Расчет и разработка конструкции дуговой сталеплавильной печи
Расчет
и разработка конструкции дуговой сталеплавильной печи
1. Описание технологии
плавки
Плавка состоит из следующих
периодов: 1) заправка печи; 2) загрузка шихты; 3) плавление; 4) окислительный
период; 5) восстановительный период; 6) 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
места подины и откосов забрасывают магнезитовый порошок или же магнезитовый
порошок, смешанный с каменноугольным пеком (связующим). Длительность заправки
10-15 мин.
Загрузка шихты. Загрузку шихты ведут
бадьями или корзинами, а в некоторых старых печах небольшой емкости -
завалочными машинами.
Плавление. После окончания завалки
электроды опускают почти до касания с шихтой и включают ток. Под действием
высокой температуры дуг шихты под электродами плавится, жидкий металл стекает
вниз, накапливаясь в центральной части подины. Электроды постепенно опускаются,
проплавляя в шихте «колодцы» (рис. 8) и достигают крайнего нижнего положения. В
дальнейшем по мере увеличения количества жидкого металла электроды поднимаются,
так как автоматические регуляторы поддерживают длину дуги постоянной.
В начале периода расплавления дуги
горят большую часть времени в холодной шихте, при этом свод и стены печи
защищены от прямого излучения дуг. Поэтому в этот период используется полная
номинальная (максимальная) мощность печного трансформатора. Режим горения дуг в
этот период крайне нестабильный, окруженные холодной шихтой дуги горят
неустойчиво, длина их очень мала (10… 25 мм), они легко перебрасываются с
одного куска на другой, в результате чего возникают резкие колебания мощности.
В конце периода плавления длина дуг увеличивается. Расплавленная поверхность
ванны отражает значительную энергию на свод и стены, поэтому для защиты кладки
от сильного излучения мощность печного трансформатора снижают на 20…30%.
Для ускорения плавления куски
нерасплавившейся шихты с откосов следует сталкивать в зону электрических дуг.
На печах емкостью 25 - 50 т и более для ускорения плавления осуществляется
вращение ванны. Когда электроды проплавят в шихте три «колодца», свод и
электроды приподнимают, печь поворачивают сначала в одну сторону на 40°,
проплавляют колодцы в новых местах, а затем поворачивают печь в другую сторону
на 80°. Таким образом проплавляют девять колодцев.
В период плавления необходимо
обеспечить раннее образование шлака, предохраняющего металл от насыщения газами
и науглероживания электродами. С этой целью, если в завалку не давали известь,
в проплавляемые электродами колодцы несколькими порциями присаживают известь (1
- 3% от массы металла).
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, МnО, FеО) принимает участие окись кальция, содержащаяся в извести. Шлак
к концу периода плавления имеет примерно следующий состав, %: 35-40 СаО; 15-25 SiO2; 8-15 Мg0; 5-20 FеО; 5-10 МnО; 3-7 А12Oз; 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 свод
или стенки печи. За счет теплоты, выделяющегося от сжигания газа, сокращается
длительность плавления и расход электроэнергии (на 10 - 15%).
Для уменьшения продолжительности
плавления часто применяют продувку кислородом, вводимым в жидкий металл после
расплавления% шихты с помощью фурм или стальных футерованных трубок. Окисление
железа, а также марганца, кремния и других примесей металла газообразным
кислородом протекает с выделением значительного количества теплоты, которое
ускоряет расплавление остатков металлического лома. При расходе кислорода 4-6 м3
длительность плавления сокращается на 10-20 мин.
Продолжительность периода плавления
определяется в первую очередь мощностью трансформатора и составляет от 1,1 до 3,0
ч. Расход электроэнергии за время плавления составляет 400 - 480 кВт-ч/т. В
конце периода плавления длина дуг увеличивается. Расплавленная поверхность
ванны отражает значительную энергию на свод и стены, поэтому для защиты кладки
от сильного излучения мощность печного трансформатора снижают на 20…30%.
Окислительный период. Задача
окислительного периода плавки: 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). Наряду с этим за время периода окисляется углерод до
нижнего предела его требуемого 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.
Окислительный период начинается с
того, что из печи сливают 65 - 75% шлака, образовавшегося в период плавления.
Шлак сливают не выключая ток, наклонив печь 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 сформирования жидкоподвижного
шлака в ванну в течение всего окислительного периода вводят порциями железную
руду с известью либо ведут продувку кислородом; печь для слива шлака в течение
периода наклонена в сторону рабочего окна.
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. Это насыщение
ускоряется в результате диссоциации молекул азота и водорода в зоне дуг,
имеющих температуру свыше 3000 °С. 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 >0,6% С) и 0,3 - 0,4% при
выплавке средне- и низкоуглеродистой стали (нижний предел указанных значений
относится к большегрузным печам)
Окислительный период заканчивается
тогда, когда углерод окислен до нижнего предела его содержания в выплавляемой
марке стали, а содержание фосфора снижено до 0,010 - 0,015%. Период заканчивают
сливом окислительного шлака, который производят путем наклона печи в сторону
рабочего окна, а также вручную с помощью деревянных гребков, насаженных на
длинные железные прутки. Полное скачивание окислительного шлака необходимо,
чтобы содержащийся в нем фосфор не перешел обратно в металл во время
восстановительного периода. Окислительный период длится от 30 до 90 мин.
Восстановительный период. Задачами
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.
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
величина удельной поверхности контакта металл - шлак значительно меньше, чем в
печах малой емкости.
Длительность восстановительного
периода составляет 40 ~ 100 мин.
В восстановительный период условия
работы футеровки печи наиболее тяжелые, мощность снижается и доходит до З0…40%
номинального значения. Электрический режим сравнительно спокойный, металл
покрыт слоем шлака, поэтому часть теплоты выделяется непосредственно в шлаке.
В дуговых печах велики тепловые
потери - до 40… 45% общего количества теплоты, выделяемого в печи. Потери
теплоты зависят от емкости, технологии плавки и состояния печи. При заправке
печи часть энергии, аккумулированной в ее футеровке, расходуется на нагрев заправочных
материалов и на компенсацию тепловых потерь. При загрузке шихты часть энергии
теряется в результате излучения внутренней поверхности футеровки. В период
плавления при горении дуг под слоем шихты часть энергии, аккумулированной в
футеровке, передается шихте (порядка 10% всей энергии, необходимой для плавки
стали). В период доводки футеровка накапливает теплоту и отбирает из рабочего
пространства до 15…20% всей теплоты, вводимой в печь. При продувке ванны
кислородом образуется много газов, которые покидают рабочее пространство печи
при температуре 1450…1500 °С. Потери теплоты с уходящими газами составляют
около 10% всей затраченной энергии. Чем больше емкость печи, тем меньше
относительные потери.
2. Расчет материального
баланса
Плавка в дуговой сталеплавильной
печи состоит из следующих основных периодов (цифры в скобках характеризуют
примерную продолжительность каждого периода): 1) период расплавления (с
подвалкой) (60%); 2) окислительный период (9,4%); 3) период рафинирования
(18,2%); 4) период межплавочных простоев, включающий выпуск, заправку, очистку
и завалку (12,4%).
В первый период происходит нагрев и
расплавление загрузки и печь потребляет большую часть электроэнергии. Поэтому
при проектировании дуговой сталеплавильной печи расчет проводят только для
периода расплавления.
Расчет материального баланса
осуществляют на 100 т (100 кг) шихты либо на общую массу металлозавалки.
Химический состав шихтовых
материалов
|
Материал
|
C
|
Si
|
Mn
|
P
|
S
|
Cr
|
Ni
|
Cu
|
Feмет
|
SiO2
|
MgO
|
CaO
|
N
|
|
Лом Угл
|
0.2
|
0.25
|
0.4
|
0.04
|
0.04
|
0.25
|
0.3
|
0.25
|
97.86
|
|
|
|
|
|
Чугун
|
4
|
0,5
|
0,5
|
0,035
|
0,01
|
0,1
|
|
0,15
|
|
|
|
|
|
|
Мет. Ок
|
1,7
|
|
|
0,011
|
0004
|
|
|
0,006
|
87
|
3,9
|
0,26
|
2
|
|
|
Кокс
|
89
|
|
|
|
0.8
|
|
|
|
|
|
|
|
0.9
|
|
Известь
|
|
0.05
|
|
|
|
|
|
|
|
0.6
|
1.0
|
93.0
|
|
Определяем угар примесей (U) в период расплавления как разность
между средним содержанием элемента в шихте и в конце периода расплавления:
,
кг; (1)
где 
-
масса металлической части шихты, кг;
-
содержание примеси в шихте, % по массе;
-
содержание элемента в стали в конце периода расплавления, % по массе;
i - выгорающие элементы (C,
Si, Mn, Fe).
Определяем угар
примесей:
C………. (1,105 - 0,4)×25000/100
= 176,25 кг
Si………. (0,1875-0,01)× 25000/100
= 44,38 кг
Mn……… (0,27-0,06)×
25000/100 = 52,5 кг
Fe (в дым)… 625 кг (принимаем 2,5% от массы шихты)
Всего … 898,13 кг.
Принимаем, что 30% С окисляется до
СО2, а 70% до СО. исходя из этого, находим расход кислорода на
окисление примесей и массу образовавшихся оксидов.
Расход кислорода в период
расплавления:
, кг; (2)
где 
-
молекулярная масса элемента;
- молекулярная масса
кислорода.
С®СО2 …
= 0,3·176,25 * 32/12 = 141 кг;
С®СО …
= 0,7 * 176,25 * 16/12 = 164,5 кг;
Si®SiО2 …
= 44,38 * 32/28 = 50,72
кг;
Mn®MnО …
= 52,5 * 16/55 = 15,27 кг;
Fe(в
дым)®
Fe2О3(в дым) …
= 625 * 48/112 = 267,85
кг.
Таблица 3. Расход
кислорода в период плавления
|
Расход кислорода, кг
|
Масса оксида, кг
|
|
CCO2
|
0,3×C×32/12=
|
141
|
0,3×C+СО2
=
|
193,875
|
|
CCO
|
0,7×C×16/12=
|
164,5
|
0,7×C+CO =
|
287,875
|
|
SiSiO2
|
Si×32/28=
|
50,72
|
Si+SiO2=
|
95,1
|
|
MnMnO
|
Mn×16/55=
|
15,27
|
Mn+MnO=
|
67,77
|
|
FeFe2O3
(в дым)
|
Fe (в дым) ×48/112=
|
267,85
|
Fe+Fe2O3=
|
892,85
|
|
|
Всего
|
639,34
|
Всего
|
1537,47
|
Таблица 4. Состав шлака в конце
периода расплавления.
|
SiO2
|
Al2O3
|
Fe2O3
|
MnO
|
MgO
|
CaO
|
P2O5
|
S
|
FeO
|
|
16,77
|
1,04
|
2,35
|
0,5
|
4,34
|
67,78
|
0,06
|
0,05
|
7.06
|
Содержание оксидов железа в шлаке
зависит от содержания углерода в металле и определяется с помощью таблицы 5.
Таблица 5. Зависимость содержания
оксидов железа в шлаке от содержания углерода в металле
|
[C], %
|
0,08-0,18
|
0,20-0,32
|
0,28-0,42
|
0,67-1,09
|
|
(Feобщ), %
|
14,4
|
12,8
|
11,04
|
9,41
|
По практическим данным
отношение 
принимается
равным 2…4.
В соответствии с этим
принимаем, что при содержании углерода в стали в конце периода расплавления
равном 0,9%, содержание оксидов железа в шлаке составит 9,41%, причем FeO будет 7,058% (доля - 0,75) а Fe
O
- 2,353% (доля - 0,25). Масса шлака без оксидов железа - кг (см. ниже),
составляет 
=
88,96%, а общая масса шлака:
, кг; (3)
где 
-
масса шлака без оксидов железа (по составу шлака к концу выплавки), кг; 
-
содержание оксидов железа в шлаке, %. Подставляем данные:
693 /100-11.04=779 кг.
Масса оксидов железа в
шлаке:
, кг. (4)
Общая масса шлака L шл рассчитывается:
MgO
+ CaO = 67,78+ 4,34= 72.12%
Составляем пропорцию и
находим общую массу шлака:
.12% - 500 кг
% - x кг
x
= 693 кг
Lшл
= 779 - 693= 86 кг.
Масса оксидов железа в
шлаке равна 86 кг, из которых 21.5 кг FeO
(0,25) и 64.5 кг FeO (0,75).
Основность шлака:
, (5)
где (CaO) - содержание CaO в шлаке,
%;
(SiO2) - содержание SiO2
в шлаке, %.
В = 67,78/16,77= 4.04
С учетом того, что окислится железа,
кг:
До FeO
……… 21.5 кг
До FeO ………. 64.5 кг,
поступит железа из металла в шлак
(кг):
, (6)
где 
-
масса Fe2O3,
кг;
- масса FeO, кг;
и 56 - молекулярная
масса железа в Fe2O3 и FeO
соответственно;
160 и 72 - молекулярная масса Fe2O3 и FeO соответственно.
Выход годного с учетом металла,
скачиваемым шлаком (кг):
, (7)
где 
-
масса выгоревших примесей за всю плавку, определяется, как сумма выгоревших
примесей за период расплавления и окислительный период плавки, кг; mFe(шл)
- потери железа на образование оксидов железа в шлаке, кг; mFe(ун.шл)
- количество железа, уносимого шлаком, кг (принимаем 0,5% от 
):
=25000-500-898,13-65.2-32.6=23504
кг.
Расход кислорода на окисление
железа:
, кг (8)
Расход кислорода на окисление всех
примесей:
, кг. (9)
где 
-
расход кислорода на окисление примесей (табл. 3).
Во2 = 639,34+
20.78 = 660 кг.
Принимаем, что
количество кислорода, вносимого воздухом 80%, техническим кислородом вносится
20%.
Принимая коэффициент
усвоения кислорода равным 0,9, определим потребное количество кислорода:
, кг. (10)
=660/0.9=733.3 кг или
733.3*22,4/32=513.3
Количество неусвоенного кислорода:
, кг. (11)
=0.1*660=66 кг или 46.2
м
.
Кислороду, вносимому воздухом,
сопутствует азот в количестве (кг или м3):
=66*0.8*77/23=176.77 кг
При определении
количества выделяющихся газов необходимо учесть образование СО и СО2
(в отношении 70 и 30%) при горении углерода электродов. Согласно практическим
данным, расход электродов на плавку составляет 4 - 7 кг/т, причем ~ 60%
расходуется в период расплавления. Согласно данным БМЗ на ДСП-3 расход
электродов на плавку составляет Pэл
= 3 - 4 кг/т стали. Принимаем 3,4 кг/т стали. С учетом массы
завалки расход электродов 340×0,25 = 85 кг.
С образованием СО
сгорает 0,7Pэл кг С и образуется 
=138.8 СО.
С образованием СО2
сгорает 0,3Pэл кг С и образуется 
=93.5 СО2.
Для горения углерода
электродов требуется кислорода:
, кг. (13)
=0.7*85*(28/12-1)+0.3*85*(44/12-1)=147.3
кг или 103 м.
Окисление углерода
электродов происходит кислородом, подсасываемым в печь, которому сопутствует
азот в количестве:
, кг.
=147.3 *77/23=493 кг или
345 м.
Таблица 6. Состав
выделившихся газов
|
кг
|
%
|
|
CO2
|
193,875+93.5=287.375
|
19.8
|
|
CO
|
287,875+138.8=426.675
|
29.4
|
|
O2
|
66
|
4.6
|
|
N2
|
493+176.77=669.77
|
46.2
|
|
Всего
|
1449.145
|
100,0
|
Теперь по расчетам
материального баланса и процесса горения газа (ТКГ) можно определить состав и
количество 
выделяющихся
газов и составить материальный баланс периода расплавления.
Таблица 7. Материальный баланс
плавки
|
Поступило
|
кг
|
Получено
|
кг
|
|
Лом
|
13750
|
Металл
|
23504
|
|
Чугун чушковый передельный
|
2500
|
Шлак
|
779
|
|
Кокс кусковой
|
350
|
Потери мет. со шлаком
|
-
|
|
Металлизованные окатыши
|
8750
|
|
|
|
Известь
|
500
|
Уходящие газы
|
|
|
|
СО
|
426.675
|
|
Электроды
|
85
|
|
СО2
|
287.375
|
|
Болото:
|
|
|
N2
|
669.77
|
|
-шлак
|
0
|
|
О2
|
66
|
|
-металл
|
0
|
|
Fe2O3 (в дым)
|
892,85
|
|
Тех. кислород
|
1081
|
|
|
|
|
Воздух
|
42.6
|
|
|
|
|
ВСЕГО
|
27058.6
|
ВСЕГО
|
|
26625.67
|
|
|
|
|
|
|
Определение емкости печи
Емкость печи определяется по
формуле:
, шт.;
где P − годовой объём производства металла, тыс. тон;
Ф −действительный
фонд рабочего времени (3 смены), ч;
Q − часовая производительность ЭДП, т/ч;
κн
− коэффициент неравномерности загрузки;
n − количество печей, шт.;
Зная что количество
печей в нашем случае равняется − 1, можно найти
часовую
производительность ЭДП:
, т/ч;
Такая производительность
соответствует 25 − тонной печи.
3. Расчет геометрических
размеров печи
3.1 Определение
геометрических параметров
Основными
геометрическими параметрами ДСП являются:
1. Нм - глубина
ванны по зеркалу жидкого металла;
2. Нв - глубина
ванны до откосов печи;
. Нпл - высота
плавильного пространства;
4. Dм - диаметр ванны по
зеркалу жидкого металла;
5. Dп - диаметр ванны на
уровне порога рабочего окна;
6. Dк - внутренний диаметр
кожуха печи;
7. Dот - диаметр ванны на
уровне откосов.
Наиболее распространенной является
сфероконическая ванна с углом между образующей и осью конуса, равным 45º.
Объем ванны до откосов включает в
себя объемы металла Vм, шлака Vш и дополнительный Vд, т.е.
Vв = Vм + Vш + Vд (14)
Если плотность жидкого металла ρм, а емкость печи М, т, то
=M/
=25/7.15=3.5м3
(15)
Номинальную ёмкость печи
принимаем равным 100 тонн, а ρм
= 7,15т/м3 - плотность жидкого металла.
Диаметр зеркала жидкого
металла определяется из соотношения
, мм (16)
где Dм - диаметр зеркала жидкого металла, мм;
Vм
- объем жидкого металла, м3;
С - коэффициент,
зависящий от отношения диаметра зеркала металла к глубине ванны по металлу.
Обычно коэффициент с
определяется по формуле: с = 0,875 + 0,042 × а, где 
.
Для большинства печей а = 4,5…5,5, причем меньшие значения характерны для
небольшой емкости и технологического процесса, не требующего тщательного
рафинирования расплавленного металла в печи. При таких соотношениях с
теплотехнологической точки зрения будет обеспечено и сравнительно равномерное
облучение поверхности ванны от дуг и кладки печи, и более равномерный прогрев
металла в объеме ванны.
Примем а=5; Тогда
с = 0,875 + 0,042 ×
5 = 1,085
=2000*1.085*
мм = 3294.7 мм=3.294 м.
Глубина ванны по жидкому
металлу:
, мм (17)
где 
-
глубина ванны жидкого металла.
3294.7/5=658.9 мм =0.659
м.
Глубина сферического
сегмента
(0,02-0,25)*
=0.2*658=131.6 мм =
0.132 м. (18)
Над жидким металлом в
ванне предусмотрено пространство для шлака, объем которого составляет 20%
объема металла в небольших печах и 10…17% - в крупных.
, м3
Принимаем 
=0.15*3.5=0.525м3 (19)
Высота слоя шлака определяется
из выражения
=
=
=61 мм = 0.061 м.
(20)
где 0,785 - эмпирический
коэффициент;
- переводной
коэффициент;
Диаметр зеркала шлака:
=3.294+0.122=3.4 м (21)
Диаметр ванны на уровне
порога рабочего окна выбираем с таким расчетом, чтобы уровень порога был на 40
мм выше уровня зеркала шлака
=3.4+2*0.04=3.48 м (22)
где 
-
расстояние от зеркала шлака до уровня порога рабочего окна.
Уровень откосов
принимаем на 70 мм выше уровня порога рабочего окна, то есть 
=
0,07 м
=3.48+2*0.07=3.62 м (23)
Глубина ванны до уровня
откосов печи равна
=0.659+0.061+0.04+0,07=0.83
м (24)
Зная высоту конической
части ванны
находим диаметр
основания шарового сегмента
=3.294-2*0.527=2.24 м.
(26)
сталеплавильный печь
футеровка шлак
Высоту плавильного
пространства 
от
уровня откосов до верха стены, принимаем равной на основании таблице 9.
=0.45 *3.62=1.629 м.
Выше откосов стены
делаются наклонными под углом 15 - 30 º к
вертикали. При таком наклоне их можно заправлять. Принимаем угол наклона стен
30 º. Высота наклонной части стен составляет:
=0.31*(1.629-0.07)=0.48
м.
Зависимость высоты
плавильного пространства от диаметра на уровне откосов
|
Емкость печи, т
|
Доля  от
|
|
0,5…5
|
0,5…0,45
|
|
10…50
|
0,45…0,4
|
|
100…
|
0,38…0,34
|
Выше откосов стены делаются
наклонными под углом 15..30º к вертикали. При таком наклоне их можно заправлять. В этом случае
также увеличивается стойкость огнеупорной кладки, так как по высоте стен
увеличивается расстояние от дуг и уменьшается плотность теплового потока на
верхний пояс.
Высота цилиндрической части стен
составит
=1.629-0.48=1.149 м
(27)
Диаметр стен
определяется по формуле
=3.62+2*1.149*tg25=4.69 м (28)
где α
- угол наклона стен по вертикали
Оставшиеся размеры печи
определяются с учетом материала и толщины огнеупорной кладки подины, стен и
свода.
3.2 Конструкция
футеровки ДСП
Конструкция футеровки
кроме внутреннего профиля рабочего пространства определяют материалы и толщину
рабочего арматурного и теплоизоляционного слоев кладки, а также форму и размеры
кожуха ДСП. Для кладки рабочего слоя ДСП используются основные и кислые
огнеупорные материалы.
Основная футеровка ДСП
Подина и откосы.
Футеровка подины состоит
из рабочей части и теплоизоляционного слоя.
Рабочая часть футеровки
подины состоит из набивного слоя и кирпичной кладки. Верхний набивной слой обычно
выполняют из магнезитового порошка, замешанного на смеси смолы и песка,
толщиной 100…200 мм. Средний огнеупорный слой выполняется из магнезита марки
МУ-91, МО-91, МУ-89. Толщина рабочего слоя должна составлять 70…80% футеровки
ванны, то есть 4…6 рядов кирпича. Нижний - изоляционный слой выполняют из
легковесного шамота марки ШЛБ-1, 3, один - двумя слоями (нормальный кирпич
имеет размеры 230х115х65 мм, лещадка 230х115х40 мм).
На металлическое днище
укладывают листовой асбест и насыпают выравнивающий слой шамотного порошка
общей толщиной 30…40 мм.
Для печей различной
емкости рекомендуется следующая толщина отдельных слоев и всей футеровки подины
(мм).
Таблица 9. Толщина
отдельных слоев и всей футеровки подины ДСП, мм
|
Емкость печи, т
|
< 12
|
25-50
|
100
|
200
|
300
|
400
|
|
Набивной слой
|
100
|
100
|
150
|
150
|
160
|
180
|
|
Кирпичная кладка
|
300-365
|
395-495
|
530
|
575
|
595
|
620
|
|
Изоляционный слой
|
85
|
105
|
170
|
190
|
195
|
200
|
|
Общая толщина
|
485-550
|
600-700
|
850
|
915
|
950
|
1000
|
Откосы ниже уровня шлака
выкладываются обычным (МО-91), а в районе шлакового пояса - плотным
магнезитовым кирпичом марки МУ-91 и выводятся на 100…200 мм выше уровня
шлакового пояса. Тепловая изоляция кожуха на высоте откосов обычно выполняется
из тех же материалов и в той же последовательности, что и изоляция подины.
Стены ДСП
Для футеровки стен основных дуговых
печей используется периклазошпинелидный и магнезитохромитовый плотный кирпич
(ПШСП, МХСП), обычный обжиговый (ПШСО, МХСО) или безобжиговый в железных
кассетах (БМХС) и хромомагнезитовый (ХМ) (прямой ПШ и МХ кирпич имеет размеры
230х115х65, 300х150х75, 380х150х75, а ХМ 230х115х65).
С тем, чтобы облегчить тепловую
работу и повысить стойкость футеровки, кладка стен обычно не имеет тепловой
изоляции. Верх стен изнашивается меньше, поэтому он выкладывается кирпичом
меньшего размера, с одним - двумя уступами.
В зависимости от емкости можно
рекомендовать следующую толщину огнеупорной кладки стен (мм).
Таблица 10. Толщина огнеупорной
кладки стен ДСП
|
Емкость печи, т
|
< 12
|
25-50
|
100
|
200
|
300-400
|
|
Общая толщина на уровне откосов δ1,
мм
|
365-445
|
445-495
|
525-575
|
575-610
|
550-650
|
|
Общая толщина в верхней части δ2,
мм
|
230-300
|
300-365
|
365-415
|
380-450
|
400-470
|
Тогда
=3.62+2*0.445=4.51 м (29)
= 4.69+2*0,3=5.29 м (30)
где δ1
- толщина футеровки стен на уровне откосов, м;
δ2
- толщина футеровки цилиндрической верхней части стен, м.
Кожух или его части
свариваются из котельной стали. Толщина кожуха
=5.29/200=0.026 (31)
Наружный диаметр кожуха:
5.29+2*0.04=5.37 м
В обшивке кожуха
вырезают отверстия для летки и рабочего окна.
Рабочее окно печи имеет
размеры:
Ширина 
=0,27*3.62=0.98 м. (32)
Высота 
=0.68*2.22=0.66 м. (33)
Стрела выпуклости арки
рабочего окна
=1/7*0.98=0.14 м
Свод
Футеровку сводов
основных дуговых печей наиболее часто выполняют из прямого и небольшого количества
клинового кирпича марки МХОП и в отдельных случаях из динасового кирпича.
Толщина футеровки свода
соответствует длине стандартного кирпича и обычно составляет:
Таблица 11. Толщина
футеровки свода ДСП
|
Емкость печи, т
|
≤ 12,5
|
25 - 50
|
100
|
|
δсв,
мм
|
230 - 300
|
380
|
380 - 460
|
В современных ДСП свод опирается на
кожух печи и поэтому можно считать, что его диаметр примерно равняется диаметру
верха кожуха, т.е.
м
(35)
Стрела выпуклости свода
(
)
зависит от материала и пролета (диаметра) свода. Из соображения строительной
прочности рекомендуется:
|
Материал свода
|
|
|
Магнезитовый (хромомагнезитовый)
|
(0,11…0,12) 
|
|
Динасовый
|
(0,08…0,1)
|
=0.58 м
При этом высота
центральной части свода над уровнем откосов составит:
=1.629+0.58=2.2 мм
(36)
Интенсивность облучения
определяется диаметром распада электродов Dp,
который задает расстояние «дуга-стенка». Поэтому задача определения
рационального значения Dp сводится к выбору величины соотношения 
,
обеспечивающего возможно более равномерной распределение тепловой
нагрузки по периметру печи и высокой стойкости футеровки стен.
Наилучшее условия при
минимальном значение .
Однако возможности его уменьшения ограничиваются соображениями
конструктивного характера (необходимость размещения электрододержателей,
обеспечения достаточно высокой строительной прочности центральной части свода.
При проектировании печей
следует принимать следующие значения
Таблица 12. Величины для
различных ДСП
|
Емкость печи, т
|
12 - 50
|
100
|
200
|
|
 0,40
- 0,350,250,20
|
|
|
|
Тогда
=0,4*
м =2.1 (37)
Кислая футеровка дуговых
печей
Теплоизоляция подины и
откосов кислых дуговых печей выполняется так же из тех же материалов, что и
основных. Рабочую часть футеровки подины и откосов изготавливают из динасового
кирпича и набивного слоя из кварцевого песка (90%) и огнеупорной глины (10%) на
жидком стекле. Стены и свод набиваются из динасового кирпича.
4. Расчёт теплового
баланса
ДСП является агрегатом
периодического действия, в котором потребление электроэнергии в различные
периоды плавки неодинаково. При проектировании ДСП составляется расчетный
энергетический баланс только для периода расплавления, т. к. печь потребляет
наибольшую часть электроэнергии и плавка ведется на самой высокой мощности. По
результатам этого баланса определяется необходимая мощность печного
трансформатора и удельный расход электроэнергии в период расплавления, т.е.
важнейшие параметры печи, определяющие ее производительность и
технико-экономическую эффективность.
Энергетический баланс
состоит из приходной 
и
расходной 
частей
(38)
Приход энергии
происходит за счет статей:
(39)
где 
-
теплота, вносимая в печь с электроэнергией;
- теплота, вносимая в
печь с шихтой;
- теплота
экзотермических реакций, протекающих в ванне;
- теплота от окисления
графитовых электродов.
Расход энергии
составляет:
(40)
где 
-
полезная теплота, пошедшая на нагрев шихты, расплавление металла, его перегрев,
на нагрев и расплавление легирующих добавок и шлака;
- теплота,
затрачиваемая на проведение эндотермических реакций в ванне;
- тепловые потери
теплопроводностью через свод, стены, под;
- тепловые потери
излучением через открытые отверстия и в рабочее окно, с охлаждающей водой и
уходящими из рабочего пространства печи газами;
- теплота,
аккумулированная кладкой.
Теплота на
действующей печи определяется по показаниям счетчика активной энергии,
установленного на печи, а по показаниям счетчика реактивной мощности
определяется средний коэффициент мощности установки (cos j). Эта статья для печей одной емкости составляет 60 - 80%.
Теплота представляет
собой сумму энтальпий, вводимых в печь в течение плавки (периода плавления)
скрапа, руды, кокса, ферросплавов, легирующих и шлакообразующих добавок.
где i - энтальпия соответствующего продукта, Дж.
Если шихта загружается в
печь при температурах окружающей среды, тогда при работе печи на твердой
завалке можно
не учитывать из-за его малости.
Теплота экзотермических
реакций определяется
только по материальному балансу.