500 * 16 : 55 = 0,102

Р    -   Р ₂О₅           0,013 * 80 : 62 = 0,017

S    -   SO₂            0,004 * 32 : 32 = 0,004

Fе  -   Fе ₂О₃          1,500 * 48 : 112 = 0,643  ( в дим )

                                                           ∑ 5,688

Утворюється  маса окислів , кг :

СО₂               0,281 + 0,749  = 1,030

СО                2,530 + 3,373  = 5,903

SіО₂              0,700 + 0,800 = 1,500

МпО             0,351 + 0,102 = 0,452

Р ₂О₅              0,013 + 0,017 = 0,030

SO₂               0,004 + 0,004 = 0,008

Fе ₂О₃            1,500 + 0,643 = 2,143

Перехід сірки в шлак , кг :

0,022 – 0,004 = 0,018                                                                                                                      При цьому звільняється кисню, кг :

0,018 : 2 = 0,009

Витрати кисню складають , кг

5,688 – 0,009 = 5,679

Визначення витрат вапна .

Витрати вапна визначаємо по балансу СаО /SіО₂ у шлаку для отримання основності 3,5 ( середня основність шлаку на плавку складає 3,0 – 3,6 ).

     Для формування шлаку приймаємо витрати плавікового шпату 0,5 кг.

Витрати ( винос футеровки в практичних умовах складає 0,2 – 0,4 % або 2 –   4 кг /т сталі . Приймаємо витрати смолодоломітової цегли 0,3 кг на 100 кг металошихти.

Витрати вапна позначаємо через у кг . Кількість СаО  у шлаку  , що надходить з матеріалів складе , кг :

Футеровки                               0,3 * 0,34 = 0,102

Плавікового шпату                0,5 * 0,06 = 0,03

Вапна                                                             0,92 у

                                                          0,132+ 0,92 у

Кількість SіО₂ в кінцевому шлаку яке надходить з матеріалів , складе , кг

Металевої шихти                                                     1,500

Футеровки                                          0,3 * 0,029 = 0,009

Плавікового шпату                            0,5 * 0,04 = 0,024

Вапна                                                                         0,02 у

                                                                   1,533+ 0,02 у

Замість СаО і SіО₂ підставимо значення та визначаємо витрати вапна :

СаО             0,132 + 0,92 у

_______________________    = 3,5

SіО₂            1,533 + 0,02 у

 (1,533 + 0,02у ) * 3,5 = 0,132 + 0,92 у

 5,234 = 0,85 у

Звідкіля у = 6,158

Таблиця 2.4  Металева шихта , вапно , марганцевий агломерат , футеровка вносять у шлак , кг :

матеріали	SіО2	СаО	МgО	Аl 2О3	Fе 2О3	МпО	Р 2О5	Сr 2O3	S	СаF2	Q
Металева шихта	1,500	-	-	-	-	0,452	0,030	-	0,018	--	2,00
Плавіковий шпат	0,02	0,03	0,006	-	0,009	---	-	-	0,0005	0,425	0,4905
вапно	0,123	5,665	0,185	-	0,083	0,092	0,006	-	0,004	--	6,158
Футеровка	0,009	0,102	0,171	0,005	0,007	0,005	-	0,002	-	--	0,301
Усього	1,652	5,797	0,362	0,005	0,099	0,549	0,036	0,002	0,0225	0,425	8,9495

Допускаємо , що у першому наближенні , вміст окислів заліза у шлаці при продувці металу  зверху киснем буде таким ,як в мартенівському шлаку : 13 % FеО і 4 %       Fe ₂O₃ . Тоді  маса окислів шлаку без FeO і Fe ₂O₃ складає 83 % , а маса шлаку без окислів заліза буде рівна , кг :

8,9495 – 0,099 = 8,8505

Маса шлаку ,кг :

8,8505 : 0,83 = 10,663

Маса окислів заліза у шлаку , кг :

10,663 – 8,8505 = 1,813

У тому числі 0,426 кг Fe ₂O₃ і 1,386 кг FeO . Таким чином склад шлаку буде :

Таблиця 2.5  Склад шлаку

	SіО2	СаО	МgО	Аl 2 О3	Cr 2 О3	МпО	Р 2О5	S	СаF2	Fe 2O3	FеО	усього
кг	1,652	5,797	0,362	0,005	0,002	0,549	0,036	0,0225	0,425	0,426	1,386	10,663
%	15,51	54,35	3,39	0,05	0,02	5,15	0,34	0,20	3,99	4,00	13,00	100

    Фактична основність шлаку :

 % СаО              54,35

________  =       ________  = 3,5

% SіО₂                15,51

Тобто відповідає заданій ( допустимі відхилення на  _+ 0,05 )

Окислиться заліза ,кг :

до Fe ₂O₃                0,426 – 0,099 = 0,327

     FeO                                      1,386

Поступить заліза з металу в шлак ,кг :

1,387 * 56 : 72 + 0,327 * 112 : 160 = 1,079+ 0,23 = 1,31

Вихід готової сталі дорівнює ,кг :

100 – 5,396 – 0,5 – 1 – 1,31 = 91,794

5,396 – угар домішок ,кг

0,5 – кількість заліза допустамого у шлак у вигляді корольків ,кг .

1 – витрати заліза з викидами ,кг .

1,31 – угар заліза на утворення окислів заліза у шлаку ,кг .

Необхідно кисню на окислення заліза , кг .

( 1,386 – 1,079 )    + ( 0,327 – 0,23 ) = 0,404

Усього необхідно кисню на окислення домішок , кг .

5,679 + 0,404 = 6,083

де 5,679 – витрати кисню.

  Необхідно технічного кисню при 95 % - ному засвоєнні .

        6,083 * 22,44

________________  = 4,512

32 * 0,995 * 0,95

де  99,5 технічний кисень вміщує кисню.

На 1 т садки витрати технічного кисню складають – 45,12 м³ / т.

Кількість азоту :

4,512 * 0,005 = 0,023 м³ або 0,029 кг

Кількість незасвоеного кисню :

( 4,512 – 0,023 ) * 0,05 = 0,224 м³ або 0,320 кг.

Маса технічного кисню рівна ,кг

6,083 + 0,029 + 0,320 = 6,432

Кількість та склад отриманих газів приведені у таблиці :

Таблиця 2.6  Склад та кількість газів

Складаючі	ВМІСТ
	кг	м³	%
СО2	1,030	0,524	9,53
СО	5,903	4,722	85,89
N2	0,029	0,023	0,40
О2	0,320	0,224	4,06
SO2	0,020	0,007	0,12
Усього	7,302	5,500	100

  Матеріальний баланс плавки до розкислення :

Надійшло ,кг                                                               Отримано .кг

Чавуну                   75                                        Сталі            91,794                            

Металевий брухт  25                                        Шлаку         10,663                          

Вапна                     6,158                                   Корольків       0,5

Плавікового

шпату                    0,5                                        Викидів             1

Футеровки             0,300                                    газів                 7,302

Технічного кисню 6,432                                   Fe ₂O₃                2,143                              _________________________________      _________________________

                             113,390                                                   113,400

Нев’язка :        113,390 – 113,400 

                       __________________ * 100 =  - 0,009 %

                                113,400

(допустимо до   +_  0,02 % )

                              РОЗРАХУНОК РОЗКИСЛЕННЯ СТАЛІ.

У сталі перед розкисленням міститься ,кг .

  вуглецю    -     0,26                                      сірки                -   0,014

  марганцю  -    0,23                                       фосфору          -    0,023

    Концентрація розчиненого у металі кисню до кінця плавки перед розкисленням залежить від багатьох факторів : від вмісту вуглецю в металі , окислів заліза у шлаку , температури металу .

    Звичайно концентрація кисню , розчиненого  в металі до кінця плавки, яка знаходиться під шлаком  з вмістом 16 – 20 %  ( FeO і Fe2O3 ) з основністю 3,5 , при температурі  ванни 1600 – 1650 ° С знаходимо по формулі Г.І. Ойкса :

 ( % С ) * ( % О2 ) = ( 0,035 + 0,006 % С ). Звідки :

 % О2 = 0,0035 + 0,006 * % С    =    0,0035 + 0,006 * 0,28

             __________________          __________________

                         % С                                      0,28                      = 0,0185 кг або

0,0185 * 0,91794 = 0,017 кг

     Розкислення сталі марки 35ГСм проводиться сілікомарганцем з розрахунку отримання в готовій  сталі середьозаданого вмісту марганцю. Присадка  феросплавів в ковш проводиться рівномірно після наповнення 1/5 ковша металом та закінчується при наповнені ковша на 2/3 його висоти .

     При зливу металу в ківш проходить вторинне окислення металу . Загальний угар « Мп» - 20 % . Витрати SіМп на 100 кг металошихти визначаємо по формулі :

 Р = Q * ( а – b ) * 1000 * 100

       --------------------------------

            С * ( 100 – а )                     кг ,

де  Q – садка агрегату ,

      а – середньо вказаний вміст елементу в готовій сталі ,%

      в – надмірковий вміст елементу у сталі ,%
     С – вміст елементу в розкислювачі ,%

       а – угар елемента – розкислювача у ковші , %

  

  Р = 0,1 * ( 1,00 – 0,25 ) * 1000 * 100

 -----------------------------------------------

             65 * ( 100 – 20 )                            = 1,442 кг

     Ця кількість SіМп вносить ,кг

 С              1,442 * 0,015 = 0,022

 Sі             1,442 * 0,050 = 0,072

 Мп          1,442 * 0,650 = 0,937

 Р             1,442 * 0,004 = 0,006

 S             1,442 * 0,001 = 0,001

 Fe            1,442 * 0,280 = 0,404

                                       Σ    1,442

     Приймаємо ,що кремній окислюється повністю , вуглець на 50 %.

     На окислення домішок необхідно кисню ,кг:

С – СО    0,011 * 16 : 12 = 0,0147

Sі –SіО₂   0,072 * 32 : 28 = 0,0823

Мп – МпО 0,187 * 16 : 55 = 0,0545

                                             Σ  0,1515

     Утворюється асса окислів , кг

СО     0,011 + 0,0147 = 0,0257

SіО₂   0,072 + 0,082 = 0,154

МпО  0,187 + 0,0545 = 0,2415

     Переходить з розкислювачів в сталь , кг

1,442 – 0,011 – 0,072 – 0,187 = 1,172

     Надійде кисню з атмосфери , кг

0,1515 – 0,017 = 0,1345

   

 Вихід сталі після розкислення ( без урахування витрат заліза із шлаками, що спускають ) , кг

91,794 + 1,172 – 0,017 = 92,95

     Вихід шлаку , кг

10,663 + 0,154 + 0,2415 = 11,058

Матеріальний баланс після розкислення сталі :

Надійшло , кг                                                        Отримано, кг

Сталь до розкислення – 91,794               Сталі після розкислення   - 92,95

Шлак до розкислення  - 10,663               Шлак після розкислення  - 11,058

SіМп                              - 1,442                 СО                                      - 0,026

Кисень з атмосфери     - 0,135

                                      104,034                                                           104,034

Сталі після розкислення , кг

       Таблиця 2.7  Сталі після розкислення

Джерело	С	Sі	Мп	S	Р	Fe	Q
Сталь до розкислення	0,26	0	0,23	0,014	0,023	91,267	91,794
SіМп	0,022	0,072	0,937	0,001	0,006	0,404	1,442
Усього	0,282	0,072	1,167	0,015	0,029	91,671	93,236
%	0,32	0,07	1,20	0,015	0,031	98,364	100

        

 Розрахунок теплового балансу плавки .

                                        Прихід тепла .

1.     Фізичне тепло рідкого чавуну , тобто , що надходить у конвертер при температурі 1320° С , ккал :

Q ₁ = ( 0,178 * 1200 + 52 + 0,2 ( 1320 – 1200 ) * 75 = 21720

де  0,178 – середня теплоємкість тверлого чавуну від 0°С  до температури плавлення ккал / кг * град ,

     1200 – температура плавлення чавуна ,°С

     52     - скрита теплота плавлення тверлого чавуну , ккал / кг ,

    0,20   - середня теплоємкість рідкого чавуну , ккал / кг * град ,

75      - кількість чавуну  в металошихті ,кг,

2.Тепло екзотермічних реакцій , ккал :

    С –СО₂          8137 * 0,281 = 2286

    С – СО          2498 * 2,530 = 6320

    Мп – МпО    1758 * 0,350 = 615

    Sі – SіО₂       7423 *0,700 = 5196

    Р – Р ₂О₃        5968 * 0,013 = 76

    S – SO₂         2216 * 0,004 = 9

    Fe – Fe ₂O₃    1758 * 0,241 = 424

    Fe – FeO       1150 * 1,151 = 1323

    Fe – Fe ₂O₃ (  в дим ) 1758 * 1,500 = 2637

                                                            Q₂ = 18886

де   перший стовбчик– теплові ефекти , які відносяться до певного елементу ,ккал /кг .

Множитель кількість окислених домішок чавуну , кг .

3.Тепло шлакоутворення , ккал

При формуванні шлаку в ньому утворюється 2СаО * SіО₂, 4 СаО * Р ₂О₅ ,

     554 * 0,700 * 60 : 28 = 831

     1132 * 0,013 * 142 : 62 = 34

                                      Q₃ = 865                                                                                      У данному розрахунку ентальпія холодних матеріалів не враховується .

Прихід тепла рівний  Q пр = Q₁ + Q₂ + Q₃  = 21720 + 18886 + 865 = 41471 ккал

                               Витрати тепла :

1.     Фізичне тепло сталі нагрітої до 1590° С , виносить тепла , ккал :

Q₁ = ( 0,167 * 1500 + 65 + 0,2  ( 1590 – 1500 ) * ( 91,794 + 1 + 0,5 ) =31113

де  0,167 – середня теплоємкість твердої сталі , ккал /кг *град .

      1500 – температура плавлення  металу ,° С

      65 – скрита температура плавлення твердої сталі , ккал/ кг ,

      0,20 – середня теплоємкість рідкої сталі , ккал /кг * град ,

      91,794 – асса рідкої сталі ,кг .

      1,5 – корольки та викиди  металу ,кг .

2.     Фізичне тепло шлаку , тобто шлак виносить тепла , ккал,

Q₂ = 10,663 * ( 0,298 * 1610 + 50 ) = 5649

де     10,663 – маса шлаку , кг ,

         0,298 – теплоємкість шлаку , ккал /кг * град ,

         50 – скрита теплота плавлення шлаку , ккал / кг

         1610° С – температура шлаку .

3.     Витрати тепла приймаємо рівним 5% приходу , ккал;

Q₃ = 41471 * 0,05 = 2074

4.Частинки  Fe ₂О₃  виносять тепла , ккал ,

Q₄ =( 0,294 * 1450 + 50 ) * 2,143 = 1021

5.Гази виносять тепла при середній температурі 1450° С , ккал ,

     СО₂        814 * 0,524 = 426

СО         506 * 4,722 = 2389

О₂           528 * 0,224 = 118

N₂           499 * 0,023 = 11

SO₂         814 * 0,007 = 1

                                 Q₅ = 2945

  

де перший стовбчик чисел – тепловий вміст 1м³ газів при температурі 1450° С, ккал/м .

Витрати тепла рівні :

Q _в = Q₁ + Q₂ + Q₃ + Q₄ + Q₅ = 31113 + 5649 + 2074 + 1021 + 2945 = 42802 ккал

Недолік тепла рівний :

Q_нед = Q_вит – Q_пр  = 42802 – 41471 = 1331 ккал .

Таблиця 2.8  Тепловий баланс плавки

	Статті балансу	ккал	МДж	%
1.	Фізичне тепло чавуну	21720	91,01	50,75
2.	Тепло екзотермічних реакцій	18886	79,13	44,12
3.	Тепло шлакоутворення	865	3,62	2,02
4.	Недолік  тепла	1331	5,58	3,11
	В с ь о г о	42802	179,34	100
	Витрати тепла
1.	Фізичне тепло сталі	31113	130,37	72,69
2.	Фізичне тепло шлаку	5649	23,66	13,19
3.	Витрати тепла	2074	8,69	4,85
4.	Витрати тепла з частинами Fe 2O3	1021	4,28	2,39
5.	Витрати тепла з газами	2945	12,34	6,88
	В с ь о г о	42802	179,34	100

Завдання для практичної роботи № 2

Номер варіанту	Відсоток чавуну  %	Відсоток металевого брухту %
1.	70	30
2.	71	29
3.	72	28
4.	73	27
5.	74	26
6.	76	24
7.	77	23
8.	78	22
9.	79	21
10.	80	20
11.	81	19
12.	82	18
13.	83	17
14.	84	16
15.	85	15
16.	86	14
17.	87	13
18.	88	12
19.	89	11
20.	90	10
21.	69	31
22.	68	32
23.	67	33
24.	66	34
25.	65	35