Конструкція двохванної сталеплавильної печі

Зміст
Введення
1.Конструкція двохванної сталеплавильної печі
1.1 Пристрій роботи двохванної печі
1.2 Недоліки двохванних печей
2. Зразковий розрахунок двохванної сталеплавильноїпечі
2.1 Паливний розрахунок
2.2 Матеріальний баланс
2.3 Тепловий баланс
3. Витрата тепла
3.1 Фізичне тепло сталі
Висновок
Література

Введення
У двохваннихпечах виплавляють сталі низьколеговані, що не уступають по якості сталям,виплавлюваним у мартенівських печах
Поширеннядвохванних печей визначилося їхніми перевагами в порівнянні з мартенівськимипечами: малою питомою витратою вогнетривів (4-5 кг у порівнянні з 12-15 кг на мартенівських печах), меншим обсягом ремонтів, значним полегшеннямумов праці ремонтників, в 3-5 разів меншою витратою палива, більше високоюстійкістю, що досягає 800-1000 плавок.
Продуктивністьдвохванних печей в 3-4 рази вище, ніж мартенівських; їх установлюють на місцііснуючих мартенівських печей без реконструкції будинку й зміни вантажопотоків уцеху.

1. Конструкціядвохванної сталеплавильної печі
При інтенсивнійпродувці мартенівської ванни виділяється значна кількість ІЗ, що важко повністюдопалити в самому робочому просторі. Частина незгорілого З і велику кількістьпилу виносяться димовими газами з робочого простору печі.
/>
Двох ванна піч2×300 т:
1 – ванни печі; 2 – фурми; 3 –шлаковики; 4 — заслінка; 5 – амбразура для відбору повітря з вертикального каналу;6 –повітропровід; 7 – амбразура у зводі печі; 8 – ежектор використання.
З і частковоговловлювання пилу в самому робочому просторі створений двох ванна сталеплавильнапіч.
Робочий простіртакої печі розділено перекладом на дві ванни. Обидві ванни мають загальний.звід, так що продукти згоряння, що утворяться в одній ванні, проходять другучастину робочого простору.
1.1Пристрій роботи двох ванної печі
Піч працює втакий спосіб: в одній ванні (гарячої) відбувається плавлення й доведення зінтенсивною продувкою металу киснем, а в другій ванні (холодної) у той же часіде завалка й прогрів твердої шихти. Гази з гарячої частини печі направляютьсяв холодну й складаються до 35% з оксиду вуглецю. У холодній частині печі Здогоряє до З2 і за рахунок тепла, що виділяється, відбувається нагрівши твердоїшихти. Відсутнє для процесу нагрівання тепло заповнює подачею природного газучерез пальники, установлені у зводі печі. Згоряння природного газу й догоранняЗ відбуваються за рахунок додаткового кисню.
Коли готову стальіз першої ванни випускають, у другу ванну заливають рідкий чавун. Післязаливання чавуну відразу починають продувку ванни киснем. Закінчується продувказа 5-7 хв до випуску. З випуском металу з першої ванни цикл плавки закінчуєтьсяй починається новий. У той же час за допомогою перекидних шиберів змінюєтьсянапрямок руху газів. Тепер колишня холодна ванна стає гарячою. Першу ваннузаправляють і роблять завалку шихти, і цикл повторюється.
Двох ванна пічповинна працювати таким чином, щоб була рівність холодного й гарячого періодів,що протікають одночасно в різних ваннах. У холодний період входить випуск,заправлення, завалка, прогрівши, заливання чавуну; у гарячий період — плавленняй доведення. Наприклад, для печі із садкою кожної ванни 250 т загальнатривалість плавки становить 4 год, кожний період триває по 2 ч. Металвипускається також через кожні 2 ч. Розкислення стали, роблять у ковші.
Метал продуваютькиснем у кожній ванні через дві-три кисневі фурми з інтенсивністю20–25м3/год” на 1 т металу. Кожна частина печі обладнана кисневими фурмамий газокисневими пальниками. Пальники необхідні для сушіння й розігріву печіпісля ремонтів, а також для подачі додаткового палива.
Сучасні двохванніпечі працюють на технічному кисні без вентиляторного повітря, тому регенераторивідсутні. Холодна ванна печі частково виконує роль регенераторів, акумулюючитепло газів, що залишають гарячу частину печі з температурою ~1700°С, ічастково вловлює плавильний пил, тим самим виконує роль шлаковиків. Протекількість пилу в продуктах згоряння, що залишають Піч, становить більшувеличину (20–40 т/м/>). Пил складається на 85-90 % зокислів заліза.
Димові гази, щозалишають робочий простір печі з температурою близько 1500 °С, надходять повертикальному каналі в шлаковик, у якому прохолоджуються водою до температури900–1000 °С, а потім направляються в кабанів. У кабані за рахунокпідсмоктування холодного повітря відбувається подальше зниження їхньоїтемператури до 700 °С.
1.2Недоліки двохванних печей
До недоліківіснуючих конструкцій двохванних печей треба, віднести менший вихід придатноїсталі, підвищений витрата рідкого чавуну й вибивання великої кількостітехнологічних газів через завалочні вікна в цех.
Вибивання газів зробочого простору відбувається через завалочні вікна при піднятих заслінках іпо периметрі закритих заслінок, а також через стаціонарні ринви для заливаннячавуну. Як показала практика, оптимальне з погляду теплової роботи існуючихдвохванних печей тиск під зводом печі становить 3– 4 Па. При цьому нульовалінія тиску розташовується на рівні порога печі або трохи вище його. При цихумовах, як показують розрахунки, через одне відкрите вікно вибивається 6–8 тис.м3 газу в годину. В окремі періоди плавки розрахункова кількість газів, щовибиваються, перевищує 20 % усього кількості газів, що надходять у тракт.
На деяких печахвнаслідок недостатньої пропускної здатності тракту тиск під зводом приінтенсивній продувці підвищується до 5-6 Па, що приводить до ще більшогозбільшення кількості газів, що надходять у цех.
Вибивання газівпогіршує умови праці, утрудняє обслуговування печі, забруднює повітрянийбасейн. Частина пилу не віддаляється через ліхтар будинку, а циркулює надробочою площадкою грубного прольоту й попадає в проліт. Вибивання приводитьтакож до погіршення теплової роботи печі, тому що частина оксиду вуглецю йфізичного тепла диму не використовується для нагрівання лома.
Радикальнийспосіб усуненні вибивання з печі — зниження тиску під зводом з 30-40 до 20 Па.У цьому випадку нульова лінія тиску розташовується прорізу завалочного вікна, івоно буде перебувати в зоні розрідження. Вибивання диму при цьому повністювиключається. Разом з тим, у піч попадає велика кількість холодного повітря. Джереламицього повітря є підсмоктування через вертикальний канал, через який невіддаляються димові гази й на який діє тяга, створювана димарем. Крім того,негативно позначається дія, повітряних завіс, установлених на амбразурах дляпродувних фурм і в задній стінці для термопари, а також підсмоктування череззавалочні вікна печі. Внаслідок великої кількості повітря в продувній камері з більшимнадлишком повітря практично весь оксид, що виділяється з ванни, вуглецю.
Розрахункипоказують, що підсмоктування повітря створює таку ситуацію, коли тепласпалювання оксиду вуглецю недостатньо навіть для нагрівання димових газів дотемператури, при якій вони віддаляються із продувної камери. Отже, виникаєдефіцит тепла на компенсацію втрат через кладку й охолоджувані елементи печі, атакож на догрів димових газів, що покривається за рахунок тепла, що виділяєтьсяусередині рідкого металу.
Для 280-тдвохванної печі, починаючи з витрати підсмоктаного повітря в кількості 20 000 />, потреба длякомпенсації дефіциту кількості тепла зростає зі збільшенням кількості повітря.При цьому всі менша частина тепла оксиду вуглецю використовується корисно длянагрівання ванни й все більша кількість тепла, що виділяється усередині рідкоїванни, затрачається на покриття втрат тепла. Для рішення питання про необхіднийступені окису вуглецю й продувається камері, що, і оптимальному розподілі теплаоксиду вуглецю між двома камерами були виконані спільні розрахунки рівняньгазового, матеріального й теплового балансів продувної камери й камеринагрівання, які показали, що:
1) На двохванних сталеплавильнихпечах при існуючих сумарних теплових втратах на обидві ванни й наявності більше28 % лома в шихті в продувній камері існує дефіцит тепла, еквівалентний 20–-100% теплового ефекту спалювання оксиду вуглецю;
2) кількість повітря, щофактично надходить у продувні камери існуючих печей, істотно перевищуєнеобхідне для спалювання розрахункової частки оксиду вуглецю, що ще більшезбільшує дефіцит тепла;
3) при обмеженніпідсмоктування й раціональному нагріванні скрапу у двохванної печі питомавитрата чавуну може бути зменшений, з 780-750 до 680-700 кг/т придатної сталі(зміст лома в шихті 38–40 %).
Як уже вказувалося,більшим недоліком двохванних печей є вибивання газів через вікна печі. Дляусунення цього недоліки необхідний виконання ряду заходів, з яких найбільшважливі наступні: забезпечення на печі резерву по тязі й робота через очисткупротягом всієї кампанії печі; створення конструкції тракту підсмоктування;виконання вертикальних каналів печі з охолоджуваними поверхнями.
Для обмеженняпідсмоктування повітря через вертикальний канал може бути передбачена установказаслінок, що перекривають у закритому положенні більше 90 % площі перетинувертикального каналу. Гідравлічні розрахунки димового тракту показали, щоустановка заслінок дозволяє скоротити кількість повітря, що надходить черезвертикальний канал у продувну камеру, приблизно вдвічі.
Підсмоктуванняповітря в продувну камеру зменшується також завдяки ежекції частини повітря (~10 000 м3/ч) з вертикального каналу з подачею його в камеру нагрівання шихтиповз продувну камеру. Повітря, що має температуру 700-500С, відсмоктують черезохолоджувану амбразуру 5 у стінки вертикального каналу, з’єднану з амбразурою 7у зводі печі між камерами повітропроводом. Повітря підлетіло в камерунагрівання шихти зі швидкістю 100 м/с і використовується для спалювання палива.
Для зменшення діїструменів повітря в конструкції передбачені сопла, що подають повітря,спрямований проти руху потоку повітря. Струменя із цих отворів створюють завісуна вході в амбразуру, тим самим скорочуючи присос повітря зменшенняефективності.
При зменшеннікількості повітря зменшується загальна кількість диму, що надходить d камерунагрівання. Це дозволяє обладнати піч між ваннами з установкою з кожної сторониежекторів. При цьому можливо забезпечення незалежного регулювання тиску підзводом печі в кожній камері, що має велике значення для поліпшення тепловоїроботи печі й забезпечує гарні умові для повного згорання.
/>
Мал.1 Пристрійдля відсмоктування димових газів, що вибиваються з робочого простору печі:1-колектор; 2-парасоль; 3-колектор стисненого повітря; 4-повітряний струмінь.
Більші труднощівикликає ущільнення прорізу завалочних вікон при відкритій; заслінці. Якщовікно перебуває під розрядженням, то через нього засмоктується 30000-40000/>повітря в годину.Для забезпечення можливості роботи печі при підвищеному тиску під зводомпередбачені пристрої, що відсмоктують дим. Наявність резервної очисткиприводить до подорожчання будівництва печі.

2.Зразковий розрахунок двохванної сталеплавильної печі
2.1Паливний розрахунок
Розрахуватидвухванную піч, ємністю ванн по G= 250т кожна, приймаючи загальну тривалістьплавки рівної -1440 з (0,4 ч), з яких: випуск і заправлення – 1440 з (0,4 ч);завалка й прогрів -4680 з (1,3 ч); заливання чавуну й плавлення -4680 (1,3 ч);доведення — 3600 з (1,0 ч).
Продувка ваннпроводиться технічним киснем. Недолік тепла від горіння в «холодній» ваннікомпенсується подачею природного газу. Розрахунок сталеплавильної печі включає:1) розрахунок матеріального балансу; 2) розрахунок теплового балансу; 3)розрахунок витрати палива (природного газу) по періодах плавки.
2.2Матеріальний баланс
Розрахунок шихтипроводять на 100 кг металевої садки, причому плавку умовно ділять на дваперіоди: I період від завалки до повного розплавлювання, II період — відрозплавлювання до розкислення стали.
I період
Знайдемо середнійсостав шихти, з огляду на, що в 100 кг металевої шихти втримується .65 кг чавуну й 35 кг скрапу (див, вище).
Вигар домішоквизначимо як різниця між змістом домішки в шихті, і сталі після розплавлювання.Приймемо, що при продувці ванни технічним киснем 10% S окисляється до SO2, авигар заліза в дим прийнятий рівним 1 % (по 0,5 % у кожному періоді).
З 2,505-1,30 = 1,205 кг
Si. 0,650 кг
Мn 0,760-0,04=0,720 кг
Р 0,144 — 0,015-0,129 кг
S 0, 0465 — 0, 03- 0, 00465=0,012 кг
Fе (у дим) 0,500 кг
Усього 3,216 кг
Тепер можнавизначити витрату кисню й кількість оксидів, що утворилися:
Витрата кисню, кг
З-З 1,205-16:12=],607
Si->SiO20,65-32:28=0,743
Мn-MnO 0,76-16:550,221
Р-Р2О60,144-80:62-0,186
Fe у дим-Fе2О3 0,5-48:112=0,214
S-SO2 0,0465-32:32-0, 0465 3,0175
Для розрахункусостава й кількості шлаків варто зробити наступні допущення.
При завалці зіскрапом вноситься 2 % забруднень типу глини, що має состав: 52 % SiO2; 25 %А1гО3; 23 % Н2О. Таким чином, забрудненнями вноситься, кг:
SiO/>35.0, 02.0, 52-0,364
Al/>35-0, 02.0, 25-0, 1575
H/>35-0, 02.0, 23-0,161
0,6826 кг.
Звичайно скрапокислений {~1 %), тобто зі скрапом попадає 0,35 кг окалини у вигляді Fe/>Оз.Разом із чавуном з міксера попадає деяка кількість шлаків, що для даногорозрахунку приймемо рівним 0,5 кг наступного состава: 46 % СаО; 8 % А12О3; 6 %MgO; 2 % S.
У шлаки надходитьдеяка кількість матеріалу футеровки, зношування якої приймаємо рівним, кг:
Доломить обпалений
Відповідно дотехнології виробництва стали, після заливання чавуну 5–6 % шлаків. Приймаємо,що в розглянутому випадку 6 % шлаків (6 кг) состава, %: 21 SiO2; 3,5 А12О3; 4 MnO; S MgO; 25 СаО; 4 P2O-3; 0,3 S; 0,1 Cr2O3; 27,6 FeO; 6,5 Fe2O3.
Зі шлаками йде,кг:
SiO2…6, 0-0,210= 1,260
А12О3…6,0-0,035-0,210
Мnо… 6,0-0,040-0,240
MgO…60-0,080 =0,480
CaO …6,0-0,250-1,500
Р2О5…6…6,0-0,040=0,240
S..,0-0,003 =0,018…
Сг2О3…6…6,0-0,001=0,006
FeO..,0.0,276=1,656
Fe2O3…6,0-0,065=0,39
6,00 кг
Зі шлакамигубиться 1,5:0,53=2, 83 кг вапняки (0,53 зміст Сао в 1 кг вапняку).
Позначаючивитрату вапняку за х., будемо вважати загальну витрату вапняку рівним (2,83+х)кг із урахуванням втрат зі шлаками. Тепер знаходимо:
Надходження />, кг, з:
металевої шихти1,393
доломіту1,3-0,02=0,026
забруднень скрапу0,364
міксерних шлаків0,5-0,38=0,19
вапняку2,83+х)0,02=0,0566+0,02х
2,036+0,02х
Надходження А1ЕО3,кг; з;
Доломіту1,3-0,02=0,026
забруднень скрапу0,1575
міксерних шлаків0,5-0,08=0,040
вапняку(2,83+х)0,003=0,0085+0,003х
0,236+0,003х
Надходження Сао,кг, з:
Доломіту1,3-0,55=0,715
міксерних шлаків0,5-0,46=0,23
вапняку(2,83+х)0,53= 1,5+0,53х
2,447+0,53х
Надходження РзО5,кг; з:
металевої шихти.… 0,330
вапняку (2,83+х)0,007=0,002+0,0007х
0,332+0,0007х
Приймаючи запрактичним даними, що в шлаку втримується 16 % FeO і 6 % Fe2O3, складемо зобліком шлаків, формулу кількості його наприкінці 1 періоду, кг: SiO2…2,036+0,02х-1,260 = 0,776+ 0,02х
А12О3…0,236 +0,003 – 0,210 = 0,026 + 0,003х
Мnо…0,981-0,240 = 0,741
MgO… 0,6206 +0,02х – 0,48 =0,1406 + 0,02х
СаО… 2,447 +0,53 х-х– 1,50 = 0,947 + 0,53х
Р2О6…0,332 +0,0007х –0,24 = 0,092 + 0,0007х
S…0,111+0,001х –0,018 = 0,093 + 0,001х
Сг2О3…0…0,012–0,006=0,006
FeO,.,16шл
Fe2O3…0…0,16шл
Lшл = 0,22Lшл +2,8216 + 0,5747х або
LШП = 3,617 + 0,737х.
Думаючи, що кількістьшлаків наприкінці I періоду повинна бути дорівнює 2,6, одержимо рівняння длявизначення витрати вапняку
0,947 + 0,53х =2,0176 + 0,052х або х = 2,24 кг.
Тепер можназнайти кількість шлаків LШЛ — 3,617 + 0,737-2,24 = 5,987 кг.
Остаточний составі кількість шлаків:Речовини Маса, кг Зміст, % SiO2 0,9328 15,58 А12О3 0,0371 0,62 МnО 0,8421 14,06 MgO 0,2107 3,52 СаО 2,4254 40,52 РА 0,1063 1,78 S 0,1081 1,82 Сг2О3 0,0068 0,10 FeO 0,9579 16,00 Fe2O3 0,3592 Lшл,=5,9870
Сумарна витратавапняку дорівнює 2,83+2,24 = 5,07 кг. Загальна кількість шлаків 6+5,987 = 11,987 кг.
Складемо балансзаліза на 1 період плавки.
Кількість заліза,що окислилося, дорівнює 0,232+1,949 = = 2,181 кг.
Витрата кисню наокислювання заліза до Fe2O3 0,232X Х48: 112 = 0,099 кг; до FeO 1,949-16:56 = 0,557 кг.
Приймаючи, що затмосфери печі у ванну надходить 30% від загальної кількості кисню, знайдемовеличину останнього 3,0175+0,099+0,557+0,1 (3,0175+0,099+ +0,557) =4,04 кг.
З огляду на те, щов першому періоді ванна недостатньо й нерівномірно прогріта й процеси обміну вповільнені,приймаємо коефіцієнт засвоєння подаваного у ванну кисню, рівним 0,9. Тодівитрата технічного кисню складе
/>
Тут 0, 95-часткаO/>/>
Витрата чистогокисню 4,04-22,4/32 – 2,828 м3.
Витрата чистогокисню з урахуванням коефіцієнта засвоєння 2,828/0,9 = 3,142 м3.
Кількістьнезасвоєного кисню 3,142–-2,828 = = 0,314 м3 або 0,486 кг.
Кількість азоту,що подається з технічним киснем 3,3–3,142 = 0,158 м3 або 0,197 кг.
Кількістьтехнічного кисню, що надходить у ванну 4,04+0,486+0,197 = 4,723 кг.
Вихід придатногоз урахуванням металу, шлаками (10 % від кількості шлаків)
100-3,216-2,181-0,6825-0,35-0,5-0,6=92,47кг, де 3,216 — вигар домішок; 2,181 — кількість заліза, що окислилося; 0,6825 — забруднення скрапу; 0,35 — окалина скрапу; 0,5 — міксерні шлаки; 0,6 — втратиметалу зі шлаками.
II період
Розрахунокматеріального балансу для другого періоду плавки від розплавлювання дорозкислення стали, проводиться аналогічно розрахунку для I періоду.
2.3Тепловий баланс
Метою розрахункутеплового балансу, робочого простору камери печі, є визначення середнього тепловогонавантаження й теплового навантаження холостого ходу. Розрахунок робимо дляоднієї камери печі.
Прихід тепла
Тепло, внесенескрапом
820,75-103 кДж =0,82 ГДж.
Тут сск=0,469кДж/( кг-до) – питома теплоємність скрапу при £CK=20°C; DCK=0,35 – часткаскрапу в шихті; G –250 т ємність однієї ванни печі.
2, Тепло, внесенечавуном
Q4 = GD4 == 250- 10s-0,65 [0,745■ 1200 + 217,72 + + 0,837 (1300 – 1200)3 = 194255,75:10^ кДж -= 194,26ГДж, де Л, –0,65 – частка чавуну в шихті; с™ =0,745 кДж/
/( кг-до) — середняпитома теплоємність твердого чавуну в інтервалі температур 0–1200°С:’
cf =0,837 кДж/(кг-до) — теж рідкого чавуну в інтервалі температур 1200–1300 °С;
1-4 = 217,72кДж/кг – схована теплота плавлення чавуну; £ч=1300°С – температурачавуну, що заливається; ш.год –1200°С – температура плавлення чавуну.
3. Теплоекзотермічних реакцій
З-З2… 0,02405250 103 34,09 = 204966,1
Si-SiO2…0,00650250 103 31,10 = 50537,5
Мn-мnо…0,00680 250 103 7,37= 12529,0
Fe-Fе2О3(у дим)… 0,010000-250.103-7,37 = 18425,0
Р-Р2О5…0,00129250 103 25,00 = 8062,5
S-SO2…0,00012250 10/>9,28= 278,4
Fe-FeO…(0,01940 + 0,00053)250-103 4,82 = 24015,6
FeFe2O3…(0,00232 –0,00018) 250-103 7,37 = 3943,0
/>=322757,1 МДж = = 322,76ГДж
тут першийстовпчик чисел-частка вигорілої домішки;
другий — ємністьванни, кг;
третій — тепловіефекти реакцій, віднесені до 1 кг елемента, Мдж/кг (див. додаток XII).
4. Теплошлакоутворення
SiO2-(CaO)2SiO2…0,01393-250-103;28.60-2,32=8075,75
Р206-(Са0)8РАСа0…0,033250 103 62 142 4,71 =738,63
QШ.про =8,81 ГДж=8814,38 МДж
5. Тепло відгоріння природного газу
QН р.г = 35069,6 УкДж — 0,035 У ГДж,
де Q/>=35069,6кДж/м3 – нижча теплота згоряння природного газу (див. приклад 35); В – витратуприродного газу на плавку, м3..
6. Тепло, внесенеу робочий простір повітрям, що йде на спалювання природного газу й З
(9,28У +0,06279-250-103:28-22(4-2,38) 1,3226-20 =
= 245,47 У +790598,34ТкДж = 0,000245 У 4- 0,79 ГДж.
Тут />і /> теоретичні витратиповітря для спалювання 1 м3 природного газу й 1 м3 З, відповідно
рівні 9,28 і 2,38м3/м3;
Mco =28 кг-молекулярна маса З;
Cв= 1,3226 кДж/м3К) — теплоємність повітря при t/>=20°С

3.Витрата тепла
3.1Фізичне тепло сталі
/>
0,91119-250.103[0,7-1500+272,16+ 0,837(1600 –1500)1 — 320251,39-103 кДж — 320,25 ГДж.
Тут Dст–0,91119вихід стали;
с/>=0,7 кДж/(кг К) — питома теплоємність твердої сталі, середня в інтервалі температур 0–1500 °С;
/>=0,837 кДж/( кг-до) — теж, рідкої сталі середня в інтервалі температур 1500–1600 °С;-
/>= 1500 />C – температураплавлення стали;
/>= 272,16 кДж/кг –схована теплота плавлення стали.
2. Фізичне теплостали, що втрачається зі шлаками
/>= 0,00734-250- 10/>0.7-1500 +272,16 + 0,837(1600 –1500)] = 2579,753-103 кДж = 2,58 ГДж.
3. Фізичне теплошлаків
Qшл = (1,25-1550+209,5) 0,06 250 103 +(1,25 1600+209,35) 0,0628 250 103 = 66889,545 103кДж=66,89 ГДж.
Тут 1,25 кДж/(кг-до) — теплоємність шлаків, середня в інтервалі температур 0–1600°С;
209,35 кДж/кг — схована теплота плавлення шлаків;
0,06 і 0,0628 — частка шлаків
4. Тепло знищено продуктамизгоряння при середній температурі 1yx= 1600 °С
/>=BiyxVyx В 2592,6410,34=26807,9 У кДж =0,0268 У ГДж. Тут:
ico2…0,09553815,86 = 364,41
i/>о…0,1875 2979,13 =558,59
/>,…0,7170.2328,65 = 1669,64
 />= 2592,64 кДж/м3.
Частки З2, Н2О,N2 і Vyx, їх ентальпії –при t ух== 1600 °С.
5. Тепло, щовитрачається на розкладання вапняку
/>1779,5 0,0507 250103=22555 103кДж=22,56 ГДж.
Тут 1775,5 кДж/кг- теплота розкладання 1 кг вапняку; .
0,0507 — часткавапняку (див. матеріальний баланс).
6. Тепло,затрачуване на випар вологи й нагрівання пар води до tyx=1600°C.
/>= 0,000786 250 10/>4,187 100+2256,8+1,88(1600– 100)]22,4 18 = 1297594,2 кДж — 1,3 ГДж.
Тут 4,187 кДж/(кг-до) — теплоємність води, середня в інтервалі температур 0–100 °С;
1,88кДж/(кг-1
2256,8 кДж/кг — схована теплота випару 1 кг води;
0,000786 — часткаН2О в продуктах плавки (див. матеріальний баланс).
7. Тепло,витрачене на нагрівання газів, що виділяються з/>ванни, до°t =1600 C.
З2…3815,86-0,02146-250.103-22,4:44= 10422, 15-Ю3
З,..2526,85-0,0б279.250.108.22,4:28= 31732Д8-1б3
SO2,..3815,86-0,00101.250-103-22,4;64-337,23.103
N2…2328,65-0,00320.250-103-22,4;281490,33-103
О2…24…24б3,97-ПРО, 250-Ю3-22,4:32= 2863,13-103
/> = 46845,02-103 кДж = 46,85 ГДж
9. Втрати тепла зохолодною водою.
У робочомупросторі двохванної печі водою прохолоджуються заслінки вікон (витрата води по1,67- 10/>м3/с)„ змійовики стовпчиків (по 0,56-10/>3 м3/с), амбразура жужільноїльотки (1,12-10/>3 м3/с) і кисневі фурми (по 0,2810/>3м3/с). Приймаючи, що підвищення температури води у елементі не повиннеперевищувати 20С, знаходимо втрати тепла з охолодною водою;
Заслінки3-1,67-10-3-4,187- 103-14400-20=6041,34 103
Змійовик 6-0,56-10.4/>,187-103-14400.20=4051,68-103
Амбразура1-1,12-10/>.4,187- 103-14400-20=1350,56- 103
Фурми 3-0,28-10/>-4,187-103=6840-20-481,14-103
/>=11924,72- 10/>Дж= 11,92ГДж
Тут першийстовпець чисел – кількість елементів; другий – витрата води, м3/з; третій –теплоємність води, кДж/(м3К); четвертого – час теплового впливу на елемент,різниця температур вихідної й вхідної води, К.
Рами завалочнихвікон і балки зводу мають випарне охолодження. Приймаючи витрату хімічноочищеної води на кожний елемент 0,11- 10/>м3/зі знайдемо загальну витратуводи:
Рами завалочнихвікон 3-0, 11 10/>=0,33- 10/>
балки передньої стінки3-0,11 103=0,33-I0/>
балки задньоїстінки 3.0,11-10/>=0,33-.10/>
Усього =0,99-10/>3 м/с/>
Уважаючи, щовихід пари становить 90 % (0,89- 10/>3м3/с), знайдемо втрати тепла звипарним охолодженням.
/>4,187-103 0,99.10/>(100 – 30)14400 + [2256,8 +1,88(150 -100) />103-0,89-10/>14400 18:22,4=27952,17-103 кДж = 27,95 ГДж.
Сумарні втратитепла з охолодною водою рівні
Qохл = 11,92 +27,95=39,87 ГДж.
10. Втрати тепла
Втрати теплачерез звід
/>/> 14042,073-103 кДж = 14,04 ГДж
Коефіцієнттеплопровідності при середній температурі зводу 0,5 (1580+300)=940°С дорівнює />=4,1-0,0016-940=2,6 Вт/(м К). Коефіцієнт тепловіддачі конвекцією дорівнює
/>=10+0,06 300=28 Вт/(м2 К).Товщина футеровки />0,5(0,46+0,10)=0,28 м узятасередньої за кампанію печі.
Втрати теплачерез стіни печі
Задня стінка маєшар магнезиту середньою товщиною />0,75 м і шар легковагого шамотутовщиною />=0,065м. Приймаючи температуру зовнішньої поверхні футеровки рівної 200°С, а награниці роздягнула шарів 1100°С, відповідно до додатка XI одержимо
/>м — 6,28 0,0027 0,5 (1580 + 1100) =2,66 Вт/(м К) і
/>= 0,314 + 0,00035 0,5(1100 + 200) =0,54 Вт/(м К) і
 а = 10 +0,06-200 = 22 Вт/(м ДО).
Тоді
/>= 1159,32 10/>кДж=1,16 ГДж
Втрата теплачерез передню стінку
/> 12,54 14400=1398,8 10/>кДж=1,4 ГДж
Тут />=6,28–0,0027(1580 + 200)/2 = 3,88 Вт/(м К).
Втрати теплачерез під рівні
/>= 5100 102,4 14400 =6475,78-103 кДж = 6,48 ГДж.
Тут: 5100 Вт/м2 — втрати тепла через під; 102,4 м2 – площа поду. Усього губиться через футеровку
/>=14,04 + 1,16 + 1,4 + 6,48= 23,08 Гдж.
11. Втрати теплавипромінюванням через вікна печі [формула (156)]
/>5,7 0,65 (/>)/>1,6 1,7 5400 =
= 6697,34 103 кДж= 6,7 ГДж.
12. Втрати теплана дисоціацію С2 і Н2О приймемо рівними 2 % від тепла, одержуваного приспалюванні природного газу, тобто
Q дисс = 0,020,035 У = 0,0007 У ГДж.
13. Втрати теплаз газами, що вибиваються, і приймемо рівними 2,5 % від тепла, одержуваного приспалюванні природного газу
/>= 0,025-0,035 3 =0,00088 У ГДж.
Витратаприродного газу знайдемо з рівняння теплового балансу
/>
0,82 + 194,26 +322,76 + 8,81 + 0,035 У + 0,000245 У + 0,79 = 320,25 + 2,58 + 66,89 + 0,0268 У22,56 +1,3 + 46,85 + 16,78 + 39,87 + 23,08 + 6,7 + 0,0007 У + +0,000885 або
0,006865 У =20,21,
звідки
В=2943,9 м3.
Тепловий балансробочого простору камери двохванної печі представлений у табл. 43.
Середнє тепловенавантаження дорівнює
Qcp = 35, 0 2943, 9:14400 = 7,155Мвт. Теплове навантаження холостого ходу дорівнює (39,87+ 23,08+ 6,7): 14400=4,84 Мвт.
Таблиця 2.Тепловий баланс камери двохванної печіСтаття приходу ГДж {%) Стаття витрати ГДж (%) Фізичне тепло: 0,82(0,13) Фізичне тепло: стали… металу в шлаку шлаків… Розкладання вапняку… Випар вологи Нагрівання газів Винос із частка мі Fe2O3… Водяне охолодження 320,26(50,74) 2,58(0,41) 66,89(10,55) 22,56(3,57) 1,30(0,21) 46,85(7,42) 16,78(2,66) 39,87(6,33) 23,08(3,66) 6,70(1,08) 2,09(0,33) 2,63(0,42) 79,60(12,62) Разом 631,20(100,0) Разом 631,20 (100,0)
Витрата палива поперіодах плавки
Період випуску йзаправлення (тривалість1440 с). Приймемо, що теплове навантаження в період випуску й заправленнядорівнює 75 % середнього теплового навантаження. Тоді
/>= 0,75-7,155=5,366 МВт,а витрата природного газу
/>5,366-1440/35,0 = 220,64м3/період.
Період завалки йпрогріву (тривалість4680 с). У цьому періоді підтримують максимальне теплове навантаження,тридцятилітній 125 % від середньої. Тоді
Q2 = 1,25-7,155 =8,94 МВт
і В2 — 8,94-4680/35,0 = 1195,69м/>/період.
Період заливаннячавуну й плавлення (тривалість 4680 с). Звичайно період заливання й плавлення проходить присереднім тепловому навантаженні. Тоді
Q3 = 7,155 МВт і В/>= 7,1554680/35,0=956,87 м/>/період.
Період доведення (тривалість 3600 с) Q4==(7,155 14400- 5,366 1440- 8,94 4680- 7,155 4680)/3600=5,55 Мвт. Тоді В4 =5,55 3600/35,0=570,7 м3/період.
Правильністьрозрахунку перевіряємо, підсумовуючи витрати природного газу по періодах
220,64 + 1195,69+ 956,87 +570,70 — 2943,9 м3, що відповідає значенню, знайденому з тепловогобалансу.

Висновок
Таким чином,двохванна піч має багато експлуатаційних і сантехнічних недоліків. У зв’язку ізцим і незважаючи на те, що двохванні печі мають значну продуктивність, їх варторозглядати як тимчасову, проміжну конструкцію, що відповідає складному (у технічнихі економічних відносинах) періоду повного переходу нашої металургії змартенівського на конвертерний спосіб виробництва стали.

Література
1 Металургійна теплотехніка в 2-х томах 1. Теоретичніоснови: Підручник для вузів В. А. Кривандин, В. А. Арутюнов, Б. С.Мастрюков іін. М.: Металургія, 1986. 424. с.
2 Металургійні печі: Атлас навчальний посібник длявузів В. И. Миткалинний, В. А. Кривандин, В. А. Морозов і ін. М.: Металургія1987.
3. Василенко І.М. Печі у металургії. – К., 2005
4. Аналовенко С. В. Розрахунки у металургії. – К.,2003