Автор: Пользователь скрыл имя, 21 Февраля 2012 в 17:05, курсовая работа
Дуплекс цех состоит из отделений: конвертерного, мартеновского, разливочного, отделения подготовки составов.
Конвертерное отделение:
В состав конвертерного отделения дуплекс цеха входят: миксерный, конвертерный и шихтовый пролеты, склад шлака, участок футеровки днищ конвертеров.
Введение
1. Общая часть
1.1. Структура дуплекс цеха
1.2. Характеристика конструкции мартеновской печи
2. Специальная часть
2.1. Технология производства стали в мартеновских печах
2.2. Применение азота для продувки стали в мартеновской печи через подину
3.Расчётная часть
3.1. Расчёт материального баланса мартеновской плавки
4.Охрана труда и техника безопасности
4.1. Мероприятия по охране труда и технике безопасности, проводимые в цехе
4.2. Мероприятия по защите окружающей среды, проводимые в цехе
Заключение
Список литературы
Конструктивно донная продувка сталеплавильной ванны по системе УУ8 обеспечивается с помощью комбинированной кладки огнеупорной подины с применением в её составе масс с различающими свойствами.
В нижней части подины устанавливается блок газонепроницаемых керамических кессонов ограничивающих распространение дутья внутри подины в нижнем и боковых направлениях. Внутренний диаметр кессонов составляет 0,8-1,0 м, высота - около 2\3 общей толщины футеровки подины. Эти параметры определяют зону действия дутья в восходящем направлении. Продувочные устройства коллекторного типа размещаются на дне кессона. Для заполнения и укрытия кессона до поверхностной границы подины, а также для футеровки верхнего слоя дутьевого блока применяется пористая огнеупорная масса с повышенной направленной газопроницаемостью, укладываемой по специальной технологии. Пористая структура огнеупорной массы определяется природными свойствами сырья добываемого в месторождениях УКО (Австрия). Согласно рекомендациям, общая площадь внешней поверхности дутьевых узлов должна составлять не менее 2\3 общей поверхности подины печи.
Новая технология кладки подины способствует повышению её стойкости в результате охлаждающего и аэродинамического воздействия рассредоточенного потока восходящего газа, а также благодаря использованию материала улучшенного огнеупорного качества. Продувка ванны азотом по разработанной технологии активизирует тепло массообменные процессы в расплаве, дополнительно перемешивая его.
Ввиду
ограниченности объёма используемого
дутья это особенно важно для практики
сталеплавильного производства. Донная
продувка ванны азотом инициирует раннее
развитие процессов газообразования и
перемешивание расплава, способствует
их активации по ходу плавки. Изменяя темп
дутья, можно в определённой степени управлять
ходом обезуглероживания расплава и его
нагревом.
3.РАСЧЕТНАЯ
ЧАСТЬ
3.1.Расчет
материального баланса
Расчет шихты и материальный баланс основной мартеновской плавки стали скрап-рудным процессом.
Мартеновская печь садкой 270-т, площадь пода на уровне порога рабочих окон – 67 м2;
Для данного расчёта плавки, составленной из 65 % углеродистого полупродукта и 35 % скрапа требуется получить сталь 35 ГС следующего состава:
0,30 – 0,37 % С; 0,80 – 1,20 % Mn; 0,60 – 0,90 % Si; до 0,040 % Р; до 0,30 % Cr, Ni, Cu каждого.
Таблица 1 - Состав чугуна и скрапа
материал | Химический состав в,% | ||||
С | Si | Mn | P | S | |
Чугун (65%) | 3,60 | 0,01 | 0,02 | 0,07 | 0,045 |
Скрап (35%) | 0,34 | 0,75 | 1,00 | 0,04 | 0,045 |
Таблица 2 - Состав неметаллической части шихты и огнеупорных материалов
материал | Химический состав в,% | ||||||||||
SiO2 | Al2O3 | Fe2O3 | MnO | MgO | CaO | P2O5 | S | H2O | CO2 | FeO | |
Железная руда | 4,0 | 2,00 | 77,0 | 0,30 | 0,40 | 0,80 | 0,10 | 0,02 | 1,38 | - | 14,0 |
Известняк | 2,00 | 0,30 | 0,20 | - | 2,00 | 53,0 | 0,07 | 0,10 | 0,83 | 41,5 | - |
Известь | 3,5 | 0,50 | 0,35 | - | 3,50 | 85,0 | 0,10 | 0,13 | - | 6,92 | - |
Доломит | 2,0 | 2,00 | 0,30 | - | 36,0 | 55,0 | - | - | 2,2 | 2,50 | |
Магнезит | 3,0 | 1,60 | 2,0 | - | 90,0 | 2,60 | - | - | - | 0,80 | - |
Магнезитохромит | 6,0 | 4,00 | 10,0 | - | 66,0 | 2,00 | - | - | - | - | Cr 12,0 |
Боксит | 10,0 | 54,0 | 25,0 | - | - | 1,00 | 0,08 | 0,10 | 9,02 | 0,80 | - |
Таблица 3- Средний состав шихты, %
Материал | С | Si | Mn | S | P |
Полупродукт (65%) | 2,34 | 0,007 | 0,013 | 0,026 | 0,026 |
Скрап (35%) | 0,12 | 0,26 | 0,35 | 0,012 | 0,012 |
Средний состав шихты | 2,46 | 0,62 | 0,363 | 0,038 | 0,038 |
Расчёт ведут на 100 кг металлической шихты по отдельным периодам плавки.
1 период плавки.
Примем конечное содержание углерода в стали перед раскислением 0,30%. Количество избыточного углерода к моменту расплавления примем 0,35%.
Тогда избыточное содержание углерода по расплавлении составит:
0,35 + 0,30 = 0,65 %.
Примем, что 50% фосфора, содержащегося в шихте, переходит в сбегающий шлак.
Это составит:
0,038 ∙ 0,5 = 0,019 кг.
После схода шлака в ванне останется фосфора:
0,038 – 0,019 = 0,019 кг.
Из перешедшего в шлак фосфора получится Р2О5:
0,019 ∙ 142 : 62 = 0,044 кг
Примем следующий состав скачиваемого шлака: 23%SiO2, 0,4% Al2O3, 6%Fe2O3, 29,8%FeO, 2,4%MnO, 8%MgO, 0,99%P2O5, 0,07%S, 29,25%CaO.
Количество сбегающего шлака определим по содержанию в нём Р2О5:
Lсб = 0,044 ∙ 100 : 0,99 = 4,44 кг.
При этом
коэффициент распределения
где – (%Р2О5) – содержание фосфора в сбегающем шлаке;
[%Р] – содержание фосфора в металле.
.
К моменту полного расплавления коэффициент распределения фосфора примем 90 и при содержании Р2О5 в шлаке равное 1,5 %, в металле к этому времени будет фосфора:
.
Так как в шихте используется низкомарганцовистый полупродукт, то принимаем, что 8% серы из шихты уходит со сбегающим шлаком.
Тогда переходит в шлак:
0,038 ∙ 0,08 = 0,003 кг.
В ванне останется серы:
0,038 – 0,003 = 0,035 кг.
В сбегающем шлаке содержится серы:
0,003 ∙ 100 : 4,44 = 0,067 %.
Коэффициент распределения серы со сбегающим шлаком равен: , что соответствует практическим данным, данного периода плавки.
Содержание серы в металле к моменту полного распределения – 80% оставшегося количества серы в ванне после схода из ванны сбегающего шлака:
Sраспл = 0,035 ∙ 0,80 = 0,028 кг.
Перейдёт в шлак по расплавлению:
0,035 – 0,028 = 0,007 кг.
Содержание марганца к моменту полного расплавления принимаем – 0,06%.
Кремний окисляется полностью.
Окисляется за первый период примесей; кг:
С: 2,46 – 0,65 = 1,810
Si:
Mn:
0,363 – 0,06 = 0,303
S: 0,038 - 0,028 = 0,010
Р: 0,038 – 0,016 = 0,022
Всего = 2,412
Определяем расход кислорода и массу оксидов, кг.
Расход кислорода | Масса оксида, кг |
С→СО 1,810 ∙ 16 : 12 = 2,413 | 1,810 + 2,413 = 4,223 |
Si→SiO2 0,267 ∙ 32 : 28 = 0,305 | 0,267 + 0,305 = 0,572 |
Mn→MnO 0,303 ∙ 16 : 55 = 0,088 | 0,303 + 0,088 = 0,391 |
P→P2O5 0,022 ∙ 80 : 62 = 0,028 | 0,022 + 0,028 = 0,050 |
Всего = 2,834 | Всего = 5,236 |
Расход кислорода с учётом кислорода, выделившегося при переходе серы из металла в шлак, определим следующим образом:
Примем, что сера переходит в шлак в виде MnS, а в шлаке MnS переходит в CaS. При этом освобождается кислорода в двое меньше, чем серы, что видно из уравнения:
(СаО) + (S) = (СаS) + ½ О2 ; т.е. требуется кислорода:
2,834 – 0,005 = 2,829 кг.
Уносится марганца со сбегающим шлаком:
4,44 ∙ 0,024 ∙ 55 : 71 = 0,083 кг,
где 0,024 – содержание MnО в 1 кг сбегающего шлака.
Как принято выше, останется марганца в металле 0,06 кг, а следовательно переходит в шлак по расплавлении:
0,363 – 0,083 – 0,06 = 0,22 кг
При условии, что содержание MnО в шлаке по расплавлении – 10 %, количество шлака составит:
0,22 ∙ 71 ∙ 100 : 55 ∙ 10 = 2,84 кг.
Определим расход железной руды по предварительному балансу необходимого кислорода, поступающего из различных источников:
1.Содержание FeO + Fe2O3 в основном шлаке принимаем 11%. Количество Fe2O3 в шлаке в 3 – 5 раз меньше содержания FeO в шлаке. Затрачивается кислорода на образование окислов железа в шлаке при условии, что в нём содержится 8,5% FeO и 2,5% Fe2O3, кг: FeO 2,84 ∙ 0,085 = 0,241,
Fe2O3 2,84 ∙ 0,025 = 0,071.
Количество кислорода, необходимое для образования этих окислов железа, кг:
0,241 ∙ 16 : 72 + 0,071 ∙ 48 : 160 = 0,075 кг.
2.На образование окислов железа в сбегающем шлаке требовалось кислорода, кг:
FeO 4,44 ∙ 0,298 = 1,323,
Fe2O3 4,44 ∙ 0,06 = 0,266
1,323 ∙ 16 : 72 + 0,266 ∙ 48 : 160 = 0,374 кг.
3.Примем,
что из атмосферы печи
8 ∙ 67 ∙ 5 = 2680 кг
Информация о работе Курсовой проект по технологии производства стали