Расчет параметров электроплавильной печи ДСП-130

Тип работы:
Курсовая
Предмет:
Производство и технологии


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

Введение

Дуговая печь работает в нестационарном режиме с большими колебаниями температуры в рабочем пространстве. Вследствие этого тепло, аккумулированное футеровкой или отданное ею в рабочее пространство, должно учитываться при составлении энергетического баланса по периодам плавки. Простой печи в межплавочный период и связанное с ними остывание футеровки заметно влияют на расход электроэнергии и продолжительности работы печи под током, прежде всего это относится к наиболее энергоемкому периоду расплавления шихты. Период расплавления является таким периодом плавки, который, прежде всего, характеризует энергетические возможности печи. Тепло, поглощаемое или отдаваемое кладкой в рабочее пространство печи, может составлять значительную часть расхода или прихода энергии в энергетическом балансе печи.

К расходной части баланса относятся потери теплоты теплоотдающей поверхностью печи, водоохлаждаемыми элементами, излучением через рабочее окно, в результате остывания печи при открывании горячего рабочего пространства для завалки, подвалки и механизированной заправки. Остальные затраты энергии связаны с процессами плавления, наведения шлака и с доводкой металла до заданной температуры и химического состава.

Во время плавки в результате протекания экзотермических реакций окисления электродов и элементов стальной ванны в рабочем пространстве выделяется значительное количество тепла, которое должно быть учтено в приходной части баланса. Особенно велик приход энергии на плавках с применением кислорода. При выделении большого количества тепла во время продувки кислородом в отдельные моменты даже прекращают подачу электроэнергии в печь.

1. Теоретические сведения

Электросталеплавильному способу принадлежит ведущая роль в производстве качественной и высоколегированной 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 и высоким содержанием легирующих элементов, придающих стали особые свойства — хрома, никеля, марганца, кремния, молибдена, вольфрама, ванадия, титана, циркония и других элементов.

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 близи от его поверхности. Это позволяет в сравнительно небольшом объеме сконцентрировать значительную мощность и нагревать металл с большой скоростью до высоких температур, вводить в печь большие количества легирующих добавок; иметь в печи восстановительную атмосферу и безокислительные шлаки, что предполагает малый угар легирующих элементов; плавно и точно регулировать температуру металла; более полно, чем других печах раскислять металл, получая его с низким содержанием неметаллических включений; получать сталь с низким содержанием серы. Расход тепла и изменение температуры металла при электроплавке относительно легко поддаются контролю и регулированию, что очень важно при автоматизации производства.

Электропечь лучше других приспособлена для переработки металлического лома, причем твердой шихтой может быть занят весь объем печи, и это не затрудняет процесс расплавления. Металлизованные окатыши, заменяющие металлический лом, можно загружать в электропечь непрерывно при помощи автоматических дозирующих устройств. В электропечах можно выплавлять сталь обширного сортамента.

Устройство дуговых печей. 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.

1.1 Выплавка стали в основных дуговых электропечах

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 0. 05%. 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 металлизованных 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 0. 2−0.5 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% SiO2, менее 0. 1% S и быть свежеобоженной, чтобы не вносить в металл водород. Железная руда должна содержать менее 8% SiO2, поскольку он понижает основность шлака, менее 0. 05% S и мене 0. 2% P; 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 электросталеплавильном производстве для легирования и раскисления применяются практически все известные ферросплавы и легирующие элементы.

1.2 Плавка в основной печи на углеродистой шихте

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:

-заправка печи;

-загрузка шихты;

-плавление;

-окислительный период;

-восстановительный период;

-выпуск стали.

Заправка печи

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.

Загрузка шихты

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 0. 3% при выплавке высокоуглеродистых сталей, на 0. 3−04% при выплавке среднеуглеродистых и на 0. 5% 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.

Плавление

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 (SiO2, MnO, FeO) принимает участие и окись кальция, содержащаяся в извести. Шлак к концу периода плавления имеет примерно следующий состав, %: 35−40 CaO; 15−25 SiO2; 8−15 FeO; 5−10 MnO; 3−7 Al2O3; 0. 5−1.2 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 ѕ шихты с помощью фурм или стальных футерованных трубок. При расходе кислорода 4−6 м2/т длительность плавления сокращается на 10−20 мин.

Продолжительность периода плавки определяется мощностью трансформатора и составляет от 1.1 до 3.0 ч. Расход электроэнергии за время плавления составляет 400−480 кВт*/ч.

Окислительный период

Задача окислительного периода плавки состоит в следующем:

а) уменьшить содержание в металле фосфора до 0. 01−0. 015%;

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: 1−1. 5% извести и при необходимости 0. 15−0. 25% 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 3−6. 5% от массы металла. С тем, чтобы предотвратить сильное охлаждение металла, единовременная порция руды не должна быть более 05−1%.

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 0. 2−0. 3% при выплавке высокоуглеродистой стали (содержащей 6% С) и 0. 3−0. 4% при выплавке средне- и низкоуглеродистой стали. Шлак в конце окислительного периода имеет примерно следующий состав, %: 35−50 CaO; 10−20 SiO2; 4−12 MnO; 6−15 MgO; 3−7 Al2O3; 6−30 FeO; 2−6 Fe2O3; 0. 4−1.5 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 0. 010−0. 015%. 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;

б) удаление серы;

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 0. 10−0. 15% кремния и алюминий в количестве 0. 03−0. 1%. 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 + CO; 2*(FeO) + Si = 2*Fe + (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 CaO; 15−25 SiO2; 7−15 MgO; 5−8 Al2O3; 5−10 CaF2; 0. 8−1.5 CaS; < 0.5 FeO; < 0.5 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 (CaO/SiO2 = 2. 7−3. 3) и низким (< 0.5%) 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 0. 4−1.0 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.

дуговой электропечь сталь трансформатор

2. Расчет геометрических размеров рабочего пространства ДСП- 130

2.1 Определение размеров ванны

Для ДСП-130 заданной вместимости необходимый объем металлической ванны Vм определяем по формуле (2. 1):

Vм = m0 / dж, (2. 1)

где m0 — заданная вместимость, m0 = 130 т. ;

dж — плотность жидкой стали, dж = 6,9? 7,2 т/м3;

Vм = 130/ 7,2 = 18,05 м3.

Наиболее распространенным типом ванны являются сфероконические ванны.

Объем Vм жидкометаллической ванны определяем по формуле (2. 2):

Vм = Vк + Vш = ?hк*(Dм+DмDш+Dш2)/12+?hш[(3Dш2/4)+hш2]/6, (2. 2)

где Dм — диаметр зеркала, м — вычисляется по формуле (2. 6);

hк — высота усеченного конуса, м — вычисляется по формуле (2. 7);

hш — глубина жидкометаллической ванны, м — вычисляется по формуле (2. 8);

Vм = 3,14*0,932*(5,8252+5,825*3,96+3,962)/12+3,14*0,233*[(3*3,962/4) + +0,2332] / 6 = 12,31 м3

Коническая поверхность ванны образует откосы, впадины и характеризуется углом Q = 45°.

Высота шарового сечения hш, м — вычисляется по формуле (2. 3):

hш = Кш+hм, (2. 3)

где Кш — коэффициент, равный 0,2?0,25;

hм — определяется по формуле (2. 4);

hш 0,2*1,165 = 0,233 м.

, (2. 4)

где Кф — коэффициент, характеризующий форму ванны, определяется по формуле (2. 5);

m0 — заданная вместимость, т.

, (2. 6)

где Км — соотношение основных геометрических размеров металлической ванны, Км = 5;

hм — см. формулу (2. 5);

.

Зная основные размеры ванны Dм и hм, определяют размеры элементов металлической ванны.

(2. 7)

м.

(2. 8)

м.

, (2. 9)

м.

Объем шлаковой ванны зависит от количества шлака mшл.

, (2. 10)

где dшл — плотность шлака 2,9?3,2 т/м3;

Vшл = 0,15 * 12,31 = 1,85 м3

Толщину слоя шлака hшл можно оценить, пренебрегая конусностью шлаковой ванны:

hшл? 1,27 * Vшл/Dм2 (2. 11)

м.

Уровень порога рабочего окна принимают на 20?40 мм выше зеркала шлаковой ванны.

hз = 0,065 м.

Паспортной характеристикой является глубина ванны от уровня порога рабочего окна hп.

, (2. 12)

где hм — определяется по формуле (2. 4);

hшл — определяется по формуле (2. 11);

hз — уровень порога рабочего окна, hз = 0,03;

м.

Диаметр ванны на уровне порога рабочего окна Dп определяется по формуле (2. 13):

, (2. 13)

где Dм — определяется по формуле (2. 6);

hшл — определяется по формуле (2. 4);

hз = 0,03 м.

м.

Уровень откосов hн необходим во избежание размывания шлаком основания футеровки стен и определяется по формуле (2. 14):

, (2. 14)

где hп — определяется по формуле (2. 12);

м.

Суммарная глубина ванны:

, (2. 15)

м.

Диаметр рабочего пространства на уровне откосов D0:

(2. 16)

где Км — см. формулу (2. 6);

Кф — определяется по формуле (2. 5);

hшл — определяется по формуле (2. 11);

hз = 0,03 м

hн — определяется по формуле (2. 14);

2.2 Определение размеров свободного пространства печи

Высоту свободного пространства в виде расстояния от уровня откосов впадины до верха стен определяют из условий теплообмена и возможности размещения металлошихты большего в пять-семь раз объёма по сравнению с жидким металлом (см. рис. 3).

(2. 17)

где Dо — определяется по формуле (2. 16);

Объём рабочего пространства Vраб состоит из объёмов ванны Vв и свободного пространства Vсв:

(2. 18)

Высокое расположение центральной точки кирпичного сферического свода относительно уровня откосов ванны hсв, м:

(2. 19)

где hсм — определяется по формуле (2. 17);

hпс — определяется по формуле (2. 20);

стрела подъёма кирпичной футеровки над уровнем или сферического свода, hпс, м:

(2. 20)

где Кпс = 0,143

Dсв — диаметр свода определяется по формуле (2. 22);

2.3 Определение размеров футеровки

Набивной рабочий слой порошка толщина 100 мм, кирпич 295 мм, шамотный кирпич 265 мм, шамотный порошок и листовой асбест 20 мм, днище корпуса 16 мм. Днище корпуса с войной конусностью 15 и 45о (рис. 1). Такая конструкция днища позволяет иметь наименьший объём футеровки.

Толщина футеровки стены p свободного пространства определяем по формуле:

(2. 21)

где ?Q — арматурный слой, обкладывается кирпичом, ?Q=115 мм;

?p — огнеупорный рабочий слой;

При известной толщине футеровки стены определяем внутренний диаметр кожуха:

(2. 22)

где D0 — параметр, определяемый по формуле (2. 16);

?ст — параметр, определяемый по формуле (2. 21).

Dк = 6,35+2*0,575=7,5 м.

Кожух печи изготовляют из котельной листовой стали толщиной ?к:

(2. 23)

Принимаем ?к = 38 мм.

В кожухе корпуса вырезают отверстия для рабочего и выпускного отверстия.

(2. 24)

(2. 25)

Толщина ?св кирпичной футеровки свода определяется длиной принимаемых огнеупорных кирпичей табл. 2.1 [1, с. 48]

?св = 380 мм

Радиус сферы свода:

(2. 26)

где Dсв — параметр, определяемый по формуле (2. 22);

hпс — параметр, определяемый по формуле (2. 20);

Рисунок 2.1. Эскиз плавильного пространства ДСП

3. Тепловой расчет с определением статей энергетического баланса ДСП и выбор печного трансформатора

3. 1 Определение полезной энергии для нагрева и расплавления металла и шлака

Полезная энергия периода расплавления определяется по формуле (3.1. 1):

(3.1. 1)

где — энергия, необходимая для нагрева и расплавления скрапа;

— энергия, необходимая для перегрева расплавляемого металла;

— энергия, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева шлака.

В процессе нагрева и расплавления в дуговой печи происходит угар некоторой части загруженного в печь металла. Поэтому для получения заданного количества жидкого металла в печь необходимо загрузить увеличенное количество скрапа. Масса загружаемого в печь скрапа определяется по формуле (3.1. 2):

(3.1. 2)

где — требуемое количество жидкого металла в конце расплавления;

— угар металлической завалки (около7−10%).

=143 т

Масса шлаков составляет 15−20% от массы, загружаемой в печь металлической завалки.

=25,03 т.

Энергия, необходимая для нагрева и расплавления скрапа, определяется по формуле (3.1. 3):

(3.1. 3)

где — средняя удельная теплоемкость стального лома в интервале от начальной температуры до температуры плавления; - температура плавления металла; - температура загружаемого в печь скрапа; - скрытая теплота плавления металла.

Энергия, необходимая для перегрева расплавленного металла, определяется по формуле (3.1. 4):

(3.1. 4)

где — средняя удельная теплоёмкость стального лома в интервале от температуры плавления до температуры перегрева; - температура перегрева металла и шлака.

Энергия, необходимая для нагрева, расплавления и перегрева шлака, определяется по формуле (3.1. 5):

(3.1. 5)

где — средняя удельная теплоёмкость шлака; - скрытая теплота плавления шлака.

Тогда полезная энергия периода расплавления

W=52 910+1659+14 642,6=69 211,6 кВт*

3.2 Определение тепловых потерь с отходящими газами

В современных крупных дуговых сталеплавильных печах отсос газов обычно осуществляют через специальное отверстие в своде, а вытяжка запыленных газов в систему газоочистки производится мощными вентиляторами высокой производительности. В энергетическом балансе ДСП потери тепла с отходящими газами Wгаз составляют в среднем 15−17%. Кроме того, удаление и очистка газов требуют дополнительных энергетических затрат, увеличивающих расход электроэнергии на выплавку стали на 10−20%. Доля стоимости систем газоудаления в стоимости ЭСПЦ составляет 10 — 15%. Характерной особенностью ДСП являются резкие колебания мощности тепловых потерь с отходящими газами Qгаз по ходу плавки. Значительное влияние на Qгаз оказывает выделение химической энергии Wхим при окислении углерода шихты. При использовании топливно-кислородных горелок и интенсивной подаче кислорода в слой шихты в период плавления наибольшие значения Qгаз (около 20 МВт) имеют место в начале плавки. Это объясняется тем, что при таком ведении процесса окисление углерода происходит по ходу плавления и к концу этого периода в основном заканчивается.

Найдем тепловые потери с отходящими газами:

3.3 Определение тепловых потерь через футеровку

Плотность теплового потока через футеровку определяется значениями температуры Т0 свода, кожуха и днища ДСП, которые мало зависят от емкости ДСП, но значительно увеличиваются по мере износа футеровки в ходе ее кампании [5]. По измерениям, проведенным на ДСП емкостью от 5 до 200 т, значения Т0 для свода составляют 150 — 400, для кожуха 80 — 350 и для днища 60 — 200 °C. Соответствующие удельные значения теплового потока с наружной поверхности при температуре окружающего воздуха 20 °C составляют: для свода 3−15, для кожуха 0,8 — 10 и для днища 0,4 — 3 кВт/м2. Потери тепла через свод и стены значительно возрастают при работе ДСП в конце компании при сильно изношенной футеровке.

Для определения мощности тепловых потерь через футеровку стен свода и днища необходимо на основании результатов расчета параметров плавильного пространства рассчитать площади поверхностей пода и футерованных частей свода и стен. Задаться плотностью теплового потока из вышеуказанных диапазонов для соответствующих частей футеровки.

Определить тепловые потоки через футеровку свода, стен и подины и просуммировать их.

При этом следует руководствоваться следующими соображениями:

При определении диаметра футерованной части свода следует учесть, что между краем электродного отверстия и краем футеровки свода расстояние равно диаметру электрода. Центральная часть свода плоская, периферийная — конусообразная.

Стены футерованы по высоте до 0,35 м. Выше — водоохлаждаемые панели. Площадь футеровки стен — площадь боковой поверхности цилиндра диаметром, равным внешнему диаметру футеровки.

Для упрощения расчета площади подины центральную сферическую часть подины принять плоской.

Тепловые потери через стену составляют

Расчетная внешняя поверхность стен, определяется по формуле (3.3. 1):

(3.3. 1)

где — диаметр кожуха печи;

Тепловые потери стен, определяется по формуле (3.3. 2):

(3.3. 2)

Тепловые потери через футеровку свода, определяется по формуле (3.3.3.):

(3.3.3.)

где — боковая поверхность для сферического сегмента, определяется по формуле (3.3.4.):

(3.3.4.)

где — диаметр распада электродов, м; - диаметр электродов

Тепловые потери через футеровку подины, определяется по формуле (3.3.5.):

(3.3.5.)

где — Внешняя поверхность футеровки подины

Суммарные потери через футеровку, составляют:

3.4 Определение тепловых потерь через рабочее окно

Тепловые потери через рабочее окно составляют заметную долю общих тепловых потерь. Это объясняется тем, что при значительных размерах оконного проема, принимаемых по условиям обслуживания печи, дверца рабочего окна, как правило, выполняется водоохлаждаемой; кроме того, для защиты футеровки от разрушения окно обрамляется изнутри П-образной водоохлаждаемой коробкой. В этих условиях тепловые потери через рабочее окно определяются средней температурой излучающей поверхности печной камеры и суммарной тепловоспринимающей поверхностью дверцы и коробки, причем эти потери существуют независимо от того, закрывает ли дверца оконный проем или же проем открыт: в последнем случае тепло в том же количестве излучается не на поверхность дверцы, а в окружающее пространство.

При наличии водоохлаждаемого обрамления оконного проема коэффициент диафрагмирования отверстия должен приниматься равным 1,0.

Поверхность, воспринимающая излучение печной камеры, приближенно определяется как (3.4. 1):

,(3.4. 1)

где М — ширина рабочего окна, м; N — высота рабочего окна, м.

Среднюю расчетную температуру излучающей поверхности печной камеры для периода расплавления принимают равной 1450 С. При такой температуре удельные тепловые потоки излучением составляют q изл = 410 кВт/м2, тогда тепловые потери излучением через рабочее окно составят:

3.5 Определение тепловых потерь через водоохлаждаемые панели

Потери тепла с водой, охлаждающей панели стен и свода, увеличиваются прямо пропорционально продолжительности плавки. Они зависят также от средних температур в рабочем пространстве и от толщины гарнисажа на панелях.

Основываясь на данных можно принять, что средняя степень черноты поверхности гарнисажа на панелях и поверхности ванны С, а также степень черноты запыленных газов Г примерно одинаковы и близки к 0.9. Температуры газов и поверхности ванны можно принять близкими к 1600 С (ТГ = 1873 К), а среднюю температуру поверхности гарнисажа на панелях — равной 1300 С (ТС = 1573 К).

Геометрически водоохлаждаемая поверхность стен — это боковая поверхность цилиндра радиусом, равным наружному радиусу футеровки стен. Водоохлаждаемая поверхность свода — усеченный конус.

Тепловые потери через водоохлаждаемые панели, определяется по формуле (3.5. 1):

(3.5. 1)

где — площадь водоохлаждаемой поверхности; - тепловые потери через водоохлаждаемую поверхность площадью 1 м2.

3.6 Определение тепловых потерь в период межплавочного простоя

Во время межплавочного простоя тепловые потери дуговой сталеплавильной печи складываются из потерь через футеровку, потерь через водоохлаждаемые панели и потерь раскрытой печи при загрузке печи и при подвалке.

Потери раскрытой под загрузку и подвалку печи относят к неучтенным, так как их расчет связан со значительными трудностями. Поэтому мощность тепловых потерь в период межплавочного простоя определяется по формуле (3.6. 1):

(3.6. 1)

где Кн — коэффициент неучтенных потерь; принимается обычно равным 1,1 — 1,2.

3.7 Определение энергии экзотермических реакций периода расплавления

Для определения Wxим необходимо предварительно составить материальный баланс, с помощью которого устанавливают состав и количество исходных материалов и продуктов плавки. В современных печах, работающих с применением кислорода и ТКГ, тепловыделение Wxим может достигать 30−35%, а в отдельные периоды плавки и более высоких значений. Определение Wxим вызывает известные трудности. Энергию экзотермических реакций периода расплавления можно оценить значением, приблизительно равным 30% полезной энергии периода расплавления:

3.8 Определение энергии дополнительных источников

Приход тепла Wдоп зависит от мощности Qгкг и длительности работы гкг топливно-кислородных горелок и может достигать значений, сопоставимых с Wэл.

Если в задании не оговорены значения Qгкг и гкг, то можно принять, что тепло дополнительных источников энергии не превышает 25… 30%, общего расхода энергии:

где р = 0,8 ч — длительность периода расплавления;

пр — 0,3 ч — длительность периода межплавочного простоя

3.9 Энергетический баланс плавки

Недостающее количество энергии компенсируется электроэнергией. С учетом рассчитанных составляющих баланса уравнение (3. 1) для Wэл принимает вид:

где эл — электрический КПД

3. 10 Определение мощности печного трансформатора

Средняя активная мощность печи определяется по формуле (3. 10. 1):

,(3. 10. 1)

где р.т. = 0,8 ч — длительность расплавления «под током».

Необходимая кажущаяся мощность печного трансформатора

, МВА,

где Кисп ~ коэффициент использования мощности печного трансформатора в период расплавления, который учитывает невозможность работы печи в течение всего периода расплавления на максимальной мощности

(в частности, из-за опасности перегрева футеровки стен и свода длинными электрическими дугами к концу расплавления), а также колебания вводимой в печь мощности за счет несовершенства системы автоматического регулирования мощности печи и за счет нестабильности напряжения питающей сети. При проектировании печей Кисп обычно принимают в пределах 0,8.. 0,9; cos — средний коэффициент мощности электропечной установки в период расплавления. Для условий работы современных сверхмощных дуговых сталеплавильных печей средний коэффициент мощности находится в пределах 0,92… 0,8 (меньшее значение принимается для высокомощных крупных печей).

По рассчитанному значению выбираем трансформатор, такой мощности нет. Первичное напряжение трансформатора, U1= 35 кВ, мощность Sтр=150 000 кВ*А. Пределы регулирования вторичного напряжения U2, В — 1296−686.

Список использованной литературы

1. Горева Л. П. Электротехнологические установки и системы. Электродуговые установки: учеб. Пособие для вузов.

2. А. Д. Свенчанский. Электрические промышленные печи.

3. Егоров, А. Г. Расчет мощности и параметров электроплавильных печей. — Москва, 2000. — 215 с.

4. Сойфер, В. М., Кузнецов Л. Н. Дуговые печи в сталелитейном цехе. — Москва, 1989. — 324 с.

5. Благонравов, Б. Атлас. Печи в литейном производстве. — Москва, 1995. — 112 с.

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой