Расчет и разработка конструкции дуговой сталеплавильной печи

Дуговая сталеплавильная печь ДСП.doc

Белорусский национальный технический университет
Механико-технологический факультет
Кафедра: «Металлургические технологии»
«Металлургическая теплотехника и теплоэнергетика»
Тема: Расчет и разработка конструкции дуговой сталеплавильной печи при использовании топливно-кислородных горелок и жидкого полупродукта»
Исполнитель:студент 3 курса группы 104136
Молоток Виталий Александрович
Руководитель проекта:Ратников Павел Энгелевич
Нормоконтроль:Кузин А.Ю.
ОПИСАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЛАВКИ6
1 Общее описание дуговой электропечи6
2 Шихтовые материалы6
3 Плавка стали в основной печи8
РАСЧЁТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА17
РАСЧЁТ ГЕОМЕТРИЧЕСКИХ РАЗМЕРОВ ПЕЧИ 26
1 Определение геометрических параметров 26
2 Конструкция футеровки ДСП 30
РАСЧЕТ ТЕПЛОВОГО БАЛАНСА 35
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ48
В дуговых электропечах преобразование электрической энергии в тепло происходит в основном в электрическом разряде протекающем в газовой или паровой среде. В таком разряде можно сосредоточить в сравнительно небольших объёмах большие мощности и получить очень высокие температуры. При этом в камере печи возникают резкие температурные перепады и поэтому в ней невозможно получить равномерное распределение температур. По этой же причине здесь трудно обеспечить точное регулирование температуры нагрева и следовательно проводить термическую обработку. Для плавки металлов дуговая печь удобна т.к. высокая концентрация энергии позволяет быстро проводить расплавление. Дуговые устройства удобны так же для проведения высокотемпературных химических реакций в жидкой или газовой фазе и подогрева газа. Во всех этих случаях неравномерность нагрева не играет роли т.к. благодаря теплопроводности и конвекции в жидкой ванне или газовом потоке температура быстро выравнивается.
В данном курсовом проекте я рассчитываю дуговую сталеплавильную печь ёмкостью 25 тонн (ДСП - 25). Печь такого типа относят по классификации к дуговым печам прямого действия. В таких печах дуга горит между электродами и расплавленным металлом непосредственно нагревая металл. Очаг высокой температуры (дуга) находится около поверхности металла. Благодаря экранирующему действию электродов свод печи частично защищен от непосредственного излучения дуг поэтому здесь допустимы очень большие объёмные мощности и можно проводить высокотемпературные процессы. Электроды в таких печах подвешены вертикально и работают в основном на растяжение и лишь при наклоне печи – на изгиб. Поэтому здесь можно применять сравнительно длинные графитированные электроды большого сечения допускающие значительные рабочие токи. Дуговые печи могут быть весьма мощными и производительными и работать на трёхфазном токе. Это крупные мощные трёхфазные печи предназначенные для плавления металлов с высокой температурой испарения в основном – сталеплавильные печи. Благодаря технологическим преимуществам в печах этого типа выплавляются в виде слитков почти все высоколегированные стали и многие конструкционные стали. Кроме того в них выполняют значительную часть стального фасонного литья. Электропечь лучше других приспособлена для переработки металлического лома причем твердой шихтой может быть занят весь объем печи и это не затрудняет процесс расплавления. Металлизированные окатыши заменяющие металлический лом можно загружать в электропечь непрерывно при помощи автоматических дозирующих устройств.
В электропечах можно выплавлять сталь обширного сортамента.
ОПИСАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПЛАВКИ
1 Общее описание дуговой электропечи
Дуговая печь состоит из рабочего пространства (собственно печи) с электродами и токоподводами и механизмов обеспечивающих наклон печи удержание и перемещение электродов и загрузку шихты.
Плавку стали ведут в рабочем пространстве ограниченном сверху куполообразным сводом снизу сферическим подом и с боков стенками. Огнеупорная кладка пода и стен заключена в металлический кожух. Съемный свод набран из огнеупорных кирпичей опирающихся на опорное кольцо. Через три симметрично расположенных в своде отверстия в рабочее пространство введены токопроводящие электроды которые с помощью специальных механизмов могут перемещаться вверх и вниз. Печь питается трехфазным током.
Шихтовые материалы загружают на под печи после их расплавления в печи образуется слой металла и шлака. Плавление и нагрев осуществляется за счет тепла электрических дуг возникающих между электродами и жидким металлом или металлической шихтой.
Выпуск готовой стали и шлака осуществляется через сталевыпускное отверстие и желоб путем наклона рабочего пространства. Рабочее окно закрываемое заслонкой предназначено для контроля за ходом плавки ремонта пода и загрузки материалов.
2 Шихтовые материалы
Основной составляющей шихты (75-100%) электроплавки является стальной лом. Лом не должен содержать цветных металлов и должен иметь минимальное количество никеля и меди; желательно чтобы содержание фосфора в ломе не превышало 005%. при более высоком содержании
фосфора продолжительность плавки возрастает. Лом не должен быть сильно окисленным (ржавым). С ржавчиной (гидратом окиси железа) вносится в металл много водорода. Лом должен быть тяжеловесным чтобы обеспечивалась загрузка шихты в один прием (одной бадьей). При легковесном ломе после частичного расплавления первой порции шихты приходится вновь открывать печь и подсаживать шихту что увеличивает продолжительность плавки.
В последнее время расширяется применение металлизированных окатышей и губчатого железа – продуктов прямого восстановления обогащенных железных руд. Они содержат 85-93% Fe основными примесями являются окислы железа SiO2 и Al2O3. Отличительная особенность этого сырья – наличие углерода от 02-05 до 2% и очень низкое содержание серы фосфора никеля меди и других примесей обычно имеющихся в стальном ломе. Это позволяет выплавлять сталь отличающуюся повышенной чистотой от примесей. Переплав отходов легированных сталей позволяет экономить дорогие ферросплавы. Эти отходы сортируют по химическому составу и используют при выплавке сталей содержащих те же легирующие элементы что и отходы.
Для повышения содержания углерода в шихте используют чугун кокс и электродный бой. Основное требование к чугуну – минимальное содержание фосфора поэтому чтобы не вносить много фосфора в шихту малых (40 т) печей не более 10% чугуна а в большегрузных не более 25%.
В качестве шлакообразующих в основных печах применяют известь известняк плавиковый шпат боксит шамотный бой; в кислых печах – кварцевый песок шамотный бой известь. В качестве окислителей используют железную руду прокатную окалину агломерат железные окатыши газообразный кислород. К шлакообразующим и окислителям предъявляются те же требования что и при других сталеплавильных процессах: известь не должна содержать более 90% CaO менее 2% S желательно применять руду с размером кусков 40-100 мм поскольку такие куски легко проходят через слой шлака и непосредственно реагирует с металлом. В плавиковом шпате применяемом для разжижения шлака содержание CaF2 должно превышать 85%.
В элекросталеплавильном производстве для легирования и раскисления применяются практически все известные ферросплавы и легирующие.
3 Плавка стали в основной печи
Данная технология также носит название технологии плавки на свежей шихте с окислением и применяется на печах малой и средней (40 т) емкости при выплавке качественных легированных сталей. Плавка состоит из следующих периодов:
окислительный период;
восстановительный период;
Заправка – это исправление изношенных и поврежденных участков футеровки пода. После выпуска очередной плавки с подины удаляют остатки металла и шлака. На поврежденные подины и откосов забрасывают магнезитовый порошок или же магнезитовый порошок смешанный с каменноугольным пеком (связующим). Длительность заправки10-15 мин.
При выплавке стали в печах малой и средней емкости шихта на 90-100% состоит из стального лома. Для повышения содержания углерода в шихту вводят чугун (10%) а также электродный бой или кокс. Общее количество чугуна и электродного боя или кокса должно быть таким чтобы содержание углерода в шихте превышало нижний предел его содержания в готовой стали на 03% при выплавке высокоуглеродистых сталей на 03-04 % при выплавке среднеуглеродистых и на 05% для низкоуглеродистых. Этот предел несколько снижается при росте емкости печи. Чтобы совместить удаление части фосфора с плавлением шихты в завалку рекомендуется давать 2-3% извести.
Загрузку ведут бадьями или корзинами. В корзины и бадьи шихту укладывают в следующей последовательности: на дно кладут часть мелочи чтобы защитить подину от ударов тяжелых кусков стального лома затем в центре укладывают крупный лом а по периферии средний и сверху – оставшийся мелкий лом. Плотная укладка шихты улучшает ее проводимость обеспечивая устойчивое горение дуги ускоряя плавление. Для уменьшения угара кокс и электродный бой кладут под слой крупного лома.
После окончания завалки электроды опускают почти до касания с шихтой и включают ток. Под действием высокой температуры дуг шита под электродами плавиться жидкий металл стекает вниз накапливаясь в центральной части подины. Электроды постепенно опускаются проплавляя в шихте "колодцы" и достигая крайнего нижнего положения. По мере увеличения количества жидкого металла электроды поднимаются. Это достигается при помощи автоматических регуляторов для поддержания определенной длины дуги. Плавление ведут при максимальной мощности печного трансформатора.
Во время плавления происходит окисление составляющих шихты формируется шлак происходит частичное удаление в шлак фосфора и серы. Окисление примесей осуществляется за счет кислорода воздуха окалины и ржавчины внесенных металлической шихтой.
За время плавления полностью окисляется кремний 40-60% марганца частично окисляется углерод и железо. В формировании шлака наряду с продуктами окисления (S 15-25 S 8-15 5-10 3-7 A 05-12 P2O5. низкая температура и наличие основного железистого шлака благоприятствует дефосфорации. В зоне электрических дуг за время плавления испаряется от 2 до 5% металла преимущественно железа.
Для ускорения плавления иногда применяют газо-кислородные горелки вводимые в рабочее пространство через под или стенки печи. Для уменьшения продолжительности плавления часто применяют продувку кислородом вводимым в жидкий металл после расплавления шихты с помощью фурм или стальных футерованных трубок. При расходе кислорода 4-6 м2т длительность плавления сокращается на 10-20 мин. Продолжительность периода плавки определяется мощностью трансформатора и составляет от 11 до 30 ч. Расход электроэнергии за время плавления составляет 400-480 кВтч.
а – начало плавления; б – опускание электрода; в – подъём электрода;
г – окончание плавления
Рисунок 1 – Этапы плавления шихты
– Окислительный период
Задача окислительного периода плавки состоит в следующем:
а) уменьшить содержание в металле фосфора до 001-0015%;
б) уменьшить содержание в металле водорода и азота;
в) нагреть металл до температуры близкой к температуре выпуска (на 120-130 °С выше температуры ликвидуса).
Кроме того за время периода окисляют углерод до нижнего предела его содержания в выплавляемой стали. За счет кипения (выделения пузырьков СО при окислении углерода) происходит дегазация металла и его перемешивание что ускоряет процессы дефосфорации и нагрева.
Окисление примесей ведут используя либо железную руду (окалину агломерат) либо газообразный кислород.
Окислительный период начинается с того что из печи сливают 65-75% шлака образовавшегося в период плавления. Шлак сливают не выключая печь наклонив её в сторону рабочего окна на 10-12°. Слив шлака производят для того чтобы удалить из печи перешедший в шлак фосфор. Удалив шлак в печь присаживают шлакообразующие: 1-15% извести и при необходимости 015-025% плавикового шпата шамотного боя или боксита.
После формирования жидкоподвижного шлака в ванну в течение всего окислительного периода ведут продувку кислородом; печь для слива шлака в течение периода наклонена в сторону рабочего окна. Присадка руды вызывает интенсивное кипение ванны – окисляется углерод реагируя с окислами железа руды с выделением большого количества пузырьков СО. Под воздействием газов шлак вспенивается уровень его повышается и он стекает в шлаковую чашу через порог рабочего окна. Новую порцию руды присаживают когда интенсивность кипения металла начинает ослабевать.
Общий расход руды составляет 3-65% от массы металла. С тем чтобы предотвратить сильное охлаждение металла единовременная порция руды не должна быть более 05-1%.
В течение всего окислительного периода идет дефосфорация металла по реакции:
Для успешного протекания той реакции необходимы высокие основность шлака и концентрация окислов железа в нем а также пониженная температура. Эти условия создаются при совместном введении в печь извести и руды.
Из-за высокого содержания окислов железа в шлаках окислительного периода условия для протекания реакции десульфурации являются неблагоприятными и десульфурация получает ограниченное развитие: за все время плавления и окислительного периода в шлак удаляется до 30-40% серы содержащейся в шихте.
При кипении вместе с пузырьками СО из металла удаляются водород и азот. Этот процесс имеет большое значение для повышения качества электростали поскольку в электропечи в зоне электрических дуг идет интенсивное насыщение металла азотом и водородом. В связи с этим электросталь обычно содержит азота больше чем мартеновская и кислородно-конвертерная сталь.
Кипение и перемешивание обеспечивает также ускорение выравнивания температуры металла и его нагрев. За время окислительного периода необходимо окислить углерода не менее 02-03% при выплавке высокоуглеродистой стали (содержащей >6% С) и 03-04% при выплавке средне- и низкоуглеродистой стали.
Шлак в конце окислительного периода имеет примерно следующий состав %: 35-50 10-20 S 4-12 6-15 3-7 A 6-30 2-6 04-15 P2O5. содержание окислов железа в шлак зависит от содержания углерода в выплавляемой марке стали; верхний предел характерен для низкоуглеродистых сталей нижний – для высокоуглеродистых.
Окислительный период заканчивается тогда когда углерод окисляется до нижнего предела его содержания в выплавляемой марке стали а содержание фосфора снижено до 0010-0015%. Период заканчивают сливом окислительного шлака. Полное скачивание окислительного шлака необходимо чтобы содержащийся в нем фосфор не перешел обратно в металл во время восстановительного периода.
– Восстановительный период
Задачами восстановительного периода являются:
а) раскисление металла;
в) доведение химического состава стали до заданного;
г) корректировка температуры.
Все эти задачи решаются параллельно в течение всего восстановительного периода; раскисление металла производят одновременно осаждающим и диффузионным методами.
После удаления окислительного шлака в печь присаживают ферромарганец в количестве необходимом для обеспечения содержания марганца в металле на его нижнем пределе для выплавляемой стали а также ферросилиций из расчета введения в металл 010-015% кремния и алюминий в количестве 003-01%. Эти добавки вводят для обеспечения осаждающего раскисления металла.
Далее наводят шлак вводя в печь известь плавиковый шпат и шамотный бой. Через 10-15 мин. шлаковая смесь расплавляется и после образования жидкоподвижного шлака приступают к диффузионному раскислению. Вначале в течение 15-20 мин. раскисление ведут смесью состоящей из извести плавикового шпата и кокса в соотношении 8:2:1 иногда присаживают один кокс. Далее начинают раскисление молотым 45 или 75%-ным ферросилицием который вводят в состав раскислительной смеси содержащей известь плавиковый шпат кокс и ферросилиций в соотношении 4:1:1:1 содержание в этой смеси уменьшают. На некоторых марках стали в конце восстановительного периода в состав раскислительной смеси вводят более сильные раскислители – молотый силикокальций и порошкообразный алюминий а при выплавке ряда низкоуглеродистых сталей диффузионное раскисление ведут без введения кокса в состав раскислительных смесей.
Суть диффузионного раскисления протекающего в течение всего периода заключается в следующем. Так как раскисляющие вещества применяют в порошкообразном виде плотность их невелика и они очень медленно опускаются через слой шлака. В шлаке протекают следующие реакции раскисления:
(FeO) + C = Fe + 2(FeO) + Si = 2Fe + (SiO2) и т.д.
в результате содержание FeO в шлаке уменьшается и в соответствии с законом распределения (FeO)[FeO] = const кислород (в виде FeO) начинает путем диффузии переходить из металла в шлак (диффузионное раскисление). Преимущество диффузионного раскисления заключается в том что поскольку реакции раскисления идут в шлаке выплавляемая сталь не загрязняется продуктами раскисления – образующимися окислами. Это способствует получению стали с пониженным содержанием неметаллических включений.
По мере диффузионного раскисления постепенно уменьшается содержание FeO в шлаке и пробы застывшего шлака светлеют а затем становятся почти белыми. Белый шлак конца восстановительного периода электроплавки имеет следующий состав %: 53-60 15-25 S 7-15 5-8 A 5-10 08-15 05 05 MnO.
Во время восстановительного периода успешно идет десульфурация поскольку условия для её протекания более благоприятные чем в других сталеплавильных агрегатах. Хорошая десульфурация объясняется высокой основностью шлака восстановительного периода (CaOSiO2 = 27-33) и низким ( 05 %) содержанием FeO в шлаке обеспечивающим сдвиг равновесия реакции десульфурации [FeS] + (CaO) = (CaS) + (FeO) вправо (в сторону более полного перехода серы в шлак). Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом (S)[S] в восстановительный период электроплавки составляет 20-50 и может доходить до 60 в электропечи с основной футеровкой можно удалить серу до тысячных долей процента.
Для улучшения перемешивания шлака и металла и интенсификации медленно идущих процессов перехода в шлак серы кислорода и неметаллических включений в восстановительный период рекомендуется применять электромагнитное перемешивание особенно на большегрузных печах где удельная поверхность контакта металл-шлак значительно меньше чем в печах малой емкости.
Длительность восстановительного периода составляет 40-100 мин. За 10-20 мин. до выпуска проводят корректировку содержания кремния в металле вводя в печь кусковой ферросилиций. Для конечного раскисления за 2-3 мин. до выпуска в металл присаживают 04-10 кг алюминия на 1 т стали. Выпуск стали из печи в ковш производят совместно со шлаком. Интенсивное перемешивание металла со шлаком в ковше обеспечивает дополнительное рафинирование – из металла в белый шлак переходит сера и неметаллические включения.
– Порядок легирования
При выплавке легированных сталей в дуговых печах порядок легирования зависит от сродства легирующих элементов к кислороду. Элементы обладающие меньшим сродством к кислороду чем железо (никель молибден) во время плавки не окисляются и их вводят в начальные периоды плавки – никель в завалку а молибден в конце плавления или в начале окислительного периода.
Хром и марганец обладают большим сродством к кислороду чем железо. Поэтому металл легируют хромом и марганцем после слива окислительного шлака в начале восстановительного периода.
Вольфрам обладает большим сродством к кислороду чем железо и он может окисляться и его обычного вводят в начале восстановительного периода. Особенность легирования вольфрамом заключается в том что из-за высокой температуры плавления он растворяется медленно и для корректировки состава ферровольфрам можно присаживать в ванну не позднее чем за 30 до выпуска.
Кремний ванадий и особенно титан и алюминий обладают большим сродством к кислороду и легко окисляются. Легирование стали феррованадием производят за 15-35 мин. до выпуска ферросилиций – за 10-20 мин. до выпуска. Ферротитан вводят в печь за 5-15 мин. до выпуска либо в ковш. Алюминий вводят за 2-3 мин. до выпуска в ковш.
РАСЧЁТ МАТЕРИАЛЬНОГО БАЛАНСА
Плавка в дуговой сталеплавильной печи состоит из следующих основных периодов (цифры в скобках характеризуют примерную продолжительность каждого периода): 1) период расплавления (с подвалкой) (60%); 2) окислительный период (94%); 3) период рафинирования (182%); 4) период межплавочных простоев включающий выпуск заправку очистку и завалку (124%).
В первый период происходит нагрев и расплавление загрузки и печь потребляет большую часть электроэнергии. Поэтому при проектировании дуговой сталеплавильной печи расчет проводят только для периода расплавления.
Расчет материального баланса осуществляют на 100 т (100 кг) шихты либо на общую массу металлозавалки.
Для выплавки сплава марки Сталь 70 использована шихта содержащая 2518% лом; 180% железо горячебрикетированное; 1074% чугун чушковый передельный. Остальной состав приведен ниже (см. таблицу 1).
Таблица 1 – Состав металлозавалки
Железо горячебрикетированное
Химический состав компонентов шихты и стали в конце периода окисления приведены ниже (см. таблицу 2).
Таблица 2 – Химический состав шихтовых материалов % по массе
Определяем угар примесей (U) в период расплавления как разность между средним содержанием элемента в шихте и в конце периода расплавления:
где - масса металлической части шихты кг;
- содержание примеси в шихте % по массе;
- содержание элемента в стали в конце периода расплавления % по массе;
i - выгорающие элементы (C Si S Fe).
Определяем угар примесей:
C = (3429-07)×27830100 = 759 кг.
Si = (0249)×27830100 = 693 кг.
S = (0046-0035)×27830100 = 3 кг.
Fe (в дым) = 69575 кг. (принимаем 25 % от массы шихты)
Принимаем что 30% С окисляется до СО2 а 70% до СО. Исходя из этого находим расход кислорода на окисление примесей и массу образовавшихся оксидов.
Расход кислорода в период расплавления:
где – молекулярная масса элемента;
– молекулярная масса кислорода.
Расчеты представим в виде таблицы 3 принимая С = 759 кг Si = 693 кг S= 3 кг (см. угар примесей рассчитанный выше).
Таблица 3 – Расход кислорода в период плавления
Состав шлака в конце периода расплавления приведен в таблице 4.
Таблица 4 – Состав шлака в конце периода расплавления.
Содержание оксидов железа в шлаке зависит от содержания углерода в металле и определяется с помощью таблицы 5.
Таблица 5 – Зависимость содержания оксидов железа в шлаке от содержания углерода в металле
По практическим данным отношение принимается равным 2 4.
В соответствии с этим принимаем что при содержании углерода в стали в конце периода расплавления равном 07 % содержание оксидов железа в шлаке составит 941 % причем FeO будет 7058 % (доля – 075) а FeO - 2353 % (доля – 025).
Масса шлака без оксидов железа – 20375 кг (см. ниже) составляет = 9059% а общая масса шлака:
где – масса шлака без оксидов железа (по составу шлака к концу выплавки) кг; – содержание оксидов железа в шлаке %. Подставляем данные:
Масса оксидов железа в шлаке:
Общая масса шлака рассчитывается:
MgO + CaO = 5362 + 422 = 5784%
Составляем пропорцию и находим общую массу шлака:
Масса оксидов железа в шлаке равна 21164 кг из которых 5291 кг Fe2O3 (025) и 15873 кг FeO (075).
где (CaO) –содержание CaO в шлаке %;
(SiO2) – содержание SiO2 в шлаке %.
В = 53621882 = 285.
С учетом того что окислится железа кг:
поступит железа из металла в шлак (кг):
где – масса Fe2O3 кг;
2 и 56 – молекулярная масса железа в Fe2O3 и FeO соответственно;
0 и 72– молекулярная масса Fe2O3 и FeO соответственно.
Выход годного с учетом металла скачиваемым шлаком (кг):
где – масса выгоревших примесей за всю плавку определяется как сумма выгоревших примесей за период расплавления и окислительный период плавки кг; – потери железа на образование оксидов железа в шлаке кг; – количество железа уносимого шлаком кг (принимаем 05 % от ).
Расход кислорода на окисление железа:
Расход кислорода на окисление всех примесей:
Принимаем что количество кислорода вносимого воздухом 80 % техническим кислородом вносится 20 % .
Принимая коэффициент усвоения кислорода равным 09 определим потребное количество кислорода:
Количество неусвоенного кислорода:
Кислороду вносимому воздухом сопутствует азот в количестве:
где 77 и 23 – соответственно массовая доля азота и кислорода в воздухе.
При определении количества выделяющихся газов необходимо учесть образование СО и СО2 (в отношении 70 и 30 %) при горении углерода электродов. Согласно практическим данным расход электродов на плавку составляет 4 – 7 кгт причем приблизительно 60 % расходуется в период расплавления. Согласно экспериментальным данным расход электродов на плавку составляет Pэл = 3 – 4 кгт стали. Принимаем 35 кгт стали. С учетом массы завалки расход электродов 35×127830 = 974 кг.
С образованием СО сгорает 07Pэл кг С и образуется кг кг.
С образованием СО2 сгорает 03Pэл кг С и образуется кг
Для горения углерода электродов требуется кислорода:
Окисление углерода электродов происходит кислородом подсасываемым в печь которому сопутствует азот в количестве:
Таблица 6 – Таблица материального баланса ТКГ
Теперь по расчетам материального баланса и процесса горения газа (ТКГ) можно определить состав и количество выделяющихся газов и составить материальный баланс периода расплавления.
Таблица 7 – Материальный баланс плавки
Невязка составляет 096%
РАСЧЁТ ГЕОМЕТРИЧЕСКИХ РАЗМЕРОВ ПЕЧИ
1 Определение геометрических параметров
Основными геометрическими параметрами ДСП являются:
Нм – глубина ванны по зеркалу жидкого металла;
Нв – глубина ванны до откосов печи;
Нпл – высота плавильного пространства;
Dм – диаметр ванны по зеркалу жидкого металла;
Dп – диаметр ванны на уровне порога рабочего окна;
Dк – внутренний диаметр кожуха печи;
Dот – диаметр ванны на уровне откосов.
Наиболее распространенной является сфероконическая ванна с углом между образующей и осью конуса равным 45º.
Объем ванны до откосов включает в себя объемы металла Vм шлака Vш и дополнительный Vд т.е.
Если плотность жидкого металла а емкость печи М т то
Номинальную ёмкость печи принимаем равным 25 тонн а = 715тм3 – плотность жидкого металла.
Диаметр зеркала жидкого металла определяется из соотношения
где Dм – диаметр зеркала жидкого металла мм;
Vм – объем жидкого металла м3;
с – коэффициент зависящий от отношения диаметра зеркала металла к глубине ванны по металлу.
Обычно коэффициент с определяется по формуле: с = 0875 + 0042 × а где . Для большинства печей а = 45 55 причем меньшие значения характерны для небольшой емкости и технологического процесса не требующего тщательного рафинирования расплавленного металла в печи. При таких соотношениях с теплотехнологической точки зрения будет обеспечено и сравнительно равномерное облучение поверхности ванны от дуг и кладки печи и более равномерный прогрев металла в объеме ванны.
Примем а = 48; Тогда
с = 0875 + 0042 × 48 = 108
Глубина ванны по жидкому металлу:
где - глубина ванны жидкого металла;
Глубина сферического сегмента
Над жидким металлом в ванне предусмотрено пространство для шлака объем которого составляет 20% объема металла в небольших печах и 10 17% - в крупных.
Высота слоя шлака определяется из выражения
где 0785 – эмпирический коэффициент;
00 – переводной коэффициент;
Диаметр зеркала шлака:
Уровень порога рабочего окна принимается на уровне шлака или на 20 40 мм выше h = 0 40 мм.
Диаметр ванны на уровне порога рабочего окна выбираем с таким расчетом чтобы уровень порога был на 30 мм выше уровня зеркала шлака
где – расстояние от зеркала шлака до уровня порога рабочего окна.
Уровень откосов рекомендуется принимать на 30 70 мм выше уровня порога рабочего окна во избежание размыва шлаком основания футеровки стен h² = 30 70 мм.
Уровень откосов принимаем на 60 мм выше уровня порога рабочего окна.
Диаметр рабочего пространства на уровне откосов
Глубина ванны до уровня откосов печи равна
Высота конической части ванны hк равна
Тогда диаметр основания шарового сегмента находится из выражения
Для современных дуговых сталеплавильных печей высота плавильного пространства принимается в пределах приведенных в таблице 8.
Таблица 8 – Зависимость высоты плавильного пространства от диаметра на уровне откосов
Высоту плавильного пространства от уровня откосов до верха стены принимаем равной на основании таблице 8.
Выше откосов стены делаются наклонными под углом 15..30º к вертикали. При таком наклоне их можно заправлять. В этом случае также увеличивается стойкость огнеупорной кладки так как по высоте стен увеличивается расстояние от дуг и уменьшается плотность теплового потока на верхний пояс.
Принимаем угол наклона стен 30º.
Высота наклонной части стен составляет:
Высота цилиндрической части стен составит
Диаметр стен определяется по формуле
где – угол наклона стен по вертикали.
2 Конструкция футеровки ДСП
Конструкция футеровки кроме внутреннего профиля рабочего пространства определяют материалы и толщину рабочего арматурного и теплоизоляционного слоев кладки а также форму и размеры кожуха ДСП.
Конструкция футеровки ДСП-25
Для кладки рабочего слоя ДСП используем основные огнеупорные материалы.
Таблица 9 – Толщина отдельных слоев и всей футеровки подины ДСП мм
Изоляционный слой мм
Исходя из данных приведенных в таблице 9 принимаем общую толщину подины 600 мм. Футеровка подины состоит из рабочей части и теплоизоляционного слоя.
Нижний изоляционный слой выполняем из листового асбеста толщиной 10 мм укладываемого на металлическое днище шамотного порошка общей толщиной 30 мм и легковесного шамота марки ШЛБ-13 суммарной толщиной 105 мм (один слоя «на плашку»).
Средний огнеупорный слой выполняется из магнезита марки МУ-91 суммарной толщиной 395 мм (пять слоёв «на плашку»).
Огнеупорная набивка выполняется из магнезитового порошка со связующим в виде смеси смолы и пека толщиной 100 мм.
Откосы ниже уровня шлака выкладываются обычным магнезитовым кирпичом марки МО-91 а в районе шлакового пояса плотным магнезитовым кирпичом.
С тем чтобы облегчить тепловую работу и повысить стойкость футеровки кладка стен обычно не имеет тепловой изоляции. Верх стен изнашивается меньше поэтому он выкладывается кирпичом меньшего размера с одним - двумя уступами.
В зависимости от емкости можно рекомендовать следующую толщину огнеупорной кладки стен (мм)
Таблица 10 – Толщина огнеупорной кладки стен ДСП
Общая толщина на уровне откосов 1 мм
Общая толщина в верхней части 2 мм
Толщину футеровки стены на уровне откосов принимаем равной 445 мм (445 мм кирпич магнезитохромитовый марки МХСП и 30 мм засыпка зазора между кирпичной кладкой и кожухом печи крошкой из отходов кладки). Засыпка выполняет роль демпферного слоя компенсирующего тепловое расширение кирпичной кладки стены.
При цилиндрическом кожухе целесообразно выполнение вертикальной стены уступами с постепенным уменьшением толщины стены от основания до верха стены. Исходя из стандартных размеров длины огнеупорных кирпичей 300 380 и 230 мм принимаем три размера толщины стены включая слой засыпки: 445 мм в нижней части 365 мм в средней части и 300 мм в верхней части.
Выбрав материалы и толщину огнеупорной кладки стен определяем внутренний диаметр кожуха на уровне откосов:
и его цилиндрической части:
где 1 – толщина футеровки стен на уровне откосов м;
– толщина футеровки цилиндрической верхней части стен м.
Кожух сваривается из листовой котельной стали. Толщина кожуха определяется:
В обшивке кожуха вырезают отверстия для летки и рабочего окна.
Рабочее окно печи имеет размеры:
Стрела выпуклости арки рабочего окна
Футеровку сводов основных дуговых печей наиболее часто выполняют из прямого и небольшого количества клинового кирпича марки МХОП и в отдельных случаях из динасового кирпича.
Толщина футеровки свода соответствует длине стандартного кирпича и обычно составляет:
Таблица 11 – Толщина футеровки свода ДСП
Свод выполняется из магнезитохромитового кирпича марки МХСП длиной 380мм без дополнительной тепловой изоляции.
В современных ДСП свод опирается на кожух печи и поэтому можно считать что его диаметр примерно равняется диаметру верха кожуха т.е.
Стрела выпуклости свода зависит от материала и пролета (диаметра) свода. Из соображения строительной прочности рекомендуется:
Таблица 12 – Геометрические параметры свода в зависимости от материала футеровки
Магнезитовый (хромомагнезитовый)
Стрела выпуклости свода равна:
При этом высота центральной части свода над уровнем откосов составит:
Интенсивность облучения определяется диаметром распада электродов Dp который задает расстояние «дуга-стенка». Поэтому задача определения рационального значения Dp сводится к выбору величины соотношения обеспечивающего возможно более равномерной распределение тепловой нагрузки по периметру печи и высокой стойкости футеровки стен.
Наилучшее условия при минимальном значение . Однако возможности его уменьшения ограничиваются соображениями конструктивного характера (необходимость размещения электрододержателей обеспечения достаточно высокой строительной прочности центральной части свода.
Таблица 13 – Величины для различных ДСП
На основании данных таблицы 13 принимаем отношение:
РАСЧЕТ ТЕПЛОВОГО БАЛАНСА
ДСП является агрегатом периодического действия в котором потребление электроэнергии в различные периоды плавки неодинаково. При проектировании ДСП составляется расчетный энергетический баланс только для периода расплавления т.к. печь потребляет наибольшую часть электроэнергии и плавка ведется на самой высокой мощности. По результатам этого баланса определяется необходимая мощность печного трансформатора и удельный расход электроэнергии в период расплавления т.е. важнейшие параметры печи определяющие ее производительность и технико-экономическую эффективность.
Энергетический баланс состоит из приходной и расходной частей:
Приход энергии происходит за счет статей:
где – теплота вносимая в печь с электроэнергией;
– теплота вносимая в печь с шихтой;
– теплота экзотермических реакций протекающих в ванне;
– теплота от окисления графитовых электродов.
Теплота на действующей печи определяется по показаниям счетчика активной энергии установленного на печи а по показаниям счетчика реактивной мощности определяется средний коэффициент мощности установки (cos j). Эта статья для печей одной емкости составляет 60 – 80 %.
Теплота вносимая в печь с шихтой определяется по формуле:
где – масса жидкого чугуна вносимого в печь кг;
и – теплоёмкость и температура жидкого чугуна соответственно.
Теплота экзотермических реакций определяется только по материальному балансу:
где – тепловой эффект окисления этих элементов
= 27 МДжкг; = 3 МДжкг; = 10 МДжкг; =47 МДжкг.
Теплоту выделенную в печи от окисления графитовых электродов можно определить зная тепловой эффект окисления графита до СО2:
где = 974 кг – количество окислившихся графитированых электродов за период плавления ( из материального баланса );
= 27 МДжкг – тепловой эффект окисления графита до СО2;
Определение полезной энергии для нагрева и расплавления металла и шлака.
Полезная теплота определяется как сумма теплоты необходимой для нагрева до температуры плавления для расплавления и перегрева до заданной температуры металла и шлака т.е.
где – масса скрапа загружаемого в печь кг;
– средняя теплоемкость металла в интервале от – температуры загружаемого скрапа до – температуры плавления кДж(кг×К);
– средняя теплоемкость металла в интервале температур от до – температуры перегрева кДж(кг×К);
– скрытая теплота плавления металла кДжкг;
Принимаем что завалка имеет температуру =30 ºС.
Температуру плавления завалки можно вычислить по формуле:
Для упрощения расчетов среднюю удельную теплоемкость шлакообразующих материалов и расплавленного шлака можно принять равной =1225 кДж(кг×К). Скрытая теплота плавления шлака составляет 209 кДжкг.
Энергия необходимая для нагрева расплавления и перегрева шлака:
Суммарная полезная энергия периода расплавления:
Определение тепловых потерь через футеровку .
Удельные тепловые потоки определяем раздельно для стены свода и подины.
В соответствии с конструкцией футеровки ДСП стена имеет три равных по высоте участка разной толщины: 460 мм на нижнем 380 мм на среднем и 300мм на верхнем участке. Материал огнеупорной кладки – магнезитохромит. Демпферный слой засыпки в расчет не вводим полагая что его тепловым сопротивлением можно пренебречь.
При работе ДСП огнеупорная кладка стен и свода с каждой плавкой изнашивается и утончается. Принимая что к концу компании кладка может износиться на 50 % первоначальной ее толщины вводить в расчет 075 толщины огнеупорной кладки. К футеровке подины эта рекомендация не относится.
Определим удельный тепловой поток нижнего участка стены при толщине равной:
Коэффициент теплопроводности магнезитохромитового кирпича:
Температуру внутренней поверхности огнеупорной кладки принимаем равной ºС температуру окружающего воздуха ºС. Температурой внешней поверхности кладки задаемся в первом приближении ºС и для этих условий определяем коэффициент теплопроводности
где = 3135 Вт(м2×К) – коэффициент теплоотдачи с поверхности кожуха.
Уточняем температуру по формуле:
Относительная погрешность равна:
Поэтому для расчета удельного теплового потока во втором приближении принимаем ºС.
Толщина верхнего участка стены:
Задаемся температурой кожуха ºС и определяем коэффициент теплопроводности:
Тепловой поток через стенку равен:
Уточняем температуру:
Так как принятая и уточненная температуры близки расчет во втором приближении не производим.
Расчетная внешняя поверхность каждого участка стен равна:
Суммарные тепловые потери через стены:
Тепловые потери через футеровку свода.
В качестве материала свода используется магнезитохромитовый кирпич длиной 300 мм что и для нижнего участка стены. В этих условиях расчет потерь по существу сводится к определению расчетной поверхности свода за которую следует принимать внешнюю поверхность свода Fcв.
Для сферического сегмента радиусом R высотой h боковая поверхность равна:
Тепловые потери свода при средней толщине огнеупорной кладки равной м составляют:
Тепловые потери через футеровку подины ниже уровня откосов.
При конструировании подины было принято что огнеупорная часть подины выполняется из шести слоев магнезитового кирпича марки МП-91 «на плашку» (5×65 мм) и набивки толщиной 100 мм из магнезитового порошка замешанного на смеси смолы и пека. Для упрощения расчета коэффициент теплопроводности набивки принимаем таким же как и для магнезитового кирпича. Для плотного магнезита марки МП-91 .
Нижний изоляционный слой выполняем из листового асбеста толщиной 10 мм укладываемого на металлическое днище шамотного порошка общей толщиной 30 мм и легковесного шамота марки ШЛБ-13 суммарной толщиной 105 мм (один слой «на плашку»).Для упрощения расчета заменяем слои порошка и асбеста слоем легковесного шамота «на плашку» марки ШЛБ – 13 т.е. толщина теплоизоляционной части равна 145 мм. Коэффициент теплопроводности такого кирпича
Для определения удельных потерь принимаем температуру внутренней поверхности футеровки подины t1=1600ºС и задаемся в первом приближении температурой внешней футеровки а также температурой на границе огнеупорного и теплоизоляционного слоев футеровки .
При этих условиях: Вт(м×C) и Вт(м×C); Вт(м2×К).
Удельные тепловые потери в первом приближении:
Уточняем принятые температуры:
Внешнюю поверхность футеровки подины определяем следующим упрощенным способом.
Примем что эта поверхность состоит их двух поверхностей – поверхности - сферического сегмента равной внешней поверхности футеровки свода и цилиндрической поверхности определяемой диаметром и высотой равной полной глубине ванны до уровня откосов за вычетом высоты сферического сегмента .
При этом допущении которое не дает существенной погрешности в практическом расчете внешняя поверхность футеровки пода составляет:
Тепловые потери через футеровку подины:
Суммарные потери теплоты теплопроводностью через футеровку за период плавления равны:
Тепловые потери через рабочее окно.
В ДСП тепловые потери через рабочее окно могут достигать 2 – 6 %. Это объясняется значительными размерами оконного проема. Для защиты футеровки от разрушения окно обрамляется изнутри П-образной водоохлаждаемой коробкой. Тепловые потери излучения через рабочее окно определяются средней температурой печи и площадью рабочего проема
Площадь рабочего окна равна:
Принимаем что за период плавления рабочее окно открыто в течение 20 мин (033 ч).
Среднюю расчетную температуру излучающей поверхности печной камеры для периода расплавления примем равной ºС коэффициент диафрагмирования . Тогда искомые тепловые потери излучением через рабочее по формуле:
где Вт(м2×К) – коэффициент излучения абсолютно черного тела;
– коэффициент диафрагмирования отверстия;
– средняя температура в печи К;
– площадь рабочего окна м2;
– время в течение которого окно открыто ч.
Тепловые потери с газами.
В современных дуговых сталеплавильных печах отсос газов обычно осуществляют через специальное отверстие в своде а вытяжка запыленных газов в систему газоочистки производится вентиляторами высокой производительности.
Принимаем теплоемкость газов приблизительно равной теплоемкости воздуха.
Принимая среднюю температуру печных газов ºС то теплоемкость воздуха .
Теплота теряемая печью с уходящими газами рассчитывается по уравнению:
где - объем уходящих газов м3; (из материального баланса)
- средняя теплоемкость газов Вт(м3׺С);
- средняя температура уходящих газов ׺С;
Потери теплоты с охлаждающей водой.
Потери теплоты с охлаждающей водой рассчитываются по формуле:
где - расход воды через водоохлаждаемые элементы;
- теплоемкость воды Дж(м3×К);
- температура уходящей воды (не должна превышать 40 – 45ºС во избежание интенсивного осаждения накипи на поверхности) ºС;
- температура воды в заводской магистрали ºС. Обычно ºС.
Так как расход воды на охлаждение рамы и заслонки рабочего окна сводовых уплотняющих колец и электрододержателей на рассчитываются то принимаем тепловые потери с охлаждающей водой равными 2 % от затрат теплоты на нагрев расплавление и перегрев металла и шлака.
Суммарные тепловые потери по этой статье равны:
=160 + 15631 + 456 =16247 МДж.
Теплота аккумулированная кладкой.
Эта теплота идет на компенсацию потерь раскрытой под загрузку и подвалку печи.
Тепловые потери печи в период межплавочного простоя можно определить следующим образом:
где - коэффициент неучтенных потерь принимаемый обычно в пределах 01 – 02.
Принимая коэффициент неучтенных тепловых потерь определяем искомые потери:
Электрический расчёт печи.
Суммарное количество электрической энергии которую необходимо выделить в дуговой сталеплавильной печи в период расплавления можно найти из выражения:
где – суммарное количество электроэнергии периода расплавления кВт×ч;
– полезная энергия периода расплавления МДж;
– потери тепла через футеровку;
– теплота экзотермических реакций протекающих в ванне в период расплавления МДж;
– теплота от окисления графитовых электродов МДж;
– суммарные тепловые потери с уходящими газами и охлаждающей водой а также через рабочее окно печи;
– теплота от сжигания природного газа в топливно-кислородных горелках;
– электрический к.п.д.
Искомое количество электрической энергии при = 09 равно:
Определение мощности печного трансформатора.
Мощность трансформатора ДСП определяется по условиям расплавления во время которого в печи расходуется наибольшая часть электроэнергии.
Средняя активная мощность которую необходимо выделять в ДСП в период расплавления определяется по формуле:
где - длительность расплавления «под током» ч.
Принимая длительность расплавления «под током» =175ч определяем среднюю активную мощность печи в период расплавления:
Зная среднюю активную мощность периода расплавления можно определить необходимую кажущуюся мощность печного трансформатора:
где - коэффициент использования печного трансформатора в период расплавления принимается в пределах 08 – 09;
- средний коэффициент мощности электропечной установки в период расплавления.
Принимая расчетные значения = 08 и = 085 определяем необходимую кажущуюся мощность трансформатора.
В качестве установленной мощности печного трансформатора принимают номинальную мощность печного трансформатора равной
Таблица 14 – Тепловой баланс периода плавления ДСП-25
Теплота пошедшая на
нагрев расплавление перегрев металла и шлака
Тепловые потери теплопроводностью через футеровку
Теплота экзотермических
р-ций протекающих в ванне
Тепловые потери с излучением охлаждающей водой и печными газами.
Теплота от окисления
графитовых электродов
Теплота аккумулированная кладкой
Потери из-за неполноты трансформации электроэнергии
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ
Григорьев В.П. Нечкин Ю.М. Егоров А.В. Никольский Л.Е. Конструкции и проектирование агрегатов сталеплавильного производства. М. изд. «Металлургия». 1995г.
Брук Л.Ц. Еремин Б.С. Справочник сталевара дуговой печи. М. изд. «Машгиз». 1963г.
Зинуров К.Ю. Строганов А.И. Кузнец Л.К. и др. Дуговые сталеплавильные печи. Атлас. М. изд. «Металлургия». 1977г.
Морозов А.Н. Современное производство стали в дуговых печах. Изд. «Металлургия». Челябинск 1987г.
Окороков Н.В. Дуговые сталеплавильные печи. М. Металлургия. 1971г.
Футеровка электропечей и процессы её взаимодействия с реагентами плавки. Ред. Совет: В.С. Турчанинов и др. М. «Металлургия» 1989г.
Б.П. Благонравов В.А. Грачев Ю.С. Сухарчук С.Н. Казанцев А.А. Черный. Печи в литейном производстве: Атлас конструкций. М. Машиностроение 1989г.

Механизм удержания электродов(печать).cdw

Разрез печи(печать).cdw

Общий вид ДСП-25(печать).cdw

Таблица(печать).cdw

нагрев и расплавление
БНТУ.КП.104136.01.-ДО-2009
Таблицы материального
Таблица материального баланса
Таблица теплового баланса плавки