Logo GenDocs.ru

Поиск по сайту:  

Загрузка...

Расчет и разработка конструкции дуговой сталеплавильной печи - файл Дуговая сталеплавильная печь ДСП.doc


Расчет и разработка конструкции дуговой сталеплавильной печи
скачать (341.2 kb.)

Доступные файлы (5):

Дуговая сталеплавильная печь ДСП.doc1572kb.13.04.2010 04:25скачать
Механизм удержания электродов(печать).cdw
Общий вид ДСП-25(печать).cdw
Разрез печи(печать).cdw
Таблица(печать).cdw

содержание
Загрузка...

Дуговая сталеплавильная печь ДСП.doc

  1   2   3
Реклама MarketGid:
Загрузка...
Белорусский национальный технический университет


Механико-технологический факультет


Кафедра: «Металлургические технологии»


Курсовой проект
По дисциплине:

«Металлургическая теплотехника и теплоэнергетика»

Тема: Расчет и разработка конструкции дуговой сталеплавильной печи при использовании топливно-кислородных горелок и жидкого полупродукта»

Исполнитель: студент 3 курса, группы 104136

Молоток Виталий Александрович
Руководитель проекта: Ратников Павел Энгелевич
Нормоконтроль: Кузин А.Ю.
Минск 2009

СОДЕРЖАНИЕ
ВВЕДЕНИЕ 4

^ 1 ОПИСАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЛАВКИ 6

1.1 Общее описание дуговой электропечи 6

1.2 Шихтовые материалы 6

1.3 Плавка стали в основной печи 8

^ 2 РАСЧЁТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА 17

3 РАСЧЁТ ГЕОМЕТРИЧЕСКИХ РАЗМЕРОВ ПЕЧИ 26

3.1 Определение геометрических параметров 26

3.2 Конструкция футеровки ДСП 30

^ 4 РАСЧЕТ ТЕПЛОВОГО БАЛАНСА 35

5 СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ 48

ВВЕДЕНИЕ
В дуговых электропечах преобразование электрической энергии в тепло происходит в основном в электрическом разряде, протекающем в газовой или паровой среде. В таком разряде можно сосредоточить в сравнительно небольших объёмах большие мощности и получить очень высокие температуры. При этом в камере печи возникают резкие температурные перепады, и поэтому в ней невозможно получить равномерное распределение температур. По этой же причине здесь трудно обеспечить точное регулирование температуры нагрева и, следовательно, проводить термическую обработку. Для плавки металлов дуговая печь удобна, т.к. высокая концентрация энергии позволяет быстро проводить расплавление. Дуговые устройства удобны так же для проведения высокотемпературных химических реакций в жидкой или газовой фазе и подогрева газа. Во всех этих случаях неравномерность нагрева не играет роли, т.к. благодаря теплопроводности и конвекции в жидкой ванне или газовом потоке температура быстро выравнивается.

В данном курсовом проекте я рассчитываю дуговую сталеплавильную печь ёмкостью 25 тонн (ДСП - 25). Печь такого типа относят по классификации к дуговым печам прямого действия. В таких печах дуга горит между электродами и расплавленным металлом, непосредственно нагревая металл. Очаг высокой температуры (дуга) находится около поверхности металла. Благодаря экранирующему действию электродов свод печи частично защищен от непосредственного излучения дуг, поэтому здесь допустимы очень большие объёмные мощности, и можно проводить высокотемпературные процессы. Электроды в таких печах подвешены вертикально и работают в основном на растяжение, и лишь при наклоне печи – на изгиб. Поэтому здесь можно применять сравнительно длинные графитированные электроды большого сечения, допускающие значительные рабочие токи. Дуговые печи могут быть весьма мощными и производительными, и работать на трёхфазном токе. Это крупные мощные трёхфазные печи, предназначенные для плавления металлов с высокой температурой испарения, в основном – сталеплавильные печи. Благодаря технологическим преимуществам в печах этого типа выплавляются в виде слитков, почти все высоколегированные стали и многие конструкционные стали. Кроме того, в них выполняют значительную часть стального фасонного литья. Электропечь лучше других приспособлена для переработки металлического лома, причем твердой шихтой может быть занят весь объем печи, и это не затрудняет процесс расплавления. Металлизированные окатыши, заменяющие металлический лом, можно загружать в электропечь непрерывно при помощи автоматических дозирующих устройств.

В электропечах можно выплавлять сталь обширного сортамента.

^ 1 ОПИСАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЛАВКИ
1.1 Общее описание дуговой электропечи
Дуговая печь состоит из рабочего пространства (собственно печи) с электродами и токоподводами и механизмов, обеспечивающих наклон печи, удержание и перемещение электродов и загрузку шихты.

Плавку стали ведут в рабочем пространстве, ограниченном сверху куполообразным сводом, снизу сферическим подом и с боков стенками. Огнеупорная кладка пода и стен заключена в металлический кожух. Съемный свод набран из огнеупорных кирпичей, опирающихся на опорное кольцо. Через три симметрично расположенных в своде отверстия в рабочее пространство введены токопроводящие электроды, которые с помощью специальных механизмов могут перемещаться вверх и вниз. Печь питается трехфазным током.

Шихтовые материалы загружают на под печи, после их расплавления в печи образуется слой металла и шлака. Плавление и нагрев осуществляется за счет тепла электрических дуг, возникающих между электродами и жидким металлом или металлической шихтой.

Выпуск готовой стали и шлака осуществляется через сталевыпускное отверстие и желоб путем наклона рабочего пространства. Рабочее окно, закрываемое заслонкой, предназначено для контроля за ходом плавки, ремонта пода и загрузки материалов.
^ 1.2 Шихтовые материалы
Основной составляющей шихты (75-100%) электроплавки является стальной лом. Лом не должен содержать цветных металлов и должен иметь минимальное количество никеля и меди; желательно, чтобы содержание фосфора в ломе не превышало 0,05%. при более высоком содержании

фосфора продолжительность плавки возрастает. Лом не должен быть сильно окисленным (ржавым). С ржавчиной (гидратом окиси железа) вносится в металл много водорода. Лом должен быть тяжеловесным, чтобы обеспечивалась загрузка шихты в один прием (одной бадьей). При легковесном ломе после частичного расплавления первой порции шихты приходится вновь открывать печь и подсаживать шихту, что увеличивает продолжительность плавки.

В последнее время расширяется применение металлизированных окатышей и губчатого железа – продуктов прямого восстановления обогащенных железных руд. Они содержат 85-93% Fe, основными примесями являются окислы железа, SiO2 и Al2O3. Отличительная особенность этого сырья – наличие углерода от 0,2-0,5 до 2% и очень низкое содержание серы, фосфора, никеля, меди и других примесей, обычно имеющихся в стальном ломе. Это позволяет выплавлять сталь, отличающуюся повышенной чистотой от примесей. Переплав отходов легированных сталей позволяет экономить дорогие ферросплавы. Эти отходы сортируют по химическому составу и используют при выплавке сталей, содержащих те же легирующие элементы, что и отходы.

Для повышения содержания углерода в шихте используют чугун, кокс и электродный бой. Основное требование к чугуну – минимальное содержание фосфора, поэтому чтобы не вносить много фосфора в шихту малых (40 т) печей не более 10% чугуна, а в большегрузных не более 25%.

В качестве шлакообразующих в основных печах применяют известь, известняк, плавиковый шпат, боксит, шамотный бой; в кислых печах – кварцевый песок, шамотный бой, известь. В качестве окислителей используют железную руду, прокатную окалину, агломерат, железные окатыши, газообразный кислород. К шлакообразующим и окислителям предъявляются те же требования, что и при других сталеплавильных процессах: известь не должна содержать более 90% CaO, менее 2% SiO2, менее 0,1% S и быть свежеобоженной, чтобы не вносить в металл водород. Железная руда должна содержать менее 8% SiO2, поскольку он понижает основность шлака, менее 0,05% S и мене 0,2% P; желательно применять руду с размером кусков 40-100 мм, поскольку такие куски легко проходят через слой шлака и непосредственно реагирует с металлом. В плавиковом шпате, применяемом для разжижения шлака содержание CaF2 должно превышать 85%.

В элекросталеплавильном производстве для легирования и раскисления применяются практически все известные ферросплавы и легирующие.
^ 1.3 Плавка стали в основной печи
Данная технология также носит название технологии плавки на свежей шихте с окислением и применяется на печах малой и средней (40 т) емкости при выплавке качественных легированных сталей. Плавка состоит из следующих периодов:

заправка печи;

загрузка шихты;

плавление;

окислительный период;

восстановительный период;

выпуск стали.

– Заправка печи

Заправка – это исправление изношенных и поврежденных участков футеровки пода. После выпуска очередной плавки с подины удаляют остатки металла и шлака. На поврежденные подины и откосов забрасывают магнезитовый порошок или же магнезитовый порошок, смешанный с каменноугольным пеком (связующим). Длительность заправки10-15 мин.

– Загрузка шихты

При выплавке стали в печах малой и средней емкости шихта на 90-100% состоит из стального лома. Для повышения содержания углерода в шихту вводят чугун (10%), а также электродный бой или кокс. Общее количество чугуна и электродного боя или кокса должно быть таким, чтобы содержание углерода в шихте превышало нижний предел его содержания в готовой стали на 0,3% при выплавке высокоуглеродистых сталей, на 0,3-04 % при выплавке среднеуглеродистых и на 0,5% для низкоуглеродистых. Этот предел несколько снижается при росте емкости печи. Чтобы совместить удаление части фосфора с плавлением шихты в завалку рекомендуется давать 2-3% извести.

Загрузку ведут бадьями или корзинами. В корзины и бадьи шихту укладывают в следующей последовательности: на дно кладут часть мелочи, чтобы защитить подину от ударов тяжелых кусков стального лома, затем в центре укладывают крупный лом, а по периферии средний и сверху – оставшийся мелкий лом. Плотная укладка шихты улучшает ее проводимость, обеспечивая устойчивое горение дуги, ускоряя плавление. Для уменьшения угара кокс и электродный бой кладут под слой крупного лома.

– Плавление

После окончания завалки электроды опускают почти до касания с шихтой и включают ток. Под действием высокой температуры дуг шита под электродами плавиться, жидкий металл стекает вниз, накапливаясь в центральной части подины. Электроды постепенно опускаются, проплавляя в шихте "колодцы" и достигая крайнего нижнего положения. По мере увеличения количества жидкого металла электроды поднимаются. Это достигается при помощи автоматических регуляторов для поддержания определенной длины дуги. Плавление ведут при максимальной мощности печного трансформатора.

Во время плавления происходит окисление составляющих шихты, формируется шлак, происходит частичное удаление в шлак фосфора и серы. Окисление примесей осуществляется за счет кислорода воздуха, окалины и ржавчины, внесенных металлической шихтой.

За время плавления полностью окисляется кремний, 40-60% марганца, частично окисляется углерод и железо. В формировании шлака наряду с продуктами окисления (SiO2, MnO, FeO) принимает участие и окись кальция, содержащаяся в извести. Шлак к концу периода плавления имеет примерно следующий состав, %: 35-40 CaO; 15-25 SiO2; 8-15 FeO; 5-10 MnO; 3-7 Al2O3; 0,5-1,2 P2O5. низкая температура и наличие основного железистого шлака благоприятствует дефосфорации. В зоне электрических дуг за время плавления испаряется от 2 до 5% металла, преимущественно железа.

Для ускорения плавления иногда применяют газо-кислородные горелки, вводимые в рабочее пространство через под или стенки печи. Для уменьшения продолжительности плавления часто применяют продувку кислородом, вводимым в жидкий металл после расплавления ¾ шихты с помощью фурм или стальных футерованных трубок. При расходе кислорода 4-6 м2/т длительность плавления сокращается на 10-20 мин. Продолжительность периода плавки определяется мощностью трансформатора и составляет от 1,1 до 3,0 ч. Расход электроэнергии за время плавления составляет 400-480 кВт/ч.



а – начало плавления; б – опускание электрода; в – подъём электрода;

г – окончание плавления

Рисунок 1 – Этапы плавления шихты


– Окислительный период

Задача окислительного периода плавки состоит в следующем:

а) уменьшить содержание в металле фосфора до 0,01-0,015%;

б) уменьшить содержание в металле водорода и азота;

в) нагреть металл до температуры близкой к температуре выпуска (на 120-130 С выше температуры ликвидуса).

Кроме того, за время периода окисляют углерод до нижнего предела его содержания в выплавляемой стали. За счет кипения (выделения пузырьков СО при окислении углерода) происходит дегазация металла и его перемешивание, что ускоряет процессы дефосфорации и нагрева.

Окисление примесей ведут, используя либо железную руду (окалину, агломерат), либо газообразный кислород.

Окислительный период начинается с того, что из печи сливают 65-75% шлака, образовавшегося в период плавления. Шлак сливают, не выключая печь, наклонив её в сторону рабочего окна на 10-12. Слив шлака производят для того, чтобы удалить из печи перешедший в шлак фосфор. Удалив шлак, в печь присаживают шлакообразующие: 1-1,5% извести и при необходимости 0,15-0,25% плавикового шпата, шамотного боя или боксита.

После формирования жидкоподвижного шлака в ванну в течение всего окислительного периода ведут продувку кислородом; печь для слива шлака в течение периода наклонена в сторону рабочего окна. Присадка руды вызывает интенсивное кипение ванны – окисляется углерод, реагируя с окислами железа руды с выделением большого количества пузырьков СО. Под воздействием газов шлак вспенивается, уровень его повышается, и он стекает в шлаковую чашу через порог рабочего окна. Новую порцию руды присаживают, когда интенсивность кипения металла начинает ослабевать.

Общий расход руды составляет 3-6,5% от массы металла. С тем, чтобы предотвратить сильное охлаждение металла, единовременная порция руды не должна быть более 0,5-1%.

В течение всего окислительного периода идет дефосфорация металла по реакции:



Для успешного протекания той реакции необходимы высокие основность шлака и концентрация окислов железа в нем, а также пониженная температура. Эти условия создаются при совместном введении в печь извести и руды.

Из-за высокого содержания окислов железа в шлаках окислительного периода условия для протекания реакции десульфурации являются неблагоприятными, и десульфурация получает ограниченное развитие: за все время плавления и окислительного периода в шлак удаляется до 30-40% серы, содержащейся в шихте.

При кипении вместе с пузырьками СО из металла удаляются водород и азот. Этот процесс имеет большое значение для повышения качества электростали, поскольку в электропечи в зоне электрических дуг идет интенсивное насыщение металла азотом и водородом. В связи с этим электросталь обычно содержит азота больше, чем мартеновская и кислородно-конвертерная сталь.

Кипение и перемешивание обеспечивает также ускорение выравнивания температуры металла и его нагрев. За время окислительного периода необходимо окислить углерода не менее 0,2-0,3% при выплавке высокоуглеродистой стали (содержащей 6% С) и 0,3-0,4% при выплавке средне- и низкоуглеродистой стали.

Шлак в конце окислительного периода имеет примерно следующий состав, %: 35-50 CaO; 10-20 SiO2; 4-12 MnO; 6-15 MgO; 3-7 Al2O3; 6-30 FeO; 2-6 Fe2O3; 0,4-1,5 P2O5. содержание окислов железа в шлак зависит от содержания углерода в выплавляемой марке стали; верхний предел характерен для низкоуглеродистых сталей, нижний – для высокоуглеродистых.

Окислительный период заканчивается тогда, когда углерод окисляется до нижнего предела его содержания в выплавляемой марке стали, а содержание фосфора снижено до 0,010-0,015%. Период заканчивают сливом окислительного шлака. Полное скачивание окислительного шлака необходимо, чтобы содержащийся в нем фосфор не перешел обратно в металл во время восстановительного периода.

– Восстановительный период

Задачами восстановительного периода являются:

а) раскисление металла;

б) удаление серы;

в) доведение химического состава стали до заданного;

г) корректировка температуры.

Все эти задачи решаются параллельно в течение всего восстановительного периода; раскисление металла производят одновременно осаждающим и диффузионным методами.

После удаления окислительного шлака в печь присаживают ферромарганец в количестве, необходимом для обеспечения содержания марганца в металле на его нижнем пределе для выплавляемой стали, а также ферросилиций из расчета введения в металл 0,10-0,15% кремния и алюминий в количестве 0,03-0,1%. Эти добавки вводят для обеспечения осаждающего раскисления металла.

Далее наводят шлак, вводя в печь известь, плавиковый шпат и шамотный бой. Через 10-15 мин. шлаковая смесь расплавляется, и после образования жидкоподвижного шлака приступают к диффузионному раскислению. Вначале, в течение 15-20 мин. раскисление ведут смесью, состоящей из извести, плавикового шпата и кокса в соотношении 8:2:1, иногда присаживают один кокс. Далее начинают раскисление молотым 45 или 75%-ным ферросилицием, который вводят в состав раскислительной смеси, содержащей известь, плавиковый шпат, кокс и ферросилиций в соотношении 4:1:1:1, содержание в этой смеси уменьшают. На некоторых марках стали в конце восстановительного периода в состав раскислительной смеси вводят более сильные раскислители – молотый силикокальций и порошкообразный алюминий, а при выплавке ряда низкоуглеродистых сталей диффузионное раскисление ведут без введения кокса в состав раскислительных смесей.

Суть диффузионного раскисления, протекающего в течение всего периода, заключается в следующем. Так как раскисляющие вещества применяют в порошкообразном виде, плотность их невелика, и они очень медленно опускаются через слой шлака. В шлаке протекают следующие реакции раскисления:

(FeO) + C = Fe + CO; 2·(FeO) + Si = 2·Fe + (SiO2) и т.д.,

в результате содержание FeO в шлаке уменьшается и в соответствии с законом распределения (FeO)/[FeO] = const кислород (в виде FeO) начинает путем диффузии переходить из металла в шлак (диффузионное раскисление). Преимущество диффузионного раскисления заключается в том, что поскольку реакции раскисления идут в шлаке, выплавляемая сталь не загрязняется продуктами раскисления – образующимися окислами. Это способствует получению стали с пониженным содержанием неметаллических включений.

По мере диффузионного раскисления постепенно уменьшается содержание FeO в шлаке и пробы застывшего шлака светлеют, а затем становятся почти белыми. Белый шлак конца восстановительного периода электроплавки имеет следующий состав, %: 53-60 CaO; 15-25 SiO2; 7-15 MgO; 5-8 Al2O3; 5-10 CaF2; 0,8-1,5 CaS; < 0,5 FeO; < 0,5 MnO.

Во время восстановительного периода успешно идет десульфурация, поскольку условия для её протекания более благоприятные, чем в других сталеплавильных агрегатах. Хорошая десульфурация объясняется высокой основностью шлака восстановительного периода (CaO/SiO2 = 2,7-3,3) и низким (< 0,5 %) содержанием FeO в шлаке, обеспечивающим сдвиг равновесия реакции десульфурации [FeS] + (CaO) = (CaS) + (FeO) вправо (в сторону более полного перехода серы в шлак). Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом (S)/[S] в восстановительный период электроплавки составляет 20-50 и может доходить до 60 в электропечи с основной футеровкой можно удалить серу до тысячных долей процента.

Для улучшения перемешивания шлака и металла и интенсификации медленно идущих процессов перехода в шлак серы, кислорода и неметаллических включений в восстановительный период рекомендуется применять электромагнитное перемешивание, особенно на большегрузных печах, где удельная поверхность контакта металл-шлак значительно меньше, чем в печах малой емкости.

Длительность восстановительного периода составляет 40-100 мин. За 10-20 мин. до выпуска проводят корректировку содержания кремния в металле, вводя в печь кусковой ферросилиций. Для конечного раскисления за 2-3 мин. до выпуска в металл присаживают 0,4-1,0 кг алюминия на 1 т стали. Выпуск стали из печи в ковш производят совместно со шлаком. Интенсивное перемешивание металла со шлаком в ковше обеспечивает дополнительное рафинирование – из металла в белый шлак переходит сера и неметаллические включения.

– Порядок легирования

При выплавке легированных сталей в дуговых печах порядок легирования зависит от сродства легирующих элементов к кислороду. Элементы, обладающие меньшим сродством к кислороду, чем железо (никель, молибден) во время плавки не окисляются и их вводят в начальные периоды плавки – никель в завалку, а молибден в конце плавления или в начале окислительного периода.

Хром и марганец обладают большим сродством к кислороду, чем железо. Поэтому металл легируют хромом и марганцем после слива окислительного шлака в начале восстановительного периода.

Вольфрам обладает большим сродством к кислороду, чем железо и он может окисляться и его обычного вводят в начале восстановительного периода. Особенность легирования вольфрамом заключается в том, что из-за высокой температуры плавления он растворяется медленно и для корректировки состава ферровольфрам можно присаживать в ванну не позднее, чем за 30 до выпуска.

Кремний, ванадий и особенно титан, и алюминий обладают большим сродством к кислороду и легко окисляются. Легирование стали феррованадием производят за 15-35 мин. до выпуска, ферросилиций – за 10-20 мин. до выпуска. Ферротитан вводят в печь за 5-15 мин. до выпуска, либо в ковш. Алюминий вводят за 2-3 мин. до выпуска в ковш.

^ 2 РАСЧЁТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА
Плавка в дуговой сталеплавильной печи состоит из следующих основных периодов (цифры в скобках характеризуют примерную продолжительность каждого периода): 1) период расплавления (с подвалкой) (60%); 2) окислительный период (9,4%); 3) период рафинирования (18,2%); 4) период межплавочных простоев, включающий выпуск, заправку, очистку и завалку (12,4%).

В первый период происходит нагрев и расплавление загрузки и печь потребляет большую часть электроэнергии. Поэтому при проектировании дуговой сталеплавильной печи расчет проводят только для периода расплавления.

Расчет материального баланса осуществляют на 100 т (100 кг) шихты либо на общую массу металлозавалки.

Для выплавки сплава марки Сталь 70 использована шихта, содержащая 25,18% лом; 18,0% железо горячебрикетированное; 10,74% чугун чушковый передельный. Остальной состав приведен ниже (см. таблицу 1).
Таблица 1 – Состав металлозавалки


Материал

Масса, кг

%

Чугун передельный

2990

10,74

Оборот кордовый

3000

10,78

Лом ж/д

4020

14,44

Железо горячебрикетированное

5010

18,0

Кокс кусковой

600

2,15

Известь

1200

4,31

Жидкий чугун

4000

14,37

Лом

7010

25,18

ИТОГО

27830

100


Химический состав компонентов шихты и стали в конце периода окисления приведены ниже (см. таблицу 2).
Таблица 2 – Химический состав шихтовых материалов, % по массе


Материал

С

Si

Mn

P

S

Cr

Ni

Cu

Fe

SiO2

MgO

CaO

FeO

Лом

0,27

0,36

0,66

0,03

0,04

0,22

0,24

0,3

97,86













Чугун

4,3

0,36

0,27

0,06

0,04

0,022

0,03

0,04

94,82













Оборот

0,75

0,21

0,52

0,005

0,009

0,05

0,05

0,05

98,36













Лом ж/д

0,6

0,3

1,22

0,04

0,04










97,8













Железо г/б

1,08







0,01

0,011

0,004

0,003

0,005

81

4,3




1,3

12,2

Кокс

89










0,8

























Известь




0,05






















0,6

1,0

93,0

0,5

Масса, кг

954,2

69,3

129,7

8,5

12,8

17,3

20,6

25,6

24428













%

3,429

0,249

0,466

0,030

0,046

0,062

0,074

0,091

87,77














Определяем угар примесей (U) в период расплавления как разность между средним содержанием элемента в шихте и в конце периода расплавления:

, кг;

где  масса металлической части шихты, кг;

 содержание примеси в шихте, % по массе;

 содержание элемента в стали в конце периода расплавления, % по массе;

i  выгорающие элементы (C, Si, S, Fe).

Определяем угар примесей:

C = (3,429-0,7)27830/100 = 759 кг.

Si = (0,249)27830/100 = 69,3 кг.

S = (0,046-0,035)27830/100 = 3 кг.

Fe (в дым) = 695,75 кг. (принимаем 2,5 % от массы шихты)

Всего 1527,05 кг.

Принимаем, что 30% С окисляется до СО2, а 70% до СО. исходя из этого, находим расход кислорода на окисление примесей и массу образовавшихся оксидов.

Расход кислорода в период расплавления:

, кг;

где – молекулярная масса элемента;

– молекулярная масса кислорода.

ССО2 кг.

ССО кг.

SiSiО2 кг.

SSО2 кг.

Fe(в дым) Fe2О3(в дым) кг.
Расчеты представим в виде таблицы 3, принимая С = 759 кг, Si = 69,3 кг, S= 3 кг (см. угар примесей, рассчитанный выше).
Таблица 3 – Расход кислорода в период плавления





Расход кислорода, кг

Масса оксида, кг

CCO2

0,3C32/12

607,2

0,3C+СО2

834,9

CCO

0,7C16/12

708,4

0,7C+CO

1239,7

SiSiO2

Si32/28

79,2

Si+SiO2

148,5

SSO

S32/32

3

S+SO

6

FeFe2O3 (в дым)

Fe(в дым) 48/112

298,1

Fe+Fe2O3

993,8

 

 

Всего

1695

 

Всего

3222


Состав шлака в конце периода расплавления приведен в таблице 4.
Таблица 4 – Состав шлака в конце периода расплавления.


SiO2

Al2O3

Fe2O3

MnO

MgO

CaO

P2O5

S

Cr2O3

18,82

2,92

16,7

1,0

4,22

53,62

0,391

0,44

0,281


Содержание оксидов железа в шлаке зависит от содержания углерода в металле и определяется с помощью таблицы 5.
Таблица 5 – Зависимость содержания оксидов железа в шлаке от содержания углерода в металле


[C],%

0,08-0,18

0,20-0,32

0,28-0,42

0,67-1,09

(Feобщ), %

14,4

12,8

11,04

9,41


По практическим данным отношение принимается равным 2…4.

В соответствии с этим принимаем, что при содержании углерода в стали в конце периода расплавления равном 0,7 %, содержание оксидов железа в шлаке составит 9,41 %, причем FeO будет 7,058 % (доля – 0,75) а FeO - 2,353 % (доля – 0,25).

Масса шлака без оксидов железа – 2037,5 кг (см. ниже), составляет = 90,59%, а общая масса шлака:

, кг;
где – масса шлака без оксидов железа (по составу шлака к концу выплавки), кг; – содержание оксидов железа в шлаке, %. Подставляем данные:

кг.

Масса оксидов железа в шлаке:

, кг;

кг.

Общая масса шлака рассчитывается:

MgO + CaO = 53,62 + 4,22 = 57,84%

Составляем пропорцию и находим общую массу шлака:
57,84% - 1200 кг

100% - x кг

x = 2037,5 кг
Масса оксидов железа в шлаке равна 211,64 кг, из которых 52,91 кг Fe2O3 (0,25) и 158,73 кг FeO (0,75).

Основность шлака:

;

где (CaO) –содержание CaO в шлаке, %;

(SiO2) – содержание SiO2 в шлаке, %.

В = 53,62/18,82 = 2,85.

С учетом того, что окислится железа, кг:

до Fe2O3 ……… 52,91 кг;

до FeO ……… 158,73 кг;

поступит железа из металла в шлак (кг):

, кг;

где – масса Fe2O3, кг;

– масса FeO, кг;

112 и 56 – молекулярная масса железа в Fe2O3 и FeO соответственно;

160 и 72– молекулярная масса Fe2O3 и FeO соответственно.

кг.

Выход годного с учетом металла, скачиваемым шлаком (кг):

;

где – масса выгоревших примесей за всю плавку, определяется, как сумма выгоревших примесей за период расплавления и окислительный период плавки, кг; – потери железа на образование оксидов железа в шлаке, кг; – количество железа, уносимого шлаком, кг (принимаем 0,5 % от ).

кг.

Расход кислорода на окисление железа:

, кг;

кг.

Расход кислорода на окисление всех примесей:

, кг;

кг.

Принимаем, что количество кислорода, вносимого воздухом 80 %, техническим кислородом вносится 20 % .

Принимая коэффициент усвоения кислорода равным 0,9, определим потребное количество кислорода:

, кг;

кг.

Количество неусвоенного кислорода:

, кг;

кг.

Кислороду, вносимому воздухом, сопутствует азот в количестве:

, кг;

где 77 и 23 – соответственно массовая доля азота и кислорода в воздухе.

кг.

При определении количества выделяющихся газов необходимо учесть образование СО и СО2 (в отношении 70 и 30 %) при горении углерода электродов. Согласно практическим данным, расход электродов на плавку составляет 4 – 7 кг/т, причем приблизительно 60 % расходуется в период расплавления. Согласно экспериментальным данным расход электродов на плавку составляет Pэл = 3 – 4 кг/т стали. Принимаем 3,5 кг/т стали. С учетом массы завалки расход электродов 3,51,27830 = 97,4 кг.

С образованием СО сгорает 0,7Pэл кг С и образуется , кг CO; кг.

С образованием СО2 сгорает 0,3Pэл кг С и образуется , кг CO2;

кг.

Для горения углерода электродов требуется кислорода:

, кг;

кг.

Окисление углерода электродов происходит кислородом, подсасываемым в печь, которому сопутствует азот в количестве:

, кг;

кг.
Таблица 6 – Таблица материального баланса ТКГ


Поступило

кг

Получено

кг

СH4

156,15

СО2

453,81

N2

14,34

H2O

369,61

H2O

4,82

N2

14,34

C2H6

2,18

O2

34,2

C3H8

2,76







C4H10

3,34







O2

683,47







Итого

867,06

Итого

871,96



Теперь по расчетам материального баланса и процесса горения газа (ТКГ) можно определить состав и количество выделяющихся газов и составить материальный баланс периода расплавления.

Таблица 7 – Материальный баланс плавки


Поступило

кг

Получено

кг

Лом

7010

Выход годного

24665

Чугун передельный

2990

Шлак

2249

Оборот кордовый

3000

Потери Ме со шлаком

112

Лом ж/д

4020

Уходящие газы




Железо г/б

5010

СО

942

Кокс

600

СО2

1398

Известь

1200

N2

5781

Жидкий чугун

4000

O2 неув.

194

Воздух

7696

Fe2O3

993,8

Электроды

97,4







Тех. Кислород

349







Всего

35972,4

Всего

36334,8

ТКГ

876

ТКГ

871,96

ИТОГО

36848,4

ИТОГО

37206,76



Невязка составляет 0,96%

^ 3 РАСЧЁТ ГЕОМЕТРИЧЕСКИХ РАЗМЕРОВ ПЕЧИ
3.1 Определение геометрических параметров
Основными геометрическими параметрами ДСП являются:

  1. Нм – глубина ванны по зеркалу жидкого металла;

  2. Нв – глубина ванны до откосов печи;

  3. Нпл – высота плавильного пространства;

  4. Dм – диаметр ванны по зеркалу жидкого металла;

  5. Dп – диаметр ванны на уровне порога рабочего окна;

  6. Dк – внутренний диаметр кожуха печи;

  7. Dот – диаметр ванны на уровне откосов.

Наиболее распространенной является сфероконическая ванна с углом между образующей и осью конуса, равным 45º.

Объем ванны до откосов включает в себя объемы металла Vм, шлака Vш и дополнительный Vд, т.е.

Vв = Vм + Vш + Vд

Если плотность жидкого металла , а емкость печи М, т, то

м3.

Номинальную ёмкость печи принимаем равным 25 тонн, а = 7,15т/м3 – плотность жидкого металла.

Диаметр зеркала жидкого металла определяется из соотношения

, мм;

где Dм – диаметр зеркала жидкого металла, мм;

Vм – объем жидкого металла, м3;

с – коэффициент, зависящий от отношения диаметра зеркала металла к глубине ванны по металлу.

Обычно коэффициент с определяется по формуле: с = 0,875 + 0,042  а, где . Для большинства печей а = 4,5…5,5, причем меньшие значения характерны для небольшой емкости и технологического процесса, не требующего тщательного рафинирования расплавленного металла в печи. При таких соотношениях с теплотехнологической точки зрения будет обеспечено и сравнительно равномерное облучение поверхности ванны от дуг и кладки печи, и более равномерный прогрев металла в объеме ванны.

Примем а = 4,8; Тогда

с = 0,875 + 0,042  4,8 = 1,08

мм = 3,3227 м.

Глубина ванны по жидкому металлу:

, мм;

где - глубина ванны жидкого металла;
м.

Глубина сферического сегмента

м.

Над жидким металлом в ванне предусмотрено пространство для шлака, объем которого составляет 20% объема металла в небольших печах и 10…17% - в крупных.

, м3 ;

Принимаем м3.

Высота слоя шлака определяется из выражения

мм = 0,076 м.

где 0,785 – эмпирический коэффициент;
1000 – переводной коэффициент;

Диаметр зеркала шлака:

м.

Уровень порога рабочего окна принимается на уровне шлака или на 20…40 мм выше h′ = 0…40 мм.

Диаметр ванны на уровне порога рабочего окна выбираем с таким расчетом, чтобы уровень порога был на 30 мм выше уровня зеркала шлака

м.

где – расстояние от зеркала шлака до уровня порога рабочего окна.

Уровень откосов рекомендуется принимать на 30…70 мм выше уровня порога рабочего окна во избежание размыва шлаком основания футеровки стен h = 30…70 мм.

Уровень откосов принимаем на 60 мм выше уровня порога рабочего окна.

Диаметр рабочего пространства на уровне откосов

м.

Глубина ванны до уровня откосов печи равна

, м;

м.
Высота конической части ванны hк равна

, м;

м.

Тогда диаметр основания шарового сегмента находится из выражения

, м;

м.

Для современных дуговых сталеплавильных печей высота плавильного пространства принимается в пределах, приведенных в таблице 8.
Таблица 8 – Зависимость высоты плавильного пространства от диаметра на уровне откосов

Емкость печи, т

Доля от

0,5…5

0,5…0,45

10…50

0,45…0,4

100…

0,38…0,34


Высоту плавильного пространства от уровня откосов до верха стены, принимаем равной на основании таблице 8.

, м;

м.

Выше откосов стены делаются наклонными под углом 15..30º к вертикали. При таком наклоне их можно заправлять. В этом случае также увеличивается стойкость огнеупорной кладки, так как по высоте стен увеличивается расстояние от дуг и уменьшается плотность теплового потока на верхний пояс.

Принимаем угол наклона стен 30º.

Высота наклонной части стен составляет:

, м;

м.

Высота цилиндрической части стен составит

, м;

м.

Диаметр стен определяется по формуле

, м;

где – угол наклона стен по вертикали.

м.
3.2 Конструкция футеровки ДСП
Конструкция футеровки кроме внутреннего профиля рабочего пространства определяют материалы и толщину рабочего арматурного и теплоизоляционного слоев кладки, а также форму и размеры кожуха ДСП.

Конструкция футеровки ДСП-25

Для кладки рабочего слоя ДСП используем основные огнеупорные материалы.

^ Подина и откосы

Таблица 9 – Толщина отдельных слоев и всей футеровки подины ДСП, мм


Емкость печи, т

< 12

25-50

100

200

300

400

Набивной слой, мм

100

100

150

150

160

180

Кирпичная кладка, мм

300-365

395-495

530

575

595

620

Изоляционный слой, мм

85

105

170

190

195

200

Общая толщина, мм

485-550

600-700

850

915

950

1000
  1   2   3



Скачать файл (341.2 kb.)

Поиск по сайту:  

© gendocs.ru
При копировании укажите ссылку.
обратиться к администрации