Если у вас возникли сложности с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой - мы готовы помочь.
Предоплата всего
Подписываем
|
Задание Введение Назначение, химический состав и свойства стали |
1 2 3 |
|
|
Выбор рационального вида шихты и ее подготовка к плавке Продувка металла в конвертере Расчет окисления примесей металлошихты Расчет расхода твердого окислителя (руды) Определение расхода извести Определение расхода дутья и продолжительности продувки Определение положения фурмы по ходу продувки и расхода аргона через донные фурмы Раскисление и легирование Температурный режим плавки Снижение температуры металла за счет прогрева футеровки ковша |
4 5 7 8 8 10 11 14 15 |
|
|
Внепечная обработка металла в ковше Десульфурация металла в ковше Обработка инертным газом Расчет потерь тепла жидкой стали при выпуске металла в промковш Расчет потерь тепла , идушего на разогрев футеровки промковша |
17 18 18 19 |
|
Расчет температуры металла перед выпуском из конвертера |
19 |
|
Приложения 1, 2 |
20,21 |
|
|
Библиографический список |
22 |
Задание.
Разработать технологию выплавки и внепечной обработки стали марки 09Г2С в современном конвертерном цехе, используя данные для расчета:
Введение.
Настоящий период развития металлургии характеризуется увеличением производства качественной и высококачественной стали.
Такую сталь можно получить используя следующие инженерные решения:
Назначение, химический состав и свойства стали.
Сталь марки 09Г2С предназначена для получения трубного металла.
Назначение – изготовление нефте и газопроводных труб, выдерживающих давление до 75 атм.
По требованиям к химическому составу данной марки стали мы должны исходить из того, что:
Химический состав марки 09Г2С, %. Таблица 1.
|
C |
Si |
Mn |
S |
P |
Al |
|
н.б. 0,12 |
0,5 0,8 |
1,30 1,70 |
н.б. 0,010 |
н.б. 0,025 |
0,02 0,07 |
Выбор рационального вида шихты и ее подготовка к плавке.
Произведем выбор рационального вида шихты и ее подготовку к плавке. Для этого десульфурируем чугун, так как по сере ее содержание высокое, а в конвертере мы можем удалить всего до 30% серы. После десульфурации получаем чугун с содержанием серы 0,006%.
Химический состав чугуна до обработки, % Таблица 2.
|
C |
Mn |
Si |
P |
S |
|
4,6 |
0,15 |
0,50 |
0,08 |
0,030 |
Химический состав привозного лома, % Таблица 3.
|
C |
Mn |
Si |
P |
S |
|
0,20 |
0,50 |
0,35 |
0,025 |
0,025 |
Для получения стали с особо низким содержанием серы необходимо:
а) использовать чугун, в котором содержание серы не должно превышать ее заданного содержания в готовой стали;
б) ограничивать внесение серы в плавку твердыми добавками;
в) ковшевой шлак не должен попадать в конвертер.
Поэтому, наиболее перспективным направлением снижения содержания серы в чугуне является обработка гранулированным магнием, инжектируемым через фурму с отверстиями в испарительной камере в струе газа-носителя, или же использование проволоки, заполненной порошковым магнием. Степень усвоения магния находится в пределах 75…85 %. Расход реагента зависит от содержания серы в обрабатываемом чугуне и требуемом ее содержании после обработки.
Удельный расход магния находим для исходной серы в чугуне по таблице Воронова – q=0,40 кг/т.
Расчет проводим по формуле:
=0,009 %.
=0,029.
=0,0203.
=0,012
=0,0088%.
Полученные значения для шихты с обработанным чугуном после продувки и шихты без обработки чугуна, равны соответственно 0,0088% и 0,020%, говорят о том, что чугун будем обрабатывать магнием, с расходом q=0,45 кг/т чугуна.
Продувка металла в конвертере.
Расчет окисления примесей металлической шихты.
Определение общего количества шлака ведем по формуле:
,
где - количество кремния в шихте, кг;
2,14 – стереометрический коэффициент, характеризующий количество SiO2, образующегося при окислении 1 кг кремния;
- поступление SiO2 в шлак из других источников. Принимаем -0,5кг;
(SiO2) – содержание SiO2 в шлаке, %. Принимаем (SiO2)=15%.
Известно, что:
=0,35%;
=0,467%.
=0,47*160000*10-2=752 кг.
=10730 кг.
Остаточное содержание примесей металла в ванне после продувки рассчитываем по формулам:
а) Остаточное содержание марганца будет:
,
где - количество марганца в шихте, кг/100кг;
92 – выход жидкого металла, кг/100кг;
- количество шлака, кг/100кг. Принимаем =15% от веса металлошихты;
- коэффициент распределения марганца между металлом и шлаком. Принимаем =20.
=0,07 кг/100кг.
=0,227%.
б) Остаточное содержание фосфора будет:
=0,014.
=0,068%.
=60.
Или =0,012%.
Разброс составляет всего 0,002%.
в) Остаточное содержание углерода будет удовлетворительным;
г) Остаточное содержание кремния составит: =0%.
Расчет расхода твердого окислителя (руды).
Расход руды должен быть таким, чтобы металл в конце плавки имел температуру, обеспечивающую нормальную его разливку. Температура металла в конце плавки должна быть выше температуры ликвидуса на 100…150 °С.
Температуру ликвидуса ориентировочно рассчитываем по формуле:
tл=1539-70[C]ср-5[Mn]ср-12[Si]ср-25[S]ср-25[Р]ср-1,5[Cr]ср=1539-70*0,08-5*1,5-12*0,6-25*0,009-25*0,014-1,5*0,03=1518,08 °С.
Расход руды находим по формуле:
,
где qто – расход руды, кг;
- химическое тепло чугуна, ккал;
δ – коэффициент эквивалентности руды как охладителя по отношению к скрапу (примем δ =4,0);
tчуг – температура чугуна, °С;
qме, qшл – выход металла и шлака в конце плавки;
[С]ост – остаточное содержание углерода в металле, %.
Химическое тепло чугуна можно найти по формуле:
3000[C]чуг+6430[Si]чуг+1690[Mn]чуг+4700[Р]чуг=3000*4,6+6430*0,5+ +1690*0,15+4700*0,08=17644,5 ккал.
Теперь рассчитываем расход руды:
Отсюда следует, что руда на охлаждение не требуется.
Определение расхода извести.
Химический состав извести, %: CaO – 92%; SiO2 – 3%; прочие – 3%; п.п.п. – 2%.
Учитывая, что плавка ведется без скачивания шлака по ходу продувки, расход извести определяем по формуле:
,
где В – основность шлака: В=3 (по услов.);
fизв – содержание (SiO2+P2O5) в извести, fизв =3,0%;
Сизв – содержание СаО в извести, Сизв =92%;
- 0,5 кг; - 0;
Δ[Si], Δ[Р] – количество Si и Р, окисляющихся в течении продувки, кг.
Δ[Р]=Рших-Рост=0,068-0,014=0,054%. ΔР=0,054*1600=86 кг
Δ[Si]=752 кг.
6534 кг.
Определение расхода дутья и продолжительности продувки.
Расход дутья определяем по формуле:
,
где qд – расход дутья;
- количество кислорода, необходимого для окисления углерода, кг;
-то же для окисления других примесей, кг;
-то же для образования окислов железа в шлаке, кг;
-кислород СО2 извести;
-содержание кислорода в дутье, % (=99,5%).
Количество кислорода, необходимого для окисления углерода рассчитываем по формуле:
=1,46*Δ[С]=8391.
∑С=0,78*4,6+0,22*0,2=3,63%.
Δ[С]=∑С-[С]ост=3,63-0,04=3,59%.
Δ[С]=3,59*1600=5747,2кг.
Также Δ[Mn]=0.227-0,07=0157%.
Δ[Mn]=0,157*1600=251,2 кг.
=1,14 Δ[Si]+0.29 Δ[Mn]+ 1,29Δ[P]==1,14*752+0,29*251,2+1,29*86,5=1042 кг.
Принимаем: (Fe2O3)=6%; (FeO)=12%; qшл=10730 кг или 6,2 % от веса металлошихты.
(FeO)=0,12*10730=1287,6 кг.
(Fe2O3)=0,06*10730=643,8 кг.
Расход кислорода для окисления других примесей:
=0.
=10-4*q скр(30(Fe2O3)+22,2(FeO))=10-4*22(30*6438+22,2*1287,6)=105,37 кг.
Кислород СО2 извести:
=36,4*10-4*qизв(СО2)V,
где V – доля СО2 извести, участвующей в окислении примесей, V=0,9;
(СО2) – содержание (СО2) в извести, %;
=36,4* 10-4*6534*5*0,9=107 кг;
=9431,28 кг.
Или 5,89 кг/100кг.
Объем дутья (м3/100кг м.ш) составит:
4,21 м3.
Продолжительность продувки определяем по формуле:
=14 минут.
Определение положения кислородной фурмы по ходу продувки и расхода аргона через донные фурмы.
Высота фурмы в основное время продувки определяется по формуле:
h=0.21V0.4*cosλ,
где V – расход кислорода на сопло фурмы, м3/мин;
λ – угол наклона, град.
Для 160 т конвертера при использовании 5-ти сопловой фурмы λ=14° и интенсивность продувки 3,0 м3/(т.мин)
Расход кислорода на одно сопло составит:
V=3*160/5=96 м3/мин.
h=0.21* 964*cos14°=1.26 м.
Высота фурмы в период шлакообразования:
hш =1,8h=1,8*1,26=2,276 м.
Высота фурмы в период доводки:
hд =h-0,4=1,26-0,4=1,22 м.
Принимаем следующие интенсивности донной продувки аргоном:
Расход аргона: VAr=(0,07*9,8+0,1*2+0,05*5)*160=218 м3.
Раскисление и легирование.
Расход раскислителей и легирующих материалов можно определить по формуле:
, кг
где Т – масса жидкого металла, кг;
а – содержание примесей в стали, %;
б- то же в металле до раскисления, %;
в – доля примесей в ферросплаве, ед;
г – доля усвоения примесей, ед.
В расчете принимаем следующие угары: марганец – 8%, кремний – 14%, алюминий – 90%.
Для раскисления и легирования стали марки 09Г2С будем использовать следующие ферросплавы: ферромарганец, ферросилиций, алюминий.
Химический состав ферросплавов, %. Таблица 4.
|
Марка сплава |
Si |
Mn |
Al |
C |
S |
P |
Fe |
|
ФMn75 |
0.5 |
77 |
- |
6 |
0.03 |
0,37 |
16,1 |
|
ФС65 |
65 |
0.35 |
1.03 |
0.05 |
0,02 |
0,05 |
33,5 |
|
АВ97 |
0.5 |
- |
98.5 |
- |
- |
- |
1,0 |
После продувки металл имеет следующий хим. состав: С - ; Mn – 0.10%; Si – 0%; s – 0.009%; P – 0.014%.
Расход ферромарганца составит:
ФMn75=92(1,5-0,1)/(100*0,77*0,92+1,5*0,77-1,5*0,77*0,92-1,5)=1,86.
Ферромарганец содержит:
С 1,86*0,06=0,08;
Mn 1.86*0.77=1.43;
Si 1.86*0.005=0.009;
S 1.86*0.0003=0.0006;
P 1.86*0.0037=0.007;
Fe 1.86*0.161=0.298.
ИТОГО: 1,86 кг
Окислится, кг: Mn 1,43*0,08=0,114
Si 0.009
ИТОГО: 0,123 кг
Перейдет в сталь ферромарганца: 1,86-0,123=1,737 кг
Перейдет в сталь марганца: 1,43-0,114=1,316 кг
Расход ферросилиция:
ФС65=92*0,6/(100*0,65*0,86+0,6*0,65-0,6*0,65*0,86-0,6)=0,997 кг.
Ферросилиций содержит:
С 0,997*0,0005=0,0005;
Mn 0,997*0,0035=0,0035;
Si 0,997*0,65=0,65;
S 0,997*0,0002=0,0002;
Al 0,997*0,0103=0,003
P 0,997*0,0005=0,0005;
Fe 0,997*0,335=0,335.
ИТОГО : 0,997 кг.
Окислится: Si 0,65*0,14=0,09 кг; Al 0,0103кг. ИТОГО: 0,1003кг.
Перейдет в сталь ферросилиция – 0,997-0,1=0,897 кг.
Перейдет в сталь кремния – 0,65-0,09=0,56 кг.
Расход алюминия:
АВ97=92*0,03/(100*0,985*0,1+0,03*0,985-0,03*0,985*0,1-0,03)=0,281 кг.
Алюминий содержит: Al 0.281*0.985=0.2768; Si 0.281*0.005=0.0014; др 0,281*0,01=0,0028.
ИТОГО: 0,2806 кг.
Окислится: Al 0.2768*0.9=0.2491; Si 0.0014. ИТОГО: 0,2505.
Перейдет в сталь алюминия АВ97: 0,281-0,2505=0,031 кг.
Перейдет в сталь алюминия: 0,2768-0,2491=0,0277 кг.
Выход жидкой стали после раскисления:
92+1,737+0,897+0,031=94,665.
Определение состава стали.
Внесено в сталь, кг. Таблица 5.
|
Источник |
C |
Mn |
Si |
Al |
S |
P |
|
Металл после продувки |
0,023* |
0,092 |
0,0 |
0,0 |
0,009 |
0,014 |
|
Ферромарганец |
0,09 |
1,32 |
0,0 |
0,0 |
0,0006 |
0,007 |
|
Ферросилиций |
0,0005 |
0,0035 |
0,56 |
0,0 |
0,0002 |
0,0005 |
|
Алюминий |
0,0 |
0,0 |
0,0 |
0,281 |
0,0 |
0,0 |
|
всего, кг |
0,113 |
1,415 |
0,56 |
0,281 |
0,0098 |
0,021 |
|
% |
0,12** |
1,49 |
0,59 |
0,296 |
0,010 |
0,023 |
* 92*0,025/100=0,023; 92*0,1/100=0,092.
** 0,113/94,665*100=0,12.
Химический состав соответствует стали марки 09Г2С.
Температурный режим плавки.
После расчета расходов материалов, кислорода и раскислителей на плавку, определим температуру металла перед выпуском из конвертера и на всех технологических участках производства стали.
Снижение температуры расплава на струе при выпуске из конвертера.
Количество тепла, выделяемое истекающей струей металла при выпуске из конвертера, определим по формуле:
Qстр=qстр*τвып*Sстр, ккал.
Где qстр- удельный тепловой поток струи металла;
Sстр- площадь поверхности струи, м2;
τвып- продолжительность выпуска, примем 5 мин;
qстр=948819 ккал/ (м2ч).
Qстр=948819*300*3,77/3600=298087 ккал,
Где Sстр,=πlДстр=3,14*6*0,2=3,77; Дстр=0,2
Снижение температуры расплава за время выпуска из конвертера (ΔТ1) рассчитываем по формуле: ΔТ1=Qстр/(mc*C)=298087/(160000*0,2)=9,32ºС.
Где mc- масса жидкой стали, mc=160000 кг.
С – удельная теплоемкость жидкой стали, с=0,2.
Снижение температуры металла за счет прогрева футеровки ковша.
Количество тепла, забираемое футеровкой ковша, можно рассчитать по формуле:
Qфут=Сф*mф*Δt=0,225*5760*670=868320 ккал,
Где Сф- теплоемкость футеровки, ккал/(кг*град); Принимаем Сф=0,225.
mф- масса прогреваемой футеровки, кг; Условно принимаем, что до температуры металла прогревается 1/5 часть от веса футеровки ковша. mф=28800 кг.
Δt= увеличение температуры футеровки ковша, ºС.
Температура рабочего слоя до налива металла 800 ºС, после налива – равна температуре металла, Δt=1670-800=670ºС.
Снижение температуры металла за счет аккумуляции тепла футеровкой ковша (ΔТ2) составит: ΔТ2= Qфут/( mc*С)=868320/(160000*0,2)=27 ºС.
Потери температуры металла в сталеразливочном ковше при раскислении и легировании.
На нагрев ферросплавов до температуры металла в ковше потребуется тепла: Qф=mф(Ств*t1+qп+Сж*Δt),
Где Qф – затраты тепла на нагрев ферросплава, ккал;
mф – масса присаживаемого ферросплава, кг;
qп - скрытая теплота плавления ферросплава, ккал/кг;
Ств- удельная теплоемкость ферросплава в твердом состоянии ккал/(кг*град); Ств-=0,167 ккал/(кг*град);
t1 – температура плавления ферросплава, ºС;
Сж- удельная теплоемкость жидкого ферросплава, Сж= 0,2 ккал/(кг*град);
Δt – температура перегрева ферросплава над температурой плавления, ºС.
Снижение температуры металла в ковше от внесения ферросплава можно рассчитать по формуле:
ΔТф=Qф/(mс*С), кг
Так как часть внесенного ферросплава окисляется и при этом выделяется тепло, то металлический расплав в ковше будет разогреваться.
Тепло, выделяемое при окислении ферросплава:
, ккал
где mск – количество окислившегося ферросплава, кг;
ΔQф- тепловой эффект от окисления ферросплава.
Повышение температуры жидкой стали в ковше за счет тепла, выделяемого при окислении ферросплава: ΔТск=, ºС
Где mст – масса жидкой стали в ковше, кг.
На нагрев ферромарганца до температуры металла в ковше требуется тепла:
Q= 1860(0,167*1265+65+0,2*405)=6,64*105 ккал. Перепад температуры от введения ферромарганца: ΔТф=6,64*105/(160000*0,2)=20,75 ºС.
Во время присадки ферромарганца часть материала окислится, тепловой эффект от окисления 1 кг марганца составит 1756 ккал. В металл вносится чистого 1430 кг марганца. Окисляется 8% от вносимого, что составляет 114 кг. От окисления марганца выделяется тепла:
Q= 114*1756=200184 ккал
Отсюда ΔТф=2*105/(160000*0,2)=6225ºС.
Общий перепад от введения ферромарганца составит: -20,75+6,255=14,49 ºС.
На нагрев ферросилиция до температуры металла в ковше потребуется тепла: Q= 997(0,167*1300+65+0,2*370)=355032 ккал.
ΔТф=3,55*105/(160000*0,2)=11,09 ºС.
Тепловой эффект от окисления 1 кг кремния составляет 6430 ккал, чистого кремния вносится в металл 650 кг. Окислится 14% от вносимого, что составит 90 кг. От окисления кремния получится тела: Q=90*6430=578700 ккал.
Отсюда Δt =578700/(160000*0,2)=18,08 ºС.
Общий перепад от введения ферросилиция составит: -11,9+18,08=6,18 ºС.
Расход тепла на нагрев и на расплавления алюминия: Q=281(0,167*660+65+0,2*1010)=1,06*105
Δt =1,06*105/(160000*0,2)=3,3 ºС.
В сталь вводится 276,8 кг. Усвоение 10%, тогда окисляется 251 кг. Тепловой эффект от окисления алюминия составляет 330 ккал/моль
1 моль Al – 27 г, тогда Q=251*330/0,027=3067777,77ккал.
учитывая, что на разогрев плавки расходуется около 20% от окисления получим: Q=3067777,77*0,2=613555,55 ккал.
Температура металла от окисления повысится:
Δt =613555,55/(160000*0,2)=19,2 ºС.
Общий перепад температуры от введения алюминия составит:
Δt =-3,3+19,2=16 ºС.
Таким образом, общее изменение температуры металла в ковше от введенных ферросплавов равно:
ΔТ'=ΔТф+ΔТск=7,69≈8 ºС.
Внепечная обработка металла в ковше.
Десульфурация металла в стальковше.
Десульфурацию металла в ковше не проводим, т.к. содержание серы в готовой стали (0,010) соответствует ее химическому составу.
Но если бы сера была выше верхнего предела, то дополнительное рафинирование проводили бы при помощи жидких синтетических известково-глиноземистых шлаков, обладающих высокой серопоглотительной способностью.
Обработка металла инертным газом.
Перемешивание расплава с целью выравнивания химического состава и температуры проводится подачей аргона сверху или через донные продувочные фурмы ковша. Расход газа для этих целей составляет 0,04 м3/т, а интенсивность подачи – 0,004 м3/(т*мин). Расход газа на ковш с массой жидкого металла составляет 6,4 м3, тогда продолжительность продувки (мин): =10 мин.
Скорость снижения температуры расплава при его обработке аргоном в первые 3 мин составит 2,5 ºС/мин, а в последующее время – 1,0 ºС/мин. Зная продолжительность обработки, определяем общее снижение температуры стали (ºС):
Δtобщ=7,5+1(τпр-3)=7,5+(10-3)=14,5 ºС.
Корректировку по химическому составу металла в ковше не проводим, т.к. металл соответствует по содержанию элементов нашей марке стали.
Расчет потерь тепла струей жидкой стали при выпуске в промковш.
При расчете потерь тепла струей жидкой стали принимаем:
H – высота струи, (H=1м);
τр- продолжительность разливки, τр=60,0 мин;
dстр – диаметр струи, dстр =80 мм.
Qстр=qстр* tвып=889253*0,25*1=222313 ккал/( м2г).
Где Sстр=πНdстр=0,25 м2, qстр=889253
Т1 = Qстр/(m c*0.2)=222313/(160000*0,2)=6,94 ºС.
Расчет потерь тепла, идущего на разогрев футеровки промковша.
Количество тепла, забираемого футеровкой промковша, определяем по формуле:
Qфут=Сф*mф*Δt=0,225*3686*685=568104 ккал/ м2г,
Где Сф – теплоемкость футеровки, Сф=225 ккал/кг*град;
mф- масса прогреваемой футеровки, mф=j*V=1900*1,94=3686 кг;
Δt- разница температур стали и футеровки промковша, ºС. Δt=Тме-Тфут1585-900=685 ºС.
J – плотность футеровки, кг/м3; принимаем j=1900 кг /м3.
Снижение температуры стали в промковше составит: =18 ºС.
Общее снижение температуры металла в промежуточном ковше равно сумме снижений температуры стали за счет аккумуляции тепла футеровкой, струей металла на участке стальковш-промковш.
Принимаем снижение температуры металла в промковше во время разливки 0,6 ºС/мин. За время разливки 60мин снижение температуры составит: Δt=0,6*60=36 ºС.
Средняя температура металла в промковше составит 1567 ºС.
Расчет температуры металла перед выпуском из конвертера.
Для проведения нормальной разливки металла и получения качественного слитка принимаем, что температура стали в промковше должна превышать температуру ликвидус на 20…40 ºС, принимаем 30 ºС.
Определим температуру стали перед выпуском из конвертера, зная величину изменения температуры жидкой стали на всех технологических участках производства:
Тконв=Тликв+30+ΔТстр с/к+ΔТфут с/к+ΔТф.с+ΔТAr+ΔТстр п/к+ΔТфут п/к+ΔТп.к=
=1518,08+30+9,32+27+8+14,5+694+18+36=1668 ºС.
Следовательно, конечная температура выпуска Тконв=1670 ºС.
Далее по расчетным данным строим график изменения температуры металла, изменения положения фурмы во время продувки (Приложение 1;2).
Приложение 1.
Изменение температуры металла при производстве стали 09Г2С.
1660
1680
1640
1620
1600
1580
1560
1
2
3
4
5
6
Т, ºС.
1 – температура после продувки.
2 – температура после выпуска.
3- температура на удм.
4- температура после обработки на удм.
5 – температура в промковше в начале разливки.
6 – температура в помковше в конце разливки.