Розділ 1 Розрахункова частина

МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ, МОЛОДІ ТА СПОРТУ УКРАЇНИ

Державний вищий навчальний заклад

« КРИВОРІЗЬКИЙ НАЦІОНАЛЬНИЙ УНІВЕРСИТЕТ»

КРИВОРІЗЬКИЙ МЕТАЛУРГІЙНИЙ ІНСТИТУТ

 

 

МЕТОДИЧНИЙ ПОСІБНИК

 

З виконання курсових робіт

за дисципліною : « Металургія сталі»

за спеціальністю: 6.050401 «Металургія чорних металів»

 

Розробила викладач кафедри

Металургійних технологій Радько Н.Г.

Затверджено на засіданні кафедри,

Протокол № 19 від 11.12. 2015р

 

Зміст

 

1.Розрахункова частина…………………………………………………………………………..5

1.1.Початкові дані…………………………………………………………………. …………….5

1.2.Визначення вмісту домішок в металевій частині шихти…………………………………..6

1.3.Визначення кількості шлаку і встановлення шлакового режиму…………………………7

1.4.Визначення максимально можливої кількості металевого брухту………………………..9

1.5.Фактичні витрати брухту з урахуванням додаткового охолоджувача…………………...18

1.6.Необхідні витрати вапна…………………………………………………………………….19

1.7.Уточнення кількості шлаку…………………………………………………………………21

1.8.Попередній розрахунок кількості газу……………………………………………………..22

1.9.Розрахунок виходу пригідного металу…………………………………………………......22

1.10.Залишковий вміст домішок в металі……………………………………………………....25

1.11.Розрахунок кількості домішок, що видаляються з металу………………………………28

1.12.Визначення кількості і складу газу в шлаку……………………………………………..29

1.13.Визначення витрати дуття і тривалості продування…………………………………….30

1.14.Матеріальний баланс……………………………………………………………………….32

1.15.Визначення температури металу в кінці продування…………………………………....34

1.16.Складання матеріального балансу плавки………………………………………………..36

1.17.Розрахунок розкислення металу…………………………………………………………..37

1.18.Маса і склад металу після розкислення…………………………………………………..39

1.19.Витрати матеріалу на всю садку…………………………………………………………..40

Додатки…………………………………………………………………………………………...41

Перелік посилань………………………………………………………………………………...42

Варіанти

 

Розділ 1 Розрахункова частина

 

При теоретичних розрахунках плавок витрати матеріалів і продуктів плавки зручно виражати в кілограмах на 100 кг металевої шихти, а витрати тепла в Джоулях на 100 кг металевої шихти. У подальших розрахунках розмірність кг/100 кг металошихти для кратності позначена через кг, а Дж/100 кг металошихти — через Дж. В процесі розрахунку, заповнюється додаток А, в якому визначається склад компонентів, що вносяться.

1.1 Початкові дані

Початкові для розрахунку виплавки сталі 26ХГА в кисневому конвертері місткістю 160 тонн представлені у вигляді таблиць 1.1 – 1.3. Крім того враховуємо температуру рідкого чавуну 1300C і температуру випуску сталі 1620C.

 

Таблиця 1.1 - Хімічний склад металевої шихти, %

Найменування С Si Mn Р S Cr Fe Усього
Чавун рідкий 4,20 0,86 0,60 0,10 0,040 - 94,20
Брухт 0,20 0,16 0,42 0,04 0,03 - 99,15
FeSiMn 3,5 0,20 0,03 - 21,27
FeCr 0,25 - 0,03 0,02 32,7
Готова сталь 0,23-0,29 0,12-0,27 1,10-1,4 0,025 0,025 0,7 -

 

Таблиця 1.2 - Хімічний склад неметалевої шихти, %

Матеріал SiO2 Аl2О3/ CaF2 2О3 FeO MnO CaO MgO P2O5 S СО2 Н2О Усьо го  
Шлак мікс. 47,5 6,5 1,4 4,0 8,0 27,5 4,5 0,2 0,4    
Вапно 2,00 0,80 - - - 90,4 2,00 0,10 0,10 3,6 1,00
Футерівка 3,4 1,4 2,1 - - 40,3 52,8 - - - -
Окатиші 5,0 2,0 86,0 1,3 0,1 3,5 1,0 0,05 0,05 - 1,0
Плав. шпат 8,0 89,5 - - - 1,0 0,8 0,1 0,2 0,2 0,2

Таблиця 1.3 – Дані для розкислення

Назва статті C Si Mn S Cr P
В готовій сталі, % 0,26 0,195 1,25 0,025 0,7 0,025
В сталі перед розкисленням, % 0,19 - 0,194 0,023 - 0,021

 

Вміст вуглецю, кремнію і марганцю в готовій сталі для таблиці 1.3 розраховується як середнє значення відповідних даних таблиці 1.1 (з можливістю корегування). Кількість елементів, яку необхідно внести при розкисленні (недостаток елементів в готовій сталі), розраховується як різниця між вмістом в готовій сталі і вмістом в сталі до розкислення.

 

1.2 Визначення вмісту домішок в металевій частині шихти

 

Для попередніх розрахунків приймаємо кількість брухту в металошихті 25%. Сумарна кількість домішок в металошихті визначається по формулі (1.1):

(1.1)

 

де - сумарна кількість домішок в металошихті, кг; , - вміст чавуну і брухту в шихті, %; , - вміст домішок Е в чавуні і брухті, %.

 

Таким чином, підставивши у формулу (1.1) початкові дані, отримаємо:

 

= 0,75 · 4,20 + 0,25 · 0,20 = 3,200кг;

=0,75 · 0,86 + 0,25 · 0,16 = 0,685кг;

= 0,75 · 0,60 + 0,25 · 0,42 = 0,555кг;

= 0,75 · 0,10 + 0,25 · 0,04 = 0,085кг;

= 0,75 · 0,040 + 0,25 · 0,03 = 0,038кг.

 

Прийняті для розрахунку витрати матеріалів з малозначних джерел, що беруть участь в утворенні шлаку, представлені в таблиці 1.4.

Таблиця 1.4 - Витрати матеріалів з малозначних джерел

Матеріал Витрати на плавку, кг
Міксерний шлак 0,60
Вапно 8,00
Футерівка 0,30
Окатиші 0,30
Плавиковий шпат 0,25
Засмічення брухту 0,20

 

Засмічення брухту перебувають на 75% з SiO2 і 25% з Al2O3. За цими даними розраховуємо кількість компонентів, що вносяться матеріалами неметалевої шихти і заповнюємо відповідні графи додатку А (дані по вапну попередні, тому в додаток не вносяться). Так, наприклад, вапном вноситься:

 

(SiO2)вап = 8,0 · 2,00 % = 0,160 кг; (CaO)вап = 8,0 · 90,4% = 7,232 кг;

(Al2O3)вап = 8,0 · 0,80 % = 0,064 кг; (P2O5)вап = 8,0 · 0,10% = 0,008 кг;

(MgO)вап = 8,0 · 2,00 % = 0,160 кг; (S)вап = 8,0 · 0,10% = 0,008 кг.

 

1.3 Визначення кількості шлаку і встановлення шлакового режиму

1.3.1 Орієнтовне визначення кількості шлаку

 

Орієнтовне визначення кількості шлаку, що утворюється, необхідне для з'ясування можливості ведення плавки по одношлаковому режиму. Тому розрахунок ведемо по відповідному рівнянню для одношлакового киснево-конвертерного процесу (1.2):

 

(1.2)

 

де - кількість шлаку, що утворюється, кг; - кількість кремнію в металевій шихті, кг;2,14 - стереометричний коефіцієнт, що характеризує кількість SiO2, що утворюється при окисленні 1 кг кремнію, кг/кг; - надходження SiO2 в шлак з усіх джерел окрім металевої шихти, кг;(SiO2) - вміст SiO2 в шлаку, %.

 

Для попереднього розрахунку приймаємо (SiO2) = 15%. Згідно додатку А, з урахуванням SiO2 що вноситься вапном отримаємо = 0,4802 + 0,16 = 0,6402 кг.

Підставимо необхідні значення в формулу (1.2):

 

14,041 кг

1.3.2 Визначення можливого ступеня десульфурації

 

Залишковий вміст сірки в металі розраховується по формулі (1.3):

 

(1.3)

 

де - залишковий вміст сірки в металі, кг; - кількість сірки в металевій шихті, кг;

-кількість сірки що вноситься іншими шихтовими матеріалами, кг; -кількість сірки, що переходить в газову фазу, кг; -вихід рідкого металу, кг; - коефіцієнт розподілу сірки між шлаком і металом; - кількість шлаку, кг.

 

Коефіцієнт розподілу сірки між шлаком і металом = 4÷7. Приймаємо = 6.

Згідно додатку А з урахуванням сірки вапна, що вноситься, одержуємо:

 

= 0,00305 + 0,008 = 0,01105 кг

 

Приймаємо = 0,05 · = 0,05 · 0,038 = 0,0019 кг.

Приймаємо = 90 кг.

Підставимо необхідні значення в формулу (1.3):

 

0,027 %

 

1.3.3 Визначення можливого ступеня дефосфорації

 

Залишковий вміст фосфору в металі визначаємо по формулі (1.4):

 

(1.4)

 

де - залишковий вміст фосфору в металі, кг; - кількість фосфору в металевій шихті, кг; -вихід рідкого металу, кг;

- кількість шлаку, кг; 0,437 - перевідний коефіцієнт, що враховує перехід від до ;

- коефіцієнт розподілу фосфору.

 

Коефіцієнт розподілу фосфору між шлаком і металом = 50÷80. Приймаємо = 70.

Підставимо необхідні значення в формулу (1.4):

 

0,019 %

 

Оскільки необхідна ступінь десульфурації і дефосфорації досягається без проміжного спуску шлаку, тому приймаємо технологію ведення плавки без додаткового спуску шлаку.

 

1.4 Визначення максимально можливої кількості металевого брухту

 

Оскільки брухт в киснево-конвертерному переділі є основним охолоджувачем і ціна однієї тонни його менше ціни тонни чавуну, то максимально можлива витрата брухту сприяє поліпшенню техніко-економічних показників процесу плавки, зниженню собівартості сталі.

Максимально можливі витрати брухту розраховують по формулі (1.5):

 

(1.5)

 

де - Максимально можливі витрати брухту, кг; і - кількість тепла, що виділяється при повному окисленні 100 кг домішок чавуну та брухту відповідно, кДж;

, - температура чавуну та брухту відповідно, С;88 і 0,7 - питомі теплоємності чавуну та брухту відповідно, кДж/(кг·К); , , -прихід тепла в результаті шлакоутворення, утворення оксидів заліза (FeO і Fе2О3) шлаку і допалювання СО до СО2 відповідно, кДж; , , - фізичне тепло шлаку, металу і газу відповідно, кДж; -хімічне тепло, яке могло б виділитися при повному окисленні домішок готового металу (сталі), кДж;

-тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза, що містяться в 100 кг брухту, кДж; А - постійний член виразу (для киснево-конвертерного процесу А = 6000÷7000 кДж), що включає теплові втрати від розкладання карбонатів, випаровування вологи шихти і інші малозначні статті втрат тепла, кДж;

 

1.4.1 Хімічне тепло чавуну

 

Кількість тепла, що виділяється при повному окисленні 100 кг домішок чавуну розраховується по формулі (1.6):

 

(1.6)

 

де - кількість тепла, що виділяється при повному окисленні 100 кг домішок чавуну, кДж; , , , - вміст домішок, що окислюються, в чавуні, %;

- стандартні теплові ефекти окислення цих домішок, кДж.

 

Приймаємо: = 14770 кДж; = 26970 кДж; = 7000 кДж; = 21730кДж.

Підставивши необхідні дані в формулу (1.6) розрахуємо хімічне тепло чавуну:

= 14770 · 4,20 + 26970 · 0,86 + 7000 · 0,60 + 21730 · 0,10 = 89428 кДж

1.4.2 Тепло шлакоутворення

 

Тепло шлакоутворення визначаємо по формулі (1.7):

 

(1.7)

 

де - Тепло шлакоутворення, кДж; - кількість шлаку (1.2), кг;(CaO), (SiO2), (P2O5) - вміст відповідних оксидів в шлаку, %.

 

Приймаємо (CaO) = 50%; (SiO2) = 15%; (P2O5) = 2%.

Розрахуємо тепло шлакоутворення по формулі (1.7), підставивши необхідні значення:

 

= 14,041 · (6,28 · 50 + 14,64 · 15 + 41,84 · 2) = 8667 кДж

 

1.4.3 Температура металу в кінці продування

 

Температура металу в кінці продування визначається по формулі (1.8):

tм = 1530 + 80 · [С] + t (1.8)

де tм - температура металу в кінці продування, C; [С] - недолік вуглецю в готовій сталі, %;

t - пониження температури при розкисленні, С.

 

Приймаємо t = 69С. Для розрахунку користуємось значенням [С] вказаним в таблиці 1.3.

Розрахуємо температуру, яку повинен мати метал в кінці продування по формулі (1.8):

 

tм = 1530 + 80 · 0,19 + 69 = 1620C

 

1.4.4 Хімічне тепло утворення оксидів заліза

 

Хімічне тепло утворення оксидів заліза шлаку (у киснево-конвертерному процесі із співвідношенням FeO до Fе2О3 відповідно 2 : 1) складе (1.9):

(1.9)

де - хімічне тепло утворення оксидів заліза, кДж; - кількість шлаку (1.2), кг;

- сумарний вміст оксидів заліза FeO і Fе2О3 в шлаку, %.

 

Попередньо приймаємо (FeO) = 12%; (2О3) = 6%.

Тоді = (FeO) + (2О3) = 12 + 6 = 18%.

Розрахуємо хімічне тепло утворення оксидів заліза шлаку за формулою (1.9), підставивши необхідні значення:

10691 кДж

 

1.4.5 Тепло від допалювання в конвертері СО до СО2

 

Тепло від допалювання СО в конвертері обчислюємо по формулі (1.10):

 

(1.10)

де - тепло від допалювання СО, кДж;10100 - теплота допалювання СО до СО2, кДж;

-загальна кількість СО, що виділяється з ванни, кг; - частка допалюваної кількості СО в киснево-конвертерному процесі. Z - частка тепла допалювання, що передається ванні (коефіцієнт використовування тепла допалювання).

 

Приймаємо Z = 0,8 (з інтервалу 0,6 – 0,8); = 0,2 (з інтервалу 0,1 – 0,2).

Загальна кількість СО, що виділяється з ванни обчислюється (1.11):

 

(1.11)

де - Загальна кількість СО, що виділяється з ванни, кг -кількість вуглецю в металевий шихті (1.1), кг;[С] - вміст вуглецю в сталі до розкислення (таблиця 2.3), кг.

 

Обчислимо кількість СО, що виділяється з ванни (1.11):

 

7,023 кг

Тоді тепло від допалювання в конвертері СО до СО2:

11350кДж

 

1.4.6 Фізичне тепло металу

 

Фізичне тепло металу визначається по формулі (1.12):

(1.12)

 

де - фізичне тепло металу, кДж; - температура металу в кінці продувки (1.8), С;

- вихід рідкого металу, кг.

 

Розрахуємо фізичне тепло металу по формулі (1.12):

 

127404 кДж

 

1.4.6 Фізичне тепло шлаку

 

Фізичне тепло шлаку розраховується по формулі (1.13):

(1.13)

 

де - фізичне тепло шлаку, кДж; - температура шлаку в кінці продувки, С;

- кількість шлаку (1.2), кг.

Приймаємо 1620C, тоді фізичне тепло шлаку дорівнює:

28177 кДж

 

1.4.7 Фізичне тепло газів

 

Фізичне тепло газів визначаємо тільки з обліком СО і СO2 по формулі (1.14):

 

(1.14)

де - фізичне тепло газів, що відходять, кДж; - температура газів, що відходять, С;

- маса газу, що відходить СО, кг; -маса газу СO2, що відходить, кг.

 

З урахуванням того, що по ходу продування температура газів, що відходять, змінюється від 1350 до 1650С, приймаємо = 1650С.

Прийнявши співвідношення СО до СО2 як 80% до 20%, знайдемо їх кількості:

 

= · 0,8 · [С], кг

= · 0,2 · [С], кг

де [С] - кількість вуглецю, що окислюється.

 

Кількість вуглецю, що окислюється, можна розрахувати як різницю між кількістю вуглецю в металевій шихті та недостатком вуглецю після продувки (1.15):

 

(1.15)

де [С] - кількість вуглецю, що окислюється, кг; - кількість вуглецю в металевій шихті (1.1), кг;[С] - вміст вуглецю в сталі до розкислювання, кг;

 

[С] = 3,200 - 0,19 = 3,01 кг

Знаючи [С], можна знайти маси CO і CO2, що виходять з ванни:

5,619 кг

2,207 кг

Тоді фізичне тепло газів складе:

15323 кДж

1.4.8 Хімічне тепло готового металу

 

Хімічне тепло, яке виділилося б при повному окисленні домішок готового металу, визначаємо по формулі (1.16):

 

(1.16)

де - хімічне тепло готового металу, кДж; , , - стандартні теплові ефекти окислення цих домішок, кДж;[С], [Mn], [Р] - вміст домішок в металі після продувки (вміст елементів в сталі до розкислення, таблиця 1.3), %. - вихід рідкого металу, кг.

Раніше прийнято: = 14770 кДж; = 21730 кДж; = 7000 кДж; = 90 кг.

Допускаємо, що в металі залишиться 25% марганцю металошихти і обчислимо це за формулою (1.17):

[Mn]=0,25· (1.17)

[Mn]=0,25·0,555=0,139 %

Підставляючи ці значення в формулу (1.16), розрахуємо хімічне тепло металу, яке не виділяється в наслідок того, що домішки металошихти не окислюються повністю:

 

3889кДж

1.4.9 Тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза

 

Тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза, які містяться в 100 кг брухту розраховується по формулі (1.18):

 

(1.18)

 

де - тепло, що витрачається на повне розкладання оксидів заліза, кДж;

4800 - тепловий ефект дисоціації оксидів заліза; -вміст оксидів заліза в брухті, %.

Приймаємо = 3,7%, тоді тепло на розклад оксидів заліза дорівнює:

 

17760 кДж

 

1.5.10 Тепло окислення домішок брухту

 

Кількість тепла, що виділяється при повному окисленні домішок брухту визначається по формулі (1.19):

 

(1.19)

 

де - кількість тепла, що виділяється при повному окисленні домішок брухту, кДж;

- вміст домішок, що окислюються, в брухті (таблиця 1.1), %;

- стандартні теплові ефекти окислення цих домішок, кДж.

 

Раніше прийнято: = 14770 кДж; = 26970 кДж; = 7000 кДж; = 21730кДж. Розрахуємо кількість тепла від окислення домішок брухту:

 

11078 кДж

 

1.4.11 Максимально можливі витрати брухту

Маючи всі дані з пунктів 2.5.1 – 2.5.10 та прийнявши А = 6500 кДж; = 0С, визначаємо максимально можливі витрати брухту на плавку, підставивши необхідні значення в формулу (1.5):

 

 

24,57 кг

 

 

1.5 Фактичні витрати брухту з урахуванням додаткового охолоджувача

 

Щоб виключити додувки по температурі, необхідно передбачити деякий резерв тепла. Це досягається заміною частини брухту на твердий окислювач (окалина, руда, агломерат).

Коефіцієнт еквівалентності твердого окислювача по відношенню до брухту обчислюється по формулі (1.20):

 

(1.20)

де - коефіцієнт еквівалентності твердого окислювача; - загальний вміст заліза в твердому окислювачі (окатишах), %; - кількість оксидів заліза в іржі брухту, %.

 

Приймаємо = 1,3%, тоді загальний вміст заліза в твердому окислювачі дорівнює, % (2.21):

 

= 0,7 · + 0,778 · (1.21)

 

де - вміст оксиду заліза в твердому окислювачі, %;

 

Приймаємо = 86%, тоді:

 

= 0,7 · 86 + 0,778 · 1,3 = 61,21%

 

 

Тоді, раніше прийнявши витрати твердих окислювачів - окатишів 0,3 кг (таблиця 1.4), обчислимо кількість брухту яку необхідно замінити: 3,144 · 0,3 = 0,94 кг.

Тоді фактичні максимальні витрати брухту з урахуванням твердих окислювачів складуть: 23,63 кг.

Знаючи кількість брухту, з додатку А обчислимо кількість оксидів заліза в брухті. Всього окалини в брухті (1.22):

 

(1.22)

 

де - кількість окалини в брухті, кг; - фактичні максимальні витрати брухту, кг;

- вміст оксидів заліза в брухті, %.

 

Раніше приймалося = 3,7%, тоді оксидів заліза в брухті:

 

0,874 кг

З них: FeO - 0,874 · = 0,271 кг;

Fe2O3 - 0,874 · = 0,603 кг;

де: 72 і 160 - молярні маси FeO і Fe2O3 відповідно, 232 – їх сума.

1.6 Необхідні витрати вапна

 

Для визначення необхідної витрати вапна знаходимо уточнений вміст домішок в металевій шихті. Сумарна кількість домішки Е в металошихті визначається по формулі (2.1), але замість прийнятих витрат брухту і чавуну підставимо їх фактичні значення. Таким чином, підставивши у формулу (1.1) необхідні дані, отримаємо:

 

= 0,7637 · 4,20 + 0,2363 · 0,20 = 3,255 кг;

= 0,7637 · 0,86 + 0,2363 · 0,16 = 0,695 кг;

= 0,7637 · 0,60 + 0,2363 · 0,42 = 0,557 кг;

= 0,7637 · 0,10 + 0,2363 · 0,04 = 0,086 кг;

= 0,7637 · 0,040 + 0,2363 · 0,03 = 0,038 кг.

 

Витрати вапна визначаємо по формулі (1.23):

 

(1.23)

 

де - витрати вапна на плавку, кг; - вміст CaO у вапні, %; - вміст (SiO2+P2O5) у вапні, %;В - основність кінцевого шлаку; , - кількість Si і Р, що окислюється в перебігу продування, кг; - кількість (SiO2+P2O5), які надходять з усіх джерел, окрім металевої шихти і вапна, %; - кількість CaO, що поступає з усіх джерел, окрім металевої шихти і вапна, % 2,14 і 2,29 - стехіометричні коефіцієнти, що характеризують кількість оксиду, що утворюється при окисленні 1 кг домішки, кг/кг;

 

Приймаємо В = 3,0. Згідно додатку А: = 0,480 кг; = 0,299 кг.

0,695 кг

0,061 кг

Тоді витрати вапна складуть:

 

7,157 кг

 

Знаючи витрати вапна, заповнюємо відповідні графи в додатку А.

1.7 Уточнення кількості шлаку

 

Уточнену кількість шлаку визначаємо по формулі (1.24):

 

(1.24)

 

де: - кількість шлаку, кг; - кількість Si Р і Mn, що окислюються в продовж продування, кг; - кількість шлакоутворюючих (без оксидів заліза), що вносяться всіма матеріалами, окрім металевої шихти, кг; - вміст оксидів заліза в шлаку, %;2,14; 2,29; 1,29 - стехіометричні коефіцієнти, що характеризують кількість оксиду, що утворюється при окисленні 1 кг домішки, кг/кг.

 

Раніше приймалося (FeO) – 12%; (Fe2O3) – 6%, тоді = 18%;

0,419 кг.

Згідно додатку А одержуємо: = 1,3456 + 6,828 = 8,173 кг.

Тоді:

 

12,61 кг

 

1.8 Попередній розрахунок кількості газу

Приймаємо, що 80% вуглецю окислюється до СО, а 20% до СО2. В процесі продування окислюється наступна кількість вуглецю:

3,255 – 0,19 = 3,065 кг

Тоді кількість утворюваного СО:

3,065 · 28/12 · 0,8 = 5,721 кг

Тоді кількість утворюваного СО2:

3,065 · 44/12 · 0,2 = 2,248 кг

Кількість сірчистого газу SО2 визначаємо з допущення, що 5% сірки окислюється з утворенням газоподібного оксиду:

0,05 · 0,038 · (64/32) = 0,004 кг

Кількість вологи згідно додатку А одержуємо =0,064 кг

 

1.9 Розрахунок пригідного металу

 

Вихід рідкої сталі визначаємо її балансом:

а) прихід:

1) маса металевої шихти (чавуну та брухту): = 100 кг;

2) маса заліза, відновленого з оксидів (1.25):

 

, кг (1.25)

 

де , -кількість оксидів заліза, що вносяться, кг;

Згідно додатку А отримуємо: = 0,2992 кг; = 0,8756 кг;

 

0,846 кг

б) витрати:

1) вага металу, що окислюється (що перейшла в шлак у вигляді оксидів). Раніше прийнято (FeO) = 12%, (2О3) = 6%. Знаючи масу всього шлаку, можна знайти масу оксидів в ньому:

 

0,12 · 12,61 = 1,513 кг

0,06 · 12,61 = 0,757 кг

Такій кількості оксидів відповідає наступна маса заліза, що окислюється:

 

1,706 кг

 

2) маса видалених домішок (1.26):

 

(1.26)

 

де - сумарна маса видалених домішок, кг;[E] - кількість елементу окислюється впродовж продування, кг.

[S]= [S]ших- [S]гот = 0,038-0,025=0,013 кг

Раніше знайдені маси всіх елементів, тоді:

 

4,253 кг

 

3) маса металу в шлаку, що втрачається у вигляді корольків (приймаємо 3% від маси шлаку):

0,378 кг

4) маса металу, що втрачається з викидами (приймаємо 2%) складе 2 кг

5) втрати металу з пилом (чад) – формула (1.27):

 

(1.27)

 

де - втрати металу з пилом, кг; - об'єм газів (чаду), м3; - вміст заліза в пилу, %;

- концентрація пилу в газах, г/м3;

 

Приймаємо = 75%; = 100 г/м3;

- об'єм газів знаходимо по формулі (1.28):

 

(1.28)

 

де - об'єм чаду, м3; - кількості відповідних газів, що виділяються при продувці (розраховані в пункті 1.8), кг.

 

5,816 м3

 

Тоді маса заліза, що втрачається з пилом, складе:

0,436 кг

6) вага сміття і окалини скрапу, згідно додатку А отримаємо: = 1,074 кг.

7) маса міксерного шлаку, згідно додатку А складає = 0,6000 кг.

в) баланс:

, кг

 

де - прихід пригідного металу, кг

= (100+0,846)-(1,706+4,253+0,378+2+0,436+1,074+0,6)

= 90,399 кг

 

1.10Залишковий вміст домішок в металі

 

1.10.1 Марганець

 

Залишковий вміст марганцю в металі знаходимо по формулі (1.29):

 

(1.29)

 

де: - залишковий вміст марганцю в металі, %; - загальна кількість марганцю, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів (розраховується по формулі 1.30);

, - вихід пригідного металу і уточнена кількість шлаку відповідно, кг;

- константа рівноваги реакції окислення марганцю (розраховується по формулі 1.30);

- вміст FeO в шлаку, %.

 

Загальну кількість марганцю, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів, можна розрахувати по формулі (1.30):

 

(1.30)

 

де - загальна кількість марганцю, кг; - кількість марганцю, що вноситься металевою шихтою (пункт 1.6), кг; - кількість MnO, що вноситься іншими матеріалами (додаток А), кг.

 

(1.30)

 

де - константа рівноваги реакції окислення марганцю; - температура металу в кінці продування, К.

 

Вже відомо: = 0,557 кг; (FeO) = 12%; = 90,399 кг; = 12,61 кг. Згідно додатку А маємо: = 0,0483 кг. = + 273 = 1620 + 273 = 1893К.

 

0,561 кг

 

1,7

 

Тоді: 0,194%

 

1.10.2 Залишковий вміст фосфору в металі знаходимо по формулі (1.31):

 

(1.31)

 

де: - залишковий вміст фосфору в металі, %; - загальна кількість фосфору, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів (розраховується по формулі 1.32); , - вихід пригідного металу і уточнена кількість шлаку відповідно, кг (пункти 1.7 ); - коефіцієнт розподілу фосфору.

 

(1.32)

 

де - загальна кількість фосфору, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів, кг; - кількість фосфору, що вноситься металевою шихтою (пункт 1.6), кг;

- кількість Р2О5, що вноситься іншими матеріалами, кг.

 

Вже відомо: = 0,086 кг; = 90,399 кг; = 12,61 кг; = 60.

Згідно додатку А маємо: = 0,0016 кг.

Тоді:

 

0,087 кг

 

0,021%

 

1.10.3 Залишковий вміст сірки в металі знаходимо по формулі (1.33):

 

(1.33)

де - залишковий вміст сірки в металі, %; - загальна кількість сірки, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів (розраховується по формулі 1.34); , - вихід пригідного металу і уточнена кількість шлаку відповідно, кг (пункти 1.7 і 1.8); - коефіцієнт розподілу сірки.

 

(1.34)

 

де - загальна кількість сірки, що вноситься всіма видами шихтових матеріалів, кг; - кількість сірки, що вноситься металевою шихтою (пункт 1.6), кг; - кількість сірки, що вноситься іншими матеріалами, кг; - кількість сірки, перехідне в газову фазу, кг.

 

Вже відомо: = 0,038 кг; = 0,002 кг; = 90,399 кг; = 12,61 кг; = 6. Згідно додатку А маємо: = 0,0031 кг.

Тоді:

0,039 кг

 

0,023%

 

1.11Розрахунок кількості домішок, що видаляються з металу

Кількість домішок, що видаляються, розраховуються по формулі (1.35):

 

(1.35)

де - кількість видаленої домішки, кг; - вміст домішки в металевій частині шихти, кг; - вихід пригідного металу, кг.

Тоді:

= 3,255 - 0,90399 · 0,19 = 3,083 кг

= 0,695 - 0,90399 · 0,0000 = 0,695 кг

= 0,557 - 0,90399 · 0,194 = 0,383 кг

= 0,086 - 0,90399 · 0,021 = 0,067 кг

= 0,038 - 0,90399 · 0,023 = 0,017 кг

 

Усього: 4,244 кг.

 

1.12 Визначення кількості і складу газу в шлаку

Розрахунок складу і кількості шлаку зводяться до заповнення відповідних граф в додатку А.

Визначення кількості оксидів, що вносяться металевою шихтою:

qSiO2 = 0,695 · 60/28 = 1,488 кг

qP2O5 = 0,067 · 142/62 = 0,154 кг

qMnO = 0,383 · 71/55 = 0,494 кг

Кількість газів, що утворюються, уточнюємо, враховуючи що видаляється 3,083 кг вуглецю (раніше прийнято, що 80% вуглецю окислюється до СО):

Тоді:

5,755 кг

2,261 кг

Раніше визначено, що в газову фазу переходить 0,0016 кг сірки. Це відповідає наступній кількості газу SO2:

= 0,002 · = 0,004 кг.

1.13 Визначення витрати дуття і тривалості продування

Витрати дуття визначаються по формулі (1.36):

 

(1.36)

 

де - витрати дуття, кг; - коефіцієнт засвоєння кисню дуття ванни; - вміст кисню в дутті, %; - кількість кисню, необхідна для окислення вуглецю, кг; - кількість кисню, необхідна для окислення інших домішок, кг; - кількість кисню, необхідна для утворення оксидів заліза шлаку, кг; - кисень з вапна у вигляді СО2, кг; - кисень з інших джерел, кг.

 

Приймаємо: = 0,92; = 99,2%.

Значення решти величин визначаємо попереднім розрахунком:

= 1,46 · [С] = 1,46 · 3,083 = 4,501 кг

= 1,14 · [Si] + 0,29 · [Мn] + 1,29 · [P] = 1,14 · 0,695 + 0,29 · 0,383 + + 1,29 · 0,067 = 0,990 кг