Файл: Metod_vkaz_prakt_rab_VS_15_prakt.doc

О₂ 2298×0,236 = 542

N₂ 2172×0,024 = 52

SO₂ 3548×0,003 = 11

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

Q₃ = 15010 кДж

де множене – теплозміст 1м³ гази при температурі 1500оС,кДж/м3;

множник – кількість газів, що відходять, м3. /дивись таблицю 6, 3 стовпчик/

4. Тепло, що відноситься частинками Fe₂O₃ у димі

Q₄ = 1,714(1.200 ×1500+210)= 3445 кДж

де – кількість Fe₂O₃ у димі.

5. Тепло, що витрачається на відновлення Fe₂O₃ руди і футерування

Fe₂O₃ до Fe (1,312×0,9)×824000/160 = 6081

Fe₂O₃ до FeO (1,312×0,1)×290000/160 = 237

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

Q₅= 6318 кДж

де в дужках – кількість того, що відновилося Fe₂O₃ кДж/кмоль;

824000 і 290000 –тепловий ефект реакцій востановлення ,віднесений до 1 кмолю Fe₂O₃ кДж/кмоль;

160 – молекулярна маса.

6. Втрати тепла (на нагрів футерування, випромінювання через горловину конвертора і ін.).

Ці втрати складають від 3 до 6 % від приходу тепла, тоді приймаємо величину втрат приймаємо 4% від прихіда

Q₆ = Q_прих ×0,04

Q₆ = 189050×0,04 = 7562 кДж

Витрата тепла рівна

Q_витрат = Q₁ + Q₂ + Q₃ +Q₄ + Q₅ + Q₆

Q_витрат = 131500+22874+15010+3445+6318+7562=186709 кДж

Надлишок тепла рівний = 189050-186709=2341 кДж

Таблиця 1 – Тепловий баланс

Прихід тепла кДж	кДж	%	Витрата тепла кДж	кДж	%
Фіз.тепло чавуну Q1	98648	52,19	Фіз .тепло стали, Q1	131500	69,57
Тепло екз реакцій Q2	86414	45,70	Фіз. тепло шлаку, Q2	22874	18,09
Тепло шлакоутв Q3	3988	2,11	Гази відносять тепло, Q3	15010	7,94
			Тепло віднос Fe2O3 , Q4	3445	1,82
			Тепло відновл Fe2O3, Q5	6318	3,34
			Втрати тепла , Q6	7562	4,00
			Надлишок тепла	2341	1,24
Всього	189050	100	Всього	189050	100

Розрахунок кількості скрапу для виправлення операції

Що коректує кількість сталевого скрапу можна визначити з наступного балансового рівняння

2341 = ∆M_скр ×[0,70×1527+285+(1610-1527)×0,84],

де 2341 – надлишок тепла на процесі, кДж;

1527 – температура плавлення скрапу, рівна температурі плавлення стали, ^оС;

285 – прихована теплота плавлення скрапу, кДж/кг;

0,84 – теплоємність рідкого скрапу, кДж/кг×град

2341 = ∆Mскр × 1424

звідки ∆M_скр = 1,64 кг або 1,64 % від маси металошихти.

Отже для отримання заданої температури в кінці продування плавки (у наше випадку 1610⁰С ) фактична витрата скрапу і рідкого чавуну в металошихті повинні бути

скрапу :

- чавуну : 100-21,3 = 78,7 %

При недоліку тепла на процес фактична витрата скрапу в металошихті зменшується на відповідну величину.

ДОДАТОК 4

Завдання на виконання теплового балансу

Варіант	Температура, °С		Варіант	Температура, °С
	чавун	сталь		чавун	сталь
1	1315	1600	14	1315	1620
2	1310	1590	15	1325	1620
3	1305	1610	16	1315	1615
4	1310	1620	17	1310	1620
5	1315	1620	18	1305	1630
6	1320	1630	19	1310	1620
7	1315	1620	20	1320	1625
8	1320	1620	21	1315	1610
9	1315	1625	22	1305	1600
10	1320	1630	23	1310	1600
11	1310	1640	24	1315	1610
12	1300	1620	25	1320	1600
13	1305	1620

---

Практична робота № 4

Тема: Розрахунок розкислювання конверторної сталі.

Мета роботи: Навчитися розкислювати необхідну марку сталі.

Розкислювання всіх марок стали проводитися в ковші при зливу металу.

При виплавці киплячих марок стали, що не містять в своєму складі кремнію, розкислювання металу проводяться одними феромарганцем.

Розкислювання спокійних марок сталі проводиться феромарганцем і багатим феросиліцієм або сілікомарганцем, а також сідає алюміній з розрахунку 0,035 - 0,120 кг на 100 кг металошихти.

Таблиця 1 – Чад елементів розкислювачів

Тип сталі	Варіант розкислювання	Зміст вуглецю в металі % Ск	Чад елементів %
			С	Si	Mn
Кипляча	Ферромарганцем	до 0,10 0,11 – 0,16 0,17 і більш	20-25 17-22 14-18	60-70 55-60 50-55	25-30 20-25 15-20
Спокійна	Ферромарганцем і багатим феросиліцієм	до 0,10 0,11 – 0,16 0,17 і більш	17-22 15-20 12-16	25-30 20-25 15-20	20-25 15-20 12-16

Таблиця 2 – Хімічний склад розкислювачів

Розкислювачі	Зміст елементів %
	С	Si	Mn	P	Fe	∑
Феромарганець	6,5	1,1	74,8	0,30	17,3	100,0
Феросиліцій 45%	0,20	46,5	0,65	0,05	52,6	100,0
Силікомарганец	1,10	18,5	65,6	0,20	14,6	100,0

1.Розрахунок необхідної кількості розкислювачів

а) середньо задане вміст елементів в готовій сталі

[%Si]ср % (1)

[%Mn]ср (2)

б) не дістає елементів до середньо заданого в готовій сталі:

кремнію: [%Si] = [%Si]ср -[%Si] до = 0,21-0 = 0,21% (3)

марганцю: [%Mn] = [%Mn]ср - [%Mn] до = 0,52-0,18 = 0,34% (4)

необхідну кількість розкислювачів визначаємо по формулі

(5) де М_раск – кількість досаджуваного розкислювача, кг

[%m] – бракує елементу до середньо заданого складу в готовій сталі, %

М_кмет - кількість рідкого металу в кінці продування плавки, кг;

а – чад елементу розкислювача в ковші при сливі %;

В - вміст елементу в розкислювачі %.

Приймаємо чад елементу розкислювачів С – 17 %; Si – 22%; Mn – 18%.

Витрати феромарганцю кг

Витрата феросиліцію кг

Таблиця 3 – вноситься в метал розкислювачами

Элемент	Вноситься ферромарганцем	Вноситься ферросилицием	М раскис.
С			0,0282
Si			0,1962
Mn			0,3132
P			0,0018
Fe			0,3657
∑	0,4310	0,4741	0,9051

2 Вихід рідкої сталі після розкислювання

Приймаємо, що фосфор розкислювач повністю переходить метал.

Вихід рідкої сталі в ковші рівний

М_ст=91,406+0,905=92,311 кг

3. Вміст елементів в готовій сталі визначаємо по формулі

[%Э]ст. (6)

Практична робота № 5

Тема: Розрахунок потреби обладнання киснево-конверторного цеху.

---

Мета роботи:

1. Закріпити і поглибити теоретичні знання по розділу «Виробництво стали в кисневих конвертерах» програми предмету.

2. Навчитися правильно розраховувати основне і допоміжне технологічне устаткування, що забезпечує роботу сталеплавильних агрегатів.

3. Використовувати отримані знання і навики при виконанні курсових і дипломних проектів.

Студенти виконують роботу, використовуючи мікрокалькулятори по викладеній нижче методиці. Початкові дані для роботи - додаток.

Вибір місткості конвертера і визначення кількості конвертерів на задану продуктивність киснево-конвертерного цеху.

Теоретичне обґрунтування:

Основний вплив на вибір місткості конвертера надає задана продуктивність цеху і прийнятий спосіб розливання стали (у виливниці або на МНЛЗ).

Із збільшенням місткості поліпшуються техніко-економічні показники роботи конвертерів: підвищується продуктивність, знижується питома витрата вогнетривів і собівартість стали. Крім того, із збільшенням місткості конвертера зменшуються питомі теплові втрати, що дозволяє підвищити частку скрапу в металошихті. Тому за інших рівних умов слід віддати перевагу установці конвертерів більшої місткості.

Для цехів відносно невеликої продуктивності установка одного-двух великих агрегатів, як правило, не рекомендується, оскільки це приводить до недовантаження устаткування і ускладнень в роботі суміжних цехів і відділень при зупинці конвертерів на ремонт.

Місткість кисневих конвертерів, що діють в даний час, коливається в межах 50 - 400 т. Залежно від способу розливання сталі можна приймати наступні номінальні місткості конвертерів:

-130-150 і 250-300 т - при розливанні в злитки і на МНЛЗ;

-300-350 і 350-400 т - тільки при розливанні на МНЛЗ.

При виборі місткості конвертера залежно від продуктивності цеху можна виходити з даних таблиці 1.

Таблиця 1- Вибору місткості конвертерів

Продуктивність цеху, млн. тонн в рік.	Рекомендовані номінальні місткості конвертерів
Від 2 до 4	130-160
Від 3 до 5	250-300
Від 4 до 6	300-350
Від 5 і більш	350-400

Рекомендуються наступні варіанти роботи конвертерів (таблиця 2):

Таблиця 2- Варіантів роботи конвертерів

Варіанти	Кількість конверторів у цеху	Кількість безперервно працюючих конверторів	Кількість конверторів, що знаходяться на ремонті або охолодженні.
I	2	1	I
2	3	2	I
3	4	3	I

Продуктивність киснево-конвертерних цехів можна визначити по формулі:

(1)

де Т - річна продуктивність конвертера, тонн;

8760 - кількість годинника в році, година;

Τ_пл. - тривалість плавки, година;

К — кількість простоїв %;

m - коефіцієнт виходу придатних злитків з металозавалки %;

Q_К - орієнтовне садіння конвертера, тонн.

За допомогою методичної допомоги визначити місткість і кількість конвертерів для цеху заданої продуктивності. /дивись додаток 5, згідно варіанту /

---

1. Вибір місткості конвертера і визначення кількості конвертерів.

Місткість кисневих конвертерів, що діють в даний час, коливається в межах 50-400 т. Залежно від способу розливання сталі можна приймати наступні номінальні місткості конвертерів:

130-300 - при розливанні в злитки і на МБЛЗ;

300-400 - тільки при розливанні на МБЛЗ.

При виборі місткості конвертера залежно від продуктивності цеху можна виходити з даних таблиці 1 .

Рекомендується мати в цеху від 2 до 4 конвертерів при постійному знаходженні в ремонті одного із загальної кількості конвертерів.

У проектованому цеху із заданою продуктивністю 4.0 млн.т придатних злитків в рік приймаємо 3 конвертери орієнтовною місткістю 150 т.

Кількість безперервно працюючих конвертерів в цеху визначається з наступної залежності:

(2)

де N^P_K - розрахункова кількість одночасно працюючих конвертерів в цеху;

Tn — річна продуктивність цеху, т придатних злитків

Tk - річна продуктивність одного працюючого конвертера, т придатних злитків.

Кількість простоїв працюючого конвертера ( К) визначається тривалістю капітальних ремонтів конвертера (зазвичай 1-2% календарного часу) і тривалістю гарячих простоїв, пов'язаних з ремонтом і зміною фурм, кесонів і т.д. ( зазвичай 2-3% календарного часу).

Приймаємо:

- простої на капітальних ремонтах - 1,4%;

- гарячі простої - 2,4%

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

К= 1,4+2,4=3,8%

Тривалість плавки складається з тривалості продування і допоміжних операцій.

Тривалість продування залежить від інтенсивності подачі кисню (2-5 м³/т.мин) і складає 12-25 хв..

Тривалість допоміжних операцій визначається місткістю конвертера і потужністю устаткування і складає 15-30 хв.

У проектованому цеху при інтенсивності продування 4-5 м³/т.хв. приймаємо загальну тривалість плавки рівної 36 хв=0,64 ч.

Коефіцієнт виходу придатних злитків визначається виходом рідкої сталі з металозавалки і виходу придатних злитків з рідкої сталі. Вихід придатних злитків з рідкої сталі залежить від прийнятого способу розливання стали і маси відливних злитків і складає:

при сифоновому розливанні в злитки масою до 7т - 0,96;

при сифоновому розливанні в злитки масою більш 7т - 0,97 - 0,98;

при розливанні зверху в злитки великої маси - 0,98 - 0,99.

Приймаємо розливання зверху в крупні злитки з коефіцієнтом виходу придатних злитківК=0,98.

Коефіцієнт виходу придатних злитків з металозавалки:

m =0,9231x0,98=0,905, (3)

де 0,9231- виходу рідкої сталі в ковші (береться з розрахунку вихід рідкої сталі).

Річна продуктивність одного конвертера місткістю 150 т буде рівна

Потрібно безперервно працюючих конвертерів

N^P_K=

Фактична місткість конвертера складе:

Q_Ф= 150× що находяться у межах вибраної місткістю 150-180т.

З урахуванням запасу приймаємо 3 конвертери місткістю по 160 т.

Маса плавки в рідкій сталі складе

Мж.ст= 160×0,9234=147,7т. (4)

Маса плавки в придатних злитках складе

---

Мсл.= 147,7x0,98 =144,7т. (5)

Річне виробництво одного безперервно працюючого конвертера місткістю 160 т

Тк=1900000 =2000000т

Максимальна кількість плавок в добу по цеху:

24 : 0,6 × 2 = 80 (6)

Максимально можлива добова продуктивність по придатних злитках:

А =144,7x80= 11576т.

2.Вибір і визначення необхідної кількості технологічного устаткування киснево-конвертерного цеху.

Вибір і визначення необхідної кількості технологічного устаткування киснево-конвертерного цеху. Теоретичне обґрунтування.

Розрахунку підлягає устаткування основних відділень цеху : міксерного, шихтових і головної будівлі. Розрахунок ведуть, виходячи з розрахованої частини , добової продуктивності цеху, а також витрати матеріалів на 1 т сталі .

Нижче приведений приклад вибору і визначення необхідного технологічного устаткування киснево-конвертерного цеху добовою продуктивністю А=11576т у складі 3-х конвертерів місткістю по 160т.

2.1 Міксерне відділення.

Залежно від продуктивності цеху використовуються типові міксери місткістю:

600; 1300 і 2500 т.

Сумарна потрібна місткість міксерів може бути визначена по формулі

(7)

де Рч - коефіцієнт витрати чавуну на 1 т придатних злитків;

А - добова продуктивність цеху в придатних злитках, т;

t_R - час перебування чавуну в міксері, необхідне для усереднювання його складу і температури, ч. Коливається в межах 6-9 годин;

1,01 - коефіцієнт, що враховує втрати чавуну в міксері;

η – коефіцієнт заповнення міксера чавуном. Коливається в межах 0,65-0,77.

Визначуваний коефіцієнт витрати рідкого чавуну:

(8)

де 78,7 - зміст рідкого чавуну в металошихті, % ( береться з розрахунку матеріального балансу плавки);

m - коефіцієнт виходу придатних злитків з метало завалки ( див. формулу 3).

Тоді сумарна потрібна місткість міксерів складе:

При прийнятій місткості міксера Qм=1300 т кількість міксерів в цеху складає:

Пм= 4120: 1300 = 3,17.

Приймаємо 3 міксери місткістю по1300 т.

Тоді середній фактичний час перебування чавуну в міксері складе

(9)

При високому розташуванні міксерів, залежно від розмірів міксера і висоти робочого майданчика висота будівлі міксерного відділення до підкранових рейок зазвичай складає 23 - 28 м, а ширина будівлі по осях колон -23 - 30 м. Загальна висота міксерного будівлі до даху складає 28 - 35 м. Довжина будівлі залежить від розмірів і кількості встановлених міксерів і зазвичай складає 40 - 75 м.

Визначення необхідного устаткування міксерного відділення.

Місткість чавуновозних ковшів для подачі чавуну з доменного цеху в міксерне відділення зазвичай складає 100 або 140 т при вантажопідйомності заливальних кранів відповідно 125/30 і 180/50 т.

Вибираємо ковші місткістю 140 т.

Заливка чавуну в міксери проводиться заливальними кранами вантажопідйомністю 180/50 т.

Кількість заливальних кранів визначаємо по формулі:

---