–PAGE_BREAK–SiO2=75% Al2O3=25%
Количество окалины в металлоломе составляет обычно 1 — 4 %, в основном это: Fe2O3 = 69% FeO = 31%
С учетом того, что расход металлического лома в кислородно-конвертерном процессе составляет обычно 20 — 30%, можно считать, что количество засорений из металлического лома будет составлять 0,25 — 0,75%.=0,55%
Расход футеровки конвертера принято считать равным 0,7 — 1,2 кг, боксита — 0,6 — 1 кг, миксерного шлака — 0,5 — 1,2 кг.
Таким образом, расход материалов из малозначащих источников, участвующих в образовании шлака, для расчета плавки можно принять:
Футеровка конвертера 1кг
Миксерный шлак 0,8кг
Боксит 0,8кг
Засорение лома 0,4кг
2.3 Расчет общего количества образующегося шлака
где:
В — основность шлака ( для кислородно-конвертерного процесса — 3
[Si]чуг — содержание кремния в чугуне, кг
[Si]л — содержание кремния в ломе, кг
qSiO2(др) — количество оксидов кремния (SiO2 ), поступающее в шлак из всех источников, кроме металлической шихты, кг (для кк процесса — 0,75
Возможную степень дефосфорации определяем по формуле:
где:
[Р]ших — содержание фосфора в металлической шихте — для плавки на обычном чугуне с одношлаковым режимом принимают [Р]ших =[Р]чуг
qм1 — выход жидкого металла (для кислородно — конвертерного процесса составляет):88
ap1 – коэффициент распределения фосфора между металлом и шлаком, который равен отношению концентрации фосфора в шлаке к его концентрации в металле и для кислородно-конвертерного процесса составляет [P2O5]:[P] =60
[Р]ост= 100 *0,15 = 0,0326%
88+0.437*60*14,19
В готовой стали содержание фосфора до 0,03, а у нас0,0326 что вполне допустимо, следовательно допустим одношлаковый вариант плавки
Определим далее степень десульфурации используя формулу:
где:
SSших — количество серы, вносимой в ванну металлической шихтой (чугун, лом)
SSдр — количество серы, вносимой другими шихтовыми материалами (известь, плавиковый шпат, рудные материалы, уголь, ферросплавы);
для практических расчетов допускается принимать: SSших+SSдр=SSчуг
SSгф — количество серы, переходящее в газовую фазу по следующим реакциям:
[S]+2[O]={SO2}; (S)+2(FeO)={SO2}; [S]+{O2}={SO2}; (S)+{O2}={SO2}
Известно, что коэффициенты распределения серы между окислительным шлаком и металлом приближенно можно определить по эмпирической формуле: as=2*B-2
или для обычного процесса, где as =6
{S}гф=8% от содержания серы в металлической шихте
Таким образом, по степени десульфурации металла одно-шлаковый режим в полной мере допустим, поскольку содержание серы в готовой стали не
Превышает 0,03%. Следовательно, по степеням дефосфорации и десульфурации плавка может быть проведена по одно-шлаковому варианту.
2.4 Максимально возможный расход металлического лома
Поскольку лом в кислородно-конвертерном переделе является основным охладителем и цена одной тонны его меньше цены тонны чугуна, то максимально возможный расход лома способствует улучшению технико-экономических показателей процесса плавки, снижению себестоимости стали.
Максимально возможный расход лома qSл кг, рассчитывают по формуле:
где:
SDНчугхим и SDНлхим — количество тепла, выделяющегося при полном окислении 100 кг примисей чугуна и лома, кДж
tчуг и tлом — температура чугуна и лома
0,88 и 0,7 — удельные теплоемкости чугуна и лома, кДж/кгК
Qшо, QSFeOобр, QCOдож — приход тепла в результате шлакообразования, образования оксидов железа (FeO, Fe2O3) шлака и дожигания СО до СО2 соответственно, кДж
Qшлфиз, Qгфиз, Qмхим — физическое тепло шлака, газа и металла соответственно, кДж
Qмхим — химическое тепло, которое может выделится при полном окислении примесей готового металла, кДж
SDH(EFeO)рлраз — тепло, затрачиваемое на полное разложение оксидов железа, содержащихся в 100 кг лома, кДж
А — постоянный член выражения, включающий тепловые потери от разложения карбонатов, испарения влаги шихты и другие малозначительные статьи потерь тепла; для кислородно-конвертерного процесса он составляет, А = 6000 — 7000кДж
Принимаем исходные данные
А = 6500кДж tлом = 0°C tчуг =1300°C
Количество тепла, выделяющееся при полном окислении 100 кг примесей чугуна, определим по уравнению:
где:
[C]i, [Si]i, [Mn]i, [P]i — содержание окисляющих примесей в чугуне, % по табл №1
Нс0, НSi0, НMn0, НP0-стандартные тепловые эффекты окисления этих примесей, кДж
Нс0=14770кДж
НSi0=26970кДж
НMn0=7000КДж
НP0=21730кДж
Таким образом:
Тепло шлакообразования определим по уравнению:
Qшо =qшл1*[6,28*(CaO)+14,64*(SiO2)+41,84*(P2O5)]
Приняв:
(CaO) = 50%
(SiO2) =15%
(P2O5) =2%
содержание оксидов в шлаке и qшл1 =14,19
Qшо =14,19*(6,28*50+14,64*15+41,84*2)=8759,2кДж
Химическое тепло образования оксидов железа шлака в кислородно конвертерном процессе с отношением FeO к Fe2O3 «два к одному», составит:
Q(EFeO)обр =42,3*qшл1*(SFeO)
где:
Температура в металле в конце продувки:
tм = 1530 + 80 * [C] + t
где:
обычно
[C]раск =0,054%
принимаем: [C]гот =0,18%
t=89°C
[C] =0,18-0,054=0,126%
tм =1530 +80*0,126+89=1629,08°С
Общее содержание оксидов в шлаке:
Химическое тепло образования оксидов шлака:
Q(EFeO)обр =42,3 *14,19*19,14=11488,5кДж
Тепло от дожигания в конвертере СО до СО2:
QCOдож =10100 * qCOS *UCO * Z
где:
10100 -теплота дожигания СО до СО2, кДж
UCO -доля дожигаемого количества СО в кислородно-конвертерном процессе =0,195
Z -доля тепла дожигания, передаваемая ванне — коэффициент использования тепла дожигания =0,795
qCOS-общее количество СО, выделяющееся из ванны (поскольку неизвестно количество расхода лома, то берем ориентировочно 25%)
Определяем содержание углерода в шихте:
SCших =0,75*[Cчуг]+0,25*[Cлом]=0,75 *3,9+0,25*0,2=2,98%
Количество углерода, удаляемого во время продувки:
D[C] =SCших -[C] =2,98-0,126=2,85кг
при этом образуется оксида углерода:
т.е. Тепло от дожигания СО в полости конвертера до СО2 составит:
QCOдож =10100 *6,65* 0,195*0,795=10412,3кДж
Физическое тепло металла составит:
QМфиз =(54,8+0,84tm)*qм1
где:
tм =tшл=1629,08°С
qм =88кг
QМфиз =(54,8+0,84 *1629,08) *88=125244кДж
Физическое тепло шлака:
QШЛфиз =(2,09*tшл-1379)*qшл1=(2,09*1629,08-1379)*14,19=28745,8кДж
Физическое тепло газов определяем с учетом только СО и СО2:
QSгазфиз=(1,32*tгаз-220)*(qCO+qCO2)
С учетом того, что по ходу продувки плавки температура отходящих газов изменяется в пределах 1350 — 1650°С, принимаем:
tгаз =1600°С
Приняв соотношение СО и СО2 как: 80 к 20%, найдем их количества:
Тогда физическое тепло отходящих газов с учетом СО и СО2 составит:
Химическое тепло, которое выделяется при полном окислении примесей конечного металла, определяем как:
Qмхим =(DНС0*[C]+DHP0*[P]+DHMn0*[Mn])*10-2 * qm1
где:
DНС0 — стандартный тепловой эффект окисления углерода =14770кДж
DHMn0 — стандартный тепловой эффект окисления марганца =7000кДж
DHP0 — стандартный тепловой эффект окисления фосфора =21730кДж
Допускаем, что в металле остается 0,25 % марганца чугуна.
[Mn]=0,25*[Mn]чуг =0,25*0,7=0,175%
Определяем химическое тепло:
Qмхим =10-2*(14770*0,126+21730*0,0326+7000*0,175)*90=3415кДж
Тепло расходуемое на полное разложение оксидов железа, содержащихся в 100 кг лома, составит:
SDНSFeOрлраз =4800 * nрл
где:
4800 -тепловой эффект диссоциации 69,4% (Fe2O3) и 30,6% (FeO)
nрл -содержание оксидов железа в ломе: 3,1
Тогда:
SDНSFeOрлраз =4800 *3,1=14880кДж
Количество тепла образующееся при полном окислении примесей лома:
SDНломхим =14770*[C]л +21730*[P]л +7000*[Mn]л +26970*[Si]л
SDНломхим =14770*0,2+21730*0,04+7000*0,5+26970*0,15=11368,7кДж
Имея уже все данные, определяем максимально возможный расход лома (кг):
2.5 Фактический расход лома с учетом дополнительного
охладителя
Чтобы исключить додувки по температуре (непредвиденные ситуации), необходимо предусмотреть некоторый резерв тепла. Это достигается заменой части лома на твердый окислитель (окалина, руда, агломерат). Коэффициент эквивалентности твердого окислителя по отношению к лому:
sто =0,062*FeтоS — 0,014*(Feто) — 0,633
Известно
(Feто) =1,3% количество оксидов железа в ржавчине лома.
Общее содержание железа в твердом окислителе определяем как:
FeтоS=0,7 * (Fe2O3) + 0,778 * (FeO)то = 0,7 * 86+0,778 *1,3=61,21%
тогда:
sто =0,062 *61,21-0,014 *1,3-0,663=3,11
Принимаем расход твердых окислителей: qок =0,3кг, тогда количество лома, которое необходимо заменить, составит:
qл =sто * qок=3,11*0,3=0,933
таким образом, фактический максимальный расход лома с учетом твердых окислителей составит:
qфлS =qSл — qл = 25,76-0,933=24,827кг
2.6 Необходимый расход извести
Для определения необходимого расхода извести находим содержание примесей в металлической шихте:
[S]ших =10-2*(qчуг*[S]чуг+qл*[S]л)
где: qчуг=100-qл =100 -24,827=75,173кг
[C]ших=10-2*(75,173*3,9+24,827*0,2) =2,981%
[Si]ших=10-2*(75,173*0,8+24,827*0,15) =0,639%
[Mn]ших=10-2*(75,173*0,7+24,827*0,5) =0,65%
[P]ших=10-2*(75,173*0,15+24,827*0,04) =0,123%
[S]ших=10-2*(75,173*0,05+24,827*0,04) =0,048%
Расход извести определяем как:
D[Si] =[Si]ших — [Si]ост =0,639-0=0,639%
D[P] = [P]ших — [P]ост =0,123-0,0326=0,09%
Для упрощения расчетов примем суммарное поступление SiO2 из футеровки, миксерного шлака, мусора лома и окатышей qSiO2др = 0,848
Аналогично для СаО — qCaOдр = 0,663
Таким образом расход извести составит:
2.7 Уточнение количества шлака
Уточнение количества шлака производим по формуле:
Здесь (SFeO) — вносимое футеровкой, миксерным шлаком, бокситом, металлоломом и окатышами, для сокращения расчета принимаем равным
(SFeO)=18%, при соотношении (FeO)=12%, (Fe2O3)=6%
D[Mn]= [Mn]ших -[Mn]ост=0,65-0,45=0,2
Компоненты
Вносится
Шлак
Группа
хим. Фор
мула
футеров
кой
миксер
шлаком
бокси
тами
мусором
лома
окалиной
лома
окатыша
ми
Итого
известью
металл
шихтой
Итого
Всего
%
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
шлакообразующие без оксидов железа
СаО
0,40
0,22
0,008
—
—
0,01
0,64
7,12
—
7,77
7,77
57,25
SiO2
0,03
0,38
0,09
0,3
—
0,01
0,82
0,16
1,36
2,36
2,37
17,46
Al2O3
0,01
0,05
0,41
0,1
—
0,006
0,58
0,06
—
0,64
0,64
4,76
P2O5
—
0,002
0,001
—
—
—
0,003
0,01
0,20
0,21
0,21
1,59
MnO
—
0,06
—
—
—
—
0,06
—
0,25
0,32
0,32
2,38
MgO
0,52
0,03
0,001
—
—
0,003
0,56
0,16
—
0,73
0,73
5,42
S
—
0,003
0,001
—
—
—
0,004
0,01
0,02
0,03
0,03
0,22
итого
0,97
0,75
0,51
0,4
—
0,03
2,68
7,54
1,85
12,1
12,45
91,78
оксиды железа
FeO
—
0,03
—
—
0,18
0,004
0,21
—
—
0,21
1,82
13,43
Fe2O3
0,02
0,01
0,2
—
0,40
0,25
0,89
—
—
0,89
0,91
6,71
итого
0,02
0,04
0,2
—
0,58
0,26
1,11
—
—
1,11
1,11
18
летучие
CO
—
—
—
—
—
—
—
—
5,22
5,22
—
—
CO2
—
—
0,01
—
—
—
0,01
0,75
2,05
2,82
—
—
H2O
—
—
0,06
—
—
0,003
0,07
0,08
—
0,15
—
—
SO2
—
—
—
—
—
—
—
—
0,003
0,003
—
—
итого
—
—
0,08
—
—
0,003
0,08
0,83
8,34
9,27
—
—
всего
1
0,8
0,8
0,4
0,58
0,3
3,88
8,38
10,19
22,47
13,57
100
2.8 Предварительный расчет количества газа
Принимаем, что 80% углерода окисляется до СО, а 20% до СО2
где:
D[C]=D[C]ших-[C] =2,981-0,18=2,801
тогда имеем:
qCO=2,801*1,867 = 5,229 кг
qCO2=2,801*0,733 = 2,054 кг
Количество сернистого газа SO2 определяем из допущения, что 5% серы из [S]ших окисляется с образованием газообразного оксида.
Количество влаги
qН2О=0,156кг
2.9 Расчет выхода жидкого металла
Выход жидкой стали qм1 определяется ее балансом:
Приход:
1. Масса чугуна и лома (завалки) — qмзав =100кг
2. Массв железа восстановленного из оксидов –
Расход:
Масса железа перешедшего в шлак в виде оксидов — qFeок
qFeO =12 *14,671* 10-2=1,761кг
qFe2O3 =6 *14,671* 10-2=0,88кг
qFeок =1,761* 0,78 +0,88* 0,7 =1,99кг
Масса удаленных примесей состоящих из суммы основных, кг:
qSD[S]=D[C]+D[Si]+D[P]+D[Mn]+D[S]=2,801+0,639+0,09+0,2+0,0214=3,75
Потери металла в виде корольков шлака (принимаем их величиной в 3%) составят:
qкор =0,03 *14,671=0,44кг
Потери металла с выбросами (принимаем 2%) составят:
qвыб =0,02*100=2кг
2.10 Потери металла с пылью (угар)
Эти потери составляют:
qFeп =10-5*Vг*Feп*qп
где:
Feп =75% -содержание железа в пыли, qп =100г/м^3 — содержание пыли в газе.
Объем газа находим по формуле:
Масса железа теряемая с пылью:
qFeп =10-5*5,423* 75*100=0,407кг
Принимаем:
qмл =0,989кг — масса ржавчины (окалины) и мусора в ломе
qмшл =0,8кг — масса миксерного шлака и определяем выход жидкой стали
qм1=(qмзав+qFeвосст)-(qFeок+qSD[S]+qкор+qвыб+qFeп+qмл+qм.шл)
qм1=100+0,798-1,99-3,751-0,44-2-0,407-0,989-0,8=90,421кг
2.11 Остаточное содержание примесей в металле
Остаточное содержание марганца в металле находим как:
где:
SMn =[Mn]ших + 0,775 * SMnOдр
тогда:
Т =tгот + 273 =1629,08+ 273 =1902,08°К
SMn =0,65+0,775*0,064=0,7кг
КMn=1.641
Остаточное содержание фосфора в металле:
принимаем:
aр1 =60
тогда:
SP=0,123+0,437*0,011=0,128кг
Остаточное содержание серы в металле:
принимаем:
as1 = 6
DSгф =0,075*0,048=0,0036кг
SS=0,048+0,012-0,0036=0,0564кг
2.12 Расчет количеств удаляемых примесей из металла
D[C] =[C]ших-0,904*[C]=2,981-0,904*0,126=2,867кг
D[Si]=[Si]ших-0,904*[Si]=0,639-0,904*0=0,639кг
D[Mn]=[Mn]ших-0,904*[Mn]=0,65-0,904*0,175=0,492кг
D[P]=[P]ших-0,904*[P]=0,123-0,904*0,0326=0,094кг
D[S]=[S]ших-0,904*[S]=0,048-0,904*0,0266=0,024кг
всего:qSD[S]=4,116кг
2.13 Расход дутья и продолжительности продувки
Расход кислородного дутья на основе рафинирования определяем как:
продолжение
–PAGE_BREAK–