Дипломная (вкр): Проект реконструкции электросталеплавильного цеха

[О2 ] = 4,6703 · 0,5 = 2,335 кг, или 2,335 · 22,4/32 = 1,634 м3;

кислороду сопутствует азот (включая аргон и прочие газы):

[N2 ] = 2,335 · 77/23 = 7,817 кг, или 1,634 · 79/21 = 6,14м3;

объем воздуха составит 1,634 + 6,14 = 7,774 м3;

вес воздуха составит 2,335 + 7,817 = 10,152 кг.

При нагреве извести выделяется, кг:

СО2 (4+1,26) · 0,002 = 0,0105;

Н2О (4+1,26) · 0,002 = 0,0105.

Влага, вносимая воздухом

Допускается, что температура воздуха 20ºС, давление - 760 мм, относительная влажность 70%. По таблицам находится, что упругость насыщенного водяного пара при 20ºС равна 17.5 мм рт. ст.

Упругость водяных паров в воздухе составит 17,5 · 0,7 = 12,25 мм.

Количество влажного атмосферного воздуха при температуре 20ºС и давлении 760 мм будет равно

= 6,128 · (273+20)/273 · (760/760-12,25) = 6,680 м3.

Точка росы t при р = 12,25 мм лежит около 14ºС;

вес водяного пара в 1 м3 атмосферного воздуха:

= 0,29 · (р/273) = 0,29 · (12,25/273+14) = 0,0120 кг;

воздух внесет с собой влаги 0,012 · 6,680 = 0,08 кг.

всего влаги 0,0105 + 0,080 = 0,0905 кг.

Водяной пар будет восстановлен оксидам углерода по реакции

Н2О + СО = Н2 + СО2.;

при этом образуется водорода 0,0905 · 2/18 = 0,01 кг;

потребуется оксида углерода 0,0905 · 28/18 = 0,14 кг;

образуется углекислого газа 0,14 · 44/28 = 0,22 кг.

В периоды плавления и окислительный израсходовано газообразного кислорода 2,74 кг. Из этого количества ушло в атмосферу печи 15% или

[О2] = 2,74 · 0,15 = 0,411 кг.

Свободный кислород будет окислять оксид углерода с образованием углекислого газа по реакции СО + ½ О2 = СО2.;

образуется СО2 0,411 ·44/16 = 1,13 кг;

для этого требуется СО 1,13 - 0,411 = 0,719 кг.

Все проделанные расчеты сведем в таблицы 3.23, 3.24.

Таблица 3.23 -Сводная таблица газов для периодов плавления и окислительного

Таблица 3.24 - Материальный баланс окислительного периода

.5.8 Расчёт расхода раскислителей и легирующих на выпуске

Расчёт ведём (на 96 кг, масса стали на выпуске) по формуле :

GFeCn==(3.6)

Следовательно по формуле 3.6 рассчитаем количество вносимой коксовой мелочи (С = 80%).кокс = (0,2 - 0,115) · 96/ (80 · 0,75) = 0,136 кг

с ним внесётся [С] = 0,136 · 80/100 = 0,108 кг;

[S] = 0,136 · 2 : 100 = 0,0027 кг

Вносим FeSi 65 GFeSi 65 = (0,14 · 96)/(65 · 0,8) = 0,258 кг;

с ним внесётся:

[Si] = 0,258 · 65/100 = 0,167 кг;

[Mn] = 0,258 · 0,4/100 = 0,001 кг;

[P] = 0,258 · 0,05/100 = 0,0001 кг;

[S] = 0,258 · 0,02/100 = 0,00005 кг;

[Fe] = 0,258 · 24,5/100 = 0,063 кг.

Вносим FeSiMn 75= (0,55 - 0,192) · 96/((75·0,85)+(12·0,8)) = 0,468 кг;

с ним внесётся:

[Si] = 0,468 · 12/100 = 0,056 кг;

[Mn] = 0,468 · 75/100 = 0,351 кг;

[С] = 0,468 · 0,05/100 = 0,0002 кг;

[P] = 0,468 · 0,35/100 = 0,0016 кг;

[S] = 0,468 · 0,03/100 = 0,00014 кг;

[Fe] = 0,468 · 12/100 = 0,056 кг.

Конечный состав металла после выпуска (кг):

[С] = 0,115 + 0,108 + 0,0002 = 0,225 кг;

[Si] = 0,167 + 0,056 = 0,223 кг;

[Mn] = 0,192 + 0,001 + 0,351 = 0,544 кг;

[P] = 0,0048 + 0,0001 + 0,0016 = 0,0065 кг;

[S] = 0,034 + 0,0027 + 0,00005 + 0,00014 = 0,0368 кг;

[Fe] = 96,44 + 0,063 + 0,056 = 96,56 кг.

3.5.9 Расчёт расхода раскислителей и легирующих на «печь-ковше»

Вносим FeCr 850

850 = (0,9 - 0,267) · 96/65= 0,934 кг

с ним внесётся

[Сr] = 0,934 · 65/100 = 0,607 кг;

[С] = 0,934 · 8/100 = 0,0747 кг;

[Si] = 0,934 · 2/100 = 0,0186 кг;

[Mn] = 0,934 · 0,4/100 = 0,0037 кг;

[P] = 0,934 · 0,03/100 = 0,00028 кг;

[S] = 0,934 · 0,08/100 = 0,00074 кг;

[Fe] = 0,934 · 25/100 = 0,2335 кг.

Вносим науглероживатель тип «С» (С = 99%)

тип С = (0,302 - 0,225)·96/(99·0,75) = 0,1 кг;

с ним внесётся

[С] = 0,1 · 99 : 100 = 0,099 кг;

[S] = 0,1 · 0,04 : 100 = 0,00004 кг.

Массовая доля Al в металле после раскисления алюминием приближенно равна

[Al] = Alчушк. · (1- угар) = 0,028 · (1- 0,85) = 0,0042 кг, или

,0042 · 93/100 = 0,0039%.

Исходя из остаточной концентрации алюминия в металле [Al] = 0,0039%, в плавку на 100т вносим 95 м силикокальциевой проволоки (из расхода 100 м на 100 т металла) или на 100 кг садки 0,095 м силикокальциевой проволоки.

Вносим SiCa (в 1 м. погонном - 225 гр. - SiCa или 400 гр. всей проволоки чистого веса)

= 0,095 · 0,225 = 0,0213 кг или 0,095 · 0,400 = 0,038 кг.

с ним внесётся [Si] = 0,0213 · 60/100 = 0,0127 кг.

Вносим Al проволоку ( в 1 м погонный - 180 гр. Al)

= 0,095 · 0,180 = 0,0171 кг.

с ним внесётся [Al] = 0,0171 · 100/100 = 0,0171 кг.

Конечный состав металла, кг:

[С] = 0,225 + 0,074 + 0,099 = 0,398 кг;

[Si] = 0,223 + 0,0186 + 0,0127 = 0,2543 кг;

[Mn] = 0,544 + 0,0037 = 0,547 кг;

[Сr] = 0,267 + 0,607 = 0,874 кг

[P] = 0,0065 + 0,00028 = 0,0068 кг;

[S] = 0,0368 + 0,00074 + 0,00004 - 0,0105 = 0,027 кг;

[Fe] = 96,56 + 0,2335 = 96,79 кг.

Представим конечный состав металла в таблице 3.25.

Таблица 3.25 - Окончательный состав металла к концу плавки

Технологическая схема плавки представлена в приложении Д.

Обработка стали ТШС

Состав ТШС: СаО - 75%; CaF2 - 25%.

Расход ТШС 6 кг/т. Обработка стали производится в ковше с магнезитовой футеровкой.

Концентрация алюминия в стали Al = 0,017%.

Количество оксидов, образующихся при раскисленнии 1т стали покажем в таблице 3.26.

Таблица 3.26 - Количество оксидов, образующихся при раскислении (расчет ведется на 1т стали)

Образуется оксидов:

[Mn] + [O] = (MnO);

Δ Mn = 1000 · 0,096/100 = 0,96 · 71/55 = 1,239 кг;

[Si] + 2[O] = (SiO2);

Δ Si = 1000 · 0,063/100% = 0,63 · 60/28 = 1,35 кг;

[Al] + 3[O] = (Al2O3);

Δ Al = 1000 · 0,068/100% = 0,68 · 102/52 = 0,133 кг.

Изменение состава рафинировочного шлака к концу обработки представлено в таблице (3.27)

Таблица 3.27 - Изменение состава рафинировочного шлака

Рассчитываем значения Ls и ηs для магнезитово - углеродистой футеровки:

КAl = [Al]2 · [a0]3 = 10-13;(3.7)

где a0 =%;

LgLs = - 2,78 + 0,86 · - lg 0,0029;(3.8)

гдеLs = 28,5 - коэффициент распределения серы;

λ = ;(3.9)

Используя формулы 3.7 - 3.9 получим:

Ls = - 2,78 + 0,86·((36,52+0,05·15,42)/(10,96+0,6·13,07)) - lg 0,0029 =

= -2,78 + 1,705 + 2,53 = 1,455;

λ = 0,0103;

Определим степень десульфурации ηS и соответственно [S] :

ηS =  ;(3.10)

[S] = ([S]нач - ηS · [S]нач); (3.11)

Тогда используя формулы 3.10 и 3.11 получим:

ηS = ((0,0103·28,5)/(1+0,0103·28,5)) = 0,227;

[S] = 0,0375 - 0,227 · 0,0375 = 0,028 % (0,027 кг).

Итоговые параметры материального баланса плавки приведены в таблице 3.28.

Таблица 3.28 - Материальный баланс плавки (на 100 кг)

.6 Тепловой баланс плавки

Расчёт ведется на 1т стали.

Тепловой баланс плавки в ДСП выглядит следующим образом [ 11 ]:эл + Qхим + Qмет. и шл. + Qгор = Qст + Qшл + Qотх. газ. + Qпотерь; (3.12)

гдеQэл - тепло, получаемое от горения электрических дуг;хим - тепло, получаемое от экзотермических реакций окисления примесей;мет. и шл. - тепло, получаемое от остатка части жидкого металла и шлака от предыдущей плавки (болото);гор шл - тепло, получаемое от газокислородных горелок;ст - тепло расплавленной стали;шл - тепло расплавленного шлака;отх. газ - тепло потерянное с отходящими газами;потерь - тепло потерянное по различным причинам.

Все расчеты сводятся в таблицу 3.29.

.6.1 Количество тепла, необходимое для расплавления и нагрева стали

-й период (плавления) :

ст.пл. = [Ств · (Тликв - Тнач) + gскр. + Сжидк· (Тпл - Тликв)] · Млома; (3.13)

гдеQст.пл. - количество теплоты, необходимое затратить для расплавления и нагрева до Тпл = 1550 ˚С.

Сжидк, Ств - соответственно теплоемкости твердой и жидкой стали (Ств = 0,75 МДж/т·°С; Сжидк = 0,85 МДж/т·°С);лома - масса металлошихты, Mлома = 1,12т;

Тнач - начальная температура загружаемого лома, Тнач = 20 ˚С;

Тликв - температура ликвидус для данного состава лома, Тликв = 1502 0C;- скрытая теплота плавления g = 240 КДж/кг.

Тогда с помощью формулы 3.13 получим:лома= [0,75 · (1502 - 20) + 240 + 0,85 · (1560 - 1502) = 1400,8 МДж/т; или Wст. = 383,7 кВт·ч; (1 кВт·ч = 3,65 МДж.).

-й период (окислительный или доводки)

ΣQ = ΣQст.+ Qшл (3.14);ст.ок. = Сжидк · (Твып -Тпл) ·Мст. (3.15);

где Мст. =1,12-масса жидкой стали в конце окислительного периода, т;ст.ок.- количество теплоты, необходимое для нагрева стали до температуры выпуска, МДж;

Твып, Тпл - соответственно температуры стали перед выпуском и после расплавления, Твып = 1660; Тпл = 1560 ˚С.

Следовательно, используя формулы 3.14 и 3.15 получим:

ст.ок.= 0,85 · (1660 - 1560) · 1,12 = 95,2 МДж/т;

или Wст.ок. = 26,08 кВт·ч.

ΣQ = 1400,8 + 95,2 = 1496 МДж/т

или ΣWст. = 409 кВт·ч.

.6.2 Количество теплоты, необходимое для нагрева шлака

Количество теплоты, необходимое для нагрева шлака находим используя формулы:

шл = Сшл · Твып. · Мшл;(3.16)

гдеСшл - теплоемкость шлака, Сшл = 2,1 МДж/т Ìград;

Мшл - масса шлака, Мшл = 0,1 т;

ΣQок. = Qст.ок. + Qшл. (3.17)

Используя формулы 3.16-3.17 получим:

шл = 2,1 · 1660 · 0,1 = 348,6 МДж/т или Wшл = 95,5 кВт·ч.

ΣQок. = 1496 + 348,6 = 1844,6 МДж/т; или Wст.ок. = 505,4 кВт·ч.

Однако с учетом теплового и электрического КПД реальное количество теплоты составит:

эл = ΣQ/ηэл · ηм (3.18)

Тогда Qэл = 1844,6/(0,9 · 0,8) = 2562 МДж/т; или Wэл = 701,9 кВт·ч.

Тепло от химических реакций окисления примесей и самого железа:

хим = qССО·Δ[C]+qSiSio2 ·Δ[Si]+qMnMnO·Δ[Mn]+qPP2O5·Δ[P]+

+ qFeFeO·Δ[Fe](3.19)

где qRRnОm - удельное количество теплоты при окислении 1-ого килограмма элемента MДж/т;

Δ[R]- количество окислившегося элемента, кг.

Подставив данные в формулу 3.19 получим:

хим = ((0,42 - 0,119) · 11,2 · 12) + (0,32 · 11,2 · 26) + ((0,49- 0,199) · 11,2 · 7,5) + ((0,044- 0,005) · 11,2 · 30) + ((97,82 - 95,2) · 11,2 · 4,5) = 303,2 МДж/т; или W хим = =83,07 кВт·ч.

.6.3 Определение тепловых потерь

Расчет тепловых потерь ведем по формулам:

потерь = Qэл. - Qст. + Qшл;(3.20)потерь = Qэл. - Qст. + Qме. и шл.;(3.21)

Доля тепловых потерь (от суммы всех потерь за плавку):

с отходящими газами - 35 ÷ 50%;

- через рабочее окно - 10 ÷ 15%;

- через электроды - 3 ÷ 5%;

- через футеровку и стеновые панели - 30 ÷ 35%.

тогда подставив данные в формулы 3.20-3.21 получим

потерь = 2562 - (1496 + 313,3) = 752,7 МДж/т.отх.газов = 752,7 · 0,45 = 338,7 МДж/т.потерь = 752,7 · (0,15 + 0,05 + 0,503) = 378,7 МДж/т.

В таблице 3.29 показываем тепловой баланс плавки.

Таблица 3.29 - Тепловой баланс плавки