Расчет дуговой сталеплавильной печи

Введение

Электросталеплавильному способу принадлежит ведущая роль в производстве качественной и высококачественной стали. Благодаря ряду принципиальных особенностей этот способ приспособлен для получения разнообразного по составу высококачественного металла с низким содержанием серы, фосфора, кислорода и других вредных или нежелательных примесей с высоким содержанием легирующих элементов - хрома, никеля, марганца, кремния, молибдена, вольфрама, ванадия, титана, циркония и других элементов, придающих стали особые свойства.

Преимущества электроплавки, по сравнению с другими способами сталеплавильного производства, связаны с использованием для нагрева металла электрической энергии.

Выделение тепла в электропечах происходит либо в нагреваемом металле, либо в непосредственной близости от его поверхности. Это позволяет в сравнительно небольшом объеме сконцентрировать значительную мощность и нагревать металл с большой скоростью до высоких температур.

Электроплавку можно производить в любом атмосфере - окислительной, восстановительной или нейтральной, и в широком диапазоне давлений - в условиях вакуума, при атмосферном или избыточном давлении.

1. Общая часть

.1 Описание конструкции и работы дуговой сталеплавильной печи

Форму и размеры плавильного пространства выбирают такими, чтобы оптимально сочетались требования и технологии, и теплообмена. Весь плавильный объем дуговой электропечи делится на три составляющих: ванну, свободное и подсводовое пространство. Форма ванны обеспечивает минимум тепловых потерь, хорошие условия для протекания физико-химических процессов между металлом и шлаком и для заправки поврежденных участков футеровки печи.

Основным фактором, определяющим главные конструктивные особенности печи, является способ загрузки металлического лома. Существуют два способа загрузки шихты: через рабочее окно мульдами и сверху через открытый свод загрузочными корзинами (бадьями). Загрузка сверху имеет ряд преимуществ, поэтому все современные печи приспособлены для загрузки шихты сверху. Наиболее распространение получили электропечи с поворотным сводом.

Корпус электропечи включает кожух, днище и сливной носок. Кожух - это часть корпуса, расположенная выше порога рабочего окна. Форма кожуха определяет профиль рабочего пространства печи, следовательно, стойкость футеровки стен и свода, а также величину тепловых потерь через стены свод.

Кожухи выполняют цилиндрическими, ступенчатыми, коническими с «прямой» и «обратной» конусностью, бочкообразными и цилиндроконическими.

Кожух выполняют сварными из листовой стали марки Ст3 толщиной листа от 16 до 40 мм.

Часть корпуса печи, расположенную ниже порога рабочего окна, относят к днищу. Разъем корпуса может быть выполнен по уровню порога, несколько выше или несколько ниже его. Наиболее рациональный формой днища является сферическая. Кожух современных печей, как правило, выполняется цилиндрической формы со сферическим днищем .

Корпус печи оснащен рабочим окном, для осмотра рабочего пр-ва печи, удаления шлака и выполнения различных технологических операций.

Частями рабочего окна являются окно и заслонка с механизмом подъема, которые представляют собой сварные трубчатые водоохлаждаемые конструкции.

Жидкий металл сливают через круглые d=120-150мм или прямоугольное (150x150мм) отверстие (летку), закрываемое на время плавки огнеупорным материалом.

Сливают желоб (носок) на ДСП с разъемным корпусом крепят к днищу болтами.

Свод, закрывающий рабочее пространство ДСП, устанавливают корпус, свод имеет отверстие для ввода графитированных электродов, а также для отвода печных газов.

Сводовое кольцо необходимо для крепления кирпичной футеровки купольного свода. На современных ДСП изменяют сварные водоохлаждаемые сводовые кольца.

Свод устанавливают на песочный затвор корпуса, приваренных к сводовому кольцу кольцевой «нож» входит в песочный затвор, уплотняет стык между сводом и корпусом ДСП.

Люлька является основной несущей конструкцией печи и выполнена в виде горизонтальной сварной коробчатой плите с двумя опорными сегментами внизу. На люльке расположены опорные тумбы (опора кожуха) и поворотная тумба (опора свода и электродов и относящихся к ним механизмов). Через сегменты люльки печь опирается на фундаментные балки опор печи; качанием люльки обеспечивает так же наклон печи.

Опора кожуха на люльке и его вращение обеспечиваются с помощью опорных тумб люльки. К нижней части кожуха прикреплен кольцевой рельс, опирающийся на опорные ролики и упорные ролики, закрепленные в тумбе; упорные ролики предотвращают горизонтальное смещение кожуха.

Механизм поворота кожуха предназначена для поворота печи вокруг вертикальной оси на 40° в одну и другую сторону относительно нормального положения.

Механизм подъема свода обеспечивает его подъем на 250-300 мм перед отворотом при загрузке шихты. Свод с помощью подвешен к полупорталу, выполненному в виде двух Г-образных стоек, связанных сверху поперечной балкой. Перемещение цепей и свода обеспечивает электромеханический привод. Полупортал и привод установлены на поворотной тумбе люльки.

Механизм поворота свода с электродами предназначен для открывания рабочего пространства печи при загрузке шихты.

Свод с электродами поворачивают на угол в 80° путем вращения поворотной тумбы, на которой закреплены полупортал со сводом и стойки электрододержателей .

Механизм наклона предназначен для наклона печи при сливе металла и шлака. Для слива металла печь наклоняют в сторону сливного желоба на угол до 45°, для слива шлака - в сторону рабочего окна на угол до 15°.

Применяют нижние механизмы наклона с электрическим или гидравлическим приводом. К каждому из двух сегментов люльки шарнирно крепится рейка, связанная с электромеханическим приводом. При перемещение реек опорные сегменты перекатываются по горизонтальным балкам опор печи.

Процесс плавки в дуговой печи делится на два различных по потреблению электроэнергии этапа: первый включает период плавления, второй - окислительный и восстановительный период. В период плавления расход электроэнергии составляет 400-480 кВт·ч/т; с тем чтобы сократить длительность плавления в печь подводят максимальную мощность. После расплавления металла потребность в подводимой мощности резко снижается. Во время окислительного периода подводимая мощность должна обеспечить нагрев металла до температуры выпуска компенсацию теплопотерь, а в восстановительный период преимущественно поддержание температуры металла на необходимом уровне и компенсацию теплопотерь. Расход электроэнергии во время окислительного и восстановительного периода примерно в два раза ниже, чем за период плавления.

Подводимую к печи мощность регулируют путем переключения ступеней напряжения полного трансформатора. В период плавления работают на высших ступенях напряжения, в окислительный период - на средних, и в восстановительной - на низких, что обеспечивает уменьшение подводимой мощности.

1.2 Выбор огнеупорной вкладки ДСП

Футеровка дуговой печи подвергается воздействию излучения электрических дуг, ударам кусков пихты при загрузке, разъедающему воздействию шлака и металла и термических напряжений, возникающих при резких колебаниях температуры во время завалки. Футеровка свода испытывает дополнительные нагрузки, вызываемые распорными усилиями арочного свода. Поэтому применяемые огнеупоры должны обладать высокой огнеупорностью, термостойкостью, прочностью и шлакоустойчивостью.

Подина основной печи состоит из изоляционного и рабочего слоев. Изоляционный слой выкладывают на металлическое днище кожуха, покрытое слоем листового асбеста, выравнивающий слой шамотного порошка и слой кладки из шамотного кирпича.

Толщина изоляционного слоя до 190 мм. Рабочий слой включает кладку нескольких рядов магнезистого кирпича толщиной до 575 мм и верхний набивной слой из магнезистового порошка толщиной 100-190 мм, который после спекания представляет собой монолитную массу.

Стойкость пода составляет 2000-8000 плавок и обычно не лимитирует работу печи.

Изнашивающийся набивной рабочий слой обновляют после каждой плавки, заправляя магнезитовым порошком.

Футеровку стен выполняют без слоя теплоизоляционной кладки целиком из основных кирпичей (магнезитохромитового, хромомагнезитового, магнезитового), который укладывают на футеровку откосов. Чтобы шлак не размывал кирпичные стенки, стык стенок с откосами (уровень откосов) делают на 75-150 мм выше уровня порога рабочего окна. Толщина стенок в нижней части составляет 300-575 мм. Стойкость футеровки стен 75-350 плавок

Еще большее увеличение стойкости стен достигнуто в результате применения водоохлаждаемых элементов (панелей).

Водоохлаждаемые панели обычно применяют двух типов: плоские пустотелые и трубчатые в виде змеевика; их устанавливают вместо футеровки стен печи несколько выше откосов, заменяя всю футеровку или ее часть.

На поверхности панелей, обращенной внутрь печи, имеются шипы или ребра. Они удерживают наносимую на панель огнеупорную массу, а в процессе службы обеспечивают образование слоя шлакового гарниссажа. Стойкость панели достигает 7000 плавок.

Свод основных печей выкладывают из магнезитохромитового кирпича. Толщина свода составляет 230-460 мм.

Свод набирают из прямого и клинового кирпича на выпуклом шаблоне. При наборке свода в кладке оставляют три отверстия для пропускания электродов и отверстия для отвода печных газов. Стойкость свода составляет 125-225 плавок. Для кладки свода применяют так же высокоглиноземистые огнеупоры, отличающиеся повышенной термостойкостью.

Водоохлаждаемый свод находит все более широкое применение в связи с малой стойкостью сводов из огнеупорного кирпича. Водоохлаждаемые своды выполняют комбинированными - периферийную часть поверхности свода делают водоохлаждаемой, а центральную часть, во избежание возможного короткого замыкания между электродом и корпуса через свод, выполняют из огнеупорного кирпича.

2. Специальная часть

.1 Материальный баланс

Расчет дуговой сталеплавильной печи производится для периода расплавления с подвалкой, так как в этот период электропечь потребляет большую часть электроэнергии.

Для выплавки стали марки сталь 10 используется шихта, содержащая 15% чугуна и 85% скрапа.

Состав чугуна, скрапа и средний состав шихты следующий:

Состав чугунаCMnSiSPЧугун (15%)3,9--0,040,04Лом углеродистый (85%)0,10,021,00,050,05Средний состав0,670,0170,850,04850,0485сталеплавильный печь чугун расплавление

По практическим данным во время расплавления окисляется 20% углерода, 70% кремния, 50% марганца, 60% фосфора, сера во время плавления не выгорает.

Угар примесей составляет (расчет проводится на 100 кг шихты), кг:

C0,67 · 2=0,134Si0,85 · 0,7=0,595Mn0,017 · 0,5=0,0085P0,0485·0,6=0,0291Fe (в дым)3,03,7666

Состав стали в конце периода расплавления, кг:

C0,67-0,134=0,536Si0,85-0,595=0,255Mn0,017-0,0085=0,0085P0,0485-0,0291=0,0194S=0,0485

Расход футеровки за период расплавления примем равным:

магнезитохромитовый кирпич - 0,03%;

магнезитовый порошок - 1,03%;

магнезитовый кирпич - 0,28%.

Во время периода расплавления в ванну подается:

,56% (от массы садки) магнезита; 3,27% агломерата; 4,0% извести, состав которых приведен в таблице 41 [1].

Принимая, что 30% C окислятся до CO2, а 70% до CO, найдем расход кислорода на окисление примесей и массу шлакообразующих окислов:

Расход кислорода, кгМасса оксида, кгC?CO20,0402·32:12 = 0,10720,0402+0,1072 = 0,1474C?CO0,0938·16:12 = 0,12510,0938+0,1251 = 0,2189Si?SiO20,595·32:28 = 0,680,595+0,68 = 1,275Mn?MnO0,0085·16:55 = 0,00250,0085+0,0025 = 0,011P?P2O50,0291·80:62 = 0,03750,0291+0,0375 = 0,0666Fe?Fe2O3 (в дым)

Состав шлака в конце периода расплавления приведен в таблице 1.

Таблица 1 - Состав шлака в конце периода расплавления

Источники SiO2CaOMgOAl2O3Cr2O3SMnOP2O5Fe2O3Металлическая шихта1,275-----0,0110,0666-Магнезитохромитовый кирпич0,00180,00060,01980,00120,0036---0,003Магнезитовый кирпич0,00840,00730,2520,0045----0,0056Магнезитовый порошок0,04190,02620,94340,0083----0,0105Магнезит (подвалка)0,01680,01460,5040,009----0,0112Агломерат0,28450,42480,0262---0,0262--Известь0,143,40,140,2-0,0052-0,0040,014ИТОГО1,76843,87351,88540,0430,00360,00520,03720,07060,0443

Магнезитовый кирпич и известь вносят соответственно 0,002 и 0,2768 кг СО2.

Содержащие оксидов железа в шлаке зависит от содержания углерода в металле и согласно данным Ф.П. Еднерала можно принять 9,2 %.

Принимаем отношение = 3, тогда FeO будет 6,9%, а Fe2O3 - 2,3%.

Масса шлака без окислов железа, равная согласно таблице 1 - 7,6869 кг составляет 90,8%, а общая масса шлака

Lшл = кг

Масса оксидов железа в шлаке равна

8,4657 - 7,6869 = 0,7788 кг

Из которых кг FeO и кг Fe2O3

Состав шлака следующий:

SiO2CaOMgOAl2O3Cr2O3SMnOP2O5Fe2O3FeOкг1,76843,87351,88540,0430,00360,00520,03720,07060,19470,5841%20,8945,7622,270,510,040,060,440,832,36,9

Основность шлака равна

Окислится железо, кг

до Fe2O30,1947 - 0,0443 = 0,1504

до FeO0,5841

Поступит железа из металла в шлак

0,1504·112:160+0,5847·56:72 = 0,1053+0,4543 = 0,5596 кг

Выход годного составит

100-3,7666 - 0,5596 - 0,5 + 2,5084 = 97,6822 кг

Расход кислорода на окисление железа

(0,5841 - 0,4543) + (0,1504 - 0,1053) = 0,1749 кг

Расход О2 на окисление всех примесей

2,238 + 0,1749 = 2,4129 кг

Принимаем коэффициент усвоения кислорода равным 0,9, определим потребное количество кислорода на 100 кг шихты

кг или 2,681·22,4:32 = 1,8767 м3

Количество неусвоенного кислорода:

2,681 - 2,4129 = 0,2681 кг или 0,1877 м3

Кислороду сопутствует азот в количестве:

кг или 7,1805 м3

Принимаем расход электродов в период расплавления равным 0,3 кг/100 кг шихты.

С образованием окиси углерода сгорает:

0,3·0,7 = 0,21 кг С

и образуется 0,21·28:12 = 0,49 кг СО

С образованием СО2 сгорает

0,3·0,3 = 0,09 кг С

и образуется 0,09·44:12 = 0,33 кг СО2

Для горения углерода электродов требуется кислорода

(0,49-0,21) + (0,33-0,09) = 0,52 кг

Кислороду сопутствует азот в количестве

кг

Состав и количество выделяющихся газов:

кгм3%СО20,1474 + 0,002 + 0,2768 + 0,33 =0,75620,3853,96СО 0,2189 + 0,49 =0,70890,56715,85О20,26810,18771,93N2 1,74 + 8,9755 = 10,71558,572488,2612,44879,7122100,0

Материальный баланс периода расплавления

Поступило, кгПолучено, кгЧугун 15,0Металл 97,6822Лом углеродистый 85,0Шлак 8,4657Электроды 0,3Газ 12,4487Агломерат 3,27Потери металла со шлаком 0,5Магнезит 0,56Fe2O3 (в дым) 4,2854Известь 4,0Всего: 123,382Футеровка 1,34Воздух 13,9165Невязка 0,0045 кгВсего: 123,3865

.2 Определения основных размеров печи

Наиболее распространенная форма ванны дуговой сталеплавильной печи- сфероконическая с углом между образующей и осью конуса, равным 45°.

Объем жидкого металла равен

V = V·? = 0,145·100 = 14.5 м2

где V - удельный объем жидкой стали

Диаметр зеркала металла

D = 2000·С= 2000·1,085= 5291,5 мм = 5,3 м

где C- коэффициент при значении D/H = 5,0

Глубина ванны жидкого металла

H = м

Принимая расчетный объем шлака равный 0,1·V, найдем

Vш = 0,1·14,5 = 1,45 м3

Высота слоя шлака

Hш = мм

Диаметр зеркала шлака

Dш = D+2Hш = 5291,5+2·65,8 = 5423,1 мм

Уровень порога рабочего окна расположен выше уровня зеркала шлака на 40 мм, а уровень откосов - на 65 мм выше уровня порогов рабочего окна.

Диаметр ванны на уровне откосов равен

Dот = D+2(Hш+40+65) = 5291,5+2(65,9+40+65) = 5633 мм ст = Dот+200 = 5633+200 = 5833 мм

Высота плавильного пространства и толщина футеровки зависит от емкости печи: В соответствии с практическими данными

Hпл = 0,36·5633 = 2028 мм

Футеровка подины имеет толщину бп = 860 мм и состоит из огнеупорной магнезитовой набивки, огнеупорный кладки из магнезитового кирпича, сообщая толщиной 600 мм и шалята - легковеса толщиной 260 мм.

Футеровка стен на уровне откосов (бп = 500 мм) состоит из магнезитового кирпича толщиной 460 мм с засыпкой зазора между кладкой и кожухом шириной 40 мм магнезитовой засыпкой.

Внутренний диаметр кожуха

Dk = Dст + 2·500 = 5833+2·500 = 6833 мм

Толщину магнезитовой футеровки в верхней части стен принимаем равной мм

Свод выполнен из хромомагнезитового кирпича толщиной мм Стропа пролета свода печи принимается равной 15% пролета (внутреннего диаметра) свода, т.е.

мм

Размеры рабочего окна b·h = 1600·1600 мм

.3 Энергетический баланс периода расплавления

Примерно в середине периода расплавления происходит подвалка шихты, продолжительность которой составляет ?п = 2160 с.

Продолжительность периода расплавления принимается ?р = 9504 с [1].

Следовательно, продолжительность расплавления «под током» составляет

?рт = ?р-?n = 9504 - 2160 = 7344 c

Приход тепла

Тепло, вносимое жидким чугуном при tчуг = 1400°C

Qч=100·103·0,15[0,745·1200+217,22+0,837·(1400-1200)=19179,3·103кДж=19,179ГДж

Тепло, вносимое металлоломом tск = 20°C

Qск=100·103·0,85·0,469·20=797,3·103 кДж = 0,797 ГДж

Тепло, вносимое электрическими дугами

Qд = ?эл·Wэл·10-6 ГДж

где ?эл - электрический КПД ?эл = 0,87-0,92эл - вводимая в печь электроэнергия, кДжд = 0,9·Wэл·10-6 ГДж

Тепло экзотермические реакции

C?CO20,000402·100·103·34,09=1370,42C?CO0,000938·100·103·10,47=982,09Si?SiO20,00595·100·103·31,7=18504,5Mn?MnO0,000085·100·103·7,37=62,65P?P2O50,000291·100·103·25=727,5Fe?Fe2O30,001504·100·103·7,37=1108,45Fe?FeO0,005841·100·103·4,82=2815,36Fe?Fe2O3 (в дым)0,03·100·103·7,37=22110,0Qэкз = 47680,97 МДж=47,681ГДж

Тепло шлакообразования

?(CaO)2 · SiO2 = 0,01275 · 100 · 103 · 2,32 = 2958 МДжO5?(CaО)3 · P2O5 · CaO = 0,000666 · 100 · 103 · 4,71 = 313,69 МДж

Qшл.об = 3271,69 МДж = 3,272 ГДж

Расход тепла

Физическое тепло стали

Qст=0,976822·100·103·[0,7·1500+272,16+0,837·(1600-1500)]=137327,5·103 кДж=137,328 ГДж

Физическое тепло стали, теряемой со шлаком

Qст.шл=0,005·100·103[0,7·1500+272,16+0,837·(1700-1500)]=745230 кДж=0,745 ГДж

Физическое тепло шлака

Qшл=0,084657·100·103·(1,25·1700+209,35)=19761,91·103 кДж=19,762 ГДж

Тепло, уносимое газами при tух = 1500° С

Qух=0,124487·100·103·2229,18=27750,39·103 кДж=27,75 ГДж

Энтальпия дымовых газов равна

СО20,0396·3545,34=140,4СО0,0585·2200,26=128,72О20,0193·2296,78=44,33Т20,8826·2170,55=1915,73iух=2229,18 кДж/м3

Тепло, уносимое частицами Fe2O3O3=0,042854·100·103·(1,23·1500+209,34)=8803,67·103 кДж=8,803 ГДж

Потери тепла теплопроводностью через футеровку.

Потери тепла через стены.

Принимаем расчетную толщину футеровки равной 75% первоначальной толщины

,75·500=375 мм0,75·300=225 мм

Коэффициент теплопроводности магнезита рамен

= 6,28-0,0027(1600+350):2 = 3,65 Вт/(м·к)

= 6,28-0,0027(1600+300):2 = 3,715 Вт/(м·к)

Коэффициент теплоотдачи конвенцией в окружающую среду

= 10+0,06·350=31 Вт/(м2·к)

= 10+0,06·300=28 Вт/(м2·к)

Потери тепла через стены

Qтст.верх = ГДжтст.низ = ГДж

где F = м2 - площадь наружной поверхности верхней и нижней части стен печи.

Потери тепла через свод

Принимаем температуру внутренней поверхности свода t1=1600°C, наружной t2=320°C

Коэффициент теплопроводности магнезитохромита

?мх=4,1 - 0,0016·(1600+320):2 = 2,564 Вт/(м·к)

Коэффициент теплоотдачи конвекцией в окружающую среду

= 1,3·(10+0,06·320) = 37,96 Вт/(м2·к)

Толщина футеровки свода равна 0,75·0,46 = 0,345 мм

Площадь наружной поверхности свода

F =

м2тсв = ГДж

Потери тепла через подину

Принимая в первом приближении линейное распределение температуры по толщине кладки, найдем температуру на границе раздела слоев:

tм-ш = t2+(t1-t2) = 200+(1600-200)· = 623°C

Коэффициент теплопроводности материалов равны

?м = 6,28-0,0027· = 3,28 Вт/(м·к)

?ш = 0,465+0,00038· = 0,621 Вт/(м·к)

Коэффициент теплоотдачи конвекцией в окружающую среду

= 0,7·(10+0,06·200) = 15,4 Вт/(м2·к)под = = 2355 Вт/м2

Уточним значение температуры на границе раздела слоев футеровки и наружную температуру футеровки

tм-ш = 1600-2355· = 1169°C= 30+ = 183°C

Тогда?м = 6,28-0,0027· = 2,54 Вт/(м·к)?ш = 0,465+0,00038· = 0,72 Вт/(м·к)?к = 0,7·(10+0,06·183) = 14,68 Вт/(м2·к)= 2359 Вт/м2

Поскольку незначительно отличается от gп дальнейшего уточнения не требуется.

Площадь наружной поверхности подины состоит из поверхности сферического сегмента, равной площади наружной поверхности свода м2 и цилиндрической поверхности

F = ПДк(Нпод-бп)

где Hпод = бп+Н+Ншл+0,04+0,065 = 0,86+2,028+0,0658+0,04+0,065 = 3,06 м

F = 3,14·6,833·(3,06-0,86) = 47,2 м2 = 2359·(68,5+47,2)·9504 = 2,59·109Дж = 2,59 ГДж

Общие потери тепла теплопроводностью через футеровку печи

Qтепл = 3,46+2,38+6,35+2,59 = 14,8 ГДж

Потери тепла с водой, охлаждающей рабочее окно.

Рабочее окно закрыто водоохлаждаемой заслонкой и для защиты футеровки от разрушения изнутри облицовано П-образной водоохлаждаемой коробкой шириной S = 0,15 м.

Потери тепла с водой, охлаждающей коробку равна

Q=

где Тв - температура поверхности коробки

Потери тепла с водой охлаждающей заслонку=

где 0,78 - приведенная степень черноты для поверхности квадратной формы при отношение е/а=бст/h=0,5/1,6=0,31 определяется по графику рис 12 [1]

Потери тепла через рабочее окно

Qохл=4,79+13,3=18,08 ГДж

Потери тепла в период межсплавного простоя

Qм.п.=(Qтепл+Qохл+0,5Qух) ГДж

где hп - коэффициент неучтенных потерь hп=1,1-1,2

Расход электроэнергии находится из уровня теплового баланса периода расплавления

Qприх=Qрасх

,179+0,797+0,9 10-6Wэл+47,681+3,272 =

= 137,328+0,745+19,762+27,75+8,803++14,8+18,08+12,22

откуда Wэл=187,29 ГДж (52,03103 кВтч)

Результаты расчета теплового баланса представлены в таблице 2.

Таблица 2 - Тепловой баланс периода расплавления ДСП

Статья приходаГДж (%)Статья расходаГДж (%)Тепло, вносимое чугуном19,179 (8,01)Физическое тепло:Тепло, вносимое металлоломом0,797 (0,33)стали137,328 (57,34)Тепло, вносимое дугами168,559 (70,38)стали, теряемой со шлаком0,745 (0,31)Тепло экзотермических реакций47,681 (19,91)шлака19,762 (8,25)Тепло шлакообразования3,272 (1,37)Тепло уносимое:газами27,75 (11,59)частицами Fe2O38,803 (3,68)Потери тепла теплопроводностью14,8 (6,18)Потери тепла с водой18,08 (7,55)Потери тепла в период межплавочного простоя12,22 (5,1)ИТОГО239,488 (100,0)ИТОГО239,488 (100,0)

Удельный расход электроэнергии на 1 кг жидкого метала

W1 =

Удельный расход электроэнергии на 1 кг металлозавалки

W2 = ГДж/кг

Тепловой коэффициент полезного действия равен

?т=

Учитывая, что ?эл = 0,9, найдем общий коэффициент полезного действия

?общ = ?эл·?т = 0,9·0,659 = 0,593

.4 Расчет мощности трансформатора

Средняя мощность в период расплавления

кВт

Максимальная мощность трансформатора

кВт

Полная мощность трансформатора

КВА

Энергетический баланс печи

Приход тепла

Тепло, вносимое чугуном

Qч =

гдеG-емкость печи, кг;Dч-доля чугуна в шихте;-теплоемкость твердого чугуна, кДж/(кг·к);Lч-скрытая теплота плавления чугуна, кДж/кг;-теплоемкость жидкого чугуна, кДж/(кг·к);tч-температура заливаемого в печь чугуна, ºС;tпл.ч-температура плавления чугуна, ºС.

Тепло, вносимое скрапом

Qск = Cск·Dск·G·tск =

гдеCск-теплоемкость скрапа, кДж/(кг·к);Dск-доля скрапа в шихте ºС;G-емкость печи, кг;tск-температура скрапа, ºС.

Тепло, вносимое электрическими дугами

Qд = ?эл·Wэл·10-6=

где?эл-электрический КПД;Wэл-Вводимая в печь электроэнергия, кДж.

Тепло шлакообразования

SiO2?(CaO)2 SiO20,006354·100·103·2,32 =

и т.д.

где первая колонка чисел - доля оксида в шлаке;

вторая - емкость печи, кг;

третья - тепловые эффекты реакций шлакообразования, МДж/кг [1, приложение XII].

Расход тепла

Физическое тепло стали Qск = Dст·G[С·tпл.ст+L·(tст-tпл.ст)]=

гдеDст-выход стали в долях;G-емкость печи, кг;С-теплоемкость твердого стали, кДж/(кг·к);-теплоемкость жидкой стали, кДж/(кг·к);Lст-скрытая теплота плавления стали, кДж/кг;tпл.ст-температура плавления стали, ºС.tст-температура выпуска стали, ºС.

Физическое тепло стали теряемой со шлаком

Qст.шл = Дст·G[С·tпл.ст+Lст+L·(tст-tпл.ст)]=

гдеДст-доля стали, уносимой со шлаком;G-емкость печи, кг;С-теплоемкость твердого стали, кДж/(кг·к);-теплоемкость жидкой стали, кДж/(кг·к);Lст-скрытая теплота плавления стали, кДж/кг;tпл.ст-температура плавления стали, ºС;tст-температура выпуска стали, ºС.

Физическое тепло шлака

Qшл = Дшл·G(Cшл·tшл) =

гдеДшл-доля конечного шлака;Cшл-теплоемкость шлака, кДж/(кг·к);Lшл-скрытая теплота плавления шлака, кДж/кг;tшл-температура шлака, ºС.

Тепло, уносимое газообразными продуктами реакций окисления

Qух = Дух·G·iух =

гдеДух-доля выделения газов;iух-энтальпия газообразных продуктов реакций, кДж/(м3);

i(CO2+SO2)………………. 0,0495·3545,34

и т.д.iух =

где первая колонка чисел - доли компонентов уходящих газов; вторая - энтальпия компонентов уходящих газов, кДж/м3 [1, приложение XII].

Тепло, уносимое частицами Fe2O3

QFe2O3 = ДFe2O3·G(CFe2O3·tFe2O3+LFe2O3) =

гдеДFe2O3-доля частиц Fe2O3, образовавшихся в результате испарения и последующего окисления железа;СFe2O3-теплоемкость пыли, кДж/(кг·к);LFe2O3-Скрытая теплота плавления пыли, кДж/кг

Потери тепла теплопроводностью через кладку

=

где-толщина футеровки стен в верху, м;?-коэффициент магнезитного кирпича, Вт/(м·к);?р-продолжительность периода расплавления, С;-площадь наружной поверхности верхней и нижней частей стен, м2;tст-температура внутренней поверхности футеровки, ºС;tок-температура окружающего воздуха, ºС.

3.Охрана труда

Современное металлургическое производство представляет собой комплект сложных взаимосвязанных цехов с высоким уровнем энергонасыщенности, механизации и автоматизации, практически полной электрификацией всех производственных процессов. Металлургические заводы характеризуются сложными транспортными перевозками, на территории завода перевозятся больше массы шихтовых материалов, жидких чугуна, стали и шлака, слитков и других различных грузов.

Металлургические заводы относятся к разряду производств с повышенной опасностью, поэтому все работники обязаны знать как общие для всех правила охраны труда и техники безопасности, относящиеся к поведению на территории заводов, так и специальные правила по безопасным приемам труда в цехе и на конкретном рабочем месте. Каждый работник должен беспрекословно выполнять разработанные для каждого участка правила охраны труда и техники безопасности.

К выполнению работ не допускаются лица без предварительной сдачи правил охраны труда и не прошедшие инструктаж по конкретно выполняемой работе. На металлургических заводах проводят инструктаж, первичный на рабочем месте, повторный, внеплановый и текущий инструктаж. Рабочие согласно правилам охраны труда обеспечиваются специальной спецодеждой, рукавицами, обовью и другими защитными приспособлениями. Работа в условиях повышенной температуры требует дополнительных затрат энергии человека, связанных с борьбой против перегрева тел. Санитарными нормами установлены определенные пределы температуры воздуха в горячих цехах в различные периоды года. На заводах строго по графику производятся медицинские профилактические осмотры с целью предупреждения перегрузки организма и своевременного выявления в нем нежелательных отклонений.

Большое значение имеет правильность соблюдения трудящимся питьевого режима. Для пополнения потерь соли в горящих цехах необходимо употреблять подсоленную воду или квас.

Литература

1. Мастрюков Б.С. Расчеты металлургических печей. Т2. М.: Металлургия, 1986. 376 с.

. Кудрин В.А. Теория и технология производства стали: Учебник для вузов. М.: Мир, 2003. 528 с.

. Воскобойников В.Г. и др. Общая металлургия М.: Металлургия, 1985. 480 с.

. Поволоцкий Д.Я. Электрометаллургия стали и ферросплавов М.: Металлургия, 1984. 568 с.