Внепечная обработка стали

Размещено на /

Задание

Ёмкость конвертера 125 т.

В графической части представлен порционный вакууматор.

Введение

Качество стали – это постоянно действующий фактор, который на всех исторических этапах побуждал металлургов искать новые технологии и новые инженерные решения. Ограниченные возможности регулирования физических и физико-химических условий протекания процессов плавки в традиционных сталеплавильных агрегатах (конвертерах, дуговых, мартеновских и двухванных печах) привели к созданию новых сталеплавильных процессов, комплексных технологий, обеспечивающих получение особо чистых по содержанию нежелательных примесей марок стали.

В тех случаях, когда технологические операции, обеспечивающие получение металла требуемого качества, непосредственно в самом агрегате приводят к потере его производительности, их выполняют во вспомогательной емкости (ковше или др.), то есть переводят в разряд внепечной, или вторичной, металлургии. Основную цель вторичной металлургии можно сформулировать как осуществление ряда технологических операций в специальных агрегатах быстрее и эффективнее по сравнению с решением аналогичных задач в обычных сталеплавильных агрегатах быстрее и эффективнее по сравнению с решением аналогичных задач в обычных сталеплавильных печах. В настоящее время методами внепечной металлургии обрабатывают сотни миллионов тонн стали массового назначения. Установки для внепечной обработки имеются практически на всех заводах качественной металлургии. Обработке подвергают металл, выплавленный в мартеновских печах, дуговых печах и конвертерах.

1. Обоснование параметров сталеразливочного ковша

Выход годной стали до раскисления – MМеп/д раск = 91,55 т.

т, следовательно, выбираем ковш ёмкостью 130т.

Рис. 1 - Основные размеры кожуха 130-т сталеразливочного ковша

1.1 Выбор и обоснование футеровки сталеразливочного ковша

С пуском агрегата ковш-печь ужесточились требования к футеровке ковшей по металло- и шлакоустойчивости, теплопотерям, температуре футеровки перед приёмом плавки.

В данном курсовом проекте предлагаю использовать конструкцию футеровки 130 – т ковша разработанную и усовершенствованную на Магнитогорском металлургическом комбинате.[]

Рис. 2

1.2 Выбор дутьевых продувочных устройств

Наиболее преимущественным (простота устройства, отсутствие дополнительных огнеупорных материалов) способом продувки является продувка металла через шиберный затвор.

Газ вводят через металлическую трубку-фурму диаметром 8-16 мм, вставленную в выпускные отверстия деталей шиберного затвора. По окончанию продувки подвижная плита устанавливается в положение «закрыто» и при этом она перерезает трубку фурму.

2. Расчет основных параметров обработки стали

2.1 Расчёт раскисления и легирования

Для данного расчета при выплавке стали марки 12ГС принят следующий угар элементов раскислителей: углерода – 15%; марганца – 15%; кремния – 20%; хрома - 10. Угар алюминия условно принимаем равным 100%, а расход его зависит от марки выплавляемой стали. В данном расчете расход алюминия принят равным 0,030%.

В таблице 2 приведен принятый состав ферросплавов.

Таблица 2 – Состав примененных ферросплавов

Среднезаданное содержание элементов в рассчитываемой стали 30Х принято равным: [Mn]=0,55% , [Si]=0,27%, [Cr]=0,9

Необходимое количество каждого ферросплава определяется по формуле:

Мраск = кг,

где Мст – выход жидкой стали в конце продувки, кг;

[%Э]гот.ст. – содержание соответствующего элемента в готовой стали, %;

[%Э]пер.раск – содержание соответствующего элемента перед раскислением, %;

[%Э]ферроспл. – содержание соответствующего элемента в ферросплаве, %.

МFeSi = = 0,687 кг.

МFeМп = = 0,523 кг

2.2 Расчёт процесса десульфурации стали в ковше

Расчет процесса десульфурации cтaлu в ковше ТШС

Химический состав ТШС:

СаО = 50%

А12О3 = 36%

SiO2 = 10%

MgO = 3%

MnO = 0%

Расход ТШС 10 кг/т стали. Необходимое количество ТШС: т.

Mпгот.ст. =0,542% , угар 20%

Siгот.ст. =0,289% , угар 20%

А1гот.ст. =0,03% , угар 100%

Таблица 3 – Состав печного шлака

Принимаем, что в ковш попадает 5 % печного шлака

Таблица 4 – Количество оксидов образующихся при раскислении стали

Таблица 5 - Изменение состава рафинировочного шлака

Состав конечно шлака:

CaO=Ч100=32,449%; SiO2=Ч100=14,465%;

MnO=Ч100=4,846%; Al2O3=Ч100=21,28%;

MgO=Ч100=7,637 %;

Выполним расчет коэффициента распределения серы Ls.

где (СаО), (Аl2О3), (SiO2), (MgO) - химический состав рафинировочного шлака в конце обработки. %;

fs - коэффициент активности серы, растворенной в металле, принимается fs =1, по этому lgfs =0

Т - температура металла, 1903 К.

- активность кислорода

2[Al]+ 3[O] = Al2O3

Константа этой реакции будет равна = 10-12, следовательно активность кислорода определим по формуле:

, а = -2,985

Тогда коэффициент распределения серы будет равен:

,

тогда

=23,362

где - коэффициент кратности шлака .

Определим конечное содержание серы в металле после обработки ТШС

2.3 Определение снижения температуры металла

Снижение температуры складывается из: потерь тепла при раскислении металла Траскисл; потерь при обработке металла ТШС; потерь тепла при выпуске металла из агрегатаТвып; потерь тепла при выдержке металла в ковше Твыдерж; потерь тепла через футеровку ковша Тфут; потерь при продувке металла аргоном. Таким образом, определится температура. на которую будет необходимо нагреть металл в печь-ковше.

Тнагр =Траскисл +ТТШС +Твып+Твыдерж +Тфут +Тпрод

Изменение температуры металла при раскислении

Изменение температуры металла при обработке ТШС

- Затраты тепла на нагрев ТШС до температуры разложения известняка:

, кДж

где - теплоёмкость смеси,1,246 кДж/кг0С;

Тразл – температура разложения, 9100С;

- количество ТШС, 10 кг.

- Затраты тепла на разложение извести:

Количество извести в ТШС МСао=5 кг.

Количество СО2, получаемое при разложение недопала, принимаем ППП=5,00%. М СО2=5 5/100=0,25 кг

- Количество разлагаемого известняка при этом составит:

М СаСОз=0,25100/44= 0,568 кг

q2= М СаСОз 1776,5=0,5681776,5 = 1009,05 кДж

- Затраты тепла на расплавление смеси:

q3=Mсмеси(C смеси (Тст-Tразл)+qск. теплота пл),

где M смеси = M ТШС - МСО2

M смеси = 10-0,25 = 9,75 кг

Тст= 1630 0С

qск. теплота пл – скрытая теплота плавления, 210 кДж

q3 =9,75(1,246(1630-910)+210)=10794,42 кДж

- Затраты тепла на нагрев СО2 до температуры стали:

q4=2,4MСО2(22,4/44) (Тст-Tразл)

q4=2,40,25(22,4/44) (1630-910)=219,927 кДж

Изменение температуры металла при обработке ТШС определяется по формуле:

ТТШС=( q1+ q2+ q3+ q4)/0,835,

и составляет ТТШС=27,979 0С.

Изменение температуры металла при выпуске металла из сталеплавильного агрегата

Зависимость потерь температуры стали за счет излучения от времени выпуска определяется по формуле:

где - степень черноты жидкой стали, = 0,4;

- константа излучения абсолютно черного тела, =5,77510-8 Вт/(м2К4);

Т-температура стали на выпуске, 1903 К;

F - площадь излучающей поверхности жидкой стали в струе и на зеркале ковша, м2;

М - масса металла в ковше, кг;

с - удельная теплоемкость стали, равная 850 Дж/(кг · К);

- время выпуска металла, 4 мин.

Площадь излучающей поверхности жидкой стали принимается в струе ~ 2,5 м2. на зеркале ковша.

Общая площадь излучения жидкой стали в струе и на зеркале ковша равна

F м2

Тогда

Потери тепла через футеровку во время выдержки ковша

Теплота, отданная сталью на нагрев футеровки:

где - снижение температуры стали;

с – удельная теплоёмкость стали, 0,850 кДж/(кг К);

М – масса стали в ковше, кг

Потери тепла через кладку ковша:

где - потери тепла с 1м3 футеровки во время пребывания стали в ковше;

– площадь огнеупорной кладки ковша (днище + стены), м2.

где = 5,6 - теплопроводность огнеупора, Вт/(м К);

а = 5,4 10-3 – температуропроводность огнеупора, м2/ч;

Т1 и Т0 – температура стали и огнеупоров ковша соответственно, принимаем температуру футеровки 8000С;

- время контакта огнеупора с жидкой сталью, 0,4 часа.

Дж

Найдем площадь огнеупорной кладки ковша.

м2

Тогда потери тепла через футеровку во время выдержки (24 минут) составят:

Потери тепла через зеркало металла излучением во время выдержки металла и течение 24 минут.

Площадь поверхности металла равна:

F м2

Потери тепла при продувке аргоном

Во время продувки теплопотери составляют: в течение первых 3-4 минут продувки 2- 4 °С / мин, в течении остального времени продувки ~ 1 °С / мин

При времени продувки пр=4 мин и теплопотерях 3 °С / мин получим:

Тпрод =3 3 = 9°С

Общая потеря тепла составит:

Тнагр =Траскисл +ТТШС +Твып+Твыдерж +Тфут +Тпрод

Тнагр =47,011 + 27,979 + 2,58 + 29,006 + 20,968 + 9 = 136,544

2.4 Расчет количества и состава неметаллических включений

Определим количество неметаллических включений и их состав, исходя из условия раскисления стали с 0,12% С, 0,023% S и 0,014% Р последовательно FeMn, FeSi, Al и получением стали состава: 0,542 % Мn, 0,289% Si и 0,03 % А1.

Содержание кислорода в стали на выпуске из сталеплавильного агрегата определяем по уравнению:

a0 = 0,00252 + 0.0032 / [С%].

Тогда при [С] = 0.12 % a0 = 0.00252 + 0,0032 / 0,12= 0,029 % масс.

Для заданного химического состава стали

А. Определяем количество докрмоталлизационных неметаллических включений.

Раскисление марганцем.

Определяем количество кислорода, равновесное с 0,542 % при Тликв = 1790,30К:

: = 0,0094

% масс

Таким образом, присадка в сталь 0,1 % приведет к связыванию следующего количества кислорода в процессе раскисления и охлаждения расплава до Тликв:

= 0,029-0,017 = 0,012 % масс.

При этом образуется следующее количество неметаллических включений (О):

%масс.

Раскисление кремнием.

Определяем содержание кислорода, равновесное с 0,289 % Si при Тликв=1790,30К:

,

% масс

Следовательно, при Тликв=1790,30 К, % масс, и % масс, после внедрения в металл 0,289 % [Si] последовательно за 0,542 % [Мп] в неметаллические включения типа SiO2 дополнительно будет связано кислорода: % масс и образуется докриеталлизационные неметаллические включения типа SiO2:

% масс

Раскисление алюминием.

Определяем содержание кислорода, равновесное с 0,03 % Аl при Тликв = 1790,30К:

, ;

при этом