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
= 0,72 - 0 = 0,72 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
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 | 2,38 |
| 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.