123474 (689487), страница 5

Просмтор этого файла доступен только зарегистрированным пользователям. Но у нас супер быстрая регистрация: достаточно только электронной почты!

Текст из файла (страница 5)

,

где G_ф – расход ферросплава, кг;

[Е]_с – среднее содержание элемента в заданной марке стали, %;

[Е]_м – остаточное содержание элемента в металле в конце продувки, %;

[Е]_ф – содержание элемента в ферросплаве, %;

U_e – угар элемента при раскислении, % (таблица 16).

Таблица 16 – Величины угара ведущего элемента (%) при раскислении стали в ковше

Ведущий элемент ферросплава	Содержание углерода в металле в конце продувки, %
	<0,10	0,10…0,25	>0,25
Марганец	25…35	20…30	15…20

Определим расход ферромарганца.

Известно; G_м=91,38 кг; [Мn]_с=0,15%; [Мn]_м=0,111 кг; [Мn]_фм = 75,0%.

Принимаем U_Mn = 25% (по таблице 16).

Тогда:

G_фм = =0,063 кг.

При раскислении ферромарганцем масса жидкой стали увеличивается. Увеличение массы металла почти в точности равно массе ферромарганца, так как частичный угар марганца компенсируется поступлением в металл примерно такого же количества железа из шлака.

Следовательно, масса металла после раскисления ферромарганцем составит:

91,38 + 0,063 = 91,44 кг.

Определение массы и химического состава стали после раскисления, а также массы продуктов раскисления производится в таблице 17.

Таблица 17 – Баланс элементов при раскислении стали

Расчетный показатель	C			Si			Mn
	Остается	Окисляется до СО		Остается	Окисляется до SiO2			Остается		Окисляется до MnO
Содержится перед раскислением, кг	0,03			0,000				0,111
Вносится ферромарганцем, кг	50%* 0,002	50%* 0,002		70%* 0,0009	30%* 0,0004			75%* 0,035		25%* 0,012
Содержится после раскисления, кг	0,032	-		0,0009	-			0,146		-
Образуется оксида, кг	-	0,002·28/12 = 0,0047		-	0,0004·60/28= 0,0009			-		0,071·71/55 = 0,015
Состав металла, %	0,035			0,001			0,160
Расчетный показатель	P		S			Fe			Всего
Содержится перед раскислением, кг	0,0089		0,014			91,22			91,38
Вносится ферромарганцем, кг	100%* 0,0002		100%* 0,000			100%* 0,009			0,0471
Содержится после раскисления, кг	0,0091		0,014			91,23			91,44
Состав металла, %	0,009		0,010			99,8			100

10. Расчет расхода материалов на всю плавку и выхода продуктов плавки

По данным таблицы 12 из 100 кг металлошихты получается 91,38 кг жидкого металла. В соответствии с заданием необходимо произвести в конвертере 240 т этого металла. Отсюда определим расход металлошихты на плавку (G_мш):

G_мш = 240·100/91,38 = 262,6 т.

Так как в металлошихте содержится 79,0% жидкого чугуна (по таблице 12), то его расход на плавку составит:

G_ч = G_мш ·79/100 = 262,6·79/100 = 207,5 т.

Тогда на плавку потребуется лома:

G_л = G_мш - G_ч=262,6–207,5= 55,1 т.

Расход других твердых материалов или выход жидких продуктов плавки определим по формуле

G_i = G_мш·g_i/100,

где Gi – расход любого твердого материала (выход жидкого продукта плавки), т;

g_i – то же, кг/100 кг или%.

Для газообразных материалов эта формула имеет вид

G_г = 10·g_г· G_мш,

где G_г – расход (выход) газа, м³;

g_г – то же, м³/100 кг металлошихты.

Тогда на плавку потребуется:

Извести 262,6·4,33/100 = 11,4 т.

Окатышей 262,6·0,6/100 = 1,57 т.

Плавикового шпата 262,6·0,2/100 = 0,52 т.

Дутья сверху 262,6·10·4,609 = 12103,23 м³.

Ферромарганца 262,6·0,063/100 = 0,165 т.

Выход продуктов плавки составит:

Жидкой стали 262,6·91,44/100= 240,1 т.

Шлака 262,6·(10,019 + 0,009 + 0,015)/100 = 26,3 т.

Газа 262,6·10·(5,995 + 0,0047·22,4/28) = 15752,7 м³.

Пыли 262,6·0,839/100 = 2,2 т.

Выносов и выбросов 262,6*1,0/100 = 2,6 т.

11. Определение удельной интенсивности продувки, продолжительности плавки и производительности агрегата

Удельная интенсивность продувки технически чистым кислородом сверху i, м³/(т·мин) определяется как отношение заданной интенсивности продувки к массе выплавленной стали

i = 960/240,1 = 3,99 м³/(т·мин).

Этот параметр является универсальным показателем, так как используется для характеристики режима продувки металла в конвертерах различной вместимости. Обычно удельная интенсивность продувки изменяется в пределах 2,0…5,0 м³/(т·мин).

Продолжительность основного технологического периода плавки – продувки – определим как время, необходимое для вдувания в конвертер расчетного количества кислорода. Так как потребность в дутье составляет 12103,23 м³, а по заданию интенсивность продувки – 960 м³/мин, то продолжительность продувки 12103,23 /960=12,6 мин.

Продолжительность других периодов плавки выберем из обычно наблюдаемых на практике значений (таблица 18).

Таблица 18 – Технологические операции конвертерной плавки и их продолжительность

Технологическая операция (период) конвертерной плавки	Продолжительность периода, мин
	существующая	выбранная
Осмотр и подготовка конвертера к работе Загрузка лома Подача первой порции сыпучих материалов Заливка чугуна Продувка Повалка конвертера, отбор проб металла и шлака, измерение температуры Выпуск металла, раскисление, легирование Слив шлака Неучтенные операции и задержки	1…10 2…6 0…2 2…6 10…20 3…6 4…9 2…4 0…5	1,0 2,0 1,0 3,0 12,6 4,0 6,0 2,0 3,6
Итого	30…50	35,2

Годовую производительность конвертера определим по формуле:

Р_г= ,

где Р_г – годовая производительность конвертера, т;

1440 – число минут в сутках;

N – число рабочих дней в году;

G_мк – выход жидкой стали после раскисления, т;

Т_пл – продолжительность плавки, мин.

Определим годовую производительность одного непрерывно работающего конвертера. В этом случае N = 365 дней.

Тогда:

Р_г = = 3,59 млн. т.

Чтобы обеспечить такую производительность, в цехе необходимо иметь два конвертера: один работает, а другой находится в ремонте или резерве.

Часто в цехе устанавливают три конвертера, что дает возможность непрерывной работы двух конвертеров. В этом случае производительность цеха равна удвоенной производительности одного непрерывно работающего конвертера.

12. Внепечная обработка стали

При выплавке IF-стали в кислородном конвертере невозможно обеспечить требуемый химический состав стали. Корректировка химического состава выплавляемого металла производится посредством его внепечной обработки.

Внепечная обработка полученного металла сводится к глубокому обезуглероживанию металла на установке циркуляционного вакуумирования, раскислению металла алюминием на установке усреднительной продувки и микролегированию титаном и ниобием на агрегате «печь-ковш».

Циркуляционное вакуумирование конвертерной стали в ковше позволяет получать металл, содержащий 0,003…0,004% С. Для этого необходимо иметь в металле перед обработкой 0,03…0,06% С, коэффициент циркуляции – 8…11, остаточное разрежение в конце вакуумной обработки менее 1 мм. рт. ст. и обработку металла вакуумом при таком разрежении не менее 10 мин. Обработка производится на циркуляционной установке вакуумирования стали.

Нагрев IF-стали на установке «печь-ковш» сопровождается повышением содержания углерода со скоростью около 0,0001%/мин. Основная причина науглероживания – поступление углерода от графитовых электродов во время электронагрева металла. С целью ограничения поступления углерода следует сократить длительность нагрева металла на установке «печь-ковш» до 10…15 мин, для чего по окончании вакуумной обработки требуется иметь металл с температурой 1600…1610С.

Микролегирование металла титаном и ниобием должно осуществляться после глубокого раскисления алюминием (содержание алюминия в металле не менее 0,055%) путем ввода порошковой проволоки. При этом усвоение титана составляет в среднем 56%, а ниобия – 51%. При микролегировании металла титаном и ниобием путем ввода кусковых материалов имеет место нестабильное усвоение микролегирующих элементов, что существенно осложняет получение заданного их содержания в металле.

Проведенные ранее балансовые расчеты показали, что основным источником поступления кремния в металл является шлак, попавший в сталеразливочный ковш во время выпуска металла из конвертера. Очевидно, что во время микролегирования металлом титаном и ниобием, имеющими большое сродство к кислороду, происходит восстановление кремния из шлака в металл. Степень восстановления можно уменьшить путем снижения активности SiO₂ в шлаке, находящемся в ковше. Существует две возможности для решения этой задачи – уменьшить поступление шлака в ковш при сливе металла из конвертера или снизить содержание оксида кремния в конвертерном шлаке к концу плавки. Основным способом снижения активности SiO₂ в шлаке, находящемся в сталеразливочном ковше, является уменьшение содержания оксида кремния в конвертерном шлаке. Эта задача может быть решена путем удаления низкоосновного шлака в первой половине периода продувки конвертерной плавки.

Характеристики

Список файлов курсовой работы