Курсовая работа: Кислородно-конвертерная плавка при переделе обыкновенных чугунов

Министерство образования и науки Украины

Приазовский государственный технический университет

Кафедра металлургии стали им. И.Г. Казанцева

КУРСОВАЯ РАБОТА

По предмету: «Теория и технология производства стали в конвертерах и мартеновских печах»

На тему: «Кислородно-конвертерная плавка при переделе обыкновенных чугунов»

Выполнил ст.гр. И-07-МС1

Луценко Р.В.

Проверил проф. Бакст В.Я.

Мариуполь 2009

СОДЕРЖАНИЕ

Исходные данные………………………………………………………...…...…..3

1. Определение температуры металла в конце продувки…………….…......….4

2. Расчет материального баланса плавки………………………………….….....5

3. Расчет теплового баланса плавки……………………………...…………….22

Перечень источников………………………………………………..…………..34

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ

Вместимость конвертора 130т;

Химический состав чугуна и лома – таблица 1.1;

Температура жидкого чугуна 13400С;

Марка выплавляемой стали 10ХСНД;

Интенсивность продувки ванны 3,3 нм3/(т•мин);

Химический состав чугуна, лома и готовой стали сводим в таблицу.

Табл. 1.1 Состав чугуна, лома и стали

1. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ТЕМПЕРАТУРЫ МЕТАЛЛА В КОНЦЕ ПРОДУВКИ

Требуемую температуру металла в конце продувочной операции находим последовательным расчётом.

Температура плавления (ликвидуса) стали:

tликв = 1539 – 88%С – 8%Si – 5%Mn – 4%Ni – 5%Cu – 2%V – 1,5%Cr – 25%Ti – 30%P.

tликв = 1539 – 88•0.09 – 8•0.8 – 5•0.5 – 4•0.5 – 5•0.4 – 1,5•0.6 – 30•0.35 = 15070С

Температура стали в кристаллизаторе:

tкр = tликв + (10÷150C);

tкр = 1507 + 13 = 1520 0C

Определяем температуру металла в промковше:

tпр.к = tкр + (15÷200C);

tпр.к = 1520 + 17 = 1537 0C

Температура металла в стальковше:

tcт.к = tпр.к + (10÷200C);

tcт.к = 1537 + 20 = 1557 0C

Необходимая температура металла перед внепечной обработкой:

tвнеп = tcт.к + (10÷200C);

tвнеп = 1557 + 17 = 1574 0C

Определяем температуру металла в конверторе по окончании продувки:

tкм = tвнеп + (30÷400C);

tкм = 1574 + 40 = 1614 0C

2. РАСЧЕТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА ПЛАВКИ

Расчет ведется на 100 кг металлошихты (чугун + лом).

Предварительное определение расхода лома.

= [(3000 + 6430 + 1680 + 4720 + 21 + 4200) –

– (25,2+ + 2730)]/(30 + 64,3 + 16,8 + 47,2 + 0,21), кг (2.1)

где , , , – содержание соответствующих элементов в чугуне, %;

, – соответственно температура заливаемого в конвертер чугуна и температура металла в конце продувки, ;

– содержание углерода в металле в конце продувки, %. (принимаем равным нижнему пределу в готовой стали).

= [(3000•4 + 6430•0.8 + 1680•0.5 + 4720•0.04 + 21•1340 + 4200) –

- (25,2•1614 + 2730•0.09)]/(30•4 + 64,3•0.8 + 16,8•0.5 + 47,2•0.004 + 0,21•1340) = (50513 – 40919) / 463 = 20,72 кг

Расход чугуна, кг

= 100 - =100 -20,72 = 79,28 кг (2.2)

Расход миксерного шлака составляет 0,6 – 0,9% от массы чугуна, кг

Принимаем

= (0,006 ÷ 0,009)Мч (2.3)

= 0,008 • 79,28 = 0,63 кг

Для выполнения дальнейших расчетов принимаем:

Количество загрязнений, вносимых ломом, кг

= 0,0065 ∙ = 0,0065 • 20,72 = 0,13 кг (2.4)

Расход плавикового шпата в зависимости от параметров технологии находится в пределах 0,2 – 0,5 кг.

Принимаем

= 0,4 кг (2.5)

Расход футеровки составляет 0,2 – 0,3 кг.

Принимаем

= 0,3 кг (2.6)

Количество окалины, внесенной ломом, кг

= 0,012 ∙ = 0,012 • 20,72 = 0,25 кг (2.7)

Количество примесей, внесенных металлошихтой, кг

= 0,01(∙+ ∙) (2.8)

= 0,01(∙ + ∙) (2.9)

= 0,01(∙ + ∙) (2.10)

= 0,01(∙ + ∙) (2.11)

= 0,01(∙ + ∙) (2.12)

где , – соответственно масса чугуна и лома, кг;

, , , , , , , , , – содержание углерода, кремния, марганца, фосфора, серы соответственно в чугуне и ломе, %.

= 0,01(79,28 ∙ 4 + 20,72 ∙ 0,35) = 3,24 кг

= 0,01(79,28 ∙ 0,8 + 20,72 ∙ 0,4) = 0,72 кг

= 0,01(79,28 ∙ 0,5 + 20,72 ∙ 0,25) = 0,45 кг

= 0,01(79,28 ∙ 0,04 + 20,72 ∙ 0,04) = 0,04 кг

= 0,01(79,28 ∙ 0,04 + 20,72 ∙ 0,05) = 0,42 кг

Расход извести на плавку (), кг

Основность конечного шлака в зависимости от состава чугуна и марки выплавляемой стали (требуемых показателей дефосфорации и десульфурации) находится в пределах 3,0 – 3,6

Принимаем для расчета основность конечного шлака = 3,4

=

,кг (2.13)

– содержание кремния в металлошихте;

, и т.д. – содержание кремнезёма в используемых материалах;

, – содержание оксида кальция в используемых материалах (Табл.2.1)

, и т.д. – расход материалов.

Таблица 2.1 Химический состав неметаллической части шихты и других материалов, кроме оксидов железа и летучих

= {3,4[2,14•0,72 + 0,01(0,4•4,5 + 0,3•3,4 + 0,63•54,5 + 0,13•68,0)] – 0,01(0,4•7,6 +0,3•40,3 + 0,63•7,5 + 0,13•3,0)} / 0,01(90,0 – 1,5•3,4) =

= {3,4[1,54 + 0,01•50,2] – 0,01•20,25} / 0,849 = {6,94 - 0,2025} / 0,849 = 7,94 кг

Содержание оксидов железа в конечном шлаке:

= . (2.14)

где – температура металла в конце продувки, .

= 1,25 + 4∙3,4 + 0,3 / 0,09 + ∙1614 = 20.78 %

= ; = ,

= 0.667∙20.78 = 13.86 %

= 20.78 – 13.86 = 6.92 %

(предполагаем, что на 2/3 состоит из (%FeO)к и на 1/3 – из

Ориентировочный выход жидкого металла в конце продувки ()

Принимаем, что за время продувки окисляется весь кремний, 80 % марганца, 90 % фосфора. Потери железа с отходящими газами, выбросами, со шлаком (в виде корольков) превышают количество железа, восстановленного из оксидов, окалины, загрязнений скрапа и других материалов на 3,5 – 4,5 %.

В расчете принимаем эти потери = 3,5 %. Тогда

= , кг (2.15)

где , и т.д. – количество примесей, вносимых металлошихтой, кг;

= 100 – [(3,24 – 0,09) + 0,72 + 0,8∙0,45 + 0,9∙0,04 + 3,5] = 92,23 кг

Ориентировочное количество шлака:

= =,

где , и т.д. – расход материалов;

, и т.д. – содержание оксидов в материалах.

= 100∙[(2,14∙0,72 + 1,032∙0,45 + 2,061∙0,04) + 0,01∙(0,4∙94 + 0,63∙83,7 + +7,94∙95,5 + 0,13∙97,0)] / [100 – 20,78] =

= 100∙[2,09 + 0,01∙861,2] / 79,22 = 13,51 кг

Уточнение количества примесей в металле в конце продувки:

Содержание углерода в металле должно соответствовать нижнему пределу его в готовой стали.

Содержание марганца определяем из балансового уравнения распределения марганца между шлаком и металлом:

= )]/

/,% (2.17)

– константа равновесия реакции окисления марганца, определяемая из уравнения:

lg = lg = ,

где

Т = + 273 = 1614 + 273 = 1887 К,

lg = - 3,06 = 0,2415, отсюда = 1,74

= [(79,28∙0,5 + 20,72∙0,25) + 0,775(0,63∙9,4)] / [92,23 + + 20,78∙1,74∙13,51∙0,775] = [44,82 + 4,59] / 470,8 = 0,104 %

Содержание фосфора:

= , (2.18)

где

=

коэффициент распределения фосфора между металлом и шлаком, определяемый из табл.2.2

Табл. 2.2 Значения коэффициента распределения фосфора

При (%FeO)к = 13,86 %, и основности 3,4 :

Lp = 105

= = = 0,005 %

Содержание серы:

= , % (2.19)

где – коэффициент распределения серы металлом и шлаком, принимаемый по табл. 2.3.

Табл. 2.3 Значения коэффициента распределения серы

При основности 3,4 = 8,3

= = = 0.025 %

Содержание кремния в металле в конце продувки принимаем равным нулю.

= 0.

Уточненный химический состав металла в конце продувки, %:

= = 0,09 % ;

= = 0,104 % ;

= 0 %;

= = 0,005 % ;

= = 0,025 % ;

Остается примесей в металле, кг:

Углерода – = ∙/100 (2.20)

= 0,09∙92,23/100 = 0,083 кг

Кремния = 0;

Марганца – = ∙/100 (2.21)

= 0,104∙92,23/100 = 0,096 кг

Фосфора – = ∙/100 (2.22)

= 0,005∙92,23/100 = 0,0046 кг

Серы – = ∙/100 (2.23)

= 0,025∙92,23/100 = 0,023 кг

Удаляется примесей, кг:

= . (2.24)

= . (2.25)

= (2.26)

= (2.27)

= (2.28)

= 3,24 – 0,083 = 3,157 кг

= 0,72 - 0 = 0,72 кг

= 0,45 – 0,096 = 0,354 кг

= 0,04 - 0,0046 = 0,0354 кг

= 0,42 – 0,023 = 0,397 кг

Всего окисляется примесей, кг:

= + + + + ; (2.29)

= 3,157 + 0,354 + 0,72 + 0,0354 + 0,397 = 4,66 кг

Образуется оксидов, кг:

Принимаем, что 90 % углерода окисляется до СО и 10 % до .

= 2,1∙ (2.30)

= 0,37∙ (2.31)

= 2,14∙ (2.32)

= 1,29∙ (2.33)

= 2,29∙ (2.34)

= 2,1∙ 3,157 = 6,63 кг

= 0,37∙ 3,157 = 1,17 кг

= 2,14∙0,72 = 1,54 кг

= 1,29∙0,354 = 0,46 кг

= 2,29∙0,0354 = 0,08 кг

Количество шлакообразующих оксидов (кроме оксидов железа и соединений, внесенных металлошихтой и другими материалами), кг:

= +

. (2.35)

=

. (2.36)

=+ (2.37)

=

. (2.38)

=

. (2.39)

= + . (2.40)

= . (2.41)

= + . (2.42)

= 1,54 + 0,01(7,94∙1,5 + 0,4∙4,5 + 0,63∙54,5 + 0,3∙3,4 + 0,13∙68,0) = 2,119 кг

= 0,01(7,94∙0,8 + 0,4∙0,9 + 0.63∙8,6 + 0,3∙1,4 + 0,13∙24,0) = 0,157 кг

= 0,46 + 0,01(0,63∙9,4) = 0,519 кг

= 0,01(7,94∙90,0 + 0,4∙7,6 + 0,63∙7,5 + 0,3∙40,3 + 0,13∙3,0) = 7,348 кг

= 0,01(7,94∙3,0 + 0,63∙3,3 + 0,3∙52,8 + 0,13∙2,0) = 0,429 кг

= 0,08 + 0,01(0,63∙0,2 + 7,94∙0,1) = 0,089 кг

= 0,01(0,4∙81,0) = 0,324 кг

= 0,397 + 0,01(7,94∙0,1 + 0,63∙0,2) = 0,406 кг

Общее количество шлакообразующих, оксидов и соединений (кроме оксидов железа), кг:

= + + + + + + + .(2.43)

= 2,119 + 0,157 + 0,519 + 7,348 + 0,429 + 0,089 + 0,324 + 0,406 = 11,391 кг

Уточненное количество конечного шлака, кг:

= (2.44)

= = 14,379 кг

Табл. 2.4 Химический состав конечного шлака, %

(%CaO) = и т. д.

(%SiО2) = = 14,74 %

(%CaO) = = 51,10 %

(%MgO) = = 2,98 %

(%MnO) = = 3,61 %

(%P2О5) = = 0,63 %

(%S) = = 2,82 %

(%Al2O3) = = 1,09 %

(%CaF2) = = 2,25 %

Фактическая основность шлака по данным табл. 2.4

= ; (2.45)

= 51,10 / 14,74 = 3,47

Уточненный выход жидкого металла в конце продувки, кг

= , (2.46)

где

= +

количество железа, восстановленного из оксидов железа шихты;

= 0,007(0,3∙2,1 + 0,0065∙20,72∙3,0 + 0,012∙20,72∙69,0) + 0,0078(0,63∙16,3 + + 0,012∙20,72∙31,0) = 0,367 кг

=

количество железа, израсходованного на образование оксидов железа шлака;

= 0,007∙14,379∙6,92 + 0,0078∙14,379∙ 13,86 = 2,251 кг

Принимаем:

= 1,2кг – угар железа в дым;

= 0,8кг – потери железа с выбросами;

= – потери железа в шлаке в виде корольков, кг

= 0,08∙14,379 = 1,15 кг

= – количество оксидов железа в дыме, кг

= 1,43∙1,2 = 1,716 кг

= (100 + 0,367) – (4,66 + 2,251 + 1,2 + 0,8 + 1,15) = 90,31 кг

Расход кислорода, кг

, (2.47)

где k – степень усвоения кислорода ванной (принимаем 97 %);

n – чистота кислорода (принимаем 99,5 %);

=, кг (2.48)

= 1,2∙3,157 + 0,27∙3,157 + 1,14∙ 0,72 + 0,29∙ 0,354 + 1,29∙0,0354 + +0,01∙14,379∙[0,429∙6,92 + 0,29∙13,86] + 0,429∙1,2 = 7,13 кг

= + =

, кг (2.49)

= 0,0043(0,3∙2,1 + 0,0065∙20,72∙3,0 + 0,012∙20,72∙69,0) + 0,0029(0,63∙16,3 + 0,012∙20,72∙31,0) + 0,0027∙7,94∙1,0 = 0,078 + 0,253 + 0,021 = 0,352 кг

Мдутья = (7,13 – 0,352) ∙ 10000 / (97∙99,5) = 7,023 кг

Расход кислорода , нм3

= Мдутья∙ 22,4/32 = 0,7 Мдутья .

= 0,7∙7,023 = 4,916 нм3

Определяем продолжительность продувки, мин

,

где - интенсивность продувки, нм3/(т∙мин) - (задана).

= = 14,9 мин.

Количество и состав конвертерных газов:

= + ; кг (2.50)

= ∙22,4/44; нм3

= 1.17 + 0.01(7,94∙3,5 + 0,4∙6,0) = 1,472 кг

= 1,472∙22,4/44 = 0,749 нм3

= , кг (2.51)

= ∙22,4/28; нм3

= 6,63 кг

= 6,63С22,4/28 = 5,304 нм3

= ; кг (2.52)

= ∙22,4/18; нм3

= 0,007(7,94∙1,0) = 0,056кг

= 0,056∙22,4/18 = 0,07 нм3

= ; кг (2.53)

= ∙22,4/2 ; нм3

= 0,003(7,94∙1,0) ∙ 2/18 = 0,003 кг

= 0,003∙22,4/2 = 0,034 нм3

= 0,005∙; кг (2.54)

= ∙22,4/28; нм3

= 0,005∙7,023 = 0,035 кг

= 0,035∙22,4/28 = 0,028 нм3

= 0,003∙; кг (2.55)

= ∙22,4/32; нм3

= 0,003∙7,023 = 0,021 кг

= 0,021∙22,4/32 = 0,015 нм3

= + + + ΣН2 + + ., кг (2.56)

= + + + + + . нм3

= 6,63 + 1,472 + 0,056 + 0,003 + 0,035 + 0,021 = 8,217 кг

= 5,304 + 0,749 + 0,07 + 0,034 + 0,028 + 0,015 = 6,2 нм3

Табл. 2.5 Количество и состав газов

Составляем сводную таблицу материального баланса.

Табл. 2.6 Материальный баланс плавки (до раскисления)

Невязка = = = 0,087%

Допустимая невязка 0,2%

3. РАСЧЕТ ТЕПЛОВОГО БАЛАНСА ПЛАВКИ

Расчет ведется на 100 кг металлошихты.

ПРИХОД ТЕПЛА:

= , кДж, (3.1)

где – физическое тепло жидкого чугуна;

– химическое тепло реакций окисления примесей металлошихты;

– химическое тепло реакций шлакообразования;

– химическое тепло реакций образования оксидов железа шлака;

– химическое тепло испарения железа до оксида железа;

– физическое тепло миксерного шлака.

Физическое тепло жидкого чугуна, кДж

= (3.2)

где – количество чугуна, кг;

– теплоемкость твердого чугуна (0,755 кДж/(кг · град);

– теплоемкость жидкого чугуна (0,92 кДж/(кг · град);

– температура заливаемого в конвертер чугуна, ;

– температура плавления (ликвидуса) чугуна (1150 – 1200 );

– скрытая теплота плавления чугуна (218 кДж/кг).

= 79,22[0,755∙1150 + 218 + (1340 – 1150) ∙ 0,92] = 99900,4 кДж

Химическое тепло окисления примесей металлошихты, кДж

Табл. 3.1 Химическое тепло окисления примесей

Элемент-оксид	Окисляется примесей, кг	Тепловой эффект р-ии окисления (на 1 кг эл-та), кДж	Выделяется тепла, кДж	% от Q2
С → СО	==0,9∙3,157=2,841	11096	=2,841∙11096=31523,7	48,4
С → СО2	==0,1∙∙3,157=0,316	34710	∙34710=0,316∙∙34710=10968,4	16,9
Si → SiO2	= =0,72	26922	∙26922=0,72∙26922=19383,8	29,8
Mn → MnO	= = 0,354	7034	∙7034=0,354∙7034=2490	3,8
P → P2O5	= = 0,0354	19763	∙19763=0,0354∙19763=699,6	1,1
Итого:			Q2=65065,6	100,00

Химическое тепло реакций шлакообразования, кДж

Принимаем, что весь SiO2 и P2O5 в шлаке связываются в соединения с оксидом кальция по реакциям:

SiO2+ 2СаО = кДж/ кг

P2O5 + 4СаО = кДж/ кг

тогда

= ; (3.3)

= 2,119∙2300 + 0,089∙4860 = 5301,4 кДж

Химическое тепло реакций образования оксидов железа шлака, кДж

= ,

где – количество тепла железа, окислившегося до ;

– количество тепла железа, окислившегося до .

кДж/кг;

кДж/кг.

= ; (3.4)

= 0,007∙14,379∙6,92∙7320 + 0,0078∙14,379∙13,86∙4820 = 12591,1 кДж

Химическое тепло реакций окисления железа до оксида железа дыма, кДж

= , (3.5)

= 1,2∙7370 = 8844 кДж

Физическое тепло миксерного шлака, кДж

= , (3.6)

где – средняя температура миксерного шлака, ;

=

= 1340 – 16 = 1324

– средняя теплоемкость миксерного шлака, кДж/(кг∙град)

= ;

= 0,73 + 0,00025(1324 + 273) = 1,13 кДж/(кг∙град)

= 210 кДж/кг – скрытая теплота плавления миксерного шлака;

= 0,63(1,13∙1324 + 210) = 1074,9 кДж

= 99900,4 + 65065,6 + 5301,4 + 12591,1 + 8844 + 1074,9 = 192777,4

Расход тепла, кДж

= , (3.7)

где – физическое тепло жидкой стали;

– физическое тепло конечного шлака;

– тепло отходящих газов;

– тепло диссоциации влаги, вносимой шихтой;

– тепло диссоциации шихтовых материалов;

– тепло диссоциации оксидов железа, внесенных шихтой;

– тепло, уносимое оксидом железа дыма;

– тепло, уносимое железом выбросов;

– тепло, уносимое железом корольков;

– потери тепла на нагрев футеровки, излучением через горловину, на нагрев воды, охлаждающей фурму и другие неучтенные потери.

Физическое тепло жидкой стали, кДж

= , (3.8)

где = 0,70 кДж/(кг · град) – теплоемкость твердого металла;

= 0,84 кДж/(кг · град) – теплоемкость жидкого металла;

– температура металла в конце продувки;

– температура плавления (ликвидуса) металла, ;(см. раздел 1)

= 285 кДж/кг – скрытая теплота плавления металла.

= 90,31[0,70∙1507 + 285 + (1614 – 1507) ∙ 0,84] = 129123,4кДж

Физическое тепло жидкого шлака, кДж

= , (3.9)

где

= 0,73 + 0,00025 – средняя теплоемкость конечного шлака,

= 0,73 + 0,00025(1614 + 273) = 1,2 кДж/(кг · град)

= 210 кДж/кг – скрытая теплота плавления шлака;

= 14,379(1,2∙1614 + 210) = 30868,8 кДж

Тепло, уносимое отходящими газами, кДж

Среднюю температуру отходящих газов принимаем равной средней температуре металла во время продувки:

= = = 1477

= Σ, (3.10)

где – количество составляющей отходящих газов, и т.д., нм3 (см. табл. 2.5);

- средняя теплоёмкость газов, кДж/(м3∙град) (из табл. 3.2 заносим в табл. 3.3)

Табл. 3.2 Теплоёмкость газов

Газ	Средняя теплоёмкость, кДж/(м3∙град) при , 0С
	1100	1200	1300	1400	1500	1600	1700
CO2	2,26	2,28	2,30	2,32	2,34	2,36	2,38
CO	1,43	1,44	1,45	1,46	1,47	1,48	1,49
H2O	1,77	1,79	1,81	1,83	1,85	1,87	1,89
H2	1,33	1,34	1,35	1,36	1,37	1,38	1,39
N2	1,40	1,41	1,42	1,43	1,44	1,45	1,46
O2	1,49	1,50	1,51	1,52	1,53	1,54	1,55

Табл. 3.3 Тепло отходящих газов

Газ	Количество газов, нм3	Средняя теплоемкость газов	Уносится тепла, кДж
СО2	0,749	2,34	2588,7
СО	5,304	1,47	11516
	0,07	1,85	191,3
	0,034	1,37	68,8
	0,028	1,44	59,6
	0,015	1,53	33,9
Итого:			Q3′ = 14458,3

Тепло диссоциации влаги, вносимой шихтой, кДж

При диссоциации влаги по реакции:

= + 0,5 – 242000 кДж/(кг - моль)

поглощается тепла

= · 242000 кДж, (3.11)

= = 367,3 кДж

Тепло диссоциации шихтовых материалов, кДж

При диссоциации шихтовых материалов по реакции:

= + СО2 – 4025 кДж/кг СО2 поглощается тепла:

= = ; (3.12)

= 1,472∙4025 = 5924,8 кДж

Тепло диссоциации оксидов железа, внесенных шихтой, кДж

При диссоциации оксидов железа, внесенных шихтой и футеровкой, поглощается тепла:

= , (3.13)

где – количество тепла, теряемого ванной при диссоциации оксидов железа по реакции:

= – 5160 кДж/кг ;

– количество тепла, теряемого ванной при диссоциации закиси железа по реакции:

= – 3750 кДж/кг ;

= ; (3.14)

= 0,01(0,3∙2,1 + 0,0065∙20,78∙3,0 + 0,012∙20,78∙69,0) = 0,182 кДж/кг

= ; (3.15)

= 0,01(0,63∙16,3 + 0,012∙20,78∙31,0) = 0,18 кДж/кг

тогда

= ; кДж

= 0,182∙5160 = 939,1 кДж

= ; кДж

= 0,18∙3750 = 675 кДж

= 939,1 + 675 = 1614,1 кДж

Тепло, уносимое оксидом железа дыма, кДж

= , (3.16)

где = 0,88 кДж/кг;

= 1,716∙0,88∙1477 = 2230,4 кДж

Тепло, уносимое железом выбросов, кДж

= , (3.17)

где = = 0,84 кДж/(кг · град);

= 0,8∙0,84∙1477 = 992,5 кДж

Тепло, уносимое железом корольков, кДж

= , (3.18)

где = = 0.84 кДж/(кг · град); =

= 1,15∙0,84∙1477 = 1426,8 кДж

Потери тепла на нагрев футеровки конвертера, излучением через горловину, с охлаждающей водой и т.д. составляют обычно 1,5 – 3,0% от прихода тепла, кДж

Принимаем эти потери f = 2,5 %

= (3.19)

= 192777,4∙2,5/100 = 4819,4 кДж

= 129123,4 + 30868,8 + 14458,3 + 367,3 + 5924,8 + 1614,1 + 2230,4 + 992,5 + 1426,8 + 4819,4 = 191825,8 кДж

Табл. 3.4Тепловой баланс плавки

Приход			Расход
Статьи прихода	кДж	%	Статьи расхода	кДж	%
Физическое тепло чугуна	99900,4	51,8	Физ. тепло жидкого металла	129123,4	67,4
Тепло окисления примесей	65065,6	33,7	Физическое тепло шлака	30868,8	16,1
Тепло шлакообразования	5301,4	2,8	Тепло отходящих газов	14458,3	7,5
Тепло образования оксидов Fe шлака	12591,1	6,5	Тепло диссоциации влаги	367,3	0,2
Тепло окисления Fe дыма	8844	4,6	Тепло диссоциации	5924,8	3,1
Физическое тепло миксерного шлака	1074,9	0,6	Тепло диссоциации оксидов Fe шихты	1614,1	0,8
Тепло, унос. окс. Fe дыма	2230,4	1,2
Тепло выбросов Fe	992,5	0,5
Тепло Fe корольков	1426,8	0,7
Потери тепла конвертером	4819,4	2,5
Итого	192777,4	100	Итого	191825,8	100

Избыток тепла

∆Q = 192777,4 – 191825,8 = 951,6 кДж

Невязка составляет

= 0,49 %

Определяем расход материалов на плавку

Табл. 3.5 Расход материалов

ПЕРЕЧЕНЬ ИСТОЧНИКОВ

1. Бигеев А.М. Основы математического описания и расчеты кислородно – конвертерных процессов / А.М. Бигеев, Ю.А. Колесников.- М.: Металлургия, 1970.-232с.

2. Якушев А.М. Справочник конвертерщика / А.М. Якушев. – Челябинск : Металургия, 1990.- 448с.

3. Баптизманский В.И. Конвертерные процессы производства стали / В.И.Баптизманский, М.Я. Меджибожский, В.Б.Охотский.- К. – Д. : Высшая школа, 1984 – 343с.