Qрасх.=181101 кДж

DQ=233274-181101=52173 кДж

DQ'=-1020,79+1284+214,521=477,7 кДж

Gл=52173*[1+477,7/(1190,2+1020,79)]/(1190,2+1020,79)=28,69 %

Повышение доли лома в шихте конвертера достигается путем увеличения прихода

тепла в рабочее пространство конвертера. При переходе на работу с

комбинированным дутьем несколько снижается количество поступающего в

конвертер тепла в следствие меньшего развития окислительных реакций в ванне

по сравнению с обычной продувкой кислородом сверху, а также охлаждающего

действия донного дутья инертным газом.

С целью увеличения прихода тепла в рабочее прстранство конвертера

используют комбинацию увеличения степени дожигания СО и предварительный

нагрев лома.

Для увеличения степени дожигания CO используют двухъярусные фурмы. При этом

большая часть образующегося CO2 является результатом взаимодействия с СО

вторичного кислорода дутья верхнего яруса. При этом объем отходящих газов

не увеличивается и нагрузка на газоочистку не возрастает.

Кроме того используют предварительный нагрев лома до 600°С в полости

конвертера природным газом.

Qдоп. лом=(600-20)*28,69*0,7=11648 кДж

Dq=11648/(1190,2+1020,79)=5,27%

Qco=0,3*23583*0,3*4,528=9610,5 кДж

Dq=9610,5/(1190+1020,8)=4,35%

Gл. max=28,69+5,27+4,35=38,31%

4. Продувка.

Комбинированное дутье способствует более полному рафинированию металла от

примесей, обеспечивает повышение выхода годного.

Применение донной продувки инертным газом способствует интенсивному

перемешиванию металлической ванны и соответственно приближает к равновесию

реакции между металлом и шлаком.

Наибольшее распространение из этой группы процессов получил LBE-процесс

(Lance-Bubling-Equilibrum), разработанный фирмой ABBED (Люксембург) и

институтом IRSID (Франция). Процесс LBE предусматривает вдувание в

металлическую ванну через пористые огнеупорные блоки в днище конвертера

инертного газа (Ar, N2, CO2) в сочетании с верхним кислородным дутьем. Для

верхней продувки используют специальную двухъярусную фурму, в которой кроме

обычных сопел, предназначенных для вдувания кислорода в ванну, имеется ряд

отверстий для потока кислорода для дожигания CO до CO2. Продувку инертным

газом через пористые блоки начинают за несколько минут до окончания

кислородной продувки сверху и продолжают ее в течение 1-2 мин после

прекращения верхнего дутья. Опыт работы 310- и 210-т конвертеров LBE

свидетельствует о повышении выхода годного на 0,5-0,6%, снижении расхода

алюминия и кислорода на 1,2 м3/т. Благодаря высоким технико-экономическим

показателям LBE-процесс широко внедрен в практику кислородно-конвертерного

производства.

Для футеровки используются периклазоуглеродистые огнеупоры. Они обладают

высокой термостойкостью, повышенной устойчивостью к проникновению шлака; на

их поверхности образуется прочное шлаковое покрытие, которое обеспечивает

высокую стойкость футеровки.

С целью повышения стойкости футеровки применяется доломитизированная

известь.

Продувка.

| | С | Si| Mn | S | P | Cu | Cr | Ni |

| | | | | | | | | |

|Чугун 61,7% |4,8 |0,85 |0,75 |0,03 |0,24 | | | |

|Лом 38,3% |0,268|0,12 |0,76 |0,039|0,039 |0,06 |0,06 |0,06 |

| | | | | | | | | |

|ЖУР |3,06 |0,57 |0,75 |0,033|0,163 |0,02 |0,02 |0,02 |

| | | | | | | | | |

|Полупродукт |0,3 |0 |0,1 |0,025|0,02 |0,02 |0,02 |0,02 |

| | | | | | | | | |

Количество окислившихся примесей, кг/100 кг м.ш.

С: 3,06-0,905*0,3=2,788

Si: 0,57

Mn: 0,75-0,905*0,1=0,659

S: 0,033-0,905*0,025=0,01

P: 0,163-0,905*0,02=0,145

Расход кислорода на окисление примесей

C: 0,7*2,788*16/12+0,3*2,788*32/12=4,832

Si: 0,57*32/28=0,65

Mn: 0,659*16/55=0,192

S: 0,1*0,01*32/32=0,001

P: 0,145*5*32/4/31=0,187

Fe: 1,5*3*32/4/56=0,643

[O]: 0,9*0,01*16/32=0,0045

S=4,832+0,65+0,192+0,001+0,187+0,643-0,0045=6,5

Определение расхода извести

|состав |SiO2 |CaO |MgO |Al2O3 |Fe2O3 | C |H2O |CO2 |

|известь |3 |70 |23 | |1 | |1 |2 |

|боксит |20 |4 | |52 |18 | |6 | |

|футеровка | |6,8 |79,2 | | |14,0 | | |

CaO SiO2

из футеровки 0,02

из боксита 0,024 0,12

из извести 0,7y 0,03y

из металлошихты 1,22

3=(0,044+0,7y)/1,34+0,03y)

y=6,518

Химический состав шлака

|источник шлака|SiO2 |CaO |MgO |Al2O3| S |MnO |P2O5 |Fe2O3 |FeO |

| | | | | | | | | | |

|металлошихта |1,22 | | | |0,009|0,851|0,332|0,088 |0,78|

| | | | | | | | | | |

|футеровка | |0,02 |0,28 | | | | | | |

|боксит |0,12 |0,022| |0,312| | | |0,108 | |

| | | | | | | | | | |

|известь |0,195|4,56 |1,5 | | | | |0,065 | |

| | | | | | | | | | |

|итого, кг |1,513|4,602|1,78 |0,312|0,009|0,851|0,332|0,261 |0,78|

| | | | | | | | | | |

| % |20,16|48,18|4,16 |4,49 |0,001|9,21 |3,779|2,5 |7,5 |

| | | | | | | | | | |

масса шлака без оксидов Fe =9,399 кг

SFeO=10%

Mшл.=8,319/0,9=10,44 кг

Масса оксидов Fe = 10,44-9,399=0,921 кг

FeO=0,783 кг

Fe2O3=0,261 кг

0,261-0,065-0,108=0,088 Fe2O3 поступит из Ме

0,792 Fe уходит в шлак

0,2 кислорода расходуется на окисление до FeO и Fe2O3

g=100-0,792-1-0,5-1,5-4,172=92,04

1000/0,9204=1086,78 кг/т - расход металлошихты

383/0,9204=416,12 кг/т - расход лома

SO2=6,5+0,2=6,7 кг

95% O2 усвоится

Состав технического кислорода : 99,5% O2, 0,5% N2

Расход технического кислорода : 6,7*22,4/(32*0,95*0,995)=4,962 м3

V N2 =4,962*0,005=0,0248 м3

M N2 =0,0248*28/22,4=0,031 кг

V O2 неусв.=(4,962-0,031)*0,05=0,246 м3

M O2 неусв.=0,246*32/22,4=0,352 кг

M O2 техн.=6,7+0,031+0,352=7,083 кг

q O2 =49,62/0,9204=53,91 м3/т

t=53,91/3,5=15,4 мин.

q Ar =6*0,1=0,6 м3/т

Cостав и количество отходящих газов

| | кг/100 кг м.ш.| м3 | % |

| | | | |

|CO2 |3,0668 |1,4312 |25,92 |

|CO |4,554 |3,6432 |65,98 |

|H2O |0,0688 |0,0856 |1,55 |

|O2 |0,352 |0,2464 |4,46 |

|N2 |0,031 |0,0248 |0,46 |

|SO2 |0,002 |0,0007 |0,01 |

|Ar |0,06 |0,0896 |1,62 |

|S |8,1146 |5,5215 |100 |

Материальный баланс

| Поступило | Получено |

|№ | |кг/100 кг|№ | |кг/100 кг|

| | | | | | |

|1 |чугун |61,7 |1 |полупродукт |92,04 |

|2 |лом |38,3 |2 |шлак |10,44 |

|3 |известь |6,518 |3 |газы |8,115 |

|4 |боксит |0,6 |4 |корольки |0,5 |

|5 |футеровка |0,3 |5 |выброс |1,0 |

|6 |технический |7,08 |6 |пыль |2,143 |

| |кислород | | | | |

|7 |аргон |0,06 |7 |итого |114,24 |

|8 |итого |114,54 | | | |

Невязка 0,3 (0,26%)

5. Внепечная обработка. Разливка.

| | С | Si | Mn | S | P | Cu | Cr | Ni |

|Полупродукт |0,3 | |0,1 |0,025 |0,02 |0,02 |0,02 |0,02 |

|Сталь |0,31-|0,17-|1,4-1|Ј0,035 |Ј0,035 |Ј0,30 |Ј0,30 |Ј0,30 |

| |0,39 |0,37 |,8 | | | | | |

Легирование силикомарганецем СМн14

р=1,4/0,8*0,65=2,69 кг/100 кг

[Si]=2,69*0,14*0,8=0,3 кг

[Mn]=0,1+1,4=1,5 кг

[C]=0,3+2,69*0,8*0,025=0,354 кг

[P]=0,02+2,69*0,8*0,0025=0,025 кг

[S]=0,025+2,69*0,8*0,0003=0,026 кг

Ввиду ответственности выплавляемой стали необходимо провести ее внепечную

обработку с целью дегазации и усреднения.

Для внепечной обработки используется установка циркуляционного

вакуумирования (RH-процесс). Для этого процесса характерна высокая степень

удаления водорода, большая гибкость и экономичность. Продолжительность

обработки составляет 25 мин.

Разливка производится на МНЛЗ. Это позволяет увеличить выход годного

проката на 6-12%. Вследствие малых поперечных размеров слитка и высокой

скорости кристаллизации стали ограничивается развитие ликвации. Слиток,

отлитый на МНЛЗ, затвердевает в стабильных условиях и имеет высокую

структурную и химическую однородность. Неприрывно литые слитки или

заготовки прокатывают непоследственно на листовых или сортовых станах.

Применение неприрывной разливки стали позволяет исключить из

производственного цикла операции по подготовке разливочного состава или

канавы, прокатке на обжимных станах и других. Все это приводит к снижению

капитальных затрат, устранению ряда трудоемеих операций, сокращению

длительности производственного цикла от выпуска стали до получения готового

проката.

Используется криволинейная МНЛЗ, которая имеет меньшую общую высоту.

6. Годовая производительность цеха.

Продолжительность цикла:

| Операци |Продолжительность, |

| |мин |

|1) Осмотр конвертера | 6 |

|2) Завалка лома и извести | 2 |

|3) Подогрев лома | 15 |

|5) Заливка чугуна | 2 |

|5) Продувка | 18 |

|6) Отбор проб, замер | |

|температуры, ожидание анализа |4 |

|7) Выпуск металла | 5 |

|8) Выпуск шлака | 2 |

| Итого | 54 |

Производительность цеха в составе 3-х конвертеров, работающих без

использования резервного времени.

P=1440*300*0,97*365*2/54=5664800 т/год

7. Таблица удельных расходов на 1 тонну годных заготовок.

|Компонент |Расход, кг/т годных|

| |заготовок |

|чугун | 691,1 |

|лом | 429 |

|известь | 73 |

|боксит | 6,7 |

|футеровка | 3,4 |

|технический кислород | 79,3 |

|аргон | 0,67 |

|природный газ | 7,1 |

|силикомарганец СMн14 | 30 |

8. Выводы.

В резулитате предпринятых мер удалось увеличить долю лома в шихте

конвертера до 38,3%. Для процесса применены современные материалы (такие

как переклазоуглеродистая футеровка, доломитизированная известь) и

современная внепечная обработка стали (RH-процесс), что способствует

улучшению технико-экономических показателей и получению стали необходимого

качества.

Разработанная технологическая схема производства стали марки 32Г2.

[pic]

Список использованной литературы.

1. В.Г. Антипин, С.З. Афонин, Л.К. Косырев "О направлении развития и

структуре сталеплавильного производства", "Сталь" №3 1993 г.

2. Дмитрий Леонтьев "Черная металлургия России не ждет помощи от

государства", "Финансовые известия" №45 1993 г.

3. О.Н. Сосковец "Техническое перевооружение и развитие металлургии в

России", "Сталь" №6 1993 г.

4. В.И. Явойский и другие "Металлургия стали", "Металлургия", 1983 г.

5. П.П. Арсентьев и другие "Конвертерный процесс с комбинированным

дутьем", "Металлургия", 1991 г.

6. М.П. Клюев "Лекции по металлургии стали", г С.С. Аникушин, Москва,

1993 г.

7. Марочник сталей и сплавов, Машиностроение, 1989 г.

Страницы: 1, 2