Главная страница
Навигация по странице:

  • 3.4. Дуговая сталеплавильная печь

  • печи. ПЕЧИ ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ. Печи черной металлургии 41. Технологические цепочки в металлургии


    Скачать 2.15 Mb.
    НазваниеПечи черной металлургии 41. Технологические цепочки в металлургии
    Дата28.10.2022
    Размер2.15 Mb.
    Формат файлаpdf
    Имя файлаПЕЧИ ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ.pdf
    ТипДокументы
    #759257
    страница6 из 17
    1   2   3   4   5   6   7   8   9   ...   17

    3.3. Конвертер
    Конвертер – металлургический агрегат для получения стали путём продувки расплавленного чугуна воздухом или кислородом. По характеру технологического процесса конвертеры делятся на кислородные, бессеме- ровские и томасовские. В кислородных конвертерах продувка чугуна осу- ществляется технически чистым (не менее 99,5 %) кислородом через верх- нюю фурму, что позволяет получать сталь с низким содержанием азота.
    Обычно футеровка кислородного конвертера основная. В бессемеровском и томасовском конвертерах продувка чугуна происходит через донные фур- мы воздухом. В бессемеровском процессе используется кислая футеровка, а в томасовском – основная. По сравнению с бессемеровским томасовский процесс позволяет эффективно удалять фосфор из фосфористых чугунов методом окисления. В 70-х годах ХХ века бессемеровский и томасовский процессы были вытеснены кислородно-конвертерным процессом.
    Схема кислородного конвертера приведена на рис. 3.6. Принцип рабо- ты конвертера следующий. Конвертер – сосуд грушевидной или цилиндри- ческой формы, открытый сверху. Через верхнее отверстие (горловину) по- даётся стальной лом, заливается жидкий чугун, вводится кислородная фур- ма и ведётся продувка. Одновременно с началом продувки вводится 2/3

    54
    шлакообразующих до- бавок (известь с бок- ситом или плавико- вым шпатом). Ос- тальное количество добавок вводится по ходу продувки в тече- ние 1/3 ее длительно- сти. Загрузка добавок происходит из бунке- ров по специальным транспортерам в не- прерывном режиме без остановки конвер- тера.
    Кислородная фур- ма является водоох- лаждаемой, многосо- пловой и располагает- ся на расстоянии 0,7-3,0 метра от поверхности чугуна. Применение много- сопловых фурм взамен односопловых позволяет резко снизить количество выбросов, увеличить расход кислорода, сократить длительность плавки.
    Давление кислорода составляет около 9-14 ат, сопла имеют форму сопла
    Лаваля, что позволяет создавать высокие (сверхзвуковые) скорости кисло- родной струи и внедрять кислород по всей высоте слоя жидкой ванны с об- разованием активно циркулирующих макрообъемов металла. Высокая кон- центрация кислорода способствует быстрому окислению кремния, марган- ца, углерода, фосфора, а также некоторого количества железа. Образую- щиеся окислы взаимодействуют с известью, образуя легкоплавкий шлак.
    Готовая сталь выпускается в сталеразливочный ковш через лётку – специальное отверстие в боковой стенке. Шлак выливается через горлови- ну в шлаковую чашу.
    Раскисление конвертерной стали проводят в сталеразливочном ковше во время выпуска, т.к. ввод раскислителей в самом конвертере вызывает их высокий расход. При выплавке спокойной стали её раскисляют ферромар- ганцем, затем ферросилицием и в конце алюминием. При выплавке кипя- щей стали раскисление проводят только ферромарганцем.
    В конвертере очень сложно получить легированную сталь из-за высо- кой степени окисления легирующих элементов, вводимых в конвертер, не- равномерного распределения легирующих в объеме металла и захолажива- ния плавки при присадке большого количества легирующих в конвертер или ковш. Небольшое количество легирующих элементов (до 2-3 %) в виде
    Рис. 3.6. Схема конвертера (а) и основные периоды плавки (б):
    I - загрузка лома; II - заливка чугуна; III - загрузка шлакооб- разующих добавок и продувка кислородом; IV - слив стали;
    V - слив шлака;
    1 - кожух; 2 - футеровка; 3 - горловина; 4 - боковое отверстие для выпуска стали (лётка)

    55
    ферросплавов вводят в ковш во время выпуска стали или загружают на дно ковша перед выпуском. Таким образом, в конвертере выплавляют, в основ- ном, низколегированную сталь. Операция высокого легирования выполня- ется в установках внепечной обработки, типа "ковш-печь".
    В ходе плавки температура материала поднимается с 1250-1400
    °С
    (температура жидкого чугуна) до 1600-1650
    °С (температура готовой ста- ли). Подъём температуры происходит без подвода извне химической энер- гии. Теплота выделяется в результате окисления примесей чугуна (углеро- да, кремния, марганца, фосфора) и железа. Общее количество теплоты, вы- деляющееся при окислении примесей, значительно превышает потребности теплоты для нагрева стали и шлака до требуемой температуры и для ком- пенсации тепловых потерь через футеровку и горловину конвертера. Для компенсации избытка теплоты обычно вводят до 25-30 % стального лома.
    Редко используется для тех же целей железная руда (до 8 %). Возможно использование в виде охладителя таких материалов, как агломерата, ока- тышей, известняка, доломита и т.п.
    Образующиеся при окислении углерода в большом количестве оксиды углерода (СО, СО
    2
    ) выделяются в газовую фазу и через горловину конвер- тера удаляются в тракт газоочистки. Оксиды Si, Mn, P, Fe участвуют в формировании шлака, а часть из них, главным образом оксиды железа
    (Fe
    2
    O
    3
    ), удаляются с газом в виде пыли (до 280 г/м
    3
    ). Поэтому конвертер- ный газ подвергают очистке. Состав очищенного конвертерного газа:
    СО = 85-90 %; СО
    2
    = 8-14 %; О
    2
    = 1,5-3,5 %; N
    2
    = 0,5-2,5 %. Теплота сгора- ния газа довольно высокая – 9
    ÷10 МДж/м
    3
    . Выход конвертерного газа со- ставляет 100-150 м
    3
    /т стали. Периодичность выхода газа затрудняет его ис- пользование.
    Футеровка конвертера является основной, двух- или трехслойной.
    Внутренний слой толщиной 500-750 мм называется рабочим. Он выполня- ется из пропитанных обезвоженной каменноугольной смолой доломитовых или магнезитовых кирпичей. При обжиге новой футеровки летучие из смо- лы удаляются и остается цементирующий коксовый остаток, уменьшаю- щий разъедание футеровки шлаком. Рабочий слой изнашивается в процессе работы под влиянием термических напряжений (из-за колебаний высоких температур), под воздействием ударов кусков шихты, особенно, крупных кусков металлолома, а также в результате химического взаимодействия со шлаком. Стойкость рабочего слоя составляет 400-800 плавок. Наружный слой футеровки называется арматурным и выполняют его из магнезитового или магнезитохромитового кирпича толщиной 110-250 мм. Этот слой непо- средственно примыкает к кожуху и он не требует замены при ремонтах.
    Между рабочим и арматурным слоями обычно выполняется набивка из массы, по химсоставу соответствующей рабочему слою. Толщина набивки
    50-100 мм.

    56
    Технологический режим конвертерного процесса (на примере конвер- тера ёмкостью 400 тонн) приведен в табл. 3.5.
    Таблица 3.5
    Технологический режим конвертерного процесса
    Завалка стального лома и загрузка шлакообразующих 3-4 мин.
    Заливка чугуна 3-5 мин.
    Продувка ванны кислородом и загрузка шлакообразующих 13-20 мин.
    Измерение температуры металла, взятие пробы на анализ и его ожидание
    2 мин.
    Корректировка состава и температуры металла (додувка) 1-2 мин.
    Выпуск стали 6-8 мин.
    Слив шлака 3-4 мин.
    Осмотр футеровки, заделка сталевыпускного отверстия 2 мин.
    Резерв времени 2 мин.
    Итого: 35-50 мин.
    Как следует из табл. 3.5, длительность цикла производства стали в конвертере составляет 38 минут. Для сравнения – процесс мартеновской плавки длится 8-12 часов.
    Строго говоря, конвертер не является плавильной печью. Во-первых, в конвертер не подаётся топливо, а, во-вторых, исходный материал почти весь уже расплавлен (напомним, что плавильная печь – это печь для пре- вращения каких-либо материалов в жидкое состояние
    …). Таким образом, конвертер по своим признакам является установкой внепечной обработки с продувкой окислительным газом (см. раздел 4). Однако наличие в завалке стального лома, компенсирующего чрезмерный разогрев стали при окисле- нии примесей, позволяет исключить конвертер из установок внепечной об- работки материала и поместить в особую категорию плавильных печей: с теплогенерацией за счет химической энергии жидкого чугуна. К слову ска- зать: иногда к этой категории относят и мартеновские печи, что не совсем правильно, т.к. мартеновская печь использует также и химическую энергию органического топлива.
    Это же обстоятельство затрудняет сравнение конвертеров по расходу топлива. Обычно сравнение идёт по производительности, по расходу ки- слорода, по расходу огнеупоров, по расходу дополнительных материалов
    (известь, боксит, плавиковый шпат, железная руда). Эти показатели кон- вертерного процесса не учитывают теплотехническую сторону процесса.
    Предлагается считать топливом примеси, содержащиеся в чугуне. Тогда удельный расход условного топлива составит (при 79 % жидкого чугуна,
    21 % лома) примерно 30-35 кг у.т./т стали. Косвенно расход теплоты в кон- вертере можно оценить по тепловому к.п.д. конвертера, который составляет примерно 70 %.

    57
    Ориентировочные материальный и тепловой балансы конвертера при- ведены, соответственно, в табл. 3.6 и 3.7.
    Таблица 3.6
    Ориентировочный материальный баланс получения стали в конвертере до раскисления (кг/кг жидкой стали)
    Приход
    На 1 кг стали
    Расход
    На 1 кг стали
    1. Чугун жидкий 0,879 1.
    Сталь жидкая 1,000 2. Лом (20 % от массы металлической шихты) 0,220 2.
    Шлак 0,129 3. Технический кислород (99,5 % О
    2
    и 0,5 % N
    2
    ) 0,075 3.
    Конвертерный газ 0,094 4. Известь 0,068 4.
    Fe
    2
    O
    3
    (с конвертерным газом) 0,016 5. Миксерный шлак со сливаемым чугуном 0,007 5.
    Выбросы металла 0,013 6. Смолодоломитная футеровка 0,004 6.
    Корольки металла в шлаке 0,004 7. Плавиковый шпат для разжижения шлака 0,003
    Итого 1,256
    Итого 1,256
    Таблица 3.7
    Ориентировочный тепловой баланс конвертерной плавки
    (на 1 кг жидкой стали)
    Приход кг кДж
    %
    Расход кг кДж
    %
    1. Физическая теплота жидкого чугуна (t = 1350
    °С)
    1085 52,7 1. Физическая теплота нагре- той стали (t = 1620
    °С)
    1436 69,7 2. Химическая энергия экзотерми- ческих реакций окисления приме- сей и железа, в т.ч. С
    →СО

    20 %;
    Si
    →SiO
    2
    10 %; С
    →СО
    2
    6 %;
    Fe
    →Fe
    2
    O
    3
    4 %; остальное 4,5 %;
    916 44,5 2.
    Физическая теплота шлака 278 13,5 3. Химическая энергия реакций шлакообразования
    58 2,8 3. Физическая теплота конвер- терного газа
    167 8,2 4. Потери теплоты в окру- жающую среду через стенки и горловину
    146 7,1 5. Физическая теплота частиц
    Fe
    2
    O
    3
    (с конвертерным газом)
    32 1,5
    Итого 2059 100,0
    Итого 2059 100,0
    Для снижения безвозвратно теряемой теплоты в конверторах можно предложить ряд мероприятий:
    1. сокращение потерь теплоты в окружающую среду через горловину (из- лучением) и через кладку (теплопроводностью);
    2. создание оригинальных устройств с целью использования физической и химической энергии конвертерного газа для, например, подогрева лома и сыпучих материалов до 1000
    °С или для выработки пара, для обжига известняка;

    58 3. использование окатышей и металлизованных окатышей в качестве ох- ладителей плавки взамен лома. Преимущества этого способа: а) сокра- щается длительность плавки за счёт исключения периода завалки лома; б) уменьшается зона максимальных температур в подфурменной зоне; в) уменьшается возможность повреждения футеровки кусками лома;
    4. использование физической теплоты шлака для получения пара, горячей воды;
    5. использование неочищенного конвертерного газа с температурой
    900-1200
    °С для восстановления окатышей и пыли, которые пойдут на разбавление лома. Отходящий при этом газ (900-1100
    °С) можно ис- пользовать для предварительного нагрева окатышей при их восстанов- лении и далее на обжиг известняка, т.к. в газе содержится
    ∼ 50 % СО;
    6. отвод конвертерного газа без дожигания, отвод его после в газгольдеры с последующим использованием в качестве топлива;
    7. применение сухих способов очистки конвертерного газа для сохране- ния возможности использования физической теплоты газа.
    3.4. Дуговая сталеплавильная печь
    Дуговая сталеплавильная печь – печь, в которой теплота электриче- ской дуги используется для плавки стали. Ёмкость дуговых печей колеб- лется от 6 до 200 тонн. Эти печи служат в первую очередь для выплавки легированных и высококачественных сталей, которые затруднительно по- лучать в конверторах и мартеновских печах. Одна из главных особенностей дуговой печи – возможность достижения в рабочем пространстве высокой температуры (до 2500
    °С).
    Основные преимущества дуговой сталеплавильной печи: а) возможность регулирования окислительно-восстановительных свойств среды по ходу плавки, а также обеспечения в печи восстановитель- ной атмосферы и безокислительных шлаков, что предопределяет малый угар легирующих элементов (для справки: угар – потери металла в резуль- тате окисления при плавке или при нагреве); б) быстрый нагрев металла, связанный с вводом тепловой мощности в самом металле. Это позволяет вводить в печь большие количества леги- рующих элементов; в) плавная и точная регулировка температуры стали; г) более полное, чем в других печах, раскисление металла, получение его с низким содержанием неметаллических включений; д) получение стали с низким содержанием серы.
    Одним из недостатков дуговой печи является необходимость обеспе- чения высокого качества шихтовых материалов, из которых 75-100 % со- ставляет стальной лом. Лом должен иметь как можно меньше примесей

    59
    цветных металлов, фосфора, ржавчины. Лом должен быть тяжеловесным для загрузки его в один приём, т.к. каждая загрузка лома значительно уд- линяет плавку. Другой недостаток дуговой печи в непроизводительном ис- пользовании мощностей печи в периоды низкого потребления энергии
    (окислительный и восстановительный периоды).
    Дуговые печи делят на печи прямого действия (дуга между электро- дом и нагреваемым материалом), косвенного действия (дуга между элек- тродами за пределами нагреваемого материала) и закрытого действия (дуга находится под слоем материала). Пример печи закрытого действия – фер- росплавная печь. В печах такого типа наименьшие потери теплоты через свод, т.к. он экранируется от дуги слоем материала.
    Сталеплавильные дуговые печи обычно являются печами прямого действия и их разделяют на печи переменного тока (ДСП) и печи постоян- ного тока (ДППТ).
    В печах переменного тока трехфазный ток проходит между электро- дами через посредник, которым является шихта (металл, углерод). В этих печах требуются дорогостоящие устройства для компенсации низкого cos
    ϕ и присутствуют большие индуктивные сопротивления токоподвода в ко- роткой сети, что обусловливает самопроизвольный перенос мощности с одной фазы на другую. В результате возможно образование "мертвой" (от- сутствие мощности) и "дикой" (избыточное выделение мощности) фазы.
    В печах постоянного тока выделение мощности происходит равно- мерно и отсутствуют компенсирующие устройства, присущие печам пере- менного тока. В ДППТ вместо трех графитовых электродов находится только один (хотя он и может быть расщеплен на несколько), а вторым электродом (анодом) является подовый электрод. Преимущества печей по- стоянного тока по сравнению с печами на переменном токе в 1,5-2 раза меньшем расходе графитовых электродов, на 5-15 % меньшем расходе электроэнергии, на 10 % меньшем износе огнеупоров, в 8 раз меньшем вы- бросе пыли (0,9-1 кг/т вместо 7-8 кг/т в печи переменного тока) и в мень- шем уровне шума (90 децибел взамен 120 децибел в печах переменного то- ка). Главный недостаток печей постоянного тока связан с получением по- стоянного тока из переменного тока и большие капитальные затраты на преобразователи тока. Для компенсации этого недостатка разработаны спе- циальные полупроводниковые технологии. К недостаткам ДППТ также можно отнести необходимость использования более дорогостоящих элек- тродов большего диаметра (700-750 мм) взамен электродов диаметром 350-
    610 мм в ДСП и недостаточную надежность подовых электродов.
    В настоящее время на металлургических заводах наиболее распро- странены печи переменного тока, хотя доля печей на постоянном токе все время растет.

    60
    Схема дуговой сталеплавильной печи переменного тока (ДСП) приве- дена на рис. 3.7. Печь работает на трёхфазном токе промышленной часто- ты. Дуга возникает между металлом и каждым из трёх электродов. Футеро- ванный кожух имеет цилиндрическо-коническую форму. Свод имеет купо- лообразную форму. Свод связан с полупорталом (полупортал – Г-образная конструкция грузоподъемного устройства), который в свою очередь соеди- нён с устройством подъёма-опускания и поворота полупортала.
    Принцип работы ДСП следующий. Шихтовые материалы загружают на подину печи сверху в открываемое рабочее пространство с помощью бадьи (корзины) с от- крывающимся дном.
    После этого свод печи надвигается на ванну, имеющую форму чаши.
    Электроды опускают через отверстия свода до возникновения коротко- го замыкания с шихтой и зажигают электриче- ские дуги. Плавление и нагрев осуществляются за счёт теплоты элек- трических дуг, возни- кающих между электро- дами через жидкий ме- талл или металлическую шихту. После расплав- ления шихты в печи об- разуется слой жидкого металла и шлака. Путем добавок в жидкую сталь раскислителей и леги- рующих добавок доби- ваются нужного состава стали. Готовую сталь и шлак выпускают через сливной желоб, наклоняя рабочее пространство.
    Рабочее окно, закрываемое заслонкой, предназначено для контроля за ходом плавки, ремонта пода, загрузки материалов и промежуточного вы- пуска шлака (в окислительный период).
    Температура жидкой стали при выпуске на 120-150
    °С выше темпера- туры ликвидус и составляет 1550-1650
    °С.
    Рис. 3.7. Схема дуговой сталеплавильной печи (ДСП):
    1 - электрододержатели; 2 - электроды; 3 - газоотборный патрубок; 4 - полупортал для поддержки свода; 5 - сво- довое кольцо; 6 - опорная конструкция (люлька) – на разрезе А-А не показана; 7 - устройство для электромаг- нитного перемешивания жидкой стали; 8 - механизм на- клона; 9 - механизм подъёма и поворота свода при за- грузке шихты; 10 - уплотнители; 11 - песочный затвор;
    12 - рабочее окно; 13 - опорные сегменты; 14 - сливной жёлоб; 15 - фундаментная балка

    61
    По ходу плавки выделяют 4 периода (рис. 3.8):
    1 – подготовка печи к плавке (20-40 минут). Исправление изношенных участков пода заправкой подины магнезитовым порошком, завалка шихты;
    2 – период плавления (70-180 минут). Ввод максимальной электриче- ской мощности. Нагрев и расплавление шихты; формирование шлака за счет окисления кремния, марганца, углерода и железа кислородом воздуха, окалины. Возможно использование газокислородных горелок, установлен- ных в стенках или в своде, для ускорения расплавления твердой шихты.
    Возможна продувка жидкого металла кислородом для ускорения процесса плавления остатков нерасплавившейся шихты. Удаление основной массы фосфора из металла за счет наличия основного железистого шлака;
    3 – окислительный период (30-90 минут). Слив основной массы шлака для удаления из печи фосфора; присадка шлакообразующих добавок (из- весть и др.); присадка руды для интенсивного окисления углерода, получе- ния эффекта "кипения", во время которого происходит дефосфорация ме- талла и удаление с пузырьками СО водорода и азота; периодический слив вспененного шлака; нагрев металла до температуры выпуска; полный слив окислительного шлака для исключения перехода фосфора из шлака в ме- талл в восстановительный период;
    4 – восстановительный период (40-120 минут). Присадка ферромар- ганца и феррохрома для доведения содержания марганца и хрома до тре- буемого для выплавляемой марки стали, а также ферросилиция и алюминия для раскисления металла (раскисление – удаление из жидкого металла ки- слорода путем присадки раскислителей: углерода, кремния, марганца); на- водка высокоосновного шлака путем добавки извести, плавикового шпата и шамотного боя для ускорения раскисления и удаления серы из металла; раскис- ление молотым коксом; раскис- ление молотым ферросилицием в смеси с изве- стью, плавико- вым шпатом и коксом; по необ- ходимости до- бавка сильных раскислителей: силикокальция и
    Рис. 3.8. Изменение температуры футеровки (t
    Ф
    ) и полной потребляемой электрической мощности (Р
    н
    ) в различные периоды плавки:
    I – подготовка печи к плавке; II - период плавления; III - окисли- тельный период; IV - восстановительный период;
    1 - шихта; 2 - жидкая сталь; 3 - шлак

    62
    алюминия; легирование стали ферровольфрамом, феррованадием, ферро- силицием, ферротитаном, алюминием и др.; выпуск стали вместе с шлаком для дополнительного перехода в шлак серы и неметаллических включений.
    Основные параметры, которые лимитируют процесс плавки, это тем- пература футеровки и полная электрическая мощность. Если температура низкая, то мощность поддерживают максимальной без опасности перегрева футеровки. Нежелательным является для футеровки превышение темпера- туры 1500-1800
    °С. Подину обычно выполняют из магнезитового кирпича, а стены и свод ванны – из магнезитохромитового кирпича. Стойкость фу- теровки стен и свода колеблется в пределах 75-250 плавок. Стойкость по- дины составляет 1500-5000 плавок при условии ее обновления после каж- дой плавки путём заправки магнезитовым порошком. Общая толщина по- дины на печах, работающих с электромагнитным перемешиванием, не должна превышать 800-900 мм.
    Во время плавки из ДСП выделяется большое количество запылённых газов (особенно в окислительный период). Температура газов составляет
    900-1400
    °С. Среднее количество газов в окислительный период достигает
    180-200 м
    3
    /(т
    ⋅час). При мокрой очистке от пыли газ охлаждается и затем выбрасывается в атмосферу.
    Ориентировочные материальный и тепловой балансы плавки стали в электродуговой печи переменного тока приведены в табл. 3.8 и 3.9.
    Таблица 3.8
    Ориентировочный материальный баланс получения стали ШХ15 в электродуговой печи ДСП (кг/кг жидкой стали)
    Приход
    На 1 кг стали
    Расход
    На 1 кг стали
    1. Железный лом 0,986 1.
    Сталь жидкая 1,000 2. Воздух 0,110 2.
    Газ периодов плавления и окисления 0,106 3. Известь 0,081 3.
    Шлак периодов плавления и окисления 0,093 4. Кислород 0,022 4.
    Шлак восстановительного периода 0,057 5. Феррохром 0,021 5.
    Газ восстановительного периода 0,032 6. Кокс 0,021 6.
    Улёт железа 0,024 7. Шамотный бой 0,019 7.
    Невязка 0,002 8. Магнезит 0,015 9. Железная руда 0,010 10. Электроды 0,007 11. Плавиковый шпат 0,006 12. Ферросилиций 45 %-ный 0,005 13. Кварцевый песок 0,004 14. Ферромарганец 0,002 15. Ферросилиций 75 %-ный 0,002 16. Магнезитохромит 0,002 17. Алюминий 0,001
    Итого 1,314
    Итого 1,314

    63
    Таблица 3.9
    Ориентировочный тепловой баланс электродуговой печи ДСП при выплавке стали ШХ15 (на 1 кг жидкой стали)
    Приход кг кДж
    %
    Расход кг кДж
    %
    1. Теплота электрической дуги
    1880 74,95 1. Физическая теплота нагретой ста- ли (t = 1600
    °С)
    1418 56,53 2. Химическая энергия окисления примесей
    509 20,30 2.
    Физическая теплота шлаков 325 12,95 3. Химическая энергия ре- акций шлакообразования
    70 2,79 3. Физическая теплота охлаждающей воды
    188 7,50 4. Физическая теплота мате- риалов
    30 1,20 4. Физическая теплота уходящих га- зов (t = 1200
    °С)
    187 7,46 5. Химическая энергия на- углероживания металла
    19 0,76 5. Потери теплоты в трансформаторе и токоподводе
    150 5,98 6. Потери теплоты теплопроводно- стью через кладку
    99 3,95 7. Химическая энергия восстановле- ния металла: FeO+C= = Fe+CO, раз- ложения СaCO
    3
    , Са(ОН)
    2
    и десуль- фурации металла:
    FeS+CaO+C=Fe+CO+CaS
    44 1,75 8. Потери теплоты через открытый свод при загрузке шихты
    36 1,44 9. Потери теплоты электродами во время завалки (t = 1100
    °С)
    31 1,24 10. Потери теплоты излучением че- рез открытое окно
    24 0,96 11. Теплота испарения влаги шихты и воздуха
    6 0,24
    Итого 2508 100,0
    Итого 2508 100,0
    В этих таблицах приняты следующие составы газов. Состав газа элек- тродуговой печи периодов плавления и окисления: СО - 20,67 % (масс.);
    СО
    2
    - 20,34; Н
    2
    - 0,10; N
    2
    - 58,89 %. Состав газа восстановительного перио- да: СО - 21,65 % (масс.); СО
    2
    - 2,89; Н
    2
    - 0,12; N
    2
    - 69,01; SiF
    4
    - 5,93; летучие кокса - 0,40 %.
    Удельный расход энергии в ДСП составляет 450-700 кВт
    ⋅ч/т или
    55-85 кг у.т./т стали. ДСП имеют довольно высокий тепловой (65-70 %) и электрический (90-95 %) кпд.
    Для снижения расхода энергии в ДСП рекомендуется следующее:
    1. перенос операций окисления и восстановления в дуговую печь мень- шей мощности (установки "ковш-печь" – см. раздел 4). В этом случае резко сокращается мощность холостого хода и, соответственно, падает удельный расход энергии;

    64 2. предварительный топливный подогрев шихты перед загрузкой в ДСП.
    Для этого можно использовать загрузочную бадью. Результат: эконо- мия дорогостоящей электроэнергии;
    3. использование газокислородных горелок для предварительного нагрева и плавления шихты. Результат: сокращение длительности плавления и расхода электроэнергии (на 10-15 %). Тот же эффект получается при вдувании в струе кислорода углесодержащих материалов;
    4. использование физической теплоты уходящих газов с применением су- хой очистки для последующего подогрева воды или без очистки для подогрева шихты;
    5. использование физической теплоты жидких шлаков для получения го- рячей воды и других целей;
    6. наклонная установка электродов (до 45 градусов от вертикали), что по- зволяет отводить газы вертикально вверх через шахту и подогревать шихту. Дополнительный эффект: снижение расхода электродов за счёт охлаждения их концов.
    1   2   3   4   5   6   7   8   9   ...   17


    написать администратору сайта