Расчет шихты для выплавки стали марки 12Х2НВФА

Расчет шихты для выплавки стали марки 12Х2НВФА

Федеральное агентство по образованию

Юргинский технологический институт

Томского политехнического университета

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

Механико-машиностроительный факультет

Кафедра «Металлургия черных металлов»

КУРСОВАЯ РАБОТА

по дисциплине «Электрометаллургия стали и ферросплавов»

на тему: «Расчет шихты для выплавки стали марки 12Х2НВФА»

Выполнил: А.А. Борисов

Проверил: И.С. Сулимова

ВВЕДЕНИЕ

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.

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.

1. АНАЛИТИЧЕСКИЙ ОБЗОР

Сталь 12Х2НВФА - высококачественная легированная конструкционная цементируемая сталь. В отожжённом состоянии является доэвтектоидной, а в нормализованном состоянии относится к перлитному классу. Применяется для изготовления тяжело нагруженных деталей сварных конструкций и узлов, не подвергается термической обработке после сварки. Применяется также для деталей, работающих при повышенных температурах до 500°С. Эта сталь имеет высокие прочностные характеристики, невысокую стоимость.

К основным свойствам и технологическим характеристикам можно отнести:)         Предел текучести σ_0,2=940 Н/мм².)          Предел прочности σ_в=1050 Н/мм².)         Твердость на поверхности HRC =60

В сердцевине HRC=36

d)      Глубина упрочненного слоя KCU=0,6 мДж/м)        Термическая обработка

.        цементация 900 - 925 ⁰С

.        высший отпуск 650⁰С

.        закалка 880⁰С

.        низший отпуск 160 - 250⁰С

Дефекты стали данной марки:

Дефекты возникающие при цементации.

. Трооститная сетка - образуется при внутреннем окислении. Внутреннее окисление уменьшает содержание легирующих элементов в твёрдом растворе, повышает критическую скорость закалки. При закалке в масле приводит к не мартенситному превращению аустенита. Для устранения трооститной сетки за 5...10мин до окончания процесса в печную атмосферу вводят аммиак 2,5...10%. долговечность деталей можно повысить, устраняя зоны внутреннего окисления последующей механической обработкой. 2. Обезуглероживание поверхности цементованного слоя - происходит при подстуживании на воздухе и при отсутствии автоматического регулирования углеродного потенциала во втором периоде насыщения. Для устранения обезуглероживания предполагается охладить детали в потоке обработанных газов. 3. Неравномерная глубина цементованного слоя - является результатом равномерности температуры в рабочем пространстве или плохой циркуляции печной атмосферы, при нарушении подачи карбюризатора, понижение температуры, недостаточной выдержке.

Дефекты при закалке.

.Недогрев - возникает в том случае, если сталь была нагрета до температуры ниже критической. Часть сорбита не превращается в аустените, в результате закалки получается структура имеющая низкую твёрдость. Этот дефект можно исправить для чего недогретую сталь отжигают, а затем проводят нормальную закалку.

.Перегрев - получается, если сталь была нагрета до температуры намного выше критической или при оптимальной температуре была дана слишком большая выдержка. При перегреве идёт рост зерна аустенита, мартенсит становится хрупкостойким. Исправляется отжигом, закалкой

Пережог - получается в том случае, если сталь была недогрета до температуры близкой к температуре плавления.

Пережог характеризуется оплавлением и в связи с этим окислением металла по границам зёрен, поэтому сталь становится очень хрупкой.

Пережог является неисправимым браком. Закалочные трещины - возникают в результате резкого охлаждения или нагрева, перегрева, неравномерного охлаждения, наличие в деталях острых углов, рисок и п.т.

Пятнистая закалка - возникает если на поверхности детали окалина, загрязнение, неравномерная структура. В некоторых зонах вместо мартенсита может быть троостит или сорбит. Этот брак устраняется путём очистки деталей и перед закалкой проводят контроль стали на однородность.

Дефекты возникающие при отпуске.

. Недоотпуск - получается при температуре отпуска ниже нормальной в результате сталь на достигает требуемых свойств. Исправить недоотпуск можно дополнительным отпуском.

. Переотпуск - получается при температуре отпуска выше нормальной или изменении длительности отпуска. В результате переотпуска сталь не достигает требуемых свойств. Сталь имеет пониженную твёрдость и прочность.

2. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ

В технологию производства включаются следующие этапы: заправка печи, загрузка шихты, период плавления, окислительный период, восстановительный период, выпуск стали, разливка.

Заправка печи производится периодически, после каждого выпуска стали, в течении разливки стали в изложницы, перед завалкой печи. Обычно по времени она занимает 5-10 минут. Целью заправки является местный ремонт футеровки в местах, где произошло её механическое повреждение или химиче6ское взаимодействие со шлаком (шлаковый пояс). Заправка печи осуществляется путём набрасывания на поверхность футеровки торекретирующей массы, состоящего из магнезитового порошка и жидкого стекла. Жидкое стекло в данном случае служит связующим материалом. Такая масса лучше сваривается с поверхностью футеровки, а расход магнезитового порошка уменьшается. Во время заправки также подготавливается сталевыпускное отверстие и сливной жёлоб, которые очищаются от остатков металла и шлака. Затем сталевыпускное отверстие заделывается сухим магнезитовым порошком, поверх него - влажным магнезитом, во избежание осыпания первого при наклоне печи в сторону разливочного пролёта

По окончании заправки печи производят завалку. Отводят свод и первым подают в печь порцию известняка - 0,229 кг (10% от G_изв (23)), для наведения первичного шлака, порцию кокса - 0,33 кг в качестве науглероживателя, затем подают никель - 0,8 кг, ферровольфрам - 1,8 кг, углеродистый лом - 97,07 кг. Завалка производится в два приёма бадьями сверху. Металлолом укладывается в бадью следующим образом: на дно - легковесный лом, чтобы смягчить удар о футеровку тяжеловесного лома, затем тяжеловес и средневес.

После завалки печи свод заводится на печь, опускается. Производится контроль экономайзеров и электродов. Затем электроды припускают, включают питание и начинают период плавления. В этот период шихта расплавляется, образуются колодцы, первичная ванна металла и слой шлака, которые защищают подину от воздействия дуг и подплавляют шихту снизу.

В этот период ведутся следующие работы:

)        опорожнение шлаковни и подготовка её к следующему скачиванию шлака;

)        сталкивание крупных кусков шихты в толщу металла шомполом, если это необходимо;

)        взятие нулевой пробы на химанализ по содержанию углерода и фосфора;

)        подсчёт и взвешивание ферросплавов, необходимых для раскисления: SiMn - 3,78 кг/т, FeSi - 3,83 кг/т.

При полном расплавлении отбирается первая проба.

По завершению периода расплавления начинается период окисления. В этот период плавка ведётся с применением железной руды - 2,02 кг и технического кислорода - 1,804 кг. Условно принимается, что технический кислород расходуется лишь на реакцию окисления углерода и железа, а остальные окислительные реакции идут за счёт закиси железа железной руды.

В процессе окислительного периода ведём операцию наведения шлака присадками извести - 5,08 кг, и скачивания шлака (возможно неоднократно), также производится отбор 2 и 3 проб, контролируя содержание углерода. Как только получаем содержание углерода - 0,12%, окислительный период заканчиваем и переходим к операции раскисления металла и восстановительному периоду.

В восстановительный период ведутся следующие операции:

)        Присадка раскислителей и легирующих: СМн20 - 3,78 кг; ФС75 - 3,83 кг; ФХ200 - 3,58 кг; ФВд50Б - 0,41 кг.

)        Одновременно с присадками наводим шлак, подавая в печь дополнительные порции извести.

)        Раскисление шлака коксом - 0,097кг.

)        Взятие 4,5 и 6 проб.

)        Приготовление торкрет-массы.

)        Замер температуры перед выпуском.

)        Взвешивание алюминия, подаваемого для окончательного раскисления - 0,066кг.

Далее следует выпуск стали из печи. Выпуск производится в разогретый ковш. На дно ковша кидают алюминий, пробивают сталевыпускное отверстие шомполом, наклоняют печь. Во время выпуска проводят корректировку металла по химсоставу (если это необходимо) присадками молотого кокса, ферросилиция, известняка в струю металла. После наполнения ковша на поверхность металла накидывают слой молотого кокса для предотвращения замерзания металла в верхних слоях и окисления шлака кислородом атмосферы. Производится повторный замер температуры. При достижении необходимой, разливаем металл в изложницы.

3. РАСЧЕТНАЯ ЧАСТЬ

.1 Исходные данные

Расчет материального баланса производится на 100 кг шихты (углеродистый лом + кокс + никель + феррованадий + ферровольфрам). Никель и вольфрам обладают меньшим сродством к кислороду, чем железо, поэтому их обычно задают в печь в составе металлической завалки.

Химический состав углеродистого лома, кокса, никеля и готовой стали приведен в табл. 1

Таблица 1 Состав исходных материалов и готовой стали

Химический состав шлакообразующих, окислителей и заправочных материалов приведен в табл.2.

Таблица 2

Химический состав применяемых при плавке раскислителей и легирующих приведен в таблице 3.

Таблица 3

На основе практических данных в таблице 4 приведены коэффициенты усвоения элементов из применяемых ферросплавов и кокса.

сталеплавильный цементация углеродистый лом

Таблица 4

3.2 Расчет составляющих завалки

Задаемся химическим составом готовой стали, который приведен в таблице 5.

Таблица 5

Соотношение между составляющими шихты определяется следующим образом:

.        Шихта по никелю.

Исходя из состава выплавляемой стали, для получения [Ni]_Г.М. = 1,1 % необходимо в шихту внести металлического никеля

(1)

где [Ni]_Г.М - содержание никеля в готовом металле, %;

Ni_Ni - содержание никеля в металлическом никеле, %;

η_Ni - коэффициент усвоения никеля из металлического никеля, %;

G_Ш - количество шихты, кг.

2.      Шихта по вольфраму.

Исходя из состава выплавляемой стали, для получения [W]_Г.М. = 1.2 % необходимо в шихту внести металлического вольфрама

(2)

где [W]_Г.М - содержание вольфрама в готовом металле, %;

W_W - содержание вольфрама в ферровольфраме, %;

η_W - коэффициент усвоения вольфрама из ферровольфрама, %;

G_Ш - количество шихты, кг.

3.      Шихтовка по углероду.

Согласно данным табл.1 углерод в шихту вносится углеродистым ломом и коксом, углеродом ферровольфрама и феррованадия можно пренебречь, т.е.

С_Ш = С_{УГЛ.ЛОМ} + С_К(3)

После расплавления шихты в металле должно быть углерода С_РАСПЛ.

С_РАСПЛ. = С_Ш - ΔС_Р, % (4)

где ΔС_Р - количество окисленного углерода в период расплавления, %.

В зависимости от количества окислителя, легковесности металлического лома и других факторов ΔС_Р = 0,1-0,2 % по абсолютной величине. Принимаем ΔС_Р = 0,15 %. В то же время содержание углерода в металле по расплавлению можно выразить соотношением

С_РАСПЛ. = С_К.О.П. + ΔС_О.П.(5)

где С_К.О.П. - содержание углерода в металле в конце окислительного периода, %;

ΔС_О.П. - количество окисленного углерода в окислительный период, %.

По практическим данным в целях хорошей дегазации в окислительный период окисляются от 0,2 до 0,5 % углерода. Принимаем ΔС_О.П = 0,3 %. С_К.О.П можно выразить соотношением

С_К.О.П = С_Г.СТ. - ΔС_В.П.(6)

где С_Г.СТ.- содержание углерода в готовой стали, % (согласно таблице 5, С_Г.СТ.=0,12 %);

 ΔС_В.П. - количество углерода, вносимого в металл в восстановительный период, %.

Подставляя в уравнение (5) выражение (6), получим

С_РАСПЛ. = С_Г.СТ. - ΔС_В.П. + ΔС_О.П.(7)

Из равенства (2) и (5) получаем С_Ш - ΔС_Р = С_Г.СТ. - ΔС_В.П. + ΔС_О.П, следовательно

С_Ш= С_Г.СТ.+ ΔС_Р + ΔС_О.П - ΔС_В.П.(8)

.3      Определение количества углерода, внесенного в металл в восстановительный период (ΔС_В.П.)

В восстановительный период углерод вносится в металл за счет присадок ферросплавов и науглероживания через шлак при раскислении его коксом. При плавке стали под белым шлаком науглероживание металла (ΔС_НАУГЛ.) колеблется в пределах 0,01 - 0,03 %. Принимаем ΔС_НАУГЛ. = 0,01 %, тогда

ΔС_В.П. = ΔС_НАУГЛ. + С_ФЕР.(9)

где С_ФЕР. - количество углерода, внесенного в металл ферросплавами, %.

Количество углерода, внесенное в металл ферросплавами

(10)

где [X]_Г.СТ. - содержание легирующего элемента в готовой стали (таблице 5), %;

[С] _ФЕР. - содержание углерода в данном ферросплаве (таблице 3), %;

[Х] _ФЕР.-содержание легирующего элемента в данном ферросплаве (табл.3), %;

 η_Х - коэффициент извлечения легирующего элемента из ферросплава, (таблица 4), %.

Из таблица 3 следует, что самое высокое содержание углерода в феррохроме марки ФХ200, содержанием углерода в других применяемых ферросплавах можно пренебречь.

Принимаем С_ФХ200 = 2,0 %, Cr_ФХ200 = 60,0%, [Cr]_Г.СТ. = 2,1 %, η_Cr = 95 %.

Имеем

Следовательно: ΔС_В.П. = 0,01 + 0,074 = 0,084 %.

Определим из уравнения (8) содержание углерода в шихте

С_Ш = 0,12 + 0,15 + 0,3 - 0,084 = 0,486 %.

Количество углерода в шихте равно

 (11)

В соотношении (3)

(12)

Из таблицы 1 и таблицы 4 принимаем С_К = 84 %, η_С = 60%.

Имеем

Вес углеродистого лома в завалке составит

G_{УГЛ. ЛОМА} = G_Ш - G_{Ni мет.} - G_ФВ200 - G_К = 100,0 - 0,8 - 1,8 - G_К = 97,4 - G_К, кг (13)

Это количество углеродистого лома внесет углерода

(14)

где С_{УГЛ.ЛОМ} - содержание углерода в углеродистом ломе (таблица 1), %

Полученные значения С_Ш,  и G_К подставляем в выражение (1), получаем

(15)

Решая уравнение (15), определяем G_К = 0,33 кг, тогда G_{УГЛ. ЛОМА} = 97,07 кг.

Таким образом, для выплавки стали марки 12Х2НВФА принимается следующий состав шихтовых материалов:

Таблица

Количество элементов, внесенных в металл шихтовыми материалами приведено в таблицу 6.

Таблица 6 Количество элементов, внесенных в металл шихтовыми материалами

* сера и летучие кокса переходят в статью улёта, зола кокса переходит в шлак, этими составляющими можно пренебречь, так как их величина слишком мала.

.5      Период расплавления и окислительный период

Плавку ведем с применением железной руды и технического кислорода. Условно принимаем, что технический кислород расходуется лишь на реакцию окисления углерода и железа, а остальные окислительные реакции идут за счет закиси железа железной руды. В период расплавления и окислительный период окисляются следующие элементы:

1)   углерод окисляется на

∆С = ∆С_Р + ∆С_О.П. = 0,15 + 0,3 = 0,45 % или

;

1)   кремний окисляется полностью - 0,203 кг;

2)   марганец окисляется на 55 - 70 %. Принимаем - 65 %, или

1)   сера, никель, вольфрам полностью переходят в металл;

2)   фосфора в готовом металле должно быть 0,01 %. Следовательно, нужно окислить ∆Р = 0,04 - 0,01 = 0,03 %, или

;(16)

1)   железо окисляется на 2 - 4 %. Принимаем - 3 %, или

.

По практическим данным около 90% железа окисляется до Fe₂O₃ и испаряется в зоне электрических дуг, около 10 % окисляется до FeO и Fe₂O₃ и переходит в шлак, причем задаемся соотношением FeO / F₂О₃ - 2-4. Принимаем FeO / F₂О₃ - 3, т.е. из 10 % окислившегося железа в шлак 7,5 % железа окисляется до FeO, а 2,5 % железа - до Fe₂O₃.

Таким образом, в шлак переходит

 кг Fe.

Из этого количества окисляется

до FeO  кг;

до Fe₂O₃  кг.

В зоне электрических дуг испаряется

 кг Fe и Fe₂O₃

Таблица 7 Количество закиси железа (FeO) и образовавшихся оксидов

В таблице 8 приводится необходимое количество кислорода для окисления углерода и железа шихты и количество образовавшихся оксидов.

Таблица 8 Количество кислорода и образовавшихся оксидов

.6      Определение количества шлака окислительного периода и периода расплавления

Одной из задач окислительного периода является удаление фосфора из металла. По существующей технологии около 80% Р удаляется из металла в период расплавления, а остальное количество - в начале окислительного периода.

Диаграмма, характеризующая зависимость от содержания закиси железа в шлаке и от основности шлака, выраженной отношением СаО/ SiO₂ приведена в методическом указании [1].

Коэффициент распределения фосфора между шлаком и металлом выражается следующим соотношением

,(17)

где (Р₂О₅)/[P]² - коэффициент распределения между металлом и шлаком;

Р_исх - содержание фосфора в шлаке, %;

[P] - содержание фосфора в готовом металле, %;

Ш_о.п. - количество шлака, % (от веса металла).

Принимаем CaO/SiO₂ = 1,9; FeO = 18 %; t = 1590^oC.

Согласно данным [1] получаем P₂O₅/[P]² = 12589.

Из выражения (17) определяем количество шлака. Принимаем Р_исх = 0,04 %; [P] = 0,01%, имеем

 кг

3.7 Определение состава шлака окислительного периода

Для упрощения расчета принимаем, что шлак в основном состоит из оксидов примесей, для хорошей дефосфорации приняли, что (FeO) = 18 %, а основность шлака CaO/SiO₂ = 1,9.

По практическим данным около 10 % MgO из подины перейдет в шлак, т.е.

(19)

Количество (MnO), (P₂O₅), (Fe₂O₃) приведено в таблице 7 и 8. Количество (FeO), (MgO), содержащиеся в шлаке :

 кг,(20)

 кг.(21)

Так как основность шлака CaO/SiO₂ = 1,9, содержание CaO в шлаке можно выразить CaO = 1,9 SiO₂. Таким образом, получаем из уравнения (19)

 кг;

Данные о приближенном весовом количестве и химическом составе шлака окислительного периода приведены в таблице 9.

Таблица 9

3.8 Определение расхода извести и кварцита

В результате окисления кремния (таблица 7) в состав шлака входит кг. Следовательно присадкой кварцита необходимо внести кремнезема кг. Тогда расход кварцита G_кв.(в кварците содержится 98% SiO₂ (смотри таблица 2) для обеспечения заданной основности шлака

 кг.(22)

Расход извести G_изв. (в извести содержится 92% CaO) (смотри таблица 2) для обеспечения заданной основности шлака равен

 кг(23)

3.9 Определение расхода железной руды

Для поддержания в шлаке FeO = 18 % требуется 0,98 кг FeO, но в шлаке уже есть 0,278 кг FeO (смотри таблица 8). Следовательно, потребность в FeO составляет: (FeO) = 0,98 - 0,278 = 0,702 кг. При окислении элементов Mn, Si, P тратится 1,758 кг FeO (см. таблица 7). Таким образом, общая потребность в FeO равна: FeO = 0,702 + 1,758 = 2,46 кг. Необходимое количество FeO вносится железной рудой, химический состав которой приведен в таблице 2.

В пересчете на Fe₂O₃ по реакции

(Fe₂O₃)_ж.р.+[Fe] = 3(FeO)(24)

потребуется следующее количество Fe₂O₃:

кг

Необходимо в печь присадить железной руды

кг.(25)

3.10 Определение состава металла конца окислительного периода

Для определения состава металла в конце окислительного периода используются данные таблица 6-8.

Химический состав металла в конце окислительного периода приведен в таблице 10.

Таблица 10

Восстановительный период плавки проводим под белым шлаком. По окончании окислительного периода начисто убираем шлак окислительного периода.

3.11 Определение количества шлака восстановительного периода

Количество шлака определяем, исходя из задачи десульфурации. Необходимо удалить из металла такое количество серы, чтобы остаток её не превышал содержание серы в готовом металле в соответствии с ГОСТ.

Принимаем [S]_г.м. = 0,015 %. В конце окислительного периода металл содержал 0,050 % серы (см. таблица 10). Таким образом необходимо удалить

,050 - 0,015 = 0,035 % S.

Это количество соответствует

кг.(26)

Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом составляет 15-40, а в наиболее благоприятных условиях достигает 60. Для промышленной электропечи можно принять коэффициент распределения серы между шлаком и металлом

(27)

Шлак должен содержать серы

(28)

Отсюда количество шлака восстановительного периода Ш_в.п.

кг(29)

В восстановительный период частично окисляются из металла проходящим через печь воздухом железо и марганец. Для упрощения расчета пренебрегаем окислением марганца. На основании практических данных в нераскисленном шлаке восстановительного периода содержится 5-7 % FeO. Принимаем

(FeO)_в.п.= 6 %, т.е.

кг(30)

По практическим данным шлак восстановительного периода наводится из шлаковой смеси (G_{шл. см.}), в состав которой входят известь, плавиковый шпат, шамот в соотношении 5:1:1

кг.(31)

Следовательно, в шлаковой смеси содержится

кг,

кг,

кг.

.12 Определение состава шлака восстановительного периода

При определении состава шлака восстановительного периода учитываем только основные составляющие, вносимые шлакообразующими.

Данные о приближенном составе и количестве шлака восстановительного периода приведены в таблице 11.

Таблица 11

*Считать, что CaF₂ полностью переходит в шлак.

.13 Определение количества раскислителей и легирующих

При плавке с восстановительным периодом феррохром вводят сразу после скачивания окислительного шлака перед вводом шлакообразующих.

Рафинирование металла целесообразно начинать с глубинного раскисления металла сильным раскислителем, присаживаемым на зеркало металла (Si, Al).

После этого наводят восстановительный шлак, который с самого начала интенсивно обрабатывают углеродом и кремнием.

Потребность в раскислителях и легирующих определяется по формуле

,(32)

где - количество необходимого ферросплава, кг;

[X]_к.о.п. - содержание легирующего элемента в металле в конце окислительного периода, % (см. таблица 10);

[X]_фер. - содержание легирующего элемента в ферросплаве, % (см. таблица 3);

 η - коэффициент усвоения легирующего элемента из данного ферросплава.

В излагаемом расчете принимаем, что осадочное раскисление проводим силикомарганцем марки СМн 20, диффузионное раскисление осуществляем порошком ферросилиция марки ФС 75 и порошком кокса, а окончательное раскисление осуществляется алюминием, подаваемым на штангах в металл за 2-3 минуты до выпуска.

Используя выражение (32), определяем необходимое количество силикомарганца из расчета получения в готовом металле [Mn]_г.м.= 0,5. Вес металла G_мет условно принимаем равным весу металла в конце окислительного периода (таблица 10). Принимаем Mn_СМн= 70,0% (таблица 3), η_Mn= 97,0 (таблица 4)

(33)

Силикомарганец вносит в металл также и кремний, причем по практическим данным принимаем, что 30 % кремния силикомарганца расходуется на раскисление, а 70 % кремния используется для легирования металла, т.е. η_Si= 70 %

Определяем содержание кремния в металле, внесенного полученным количеством силикомарганца, принимаем Si_CMn20 = 24 % (таблица 3):

(34)

Определяем количество феррохрома марки ФХ200, необходимого для легирования металла хромом из расчета получения в готовом металле [Cr]_г.м.=2,1%. Принимаем Cr_ФХ200 = 60,0 % (таблица 3), η_Сr = 95 % (таблица 4).

(35)

Феррохром вносит в металл некоторое количество кремния. Принимаем , условно принимаем η_Si= 70. Определяем полученное в металле содержание кремния при присадке феррохрома

(36)

Определяем количество феррованадия марки ФВд50Б, необходимого для легирования металла ванадием из расчета получения в готовом металле [V]_г.м.=0,2%. Принимаем V_ФВд50б = 50,0 % (таблица 3), η_V = 95 % (таблица 4).

(35)

Феррованадий вносит в металл некоторое количество кремния. Принимаем , условно принимаем η_Si= 70. Определяем полученное в металле содержание кремния при присадке феррованадием

Таким образом, силикомарганец, феррохром и феррованадий внесут в металл кремния .

Расход порошкообразного ферросилиция определяем, исходя из получения в готовом металле . При этом принимаем  (таблица 3), , т.е. 50% кремния ферросилиция расходуется на раскисление (диффузионное), а 50% кремния - на легирование металла.

По практическим данным расход кокса на раскисление шлака 1 -2 кг на 1 т металла. Принимаем расход кокса (g_к) - 1,0 кг/т. Необходимое количество кокса

(38)

Результаты раскисления шлака восстановительного периода приведены в таблице 12.

Таблица 12 Раскисление шлака коксом и ферросилицием

ΣFeO = 0,366

Примечание.  - коэффициент усвоения углерода кокса при диффузионном раскислении; по практическим данным принимаем = 30 %;  - коэффициент усвоения кремния ферросилиция при диффузионном раскислении, по практическим данным принимаем = 30 %.

Уточненный состав шлака восстановительного периода определяем, используя данные таблицы 11 и 12. Уточненный состав шлака восстановительного периода приведен в таблице 13.

Таблица 13

По практическим данным за 2-3 мин до выпуска в металл вводят алюминий в количестве 0,5-0,6 кг/т для среднеуглеродистых сталей и 0,7-0,8 кг/т при выплавке малоуглеродистых сталей.

В нашем случае принимаем расход алюминия (g_Al) равным 0,7 кг/т

Количество основных элементов, вносимых раскислителями и легирующими, приведено в таблице 14.

Таблица 14 Количество элементов, вносимых ферросплавами

Феррованадий ФВд50Б              -Ванадий

Примечание. Принимаем, что железо ферросплавов полностью переходит в металл. Переход в металл серы, углерода, фосфора для упрощения расчета не учитывается.

.14 Определение состава готового металла

При расчете шихтовки по углероду было определено, что ∆С_В.П. = 0,084 %. Что соответствует

(39)

При окислении железа воздухом, проходящим через печь, имеет место реакция

(40)

Из металла окислится железо в количестве

(41)

Состав готового металла определяем, используя данные таблиц 10, 12, 14. Состав готового металла приведен в таблице 15.

Таблица 15 Химический состав готового металла

3.15 Определение расхода шихтовых материалов на 1 т стали

Расход шихтовых материалов определяется

где - количество шихтовых материалов, кг;

- вес готового металла, кг.

Металлический лом

 кг

Кокс

 кг

Никель

 кг

Известь

 кг

Кварцит

 кг

Шамот

 кг

Плавиковый шпат

 кг

Газообразный технический кислород

 кг

Железная руда

 кг

Силикомарганец

 кг

Ферросилиций

 кг

Феррохром

 кг

Феррованадий

 кг

Алюминий

 кг

Список литературы

1. Влияние различных факторов на содержание Р в жидкой стали. Методическое указание к выполнению практической работы по дисциплине «Электрометаллургия стали и ферросплавов» для студентов специальности 110100 «Металлургия чёрных металлов» дневной формы обучения. - Юрга: ИПЛ ЮТИ ТПУ, 2005.-12с.

2. Сорокин Ю.Г., Волосникова А.В. Марочник сталей и сплавов. М.: Машиностроение, 1989. - 640 с.

3. Солнцев И.Д., Веселов В.А. и др. Металловедение и технология металлов. М.: Металлургия, 1988. - 512 с.

4. Кудрин В.А. Металлургия стали. М.: Металлургия, 1989-560с.

5. Чёрная металлургия: Методические указания для студентов специальности 110100 «Металлургия чёрных металлов». Специализация 110103 Электрометаллургия - Юрга: ИПЛ ЮФ ТПУ.2001 - 35с.