- •Цілі і задачі курсової роботи.
- •Теми курсової роботи
- •3. Зміст розрахунково – пояснювальної записки
- •( Для тем з виробництва сталі в конвертерах)
- •( Для тем з виробництва сталі в конвертерах і розливкою на мблз)
- •( Для тем з виробництва сталі в дса)
- •4. Методичні вказівки по виконанню розділів курсової роботи.
- •Зміст пояснювальної записки. Вступ
- •3 Розрахункова частина
- •3.1 Розрахунок матеріального балансу конвертерної плавки
- •( Для тем з виробництва сталі в дса)
- •Графічна частина курсової роботи
- •Завдання для курсового проектування
- •Пояснювальна записка
- •Рекомендована література Основна:
- •Допоміжна:
3 Розрахункова частина
3.1 Розрахунок матеріального балансу конвертерної плавки
Початкові дані.
Таблиця 21 – Хімічний склад чавуну, скрапу, металу перед
розкислюванням і готової сталі 1008, %:
Найменування матеріалу |
C |
Mn |
Si |
P |
S |
Чавун переробний 75% |
4,12 |
0,45 |
0,73 |
0,250 |
0,045 |
Скрап 25% |
0,33 |
0,54 |
0,43 |
0,026 |
0,030 |
Метал перед розкислюванням |
0,13 |
0,18 |
0 |
0,013 |
0,021 |
Готова сталь |
0,13-0,18 |
0,70-1,40 |
0,15- 0,30 |
н.б. 0,040 |
н.б. 0,040 |
Таблиця 22 – Хімічний склад вапна, плавикового шпату, руди і
футерування, %:
Найменування матеріалу |
SiO2 |
CaO |
MgO |
Al2O3 |
Fe2O3 |
CaF2 |
H2O |
CO2 |
Вапно |
2,0 |
91.0 |
1,0 |
1,5 |
- |
- |
0,5 |
4,0 |
Плавиковий шпат |
4,2 |
2,1 |
- |
0,8 |
- |
89,4 |
- |
3,5 |
Залізняк |
7,1 |
1,0 |
0,2 |
4,6 |
86,0 |
- |
1,1 |
- |
Смолодоломітова цеглина |
2,0 |
58,0 |
36,5 |
1,5 |
2,0 |
- |
- |
- |
Витрата чавуну складає 75% від маси металевої шихти, витрата скрапу – 25%.
Витрата залізняку для прискорення шлакоутворення і коректування температури металу – 1,5% від маси металошихти (звичайно складає 1-2%).
Температура чавуну при заливці в конвертер 1371 ОС.
Температура сталі перед випуском 1610 ОС.
Розрахунок ведемо на 100 кг металошихти (чавун + скрап). Визначаємо середній склад металевої шихти, %.
Визначаємо середній склад металевої шихти %.
Таблиця 23 Середній склад металевої шихти, кг:
|
C |
Mn |
Si |
P |
S |
Чавун |
3,09 |
0,33 |
0,54 |
0,018 |
0,033 |
Скрап |
0,08 |
0,135 |
0,107 |
0,006 |
0,007 |
Середній склад |
3,17 |
0,465 |
0,647 |
0,024 |
0,04 |
Визначаємо скільки віддаляється домішок на 100 кг металу, кг:
С мn Si P S Fe |
3,17-0,13∙0,9=2,736 0,465-0,18∙0,9=0,256 0,647 0,024-0,013∙0,9=0,009 0,04-0,021∙0,9=0,017 1,2 |
|
|
Чад домішок |
4,865 |
Вихід сталі приймаємо рівним 0,9.
Втрати заліза випаровуванням звичайно складають 0,8-1,6%.
Приймаємо 1,2%.
Приймаємо, що при продування ванни киснем 10% S вигоряє SO2,
тобто окислюється:
S=0,04:10=0,004 кг
Витрата кисню на окислення домішок складає, кг:
С – СО2 С – СО Si – SiO2 Mn – MnO S – SO2 P – P2O5 Fe – Fe2O3 |
2,736∙0,1∙32/12=0,7296 2,736∙0,9∙16/12=3,28 0,647∙32/28=0,73 0,256∙16/55=0,07 0,004∙32/32=0,004 0,009∙80/62=0,01 1,2∙48/112=0,51 |
|
Всього |
5,33 |
|
Приймаємо, що 90% С окислюється до СО, а 10% до СО2.
Утворюється маса оксидів, кг:
СО2 СО SiO2 MnO P2O5 S Fe2O3 |
2,736∙0,1∙44/12=1,003 2,736∙0,9∙28/12=5,74 0,647∙60/28=1,38 0,256∙71/55=0,33 0,009∙142/62=0,02 0,004∙64/32=0,008 1,2∙160/112=1,714 |
У шлак переходить сірки, кг:
0,017-0,004=0,013
Під час переходу сірки в шлак звільнюється кисню, кг:
0,13:2=0,006
Втрата кисню складає, кг:
5,33-0,006=5,324
Витрату вапна визначаємо по балансу СаО та SiO2 у шлаку для отримання основності 3,2 (основність шлаку повинна складати від 2,8 до 3,5). Для формування шлаку приймаємо витрату плавикового шпату рівним 0,3 кг. За даними практики вітчизняних і зарубіжних заводів витрата розріджувачів звичайно складає:
а) бокситу 0,6-1,2%;
б) плавикового шпату 0,2-0,6%;
Витрата (знос) футерування коливається в межах 0,8-1,2% від маси металошихти. Приймаємо витрату футерування рівним 1,1% або 1,1 кг на 100 кг металошихти.
Витрати вапна позначимо через х.
Кількість СаО в кінцевому шлаку, що поступає з матеріалів, складе, кг:
Футерування 1,1:100∙58=0,638
Залізняк 1,5:100∙1,0=0,015
Плавиковий шпат 0,3:100∙2,1=0,006
Вапно х:100∙91=0,91х
Всього 0,6593+0,91х
SiО2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:
Металева шихта 1,38
Залізняк 1,5:100∙7,1=0,106
Плавиковий шпат 0,3:100∙4,2=0,013
Футерування 1,1:100∙2,0=0,022
Вапно х:100∙2,0=0,02х
Всього 1,521+0,02х
MgО в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:
Футерування 1,1:100∙1,5=0,0165
Залізняк 1,5:100∙36,5=0,402
Вапно х:100∙1,0=0,01х
Всього 0,4185+0,01х
Al2О3 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:
Футерування 1,1:100∙1,5=0,0165
Залізняк 1,5:100∙4,6=0,069
Плавиковий шпат 0,3:100∙0,8=0,0024
Вапно х:100∙1,5=0,015х
Всього 0,0879+0,05х
Fe2О3 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:
Футерування 1,5:100∙86,0=1.29
Залізняк 1,5:100∙2,0=0,022
Всього 1,312
CaF2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:
Плавиковий шпат 0,3:100∙89,4=0,2682
CaO2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:
Плавиковий шпат 0,3:100∙3,5=0,0105
Вапно х:100∙4,0=0,04х
Всього 0,0105+0,04х
Замість СаО і SiО2 підставляємо їх значення і визначаємо витрати вапна:
0,659:1,521+0,91х:0,02х=3,2
0,659+0,91х=3,2∙(1,521+0,02х)
0,659+0,91х=4,8672+0,064х
0,91х-0,064х=4,8672-0,659
0,846х=4,2082
Х=4,9742
Металева шихта, залізняк, плавиковий шпат, вапно і футерування
вносять в шлак, кг:
Таблиця 24 – Складові шлаку, кг:
|
Матеріали |
Всього |
||||
Мет. Шихта |
Залізна руда |
Футерівка |
Плавиков. шпат |
Вапно (х) |
||
SiO2 |
1,38 |
0,106 |
0,022 |
0,013 |
0,099 |
1,62 |
CaO |
- |
0.015 |
0,638 |
0,006 |
4,526 |
5,185 |
MgO |
- |
0,003 |
0,402 |
- |
0,049 |
0,454 |
Al2O3 |
- |
0,069 |
0,016 |
0,002 |
0,248 |
0,335 |
S |
0,013 |
- |
- |
- |
- |
0,012 |
MnO |
0,27 |
- |
- |
- |
- |
0,27 |
P2O5 |
0,054 |
- |
- |
- |
- |
0,054 |
Fe2O3 |
- |
1,29 |
0,022 |
- |
- |
1,312 |
CaF2 |
- |
- |
- |
0,2682 |
- |
0,268 |
∑ |
1,717 |
1,483 |
1,100 |
0,289 |
4,922 |
9,52 |
У вапні міститься, кг :
4,9742:100∙0,5=0,024 – Н2О
4,9742:100∙4,0=0,198 – СО2
Плавиковий шпат містить, кг :
0,3:100∙3,5=0,011 – СО2
Залізняк містить, кг
9,52-1,312=8,208 – Н2О
Залежно від режиму продування, основності кінцевого шлаку і змісту С у металі в кінці продування плавки відношення FeO (у %) до Fe2O3 (у %) у шлаку звичайно коливається в межах 1,5 – 3,0.
Приймаємо вміст оксидів заліза в шлаку 12% FeO і Fe2O3 5%, тоді маса оксидів шлаку без FeO і Fe2O3 буде складати 83%.
Маса шлаку рівна, кг:
8,208/83∙100=9,889
Розраховуємо хімічний склад кінцевого шлаку, кг:
% SiO2 % CaO % MgO % Al2O3 % S % MnO % P2O5 % CaF2 %FeO %Fe2О3 |
1,62/9,889∙100=16,38 5,185/9,889∙100=52,43 0,454/9,889∙100=4,59 0,335/9,889∙100=3,38 0,012/9,889∙100=0,13 0,27/9,889∙100=2,73 0,054/9,889∙100=0,55 0,268/9,889∙100=2,71 12 5 |
|
Всього |
99,9 |
|
Таблиця 25 – Хімічний склад кінцевого шлаку, %:
SiO2 |
CaO |
MgO |
Al2O3 |
S |
MnO |
P2O5 |
CaF2 |
FeO |
Fe2O3 |
∑ |
16,38 |
52,43 |
4,59 |
3,38 |
0,13 |
2,73 |
0,55 |
2,71 |
12 |
5 |
99,9 |
Фактична основність кінцевого шлаку:
%CaO:%SiO2=52,43:16,38=3,2
Маса оксидів заліза складає, кг :
9,889-8,198=1,691 кг, зокрема
FeO = 9,889:100∙12=1,18
Fe2O3 = 1,691-1,18=0,511
Приймаємо, що 90% що вноситься рудою і футеруванням Fe2O3
відновлюється до заліза, а 10% - до FeO.
Відновлення Fe2O3 до заліза дає, кг:
а) кисень 1,312∙0,9∙48:160=0,354
б) залізо 1,312∙0,9-0,354=0,827
Відновлення Fe2O3 до FeO дає, кг:
а) кисень 1,312∙0,1∙16:160=0,013
б) FeO 1,312∙0,1-0,013=0,118
Ця кількість FeO поступає в шлак.
В результаті окиснення заліза утворюється, кг:
FeO = 1,18-0,118=1,062
Fe2O3 = 0,511
Всього 1,573
Окислюється заліза, кг:
(1,062∙56:72)+(0,511∙112:160)=1,2271
Втрати заліза у вигляді корольків металу, що заплуталися в шлаку (коливається в межах 6-10% від маси шлаку). Приймаємо 8%, тоді втрати складуть:
9,889:100∙8=0,79
Вихід сталі, кг:
100+0,827-4,86-1,2271-1,0-0,79=92,95
де 1,0 – витрати металу з викидами (коливається в межах 0,5-1,1% від маси металошихти);
4,86 – чад домішок;
1,1753 – окислюється заліза;
0,79 – втрати заліза у вигляді корольків металу;
0,827 – відновлення Fe2O3 до заліза;
Буде потрібно кисню на окиснення заліза, кг:
1,573-1,1753=0,346
Всього буде потрібно кисню на окиснення домішок і заліза, кг:
5,33+0,346-(0,354+0,013)=5,309
Приймаємо технічний кисень що містить 99,5% О2 і 0,5% N2.
Буде потрібно технічного кисню при 95% засвоєнні, м3.
5,309∙22,4:0,995∙0,95∙32=3,93
Кількість незасвоєного кисню рівна:
3,93∙0,05=0,196м3 або 0,196∙32:22,4=0,28 кг
Кількість азоту рівна:
3,93∙0,005=0,0196м3 або 0,0196∙28:22,4=0,024 кг
Маса технічного кисню рівна, кг:
5,309+0,28+0,024=5,613
Таблиця 26 – Склад і кількість газів:
Складаючи |
кг |
м3 |
% |
СО2 |
1,003+0,198+0,011=1,212 |
0,617 |
11,22 |
СО |
5,74 |
4,592 |
83,5 |
Н2О |
0,024+0,016=0,04 |
0,049 |
0,89 |
О2 |
0,278 |
0,194 |
3,52 |
N2 |
0,024 |
0,019 |
0,34 |
SO2 |
0,08 |
0,028 |
0,5 |
Разом |
7,374 |
5,499 |
99,97 |
Таблиця 27 – Матеріальний баланс плавки:
Поступило, кг |
% |
Одержано, кг |
% |
||
Чавуну |
75,00 |
66,04 |
Сталі |
92,95 |
81,73 |
Скрапу |
25,00 |
22,01 |
Корольків |
0,79 |
0,69 |
Залізняку |
1,500 |
1,32 |
Металу у викидах |
1,000 |
0,89 |
Плавикового шпату |
0,300 |
0,26 |
Шлаку |
9,889 |
8,69 |
Вапно |
4,9742 |
4,38 |
Газів |
7,374 |
6,48 |
Футерування |
1,100 |
0,97 |
Fe2O3(у дим) |
1,714 |
1,50 |
Техн. Кисню |
5,613 |
5,01 |
|
|
|
Всього |
113,4872 |
99,99 |
Всього |
113,717 |
99,98 |
Незв’язність:
113,717-113,4872:113,717∙100=0,20 що в межах допустимого.
Допустимо до 0,20%.
3.2 Розрахунок розкислення сталі
Таблиця 28 – Хімічний склад готової сталі та металу перед розкисленням
|
C |
Si |
Mn |
P |
S |
Сталь |
0,13 0,18 |
0,15 0,30 |
0,70 1,4 |
0,040 |
0,040 |
Метал перед розкисленням |
0,13 |
0 |
0,18 |
0,013 |
0,021 |
Сталь 1008 розкислюємо феромарганцем з багатим феросиліціем і алюмініем.
Таблиця 29– Хімічний склад розкислювачів
|
|
C |
Si |
Mn |
P |
S |
Al |
Fe |
Інше |
FeMn |
Mn0,5 |
0,5 |
2,0 |
85 |
0,3 |
0,03 |
- |
12,17 |
|
FeSi |
FC45 |
0,2 |
46,5 |
0,65 |
0,05 |
- |
- |
52,60 |
|
Al |
Втор |
|
|
|
|
|
90 |
|
10 |
Визначаємо середній зміст елементів готової сталі
Таблиця 30 – Чад елементів розкислювачів:
Тип сталі |
Варіант розкислювання |
Зміст вуглецю в металі % С |
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 |
Приймаємо чад елементів: C – 16%; Si – 20%; Mn – 16%; Al – 50%.
Визначаємо витрати FeMn, кг/т
Визначаємо приріст маси металі після присадки FeMn
кг
Визначаємо масу FeMn що перейшов в шлак і газову фазу
Визначення вмісту Si в металі після присадки FeMn, кг/т
Визначаємо витрати FeSi
Визначаємо приріст маси металу після присадки FeSi
Маса FeSi що перейшов у шлак і газову фазу
Визначаємо масу металу після присадки FeMn та FeSi
Визначаємо витрати Al
Визначення приросту маси металу після присадки Al
Визначаємо масу Al що перейшов у шлак
Визначення маси FeSi та Al
Визначення маси феросплавів і Al що перейшли в шлак з газової фази
Перевірка:
3.3 Розрахунок теплового балансу конвертерної плавки
Прихід тепла
1. Фізичне тепло чавуну, тобто чавун що поступає в конвертер при температурі 1315оС, вносить
Q1=75[0,755∙1180+218+0,92∙(1315-1180)]=92482,5 кДж
Де, 75 – кількість (маса) чавуну в металошихті, кг;
0,755 – середня теплоємність твердого чавуну від 0оС до температури плавлення, кДж/кг∙град;
1180 – температура плавлення чавуну, 0оС (у залежності від хім. складу коливається в межах 1150-1200оС);
218 – прихована теплота плавлення твердого чавуну, кДж/кг;
0,92 – середня теплоємність рідкого чавуну, кДж/кг∙град.
2. Тепло екзотермічних реакцій
С – СО2 0,1∙34090∙2,736 =9327,024
С – СО 0,9∙10470∙2,736 =25781,328
Si – SiO2 31100∙0,647 =20121,7
Mn – MnO 7370∙0,256 =1886,72
P – P2O5 25000∙0,009 =225
S – SO2 9280∙0,004 =37,12
Fe – Fe2O3 (у шлак)7370∙0,3493 =2574,341
Fe – FeO 4820∙0,826 =3981,32
Fe – Fe2O3 (у дим) 7370∙1,200 = 8844
--------------------------------------------------
Q2 = 72778,533 кДж
де множене – теплові ефекти, віднесені до 1 кг елементу, що окислюється, кДж/кг; множник – кількість домішок чавуну, кг, що окислюються, кг.
3. Тепло шлакоутворення
При формуванні шлаку в ньому утворюються з'єднання
(СаО)2∙SiО2 і (СаО)2∙Р2О5 і виділяє тепло:
SiO2 + 2CaO=(CaO)2∙SiО2 2320∙1,38 =3201,6
Р2О5 + 4CaO=(CaO)4∙Р2О5 4740∙0,02 =94,8
---------------------------------------------------
Q3 = 32,96,4 кДж
де 2320 і 4740 – кількість тепла від витрати 1 кг оксидів на утворення з'єднання, кДж/кг;
1,19 і 0,311 – маса оксидів, що утворюються, кг
Прихід тепла рівний
Qприх=Q1 + O2 + Q3
Qприх=92482,5+72778,553+3296,4=168557,45 кДж
Витрати тепла
-
Фізичне тепло сталі, тобто сталь нагріта до 1610оС відносить тепло
Q1=94,74∙[0,70∙1539+272+0,84∙(1610-1539)] = 133482,98 кДж
де 94,74 – маса рідкої сталі, корольків і викидів, кг
94,74=92,95+0,79+1,0
0,7 – середня теплоємність твердої сталі, кДж/кг∙град.
1539 – температура плавлення металу, оС, визначається
1540-85∙0,13=1539
де 1540 – температура плавлення чистого заліза, оС;
85 – зниження температури плавлення на 1% вуглецю, оС;
272 – прихована теплота плавлення твердої сталі, кДж/кг∙град
0,84– середня теплоємкість рідкої сталі, кДж/кг∙град.
2. Фізичне тепло шлаку, тобто шлак відносить тепло
Q2 = 9,889∙(1,2∙1610+210) = 21182,23 кДж
де 9,889 - маса шлаку, кг;
1,20 – теплоємність шлаку, кДж/кг∙град.;
210 – теплота плавлення шлаку, кДж/кг∙град.
3. Гази відносять тепло при середній температурі рівній 1500оС (температура конверторних газів коливається в межах 1400 – 1700оС і залежить від температури металу за час продування)
СО2 3548∙0,617 =2189,116
CO 2202∙4,592 =10111,584
Н2О 2760∙0,049 =135,24
О2 2298∙0,194 =445,812
N2 2172∙0,019 =41,268
SO2 3548∙0,028 =99,344
--------------------------------------------------
Q3 = 13022,364 кДж
де множене – тепловміст 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 1,20 – 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 відновлення, віднесений до 1 кмолю Fe2O3, кДж/кмоль;
160 – молекулярна маса.
6. Втрати тепла (на нагрів футерування, випромінювання через горловину конвертора та ін.).
Ці втрати складають від 3 до 6 % від приходу тепла, тоді приймаємо величину втрат приймаємо 4% від приходу
Q6 = Qприх ∙ 0,04
Q6 = 168557,45∙0,04 = 6742,29 кДж
Витрата тепла рівна
Qвитрат = Q1 + Q2 + Q3 +Q4 + Q5 + Q6
Qвитрат =133482,98+21182,23+13022,364+3445+6318+6742,29=184192,86 кДж
Надлишок тепла рівний = 184192,86-168557,45=15635,41 кДж
Таблиця 31 – Тепловий баланс
Прихід тепла кДж |
кДж |
% |
Витрата тепла кДж |
кДж |
% |
Фіз. тепло чавуну Q1 |
92482,5 |
54,86 |
Фіз. тепло сталі, Q1 |
133482,98 |
79,19 |
Тепло екз. реакцій Q2 |
772778,55 |
43,17 |
Фіз. тепло шлаку, Q2 |
21182,23 |
18,56 |
Тепло шлакоутв. Q3 |
3296,4 |
1,95 |
Гази відносять тепло, Q3 |
13022,364 |
7,72 |
|
|
|
Тепло віднос Fe2O3, Q4 |
3445 |
2,04 |
|
|
|
Тепло відновл Fe2O3, Q5 |
6318 |
3,74 |
|
|
|
Втрати тепла, Q6 |
6742,29 |
3,99 |
|
|
|
Надлишок тепла |
-15635,41 |
-9,27 |
Всього |
168557,45 |
99,98 |
Всього |
168557,45 |
99,97 |
Розрахунок кількості скрапу для виправлення операції
Що коректує кількість сталевого скрапу можна визначити з наступного балансового рівняння
15635,41= ∆Mскр∙[0,75∙1527+285+(1610-1527)∙0,84],
де 33321,2 – 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
15635,41= ∆Mскр∙1757,57
звідки ∆Mскр = 8,9 кг або 8,9 % від маси металошихти.
Отже для отримання заданої температури в кінці продування плавки (у нашому випадку 16100С ) фактична витрата скрапу і рідкого чавуну в металошихті повинні бути
- скрапу : [(20±∆Mскр):(100±∆Mскр)]∙100=[(20+8,9):(100+8,9)]∙100=26,5%
- чавуну : 100-26,5 = 73,5 %
При недоліку тепла на процес фактична витрата скрапу в металошихті зменшується на відповідну величину.
3.4 Розрахунок основних розмірів конвертора ємкістю 300т.
Визначення головних розмірів конвертора.
Таблиця 32-Початкові данні.
Садка конвертора, м |
Діаметр, Дв, м |
Відношення Н1/Дв |
Відношення Дг/Дв |
300 |
6,5 |
1,7 |
0,52 |
З заданого зверху відношення Н1/Дв =1,8 при відомим значенні Дв =6,5м визначаємо величину висоти робочого простору конвертора:
Н1 = 1,8×Дв, м, ( )
де Дв - внутрішній діаметр конвертера
Н1 = 1,8×6,5=11,05
З даного відношення Дг/Дв = 0,52 визначаємо діаметр горловини:
Дг = 0,52×Дв, м ( )
Дг = 0,52×6,5= 3,38
Визначаємо висоту горловини по формулі:
; ( )
-α куток нахила до вертикалі, в конвертерах середній і великой ємкості колеблиться у межах 53-75°. Приймаемо α=60°;
tg α= 1.7315;
тоді м
Визначаємо об’єм рідкого металу:
Vмет = 0,145×Qф, м ( )
де 0,145 – питомий об’єм металу, м3/m
300– садка конвертора, т
Тоді Vмет = 0,145×300 = 43,5 м3 ( )
Розрахуємо загальну глибину металевої ванни.
Днище конвертора улаштовується трішки увігнутим з метою підвищення його стійкості. Метал у спокійному стані вмішується у шаровому сегменті циліндричної частини конвертора, тобто:
Vмет = Vшс + Vцч, м3 ( )
Об’єм шарового сегменту визначається по формулі:
, м3 ()
де = 0,4 прийнята висота шарового сегменту, висота шарового сегменту звичайно складаї 0,3-0,5м
тоді
Об’єм циліндричної частини конвертора, який вміщує метал, дорівнює:
()
Визначаємо висоту металу, який розташован у циліндричної частини конвертора формулою
, м3 ( )
hмет = hш.с + hц.ч, м ( )
hмет = 0.4+ 0,71=1.11, м
Розраховуємо висоту шару шлаку за формулою:
, м ( )
де Gшл – кількість шлаку, %. Приймаємо Gшл –10%
ρ- щільність шлаку, кг/м3. Приймаємо ρ- 3000 кг/м3.
Тоді
Загальна висота ванни у спокійному стані:
hв=hмет + hшл, м ( )
hв=1,11+0.3015= 1,4115 м
Висота циліндричної частини конвертера дорівнює:
Нцч =Н1 – Нг – hшс , м ( )
Нцч = 11.05 – 2,7 – 0,4 = 7,95
Визначаємо товщину футеровки конвертора
Товщина футеровки у циліндричній частині (tц) звичайно складає 650 – 1000мм у залежності від ємкості конвертора:
ємкості конвертора (tц),мм
50 650
100-130 780-830
150 870
200-250 890-930
300-400 830-1000
Приймаємо tц = 830 мм
Товщина футеровки у конічної часті tк приймається на 125 – 179 мм менш, чим у циліндричної. Приймаємо tк = 700 мм.
Товщина футеровки днища tд приймається на 110 – 125мм більше циліндричній частині . Приймаємо tд = 940 мм
Визначаємо зовнішні розміри конвертора.
Зовнішній діаметр конвертора
Д = Дв + 2tц + 2δц; ( )
де δ – товщина кожуха циліндричної частини , звичайно складає 60-100мм.
Приймаємо δц = 75 мм
Тоді Д =6,5 + 2×0.83+ 2×0,075 = 8,31 м
10.2 Загальна висота конвертора
Н =Н1 + tд + δд, м ( )
де δд – товщина кожуха днища конвертора, звичайно складає 50-70мм.
Приймаємо δд= 60 мм
Н=11,05+1,0+0,06=12,11 ( )
Відстань від рівню спокійної ванни до зрізу горловини:
Н2=Н1 – hв, м ( )
Н2= 12.11 - 1,4115 = 9,6385 м
Діаметр сталевипускного отвору dотв звичайно коливається в межах 100 – 250 мм в залежності від ємкості конвертора.
Приймаємо dотв = 150 мм.
( для тем з виробництва сталі в конвертерах і розливкою на МБЛЗ)
3.3 Визначення температури ліквідус і солідус сталі розливаємої на МБЛЗ
При безперервній розливці сталі дуже важлива підтримка оптимального рівня температури металу який розливають.
Точний розрахунок і підтримка температури металу при розливці необхідний для забезпечення високої якості безперервно литого злитку і стабільності процесу розливання.
Підвищений перегрів металу над температурою ліквідус сприяє збільшенню тріщино чутливості заготовок, розвитку стовпчастої структури злитка і таких дефектів макроструктури, як осьова ліквація і центральна пористість. Крім того, надмірно висока температура розливки металу може привести до проривів безперервно литого злитку по тріщинах.
Необхідна температура металу в проміжному ковші розраховується виходячи з температури ліквідус для кожної марки сталі
Хімічні елементи необхідні для розрахунку:
Таблиця 33 - Середній хімічний склад готової сталі SS400, %:
|
C |
Si |
Mn |
Cr |
Cu |
Ni |
P |
S |
Сталь SS400 |
0,18 |
0,27 |
0,50 |
0,035 |
0,028 |
0,0051 |
0,03 |
0,03 |
Розрахуємо температуру ліквідус, за формулою:
ТЛ =1536-∆t, ОС (7)
де 1536 – температура плавлення чистого заліза, ОС;
∆t - зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок, яке знаходиться за формулою:
∆t=∑КЛĦ[%C, %Si, %Mn, %P, %S, %Cr, %Cu, %Ni] (8)
Таблиця 34 - Коефіцієнти різних хімічних елементів в сталі для розрахунку температури ліквідус:
Хімічний елемент |
||||||||
C |
Si |
Mn |
Cr |
Ni |
Cu |
P |
S |
|
КЛ |
80 |
14 |
4 |
1,4 |
2,6 |
1,2 |
35 |
35 |
Визначаємо зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок за даними таблиці 34 згідно формули :
∆t=80Ħ0,18+14Ħ0,27+4Ħ0,50+35Ħ0,03+35Ħ0,03+1,4Ħ0,035+1,2Ħ0,028+2,6Ħ0,0051 = 22,38 ≈ 22 ОС
Температура ліквідус дорівнює:
ТЛ =1536-22=1514 ОС
Знаходження температури солідус.
Температура солідус для сталі SS400 визначається по аналогічній формулі, що і температура ліквідус. Коефіцієнт КС для розрахунку представлений в таблиці 35:
Таблиця 35 - Коефіцієнти різних хімічних елементів в сталі для розрахунку температури солідус:
Хімічний елемент |
||||||||
C |
Si |
Mn |
Cr |
Ni |
Cu |
P |
S |
|
КС |
180 |
19 |
6,5 |
2 |
6,5 |
9 |
173 |
696 |
Визначаємо зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок:
∆t=180Ħ0,18+19Ħ0,27+6,5Ħ0,50+173Ħ0,03+696Ħ0,03+2Ħ0,035+6,5Ħ0,0051+9Ħ0,028 =
= 67,21 ≈ 67 ОС
Температура солідус дорівнює:
ТС =1536-67=1469 ОС
Для сталі марки SS400 температура ліквідус складає - 1514 ОС, а температура солідус - 1469 ОС.
3.4 Визначення продуктивності МБЛЗ та їх кількості
Продуктивність МБЛЗ визначається перетином злитка, швидкістю розливання, кількістю струмків, тобто числом кристалізаторів, що заповнюються одночасно з одного ковша і способу розливання.
Приймаємо, що у відділенні безперервної розливки сталі машини будуть працювати за методом «плавка на плавку». Тоді річна продуктивність МБЛЗ складе:
(9)
де Р - маса рідкої сталі в ковші, тонн;
с - число робочих діб МБЛЗ на рік;
tМ - тривалість розливання плавки, хвилин. Приймаємо tМ =50 хвилин;
tП - тривалість паузи, пов'язаної з підготовкою до розливання наступної плавки, хвилин. Приймаємо tМ =40 хвилин;
а - вихід придатних заготовок. Коливається в межах 0,95-0,97% (тобто 95-97% від маси рідкої сталі в ковші). Приймаємо а = 0,95;
m - кількість плавок в серії, відливається без перерви, (звичайно 7-10). Приймаємо m = 9.
За нормативами кількість робочих діб на рік для слябових МБЛЗ приймаємо рівним 292 доби.
Розрахунок кількості МБЛЗ виробляємо за формулою:
()
де П - річна продуктивність цеху з рідкого металу, тонн;
В - кількість резервних машин. Приймаються В = 1.
Річне виробництво придатних литих зливків становить 2,2 млн. тонн спокійної сталі. З урахуванням втрат на МБЛЗ кількість рідкої сталі складе:
Тоді кількість МБЛЗ для отримання слябів складе:
Приймаються 2 машини для відливання слябів.
Таким чином, у відділенні безперервної розливки сталі буде встановлено 2 МБЛЗ.