регистрация / вход

Определение и анализ технико-экономических показателей кислородно-конвертерной плавки с комбинир

Московский Государственный Институт Стали и Сплавов (Технологический университет) Кафедра металлургии стали Курсовая работа по курсу: металлургия стали

Московский Государственный Институт Стали и Сплавов

(Технологический университет)

Кафедра металлургии стали

Курсовая работа

по курсу: металлургия стали

Тема: определение и анализ технико-экономических показателей кислородно-конвертерной плавки с комбинированным дутьем при производстве стали марки 35Г.

Выполнила: студентка гр.МЭ-04-1

Алексеева В.С.

Проверил: профессор Григорьев В.П.

Москва 2007

Аннотация

В данной курсовой работе рассчитаны технико-экономические показатели кислородно-конверторной плавки с комбинированной продувкой для марки стали 35Г. В работе приведены характеристики заданной марки стали. Произведены все текущие расчёты, материальный и тепловой балансы, раскисление и легирование, произведён расчёт калькуляции себестоимости в числовом и в процентном выражении и дан небольшой анализ по калькуляции себестоимости. Выполнение работы включает в себя понимание сути и технологии кислородно-конверторного процесса с комбинированным дутьем.

Содержание

Содержание . 3

Введение . 4

1. Характеристика и служебные свойства стали марки 35Г .. 5

Общие сведения. 5

Химический состав. 5

Механические характеристики. 5

Технологические свойства. 5

2. Общая характеристика технологии кислородно-конвертерной плавки с комбинированной продувкой . 6

Кислородно-конвертерный процесс . 6

Конвертерные процессы с комбинированной продувкой . 8

Технология плавки . 9

Периоды плавки . 9

Поведение примесей: 10

3.Расчет профиля рабочего пространства. 11

4. Расчёт параметров плавки . 13

4.1 Расчёт материального баланса . 13

Методика расчета . 16

Определение расхода извести . 17

Определение количества шлака . 17

Определение расхода газообразного кислорода на окисление элементов шихты .. 18

Определение выхода годной стали . 19

Определение количества газов . 19

Итоговая таблица . 19

Анализ . 20

4.2 Тепловой баланс плавки и его анализ . 18

Теоретическое введение. Повышение доли лома в шихте . 20

Использование топлива как дополнительного источника тепла . 20

Метод расчета . 21

Физическое тепло чугуна Т1 . 21

Тепло экзотермических реакций Т2 . 21

Тепло шлакообразования Т3 . 22

Энтальпия стали Т4 . 22

Энтальпия шлака Т5 . 22

Тепло, теряемое с газами Т6 . 22

Потери тепла от продувки аргоном Т7 . 23

Потери тепла Т8 . 23

Итоговый тепловой баланс :23

Анализ . 23

4.3 Расчёт легирующих и раскисляющих компонентов . 21

Раскисление стали . 23

Легирование стали . 24

Итоговая контрольная таблица . 26

Анализ . 26

5. Внепечная обработка металла . 24

Десульфурация . 24

Расчет расхода твердой шлаковой смеси (ТШС) 27

Анализ . 28

Дегазация . 25

Обработка металла вакуумом .. 25

Расчет давления в вакууматоре . 26

Анализ . 27

6.Расчет калькуляции себестоимости стали………………………………………………28

Общие выводы .. 29

Список использованной литературы .. 30

Введение

Темой данной курсовой работы является получение стали.

Сталью называют деформируемый (ковкий) сплав железа с углеродом и другими примесями. Получение железа в чистом виде представляет собой трудоемкий и дорогостоящий процесс. Механические свойства, в частности прочность, чистого железа ниже свойств сплавов железа. В чистом виде железо — материал дорогой, его используют для специальных целей. Обычно в технике и в быту используют сталь. Значение черных металлов вообще и стали в частности в народном хозяйстве огромно. Без использования стали не могли бы развиваться ни горная промышленность, ни транспорт, ни машиностроение, ни сельское хозяйство. За последние 60— 100 лет во много раз увеличилось производство цветных металлов, особенно алюминия, однако доля черных металлов в мировом производстве продолжает оставаться преобладающей и почти неизменной — около 95 % от общего производства металлов. В течение многих лет уровень экономической мощи того или иного государства определялся в первую очередь количеством выплавленной стали. При этом основную массу составляли так называемые рядовые марки стали; доля качественных и высококачественных марок была невелика.

Настоящий период развития металлургии характеризуется коренным изменением как масштабов производства качественной и высококачественной стали и доли ее в общем производстве, так и методов ее получения. Это связано с рядом обстоятельств:

1) для производства стали требуются: добыча и обогащение железной руды, добыча угля и получение из него кокса, добыча добавочных материалов, сооружение металлургических заводов, что связано с огромными и все возрастающими (в связи с истощением запасов богатых руд и дефицитом коксующихся углей) затратами материальных, энергетических и трудовых ресурсов;

2) развитие техники позволяет непрерывно повышать эффективность металлургического производства, т.е. из того же количества руды и угля получать все большее количество металлоизделий;

3) непрерывное и осуществляемое все возрастающими темпами перевооружение промышленности связано с выводом из строя устаревшего оборудования и соответственно с получением большого количества металлолома; металлолом (а не железная руда) все в большей мере становится основным сырьем для производства стали (это относится прежде всего к развитым в промышленном отношении странам — странам с большой "металлоемкостью" народного хозяйства);

4) высокие требования к качеству стали привели к разработке новых технологий, что существенно изменило в последние годы положение дел в сталеплавильной промышленности. Требования новых отраслей техники к качеству многих марок стали резко возросли 20—30 лет тому назад и продолжают возрастать. Это привело к увеличению масштабов производства стали и сплавов, содержащих ничтожно малое количество газов, неметаллических включений и других нежелательных примесей, однородных по свойствам. Были разработаны новые способы обработки металла как в самом агрегате, так и вне его. Возможность получения стали с гарантированно низким содержанием вредных примесей при минимальном развитии ликвации обеспечивает возможность роста промышленного производства без увеличения количества выплавляемой стали.

Все это вместе взятое явилось причиной новой ситуации в промышленности, при которой масштабы выплавки стали уже не характеризуют промышленную мощь. Главными становятся высокое качество, чистота и надежность металлопродукции.

Существуют 3 основных способа получения стали – конвертерный, мартеновский и электроплавильный. В данной работе рассмотрен первый способ, как самый распространённый при переработке чугуна в сталь.


1. Характеристика и служебные свойства стали марки 35Г

Общие сведения

Назначение: тяги, оси, серьги, траверсы, рычаги, муфты, валы, звездочки, цилиндры, диски, шпиндели, соединительные муфты паровых турбин, болты, гайки, винты и другие детали, к которым предъявляются требования невысокой прочности. Шестерни, валы, цапфы, шпильки, гайки, и различные другие детали, работающие при температуре до 450-500°С.

Химический состав

Химический элемент %
Кремний (Si) 0,17-0,37
Марганец (Mn) 0,7-1,00
Медь (Cu), не более 0,30
Никель (Ni), не более 0,30
Сера (S), не более 0,035
Углерод (C) 0,32-0,4
Фосфор (P), не более 0,025
Хром (Cr) 0,30

Плотность: 7800 кг/м.куб

Модуль упругости: E=н/д МПа

Модуль сдвига: G=н/д МПа

KVmet0.850

Xmat: 0.100

Kshl: 0.900

Температура ковки: Начала 1250, конца 800.

Механические характеристики
Состояние Сигма-В, МПа Сигма-Т, МПа Кси, % Дельта, % НВ Доп.
Нормализация 850-870 гр. Отпуск 600-630 гр 660 310 40 16 207

Твердость материала 35Г после отжига:HB 10 -1 = 207 МПа

Технологические свойства материала 35Г .

Флокеночувствительность: малочувствительна.
Склонность к отпускной хрупкости: малосклонна.

2. Общая характеристика технологии кислородно-конвертерной плавки с комбинированной продувкой

Кислородно-конвертерный процесс

Кислородно-конвертерный процесс — это выплавка стали из жидкого чугуна с добавкой лома в конвертере с основной футеровкой и продувкой кислородом сверху через водоохлаждаемую фурму.

Быстрое развитие кислородно-конвертерного процесса объясняется тем, что он обладает рядом преимуществ по сравнению с мартеновским и электросталеплавильным процессами. Основные преимущества:

· более высокая производительность одного работающего сталеплавильного агрегата (часовая производительность мартеновских и электродуговых печей не превышает 100 т/ч, а у большегрузных конвертеров достигает 400—500 т/ч);

· более низкие капитальные затраты, т. е. затраты на сооружение цеха, что объясняется простотой устройства конвертера и возможностью установки в цехе меньшего числа плавильных агрегатов;

· меньше расходы по переделу, в число которых входит стоимость электроэнергии, топлива, огнеупоров, сменного оборудования, зарплаты и др.;

· процесс более удобен для автоматизации управления ходом плавки.

Благодаря использованию для продувки чистого кислорода, кислородно-конвертерная сталь содержит азота не более, чем мартеновская и по качеству не уступает мартеновской. Тепла, которое выделяется при окислении составляющих чугуна с избытком хватает для нагрева стали до температуры выпуска. Имеющийся всегда избыток тепла позволяет перерабатывать в конвертере значительное количество лома (до 25 % от массы шихты). Это считается существенным достоинством процесса, так как из-за меньшей стоимости лома по сравнению со стоимостью чугуна, снижается себестоимость вы­плавляемой стали.

За рубежом кислородно-конвертерный процесс получил название процесса ЛД.

Конвертерные процессы с комбинированной продувкой

Комбинированная продувка, т.е. продувка кислородом через фурму сверху в сочетании с подачей нейтральных газов через днище снизу получает все более широкое распространение. Широкое распространение сравнительно недавно возникшего способа продувки объясняется тем, что в рамках одной технологии одновременно реализуются основные преимущества как верхней, так и донной продувки.

Основные достоинства комбинированной продувки при по­даче нейтральных газов через дно в сравнении с верхней продувкой:

- уменьшение вспенивания ванны и отсутствие выбросов;

- более низкая окисленность шлака и металла в течение всей продувки;

- более высокий выход годного металла из-за уменьшения выбросов и потерь железа со шлаком в виде оксидов;

- более полное удаление в шлак фосфора и серы, что по­зволяет снизить расход шлакообразующих; кроме того, улуч­шается усвоение шлаком извести;

- возможность выплавлять низкоуглеродистую сталь без по­лучения переокисленного шлака и больших при этом потерь железа;

- некоторое уменьшение количества окисляющегося при про­дувке марганца;

Недостатком процесса считают необходимость снижения расхода лома (или увеличения расхода чугуна на 5-10 кг/т стали) в связи с тем, что уменьшается приход тепла от окисления железа в шлак и расходуется тепло на нагрев по­даваемых в конвертер холодных нейтральных газов.

На сегодняшнее время наиболее широко распространен процесс ЛБЕ - продувка кислородом сверху и нейтральными газами снизу через пористые огнеупорные блоки в днище. Это объясняется тем, что из-за малого диаметра (1-1,5 мм) газопроводящих каналов (пор) в пористых блоках, жидкий металл не затекает в них даже при прекращении подачи газа. Поэтому в любой момент можно изменить расход нейтрального газа или прекратить его подачу, гибко варьируя технологию продувки.

Рис.1 Конвертер с верхней продувкой Рис.2 Конвертер с комбинированной продувкой

Технология плавки

Лом загружают в конвертер совками объемом 20-110 м3 ; их заполняют ломом в шихтовом отделении цеха и доставляют к конвертерам рельсовыми тележками. Загрузку ведут через отверстие горловины конвертера, опрокидывая совок с помощью полупортальной машины, либо мостового крана, либо напольной (перемещающейся по рабочей площадке цеха) машины. Конвертер при загрузке наклонен примерно на 45° с тем, чтобы загружаемые куски лома скользили по фу­теровке, а не падали бы сверху, разрушая ее.

Жидкий чугун заливают в наклоненный кон­вертер через отверстие горловины с помощью мостового кра­на из заливочного ковша, который обычно вмещает всю порцию заливаемого чугуна. Заливочные ковши с чугуном доставляют к конвертерам из миксерного или переливного отделений.

Для загрузки сыпучих шлакообразующих материалов кон­вертер оборудован индивидуальной автоматизированной сис­темой. Из расположенных над конвертером расходных бунке­ров, где хранится запас материалов, их с помощью электро­вибрационных питателей и весовых дозаторов выдают в про­межуточный бункер, а из него материалы по наклонной течке (трубе) ссыпаются в конвертер через горловину.

Периоды плавки

Плавка в кислородном конвертере включает следующие перио­ды.

Загрузка лома . Стальной лом заг­ружают в наклоненный конвертер совками. Объем совков достигает 110 м3 , его рассчитывают так, чтобы заг­рузка обеспечивалась одним-двумя совками, поскольку при большем числе возрастает длительность загрузки и плавки в целом. Загрузка длится 2-4 мин. Иногда с целью ускорения шлакообразования после загрузки лома или перед ней в кон­вертер вводят часть расходуемой на плавку извести.

Заливка чугуна . Жидкий чугун заливают в наклоненный кон­вертер одним ковшом в течение 2-3 мин.

Продувка . После заливки чугуна конвертер поворачи­вают в вертикальное рабочее положение, вводят сверху фур­му и включают подачу кислорода, начиная продувку. Фурму в начале продувки для ускорения шла­кообразования устанавливают в повышенном положении, а через 2-4 мин ее опускают до оптимального уровня (1,0-2,5 м в зависимости от вместимости конвертера и осо­бенностей технологии). В течение первой трети длительности продувки в конвер­тер двумя-тремя порциями загружают известь; вместе с пер­вой порцией извести, вводимой после начала продувки. Продувка до получения заданного содержания углерода в металле длится 12-18 мин. В течение продувки протекают следующие основные метал­лургические процессы:

а) окисление составляющих жидкого металла вдуваемым кислородом; окисляется избыточный углерод, а также весь кремний, около 70% марганца и немного (1-2%) железа. Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного СО2 ) удаляются из конвертера через горловину (отходящие конвертерные газы), другие оксиды переходят в шлак;

б) шлакообразование. С первых секунд продувки начинает формироваться основной шлак из продуктов окисления сос­тавляющих металла (SiO2 , MnO, FeO) и растворяющей­ся в них извести (СаО), а также из оксидов, вносимых миксерным шлаком, ржавчиной стального лома и растворяющейся футеровкой;

в) дефосфорация и десульфурация. В образующийся основ­ной шлак удаляется часть содержащихся в шихте вредных примесей - большая часть фосфора и немного серы;

г) нагрев металла до требуемой перед выпуском темпера­туры за счет тепла, выделяющегося при про­текании экзотермических реакций окисления составляющих жидкого металла;

д) расплавление стального лома за счет тепла экзотер­мических реакций окисления;

е) побочный и нежелательный процесс испарения железа в подфурменной зоне из-за высоких здесь температур и унос окисляющихся паров отходящими из конвер­тера газами, что вызывает потери железа и требует очистки конвертерных газов от пыли.

После окончания продувки кислородом предусматривают дополнительный период - проду­вку аргоном длительностью до 3-6 мин. Режим подачи кисло­рода через верхнюю фурму (интенсивность продувки, измене­ние высоты положения фурмы по ходу продувки) примерно та­кой же, как и при верхней продувке. Режим подачи нейт­ральных газов через донные фурмы рекомендуется следующий. Иногда после окончания кисло­родной продувки проводят дополнительную продувку аргоном снизу в течение 1-3 мин с расходом до 0,3 м3 /т *мин; при этом снижается окисленность шлака и содержание угле­рода в металле в результате протекания реакции (FeO) + [С] = Fe + СО и в металле снижается содержание фосфора (примерно на 20-30%) и серы (примерно на 10-25%). При выплавке особо низкоуглеродистых сталей кислородную про­дувку прекращают при содержании углерода в металле 0,03-0,04% и затем ведут перемешивающую продувку аргоном в течение 3-6 мин, получая низкоуглеродистый (до 0,01% С) металл при невысоком содержании FeO в шлаке, т.е. без по­вышенного угара железа.

Отбор проб, замер температуры, ожидание анализа, корректировка . Продувку необходимо закончить в тот мо­мент, когда углерод будет окислен до нужного в выплавляе­мой марке стали содержания; к этому времени металл должен быть нагрет до требуемой температуры, а фосфор и сера удалены до допустимых для данной марки стали пределов. Окончив продувку, из конвер­тера выводят фурму, а конвертер поворачивают в горизон­тальное положение. Через горловину конвертера отбирают пробу металла, посылая ее на анализ. Если по результатам анализа и замера температуры параметры металла соответствуют заданным, плавку выпускают. В случае не­соответствия проводят корректирующие операции: при избы­точном содержании углерода проводят кратковременную додувку для его окисления; при недостаточной температуре делают додувку при повышенном положении фурмы, что вызы­вает окисление железа с выделением тепла, нагревающего ванну; при излишне высокой температуре в конвертер вводят охладители - легковесный лом и т.п., делая выдержку после их ввода в течение 3-4 мин. По окончании корректировочных операций плавку выпускают. На отбор и анализ проб затрачивается 2-3 мин; коррек­тировочные операции вызывают дополнительные простои кон­вертера и поэтому нежелательны.

Выпуск . Металл выпускают в сталеразливочный ковш через летку без шлака; это достигается благодаря тому, что в наклоненном конвертере, у летки рас­полагается более тяжелый металл, препятствующий попаданию в нее находящегося сверху шлака. Такой выпуск исключает перемешивание металла со шлаком в ковше и переход из шла­ка в металл фосфора и FeO. Выпуск длится 3-7 мин. В процессе выпуска в ковш из бункеров вводят ферро­сплавы для раскисления и легирования. При этом в старых цехах загружают все ферросплавы так, чтобы обеспечивалось раскисление и получение в стали требуемого содержания вводимых. В момент слива из кон­вертера последних порций металла делают "отсечку" шлака, препятствуя попаданию в ковш конвертерного шлака, содер­жащего фосфор, который может переходить в металл, и окси­ды железа, которые будут окислять вводимые в металл в процессе внепечной обработки элементы.

Слив шлака в шлаковый ковш (чашу) ведут через горловину, наклоняя конвертер в противо­положную от летки сторону (слив через летку недопустим, так как шлак будет растворять футеровку летки). Слив шлака длится 2-3 мин.

Поведение примесей:

В течение продувки за счет подаваемого в конвертер кислорода окисляется избыточный углерод, а также кремний, большая часть марганца и некоторое количество железа.

Но за счет непосредственного взаимодействия с газообразным кислородом окисляется лишь незначительная часть примесей. Окисление большей части примесей протекает по более сложной схеме — первоначально в зоне контакта кислородной струи с металлом окисляется железо: Fe + 1/2 O2 = FeO; это связано с тем, что концентрация железа во много раз больше концентрации других элементов. Образующаяся закись железа растворяется частично в металле: FeO® [O] + Fe и частично в шлаке: FeO® (FeO) и уже за счет этого растворенного в металле и шлаке кислорода окисляются прочие составляющие чугуна. Соответственно окисление, например, углерода идет по следующей схеме:

Fe + 1/2 O2 = FeO; Fe + 1/2 O2 = FeO;

FeO ® [O] + Fe; FeO ® (FeO);

[C] + [O] = CO; [C] + (FeO) = CO + Fe.

Если просуммировать уравнения реакций правого или левого столбцов, то в обеих случаях получим итоговую реакцию окисления углерода: [C] + 1/2 O2 = CO, которая таким образом, отражает лишь начальное и конечное состояние процесса окисления.

Таким образом, для продувки в конвертере характерно прямое окисление железа в зоне контакта кислородной струи с металлом (в “первичной реакционной зоне”) и окисление прочих составляющих металла за счет вторичных реакций на границе с первичной реакционной зоной и в остальном объеме ванны.

Из-за этого фактора повышенная интенсивность перемешивания при комбинированном дутье повышает скорость вторичных реакций окисления.

Окисление углерода в кислородном конвертере происходит преимущественно до СО; до СО2 окисляется менее 10-15% углерода, содержащегося в чугуне. В начале продувки, когда интенсивно окисляются углерод и марганец, а температура ванны мала, скорость окисления углерода сравнительно невелика (0,10-0,15%/мин). В дальнейшем, вследствие повышения сродства углерода к кислороду при росте температуры и уменьшения расхода кислорода на окисление марганца и кремния, скорость окисления углерода возрастает, достигая к середине продувки максимума (0,35-0,45%/мин). В конце продувки она вновь снижается вследствие уменьшения содержания углерода в металле. Роль реакции обезуглероживания в кислородно-конвертерной плавке велика, поскольку длительность окисления углерода определяет продолжительность продувки, а также потому, что выделяющиеся пузырьки СО обеспечивают удаление из металла азота и водорода и интенсивное перемешивание металла и шлака.

Cера и фосфор:

Дефосфорация — удаление из металла в шлак фосфора протекает по экзотермической реакции

2 [P] + 5 (FeO) + 3 (CaO) = (3CaO·P2O5) + 5 Fe + 767290 Дж/моль,

для успешного протекания которой необходимо повышенные основность и окисленность шлака и невысокая температура. В кислородном конвертере благоприятные условия для удаления в шлак фосфора — наличие основных шлаков со сравнительно высоким содержанием окислов железа и хорошее перемешивание ванны (что как раз обеспечивает комбинированный процесс).

Сера в конвертере практически не удаляется, поэтому график ее содержания по ходу плавки представляет прямую линию.

Изменение состава шлака:

Параметры шлакового режима — состав, вязкость, количество шлака и скорость его формирования оказывают сильное влияние на качество стали, выход годного металла, стойкость футеровки и ряд технологических особенностей продувки.

Основные источники шлакообразования — это загружаемая в конвертер известь (СаО) и продукты окисления составляющих чугуна (SiO2 , MnO, FeO, P2 O5 ). Кроме того в шлак поступают окислы растворяющейся футеровки (CaO, MgO); некоторое количество миксерного шлака; окислы железа из ржавчины стального лома и составляющие флюсов (плавиковый шпат, вносящий CaF2 ).

Расчет профиля рабочего пространства

Задано:

Показатель Обозначение Значение
Вместимость конвертера, т Т 60
Удельный объём, м3 Vуд 0,8
Интенсивность продувки, м3 /т*мин I 4,2
Число сопел в фурме n 4

1) Нахожу объем конвертера:

2) Объем ванны (должен вмещать металл):

3) Глубина ванны( выбираю наибольшую):

А.

Б.

4) Диаметр цилиндрической части конвертера:

5) Диаметр верхней конической части:

6) Высота верхнего конуса (беру угол 60º):

7) Объём верхнего конуса:

8) Нахожу объём цилиндрической части как разность между объёмом конвертера и объемами верхнего конуса и ванны:

9) Нахожу объём вспененной ванны, он должен быть меньше объёма цилиндра для предотвращения выбросов:

Проверка - => выбросов не будет

10) Высота цилиндрической части:

11) Диаметр нижнего конуса (шаровой части):

12) Высота нижнего конуса:

13) Высота шаровой части ванны:

14) Радиус шаровой части (должен быть больше высоты конвертера):

, условие выполнено

Проверка:

Основные параметры конвертера:

Вместимость, т 60
Объем рабочего пространства, м3 48
Удельный объём, м3 0,8
Глубина ванны, м 1,248
Высота цилиндрической части, м 3,103
Высота верхнего конуса, м 1,569
Высота нижнего конуса, м 1,116
Высота сферической части, м 0,132
Диаметр цилиндрической части, м 3,624
Диаметр горловины, м 1,812
Диаметр сферической части, м 2,899
Радиус сферического днища, м 8,025
Отношение Н/D 1,6
Угол наклона верхней конической части, E 60
Угол наклона нижней конической части, E 70

Профиль конвертера начерчен в приложении

3. Расчёт параметров плавки

3.1 Расчёт материального баланса

Исходные данные для расчёта

Состав стали по ГОСТ 4543-71 C 0.32-0.4
Si 0.17-0.37
Mn 0.7-1
P до 0.035
S до 0.035
Cu до 0.3
Ni до 0.3
Cr до 0.3

Состав чугуна

С 4,5
Si 0,45
Mn 0,3
P 0,06
S 0.25
Температура чугуна, о С 1280
Расход чугуна, % 78
Расход лома, % 22
Состав лома С 0,15
Si 0,50
Mn 0,50
P 0,04
S 0,04

Средний состав шихты

C 3,543
Si 0,461
Mn 0,344
P 0,056
S 0.2

Состав стали после продувки

C 0,10
Si 0
Mn 0,18
P 0,03
S 0,035

Окисление примесей

C 3,443
Si 0,461
Mn 0,164
P 0,021
S 0.165

Количество мусора в ломе, % m=2

Основность шлака (СаО/Si02) B=3,5

Содержание, % CaO SiO2 Al2 O3 MgO CO2 H2 O
Известь 88 5 2 3 2 0

Расход футеровки, kg/1000kg M4=5

Интенсивность продувки Ar, м3/т j=0,2

Методика расчета

Материальный баланс кислородно-конвертерной плавки записывается в следующем виде:

М1+М2+М3+М4+М5+М6=М7+М8+М9+М10, где

М1 — расход жидкого чугуна;

М2 — расход металлического лома;

М3 — расход извести;

М4 — количество футеровки, пришедшей в шлак;

М5 — расход шлакообразующих материалов;

М6 — расход технического кислорода;

М7 — количество получаемой жидкой стали;

М8 — количество образующегося шлака;

М9 — количество выделяющихся газов;

М10 — потери металла.

Задачей составления баланса конвертерной плавки является определение расхода шихтовых материалов: чугуна, лома, извести и технического кислорода. Для решения поставленных задач необходимо решить некоторые частные балансы. К ним относятся:

· баланс кислорода

· баланс шлака

· баланс металла

· баланс газа

Определение расхода извести

Известь вводится в шихту с целью получения шлака необходимой основности

В= CaO / SiO2

Источниками оксида кальция являются:

- материал футеровки конвертера

- известь

Источниками оксида кремния являются:

- окисляющийся кремний чугуна и лома

- кремнезем загрязнений металлолома

- кремнезем материала футеровки конвертера

- кремнезем, содержащийся в извести

Принимаю, что мусор состоит из 75%SiO2 и 25%CaO

Футеровка – 65%CaO и 35%MgO

Определение количества шлака

Очень важен, поскольку значение будет использоваться в дальнейших расчетах.

Источниками шлака в процессе продувки ванны кислородом являются:

- окисление шлакообразующих компонентов шихты

- известь, вводимая в конвертер

- загрязнение металлического лома

- материал футеровки конвертера

- оксиды железа

(оксид)2 — содержание этого оксида в ломе

(оксид)3 — содержание этого оксида в извести

(оксид)4 — содержание этого оксида в футеровке

Содержание оксидов железа в шлаке:

(FeO)верх = 1.25 + 4В + 0.3/[C] + 0.000001*Т2

Т = 1539 - 80[C] + ∆T

T = 1539 - 80*0.1 + 80 = 1611°C

(FeO)верх = 1.25 + 4*3.5 + 0.3/0.1 + 0.000001*16112 = 20,845%

В процессах с комбинированной продувкой, благодаря меньшей вспененности и выбросам (лучшему перемешиванию), количество металла в шлаке меньше на 25%:

(FeO)шл =20,845*0,75=15,634%

(Fe2 O3 )шл = 5*0,75=3,75%

Определение расхода газообразного кислорода на окисление элементов шихты

Для кислородно-конвертерного процесса основным источником кислорода для рафинирования расплава является технически чистый кислород, вдуваемый через фурму в конвертерную ванну, часть кислорода поступает из окалины металлического лома. Кислород расходуется на окисление элементов шихты, окисление железа, переходящего в шлак, и небольшая доля кислорода теряется с плавильной пылью. Баланс кислорода записывается следующим образом:

О1+О2=О3+О4+О5 , где

О1 — количество газообразного кислорода, поступающего на продувку

О2 — количество кислорода, поступающего из окалины и скрапа

О3 — количество кислорода, необходимое на окисление углерода, кремния, марганца, фосфора

О4 — количество кислорода, необходимое на образование оксидов железа, переходящего в шлак

О5 — количество кислорода, поступающего в виде плавильной пыли

Количество кислорода, теряемое в виде плавильной пыли равно 0

О2 = b М2/104 (16/72 (FeO)2 + 48/160 (Fe2 O3 )2 ) = b·M2/104 (0,222·(FeO)2 + 0,3·(Fe2 O3 )2 ), где

b — количество окалины в ломе,% = 1

(FeO)2 ,(Fe2 O3 )2 — содержание оксидов железа в окалине,%.

Содержание в окалине лома (Fe2O3)= 70 %

О3 = (М1+М2)/100 (1-h) D[С] 16/12 + (М1+М2)/100 hD[С] 32/12 + (М1+М2)/100 D[Si] 32/28 + (М1+М2)/100 D[Mn] 16/55 + (М1+М2)/100 D[P] 80/62 , где

D[Эл] — количество элемента, окислившегося за продувку, %

h — доля углерода, окислившегося до СО2

О4 = М8/100 · [0,222 · (FeO)8 + 0,3 (Fe2 O3 )8 ]

О1342

М6=100*О1 /{О2 }*К , где

К — коэффициент усвоения кислорода дутья ванной

2 } — содержание кислорода в технически чистом кислороде.

Доля углерода, окисляющаяся до CO2 , h 0,1
Содержание О2 в дутье, {О2 }, % 99,5
Коэффициент усвоения кислорода, k 0,98

Из баланса кислорода следует:

Определение выхода годной стали

Принимаю, что - количество корольков в шлаке

М10 = 10кг/т

-потери металла с выносами и выбросами. Они составляют 0,5%

Определение количества газов

М9 = Г136

Г1 – окисление углерода шихты;

Г3 – разложение СО2 извести;

Г6 – азот и не усвоенный кислород технического кислорода.

=2

=0

=99,5

=0,5

Г1 =2,33*D[C]*1000/100*(1-)+3.67*D[C]*1000\100*= кг/т

Г3 =

Г6 = 48.17/100*(1-0,98)*99,5+48, 17/100*0,5 = 1,199кг/т

М9 = 84.836+1,215+1,199 =87,25кг/т

Итоговая таблица

Материальный баланс
Приход Расход
кг/т
шихты
% от
прихода
кг/т
шихты
% от
расхода
Чугун (М1) 780,00 64,8 Сталь (М7) 931.12 79,3
Лом (М2) 220,00 21,6 Шлак (М8) 85.526 12,3
Известь (М3) 60.75 7,2 Газы (М9) 87.25 7,6
Футеровка в шлак (М4) 5 0,4 Потери (М10) 10,00 0,9
Кислород (М6) 48.17 5,9
Итого: 1113.92 100% Итого: 1113.89 100%
Невязка 0,003%

Анализ

Неувязка составила 0.03г/т (0,003%) – это в пределах нормы. Выход годной стали составляет 93,1%, что является достаточно высоким показателем. Также при комбинированной продувке меньше содержание оксидов железа в шлаке (вследствие лучшего перемешивания расплава). Кроме того, при комбинированной продувке меньше выносы и выбросы с пылью. А чтобы поддержать нужную основность шлака, потребуется подать больше извести, что также уменьшает выход годного. Естественно, что больший выход стали улучшает экономические показатели, также как и увеличение удельного веса металлолома.

3.2 Тепловой баланс плавки .

Теоретическое введение. Повышение доли лома в шихте

С целью экономии чугуна и снижения стоимости металлошихы в кислородных конвертерах стремятся перерабатывать максимально возможное количество лома. В настоящее время при переделе в конвертерах обычного чугуна расход лома составляет около 25%.

Максимально возможная доля лома в шихте конвертера зависит, главным образом, от состава чугуна (химическое тепло) и температуры чугуна (физическое тепло).

Нагрев стали до заданной температуры является основной задачей сталеплавильного процесса наряду с обеспечением требуемого химического состава стали.

В конвертерном процессе регулирование температуры ванны осуществляется изменением расхода охладителей: лома и твердых окислителей (железная руда, агломерат, окатыши). Основным параметром, определяющим температурный уровень плавки, является расход лома. Расход лома рассчитывают на основе уравнения теплового баланса.

При планировании конвертерных плавок желательно зарезервировать некоторый избыток тепла по сравнению с требуемым, что позволит корректировать температуру металла по ходу плавки присадками твердых охладителей.

Использование топлива как дополнительного источника тепла

В качестве топлива в кислородном конвертере можно использовать жидкие и газообразные углеводороды (мазут, природный газ) и твердое топливо (уголь, кокс, графит). С теплотехнической стороны (величина коэффициента использования потенциального тепла топлива) наиболее перспективными теплоносителями является твердые углеродсодержащие материалы: угли, антрациты, кокс, электродный бой и др.

Более высокий термический коэффициент полезного действия твердого топлива объясняется тем, что углерод топлива предварительно растворяется в жидком металле и тепло, выделяющееся при его последующем окислении, передается непосредственно жидкому металлу.

Применение кускового угля. Кусковой каменный уголь (антрацит) или кокс загружают в конвертер на стальной лом или после заливки чугуна и начала продувки. Продувку ванны кислородом ведут сверху или через донные фурмы, иногда в сочетании с дополнительной подачей кислорода для дожигания СО до СО2 .

В отечественной практике освоен способ, который предусматривает загрузку антрацита кусками размером 6—20 мм до или после заливки в конвертер чугуна и последующую продувку ванны кислородом сверху. Выявлено, что без подачи кислорода на дожигание СО, оптимальный расход угля составляет около 1 % от массы шихты; при этом уменьшается расход чугуна на 2,5—3,5 % (от массы шихты) и в то же время возрастает длительность продувки, что снижает производительность конвертера примерно на 6 %.

Метод расчета

Тепловой баланс кислородно-конвертерной плавки должен учитывать все источники тепла.

Т1+Т2+Т3=Т4+Т5+Т6+Т7+Т8, где

Т1 — физическое тепло чугуна

Т2 — тепло экзотермических реакций

Т3 — тепло, выделяющееся при шлакообразовании

Т4 — энтальпия стали

Т5 — энтальпия шлака

Т6 — тепло, теряемое с выделяемыми газами

Т7 — продувка аргоном

Т8 —потери тепла

Физическое тепло чугуна Т1

Т1= (с1 tпл + r + с2 Dt) М1 0,001, где

с1 , с2 – теплоемкости твердого и жидкого чугуна, КДж/кг

Dt – перегрев чугуна над температурой плавления

r - скрытая теплота плавления чугуна, КДж/кг

Тепло экзотермических реакций Т2

- тепло окисления любого элемента, где

- тепловой эффект реакции, КДж/кг

Окисление C:

Окисление Si:

Окисление Mn:

Окисление Р:

Окисление Fe, приходящего в виде оксидов в шлак:

Окисление Fe плавильной пыли:

Тепло химических реакций:

Тепло шлакообразования Т3

Т3 = ТSiO2 + TP2O5 = 26,857+2,2602 = 29,1172МДж

Энтальпия стали Т4

Т4 = ([C1 tпл + r + С2 Dtстал ](M7 + (eM8 )/100 + M1112 ))*10-3 = [[0.7*1500+272+ 0.838*80)](931,12+3*85,526/100+5)]*10-3 = 1303,87МДж, где

C1 , С2 – теплоёмкость твердой и жидкой стали, КДж/кг*EС

tпл – температура плавления стали. Она равна 1500˙С

Dtстал –перегрев стали над температурой плавления (80˙С)

r - скрытая теплота плавления

Энтальпия шлака Т5

Т5 = (1,25·tшл +209,5)·М8/1000 = (1.25*1650+209.5)*85,526*10-3 = 194,315МДж

tшл - температура плавления шлака. Равна 1650˙С

Тепло, теряемое с газами Т6

СО:

Т6 СО = DНСО *3,33 D[C]*(M1 + M2 )/100*(1-h)(22.4/28) =

= 2,12*3,33*3,3875*1000/100*(1-0.1)*(22.4/28) = 172,184МДж

СО2 :

Н2 О:

N2 :

Не усвоившийся О2 :

Потери тепла от продувки аргоном Т7

g = 0,2 м3 /т стали – интенсивность продувки

to = 20o C => Dt = 1650–20 = 1630o C

Т7 = 0.932*0.001*0.2*910,562/1000*1630 = 0,277МДж

Потери тепла Т8

1) Тепло, потерянное с выделяющийся пылью и охлаждаемой водой

(Т4+Т5+Т6)*0.01 = (1277,624+320,134+199,344)*0.01 = 17,97МДж

2) Тепло на охлаждение фурмы и горловины

(Т4+Т5+Т6)*0.02 = (1277,624+320,134+199,344)*0.02 = 35,94МДж

3) Излучение

(Т4+Т5+Т6)*0.02 = (1277,624+320,134+199,344)*0.02 = 35,94МДж

Т8 = 17,97+35,94*2 = 89,85МДж

Итоговый тепловой баланс :

Приход МДж/т % Расход МДж/т %
Тепло чугуна (Т1) 897,75 50,195 Энт-пия стали (Т4) 1277,624 67,7
Экз. реакции (Т2) 848,515 47,442 Энт-пия шлака (Т5) 320,134 16,96
Тепло шлак-ния (Т3) 42,269 2,363 Газы (Т6) 199,344 10,56
Аргон (Т7) 0,277 0,015
Потери тепла (Т8) 89,85 4,76
Итого 1788,534 100% Итого 1887,229 100%

Анализ

Представленный тепловой баланс говорит о том, что здесь недостаточно высокая температура чугуна(1280ºС). Необходимо ввести дополнительное количество топлива, по причине превышения расходной части теплового баланса над приходной. Также происходят потери тепла с пылью, излучением и охлаждением. Недостаток тепла компенсируем добавкой антрацита. Это приведет к удорожанию стали. Следовательно, экономически выгодно будет уменьшение теплопотерь.

1 кг антрацита - 31 МДж тепла

D = 98,695 МДж

М антр. = 98,695/31 = 3,18 кг/т

Вывод: необходимо добавить 3,18 кг/т антрацита, для компенсации недостатка тепла.

3.3 Расчёт легирующих и раскисляющих компонентов

Емкость конвертера, V, т

60
Химический состав.
Элемент по ГОСТу Сред.
содерж.
Сталь на выпуске
от до
С 0,32 0,4 0,36 0,1
Si 0,17 0,37 0,27 0
Mn 0,7 1 0,85 0,18
Cr 0 0,3 0 0
Cu 0 0,3 0 0
Ni 0 0,3 0 0
P 0 0,035 0,035 0,03
S 0 0,035 0,035 0,035

Чтобы получить необходимое содержание компонентов в стали, нужно провести ряд мероприятий: раскисление и легирование.

Вводим необходимые для этого ферросплавы.

Таблица 2. Ферросплавы используемые.

Ферросплав

осн.

эл-т

C Si P S Mn Al Коэф-т усвоения, %
Ферромарганец ФМн1,5 Mn 1,5 2,5 0,3 0,03 85 0 75
Ферросилиций ФС25 Si 0,6 25 0,06 0,03 0,9 1 75
Твердый углерод С 100 0 0 0 0 0 50

Расход ферросплава Ф, кг/т:

R1 - заданное содержание элемента в стали, %;

R2 – содержание элемента в стали перед раскислением, %;

А = - коэф-т усвоения элемента ванной, %;

B – содержание элемента в ферросплаве, доли единиц.

Количество дополнительного элемента, вносимого ферросплавом, кг/т:

[Ri ]=Ф*bi

bi -содержание элемента в ферросплаве, д.ед.

Ферромарганец:

Он внесет примеси:

[Mn]= 9,788*0,85*0,75=6,238504кг/т

[С] = 9,788*0,015*0,75=0,1101кг/т

[Si] = 9,788*0,025*0,75=0,183кг/т

[S] = 9,788*0,0003*0,75=0,002кг/т

[Р] = 9,788*0,0006*0,75=0,022кг/т

Ферросилиций:

Он внесет примеси:

[Mn]= 13,408*0,009*0,75=0,0905кг/т

[С] = 13,408*0,006*0,75= 0,0603кг/т

[Si] = 13,408*0,25*0,75=2,514кг/т

[S] = 13,408*0,0003*0,75=0,003кг/т

[Р] = 13,408*0,0006*0,75=0,006кг/т

[Al]= 13,408*0,01*0,75=0,100кг/т

Твердый углерод:

Он внесет примеси:

[С] = 4,842*1*0,5= 2,421кг/т

С ферросплавами внесено всего:

Собщ =3,522кг/т

Siобщ =2,697кг/т

Mnобщ =8,005кг/т

Pобщ =0,307кг/т

Sобщ =0,284кг/т

Выход годной стали после легирования и раскисления:

М7нов =931,12+9,788*0,75+13,408*0,75+4,842*0,5=950,936кг/т

Итоговая контрольная таблица

минимум
по ГОСТу
Сталь после легирования максимум
по ГОСТу
Подходит
по ГОСТу
С 0,32 0,37 0,4 +
Si 0,17 0,28 0,37 +
Mn 0,7 0,84 1,0 +
Cr 0 0 0,3 +
Ni 0 0 0,3 +
Cu 0 0 0,3 +
P 0 0,032 0,035 +
S 0 0,034 0,035 +

Баланс раскисления стали марки 35Г на плавку

ПРИХОД РАСХОД
Ферросплав Масса, кг/т. Элементы Масса, кг/т
ФМн1,5 9,788 Элементы перешедшие в сталь, из них :
ФС25 13,408 C 3,522
Твердый углерод 4,842 Si 2,697
Mn 8,005
P 0,307
S 0,284
Fe 8,064
Потери углерода в виде СО и СО2 0,057
Эл-ты – в шлак 5,097
ИТОГО 28,036 ИТОГО 28,036

Анализ

Для раскисления и легирования стали 35Г использовались среднеуглеродистые ферросплавы — они более дешевы, а требования по химическому составу стали допускают высокое содержание углерода. Сталь легировалась ферромарганцем, ферросилицием. В нашем случае операция легирования совмещена с операцией раскисления.

Данные в таблице №1 по остаточному содержанию элементов внесены из баланса кислородно-конвертерной плавки. Так как медь, хром и никель ограничены только верхним пределом по химическому составу, их дополнительное внесение в ковш не требуется.

Расход ферросилиция самый большой (13,408 кг/т. на плавку), так как кремния в стали после продувки нет, а требуется достаточно много. Всего внесено 28,036кг ферросплавов. По окончании операции раскисления и легирования содержания основных элементов соответствуют ГОСТу. Ферросплавы увеличивают себестоимость стали больше, чем их удельная масса, но позволяют получить большую цену на рынке.

Изменения в материальном балансе следующие (кг /т шихты):

Выход годной стали = 950,936кг/т

Шлак = 90,623кг/т

3.4 Внепечная обработка металла

Десульфурация.

Обработка стали в ковше жидкими синтетическими шлаками, как способ очищения металла от нежелательных примесей, был предложен в 1925 г. инженер А. С. Точинским; в 1933 г. аналогичный способ был запатентован француз­ским инженером Р. Перреном. Практическую проверку прошли три разновидности этого способа:

а) обработка стали жидкими известково-железистыми шлаками с целью снизить содержание фос­фора;

б) обработка основной стали кислым шлаком с целью сниже­ния содержания кислорода и оксидных неметаллических включений;

в) обработка стали известково-глиноземистыми шлаками с целью десульфурации и раскисления металла. На практике широкое распро­странение (особенно в СССР) получила последняя разновидность этого способа.

Интенсивность и глубина протекания процесса определяются высотой падения струн металла, массами металла и шлака, физическими характеристиками и составом шлака и рядом других факторов. Содержащаяся в металле сера, взаимодействуя с СаО шлака, переходит в шлак. Поскольку синтетический шлак содержит обычно ничтожно малые количества таких окислов, как FeO и МnО, кисло­род, содержащийся в металле, стремится перейти в шлак (проис­ходит раскисление металла); в шлак переходит также некоторое количество таких оксидных включении, которые хорошо смачиваются синтетическим шлаком или взаимодействуют с ним.

При обработке стали твердыми шлаковыми смесями качество и надеж­ность металла повышаются вследствие снижения в нем содержания серы и неметаллических включений, Существенное значение имеет также возможность добиться при обработке металла ТШС более стандартных показателей качества от плавки к плавке. Расход ТШС равен приблизительно 10 кг. на тонну металла; при относительно малом количестве шлака легче обеспечить стандарт­ность его состава и свойств. При производстве стали всегда неизбежны некоторые колебания ее состава и свойств от плавки к плавке и поэтому обработка металла ТШС строго стандартного состава и температуры позволяет решать очень важную задачу выпуска с металлургического предприятия надежной и стандартной продукции.

Дополнительные затраты на получение ТШС оправдываются уменьшением брака и выгодами, которые получает народное хозяйство, используя более качественную и надежную в работе сталь. Метод обработки металла ТШС по­лучил широкое распространение, особенно в конвертерных и мартеновских цехах, так как в конвертерах и мартеновских печах трудно получать сталь с очень низким (<0,010 %) содержанием серы.

Расчет расхода твердой шлаковой смеси (ТШС)

При обработке стали синтетическим шлаком степень обессеривания LS должна составлять от 25 до 35 , но если в ковше нет шлака , то она составляет 3-4

LS я взяла равным 35

Задача внепечной десульфурации — снизить содержание серы до как можно меньшего значения. В принципе по ГОСТу сера подходит, но я снижу ее содержание до 0,02. . То есть [S]конеч должна быть равной 0,02.

Рассчитаем q — отношение массы шлака к массе металла в ковше.

q = 0,02 Þ для десульфурации требуется 0.02*950,93 = 19.0186кгшлака . Но в этот шлак входит шлак от раскисления, стоимость которого не учитывают. Следовательно, расход только ТШС составит 19,0186 – 5,097 = 13,9216кг/т.

Анализ

В принципе, для процесса десульфурации путем наведения твердой шлаковой смесью шлака характерен показатель степени обессеривания от 25 до 35. Я взяла значение — 35. Показатель отношения массы шлака к массе металла составил 2% , он соответствует распространенному значению в цехе (3-5% СШ от массы стали).

Стоимость десульфурации выражена в себестоимости как стоимость израсходованной ТШС в разделе добавочные материалы

Дегазация. Расчет давления в вакууматоре.

Обработка металла вакуумом влияет на содержание в стали водорода и азота. Содержание водорода в металле определяется при прочих равных условиях давлением водорода в газовой фазе . При снижении давления над распла­вом равновесие реакции 2[Н] Û Н2ГАЗ сдвигается вправо. Водород в жидкой стали отличается большой подвижностью, коэффициент диффузии его достаточно велик ( DH = 1,2 — 1,5·10 -3 см/с), и в результате вакуумирования значительная часть содержащегося в ме­талле водорода быстро удаляется из металла.

Процесс очищения металла от водорода и азота под вакуумом ус­коряется одновременно протекающим процессом выделения пузырь­ков окиси углерода. Эти пузырьки интенсивно перемешивают металл и сами являются маленькими «вакуумными камерами», так как в пу­зырьке, состоящем только из СО, парциальные давления водорода и азота равны нулю ( и ). Таким образом, при обработке металла вакуумом в нем уменьшается содержание растворенных кислорода, водорода, азота и содержание оксидных неметаллических включений; в результате выделения большого количества газовых пузырьков металл перемешивается, становится однородным, происходит «гомогенизация» расплава.

Соотношение между количеством водорода (азота), растворенного в металле, и давлением водорода в газовой фазе определяется выражением

При помещении металла в вакуумную камеру давление водорода (азота) в газовой фазе уменьшается, и он начинает удаляться из металла. Вакуум является очень эффективным средством уменьшения содержания газа в металле.

Азот интенсивно переходит в металл при кислородно-конвертерной плавке в зоне контакта кислородной струи с металлом при продувке ванны кислородом. На растворимость азота влияет состав металла. Примеси, образующие прочные нитриды (хром, марганец, ванадий, титан, алюминий, церий и другие редкоземельные металлы), повышают растворимость азота в стали; примеси, не образующие нитридов (углерод, фосфор) или образующие непрочные нитриды (кремний), но сами вступающие с железом в химическое взаимодействие, заметно снижают растворимость азота.

Размеры частиц азота, растворенного в металле, гораздо больше размеров частиц водорода, скорость диффузии в металле у них меньше. Даже в вакуумных печах удаление азота происходит весьма медленно.

Для успешного удаления азота и водорода из стали до приемлемой величины в вакууматоре требуется создать определенное давление. Рассчитаем, какое давление должно быть в ваккуматоре, чтобы получить данную концентрацию азота и водорода.

Где Т – температура выпуска стали (1923К)

Принимаю, что нужное содержание азота и водорода соответственно равны:

Вывод: сталь необходимо вакуумировать с разрежением 100,36Па.

Анализ

Сталь 35Г является высококачественной. Поэтому обязательно нужно ровести операцию удаления газов. Основное внимание стоит обратить на водород. Вследствие этого возрастает хрупкость металла, снижается его пластичность. Значит, посредством вакуумирования следует снизить содержание водорода до минимума. Для того, чтобы достигнуть концентрации водорода 0,0002% в стали, парциальное давление водорода должно составлять 100,36 Па. Если давление в вакууматоре будет меньше или равно этому значению, водород начнет активно выходить из металла. В себестоимости стали расходы на дегазацию путем вакуумирования учтены в разделе «5. Вакуумирование», и она составила около 4,12% от полной себестоимости.


4. Составление калькуляции себестоимости 1т стали марки 35Г

Статьи затрат Кол-во Цена Сумма B %
1. Основные материалы и п/ф
Чугун жидкий, т 0,78 5790,63 4516,69 62,5756
Ферросплавы всего, т 0,0231 640,464 8,87318
в т.ч. ферромарганец, т 0,0097 22395, 219,210 3,03700
ферросилиций, т 0,0134 20743, 278,126 3,85324
Железостальной лом, т 0,22 3908,6 859,896 11,9132
Итого задано металлошихты, т 1,04639 6514,38 90,2523
2. Отходы (-)
Обрезь, т 0,0021 3506,3 7,36325 0,10201
Скрап, т 0,0057 3510,0 20,0072 0,27718
Угар, т 0,039 0 0
Итого отходов, т 0,0468 27,3704 0,37919
Задано за вычетом отходов, т 1 6487,01 89,8731
3. Добавочные материалы
Известь, т 0,0607 1298,3 78,8729 1,09273
Синтетический шлак, т 0,0139 7200 100,231 1,38863
Огнеупоры, т 0,002 4000 8 0,11083
Твёрдый углерод, т 0,0048 610 2,95362 0,04092
Итого добавочных, т 0,0815 190,057 2,63311
4. Расходы по переделу
1. Топливо технологическое
Газ природный, тыс м куб 0,014 1057 14,798 0,20501
Итого в условном топливе - - -
2. Энергетические расходы
Электроэнергия, тыс квт час 0,057 714,07 40,7019 0,56389
Кислород технический, тыс м куб 0,0465 2500 116,25 1,61056
Вода техническая, тыс м куб 0,001 897,96 0,89796 0,01244
Антрацит, т 0,0031 320 1,0176 0,01409
Вода химочищенная, тыс м куб 0,0002 3500 0,7 0,00969
Сжатый воздух, тыс м куб 0,047 900 42,3 0,58603
Аргон, м куб 0,2 72 14,4 0,19950
Итого энергоресурсов - - 216,267 2,99623
3. Фонд оплаты труда - - 62 0,85896
4. Отчисления в общественные фонды, всего - - 22,63 0,31352
5. Содержание основных фондов - - 60 0,83125
6. Затраты на ремонты, всего - - 35 0,48490
7. Амортизация основных фондов - - 25 0,34635
8. Прочие расходы - - 20 0,27708
Итого РПП - - 630,955 8,74144
5. Вакуумирование - - 297,645 4,12366
Цеховая себестоимость - - 7117,97 98,6145
6. Общехозяйственные расходы - - 60 0,83125
Производственная себестоимость - - 7177,97 99,4458
7. Внепроизводственные расходы - - 40 0,554172
Полная себестоимость - - 7217,973 100

Общие выводы

Себестоимость одной тонны конвертерной стали 35Г составила 7217,973 руб в ценах 2007 года. В основном большую часть себестоимости (90,2523% за вычетом отходов) составила стоимость металлошихты. Стоимость ферросплавов составила 8,87%.Для снижения себестоимости необходимо уменьшить угар ферросплавов и повысить процентное содержание элемента в сплаве. Сравнивая стоимость чугуна и лома можно увидеть экономическую важность повышения доли лома в шихте и соответственно снижение доли дорогостоящего чугуна. Десульфурация составила 1,4%, дегазация — 4,12%. Энергозатраты составили 2,9%.

Способы снижения себестоимости стали:

  1. увеличение расхода чугуна;
  2. изменение химического состава чугуна;
  3. применение дополнительных теплоносителей;
  4. уменьшение тепловых потерь при транспортировке чугуна.

Список использованной литературы

1. Лекции по курсу «Металлургия стали» Григорьева В.П.

2. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. «Общая металлургия» М.: Металлургия 2000

3. Пособие №1109 Нечкин Ю.М. М.: МИСиС

4. Выплавка и внепечная обработка конвертерной стали - Технологическая инструкция Череповец 1992

ОТКРЫТЬ САМ ДОКУМЕНТ В НОВОМ ОКНЕ

ДОБАВИТЬ КОММЕНТАРИЙ [можно без регистрации]

Ваше имя:

Комментарий

Все материалы в разделе "Промышленность и производство"