Разработка технологической схемы производства стали марки 35Г2

Категория реферата: Рефераты по технологии
Теги реферата: реферат на экологическую тему, вирусы реферат
Добавил(а) на сайт: Kornienko.

DMn=0,75-0,905*0,1=0,66

DP=0,24-0,905*0,02=0,222
Qчуг.хим.=14786*4,528+28160*0,85+7000*0,66+29606*0,222=102079 кДж
3) Gшл.=100[(1+3)*2,14*0,85+1,29*0,66+2,29*0,222+1]/(100-10)=10,71 кДж

Q еFeO=4225*0,01*10*10,71=4525 кДж
4) Q Fe дым=5100*1,5=7650 кДж
Qприх.=233274 кДж

Расход тепла
1) Qст.физ.=90,3[0,7*1500+276+0,84(1539-80*0,3+100-1500)]=128400 кДж
2) Qшл.физ.=10,17(1,25*1615+210)=22666,4 кДж
3) Qгаз.физ.=0,9*4,528*1500*1,176*28/12+0,1*4,528*1500*1,892*44/12=20204 кДж
4) Qдым=(1,23*1500+210)*2,14=4398 кДж
5) Qпот.=(128400+22666+20204+4398)*3/97=5433 кДж
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.

Поделитесь этой записью или добавьте в закладки