Наименование

С

Si

Mn

P

S

Fe

Чугун жидкий

3,9

0,8

0,7

0,15

0,05

94

Лом

Материал

SiO₂

Al₂O₃

Fe₂ O₃

FeO

MnO

CaO

MgO

P2O5

S

CO2

H2O

Шлак миксерный

47,5

6,5

1,4

4

8

27,5

4,5

0,2

0,4

0

0

Известь

2

0,8

0

0

0

85

2

0,1

0,1

9

1

Боксит

12

51

25

0

0

1

0,2

0,1

0,1

2

8,6

Футеровка

3,4

2.2 Материалы из малозначащих источников, участвующие

в плавке

Такими источниками поступления являются: футеровка конвертера, миксерный и доменный шлак, оксиды железа, кремния и алюминия, попадающие с металлом.

К этой категории материалов, участвующих в плавке, относят также боксит и плавиковый шпат.

Поскольку все указанные выше материалы поступают из малозначащих источников, их точный качественный учет невозможен.

Но их влияние на процесс шлакообразования не вызывает сомнения и поэтому соответствующие данные для таких материалов обычно принимают на основе среднестатистических данных теории и практики плавки.

Принято считать, что количество засорений в металлическом ломе составляет 1 - 3 %, в основном это:

SiO2=75% Al2O3=25%

Количество окалины в металлоломе составляет обычно 1 - 4 %, в основном это : Fe2O3 = 69% FeO = 31%

С учетом того, что расход металлического лома в кислородно-конвертерном процессе составляет обычно 20 - 30%, можно считать, что количество засорений из металлического лома будет составлять 0,25 - 0,75%.=0,55%

Расход футеровки конвертера принято считать равным 0,7 - 1,2 кг, боксита - 0,6 - 1 кг, миксерного шлака - 0,5 - 1,2 кг.

Таким образом, расход материалов из малозначащих источников, участвующих в образовании шлака, для расчета плавки можно принять :

Футеровка конвертера 1кг

Миксерный шлак 0,8кг

Боксит 0,8кг

Засорение лома 0,4кг

2.3 Расчет общего количества образующегося шлака

где:

В - основность шлака ( для кислородно-конвертерного процесса - 3

[Si]чуг - содержание кремния в чугуне, кг

[Si]л - содержание кремния в ломе, кг

qSiO2(др) - количество оксидов кремния (SiO2 ), поступающее в шлак из всех источников, кроме металлической шихты, кг (для кк процесса - 0,75

Возможную степень дефосфорации определяем по формуле:

где:

[Р]ших - содержание фосфора в металлической шихте - для плавки на обычном чугуне с одношлаковым режимом принимают [Р]ших =[Р]чуг

qм1 - выход жидкого металла (для кислородно - конвертерного процесса составляет):88

ap1 – коэффициент распределения фосфора между металлом и шлаком, который равен отношению концентрации фосфора в шлаке к его концентрации в металле и для кислородно-конвертерного процесса составляет [P2O5]:[P] =60

[Р]ост= 100 *0,15 = 0,0326%

88+0.437*60*14,19

В готовой стали содержание фосфора до 0,03, а у нас0,0326 что вполне допустимо, следовательно допустим одношлаковый вариант плавки

Определим далее степень десульфурации используя формулу:

где:

S_S^ших - количество серы, вносимой в ванну металлической шихтой (чугун, лом)

S_S^др - количество серы, вносимой другими шихтовыми материалами (известь, плавиковый шпат, рудные материалы, уголь, ферросплавы);

для практических расчетов допускается принимать: S_S^ших+S_S^др=S_S^чуг

S_S^гф - количество серы, переходящее в газовую фазу по следующим реакциям:

[S]+2[O]={SO2}; (S)+2(FeO)={SO2}; [S]+{O2}={SO2}; (S)+{O2}={SO2}

Известно, что коэффициенты распределения серы между окислительным шлаком и металлом приближенно можно определить по эмпирической формуле: as=2*B-2

или для обычного процесса, где a_s =6

{S}гф=8% от содержания серы в металлической шихте

Таким образом, по степени десульфурации металла одно-шлаковый режим в полной мере допустим, поскольку содержание серы в готовой стали не

Превышает 0,03%. Следовательно, по степеням дефосфорации и десульфурации плавка может быть проведена по одно-шлаковому варианту.

2.4 Максимально возможный расход металлического лома

Поскольку лом в кислородно-конвертерном переделе является основным охладителем и цена одной тонны его меньше цены тонны чугуна, то максимально возможный расход лома способствует улучшению технико-экономических показателей процесса плавки, снижению себестоимости стали.

Максимально возможный расход лома q_S^л кг, рассчитывают по формуле:

где:

SDН_чуг^хим и SDН_л^хим - количество тепла, выделяющегося при полном окислении 100 кг примисей чугуна и лома, кДж

t_чуг и t_лом - температура чугуна и лома

0,88 и 0,7 - удельные теплоемкости чугуна и лома, кДж/кгК

Q_шо, Q_SFeO^обр, Q_CO^дож - приход тепла в результате шлакообразования, образования оксидов железа (FeO, Fe₂O₃) шлака и дожигания СО до СО₂ соответственно, кДж

Q_шл^физ, Q_г^физ, Q_м^хим - физическое тепло шлака, газа и металла соответственно, кДж

Q_м^хим - химическое тепло, которое может выделится при полном окислении примесей готового металла, кДж

SDH_(EFeO)^рлраз - тепло, затрачиваемое на полное разложение оксидов железа, содержащихся в 100 кг лома, кДж

А - постоянный член выражения, включающий тепловые потери от разложения карбонатов, испарения влаги шихты и другие малозначительные статьи потерь тепла; для кислородно-конвертерного процесса он составляет, А = 6000 - 7000кДж

Принимаем исходные данные

А = 6500кДж t_лом = 0°C t_чуг =1300°C

Количество тепла, выделяющееся при полном окислении 100 кг примесей чугуна, определим по уравнению:

где:

[C]_i, [Si]_i, [Mn]_i, [P]_i - содержание окисляющих примесей в чугуне, % по табл №1

Н_с⁰, Н_Si⁰, Н_Mn⁰, Н_P⁰ -стандартные тепловые эффекты окисления этих примесей, кДж

Н_с⁰ =14770кДж

Н_Si⁰ =26970кДж

Н_Mn⁰ =7000КДж

Н_P⁰ =21730кДж

Таким образом:

Тепло шлакообразования определим по уравнению:

Q_шо =q_шл¹*[6,28*(CaO)+14,64*(SiO₂)+41,84*(P₂O₅)]

Приняв:

(CaO) = 50%

(SiO₂) =15%

(P₂O₅) =2%

содержание оксидов в шлаке и q_шл¹ =14,19

Q_шо =14,19*(6,28*50+14,64*15+41,84*2)=8759,2кДж

Химическое тепло образования оксидов железа шлака в кислородно конвертерном процессе с отношением FeO к Fe₂O₃ "два к одному", составит:

Q_(EFeO)^обр =42,3*q_шл¹*(SFeO)

где :

Температура в металле в конце продувки:

t_м = 1530 + 80 * [C] + t

где:

обычно

[C]_раск =0,054%

принимаем: [C]_гот =0,18%

t=89°C

[C] =0,18-0,054=0,126%

t_м =1530 +80*0,126+89=1629,08°С

Общее содержание оксидов в шлаке:

Химическое тепло образования оксидов шлака:

Q_(EFeO)^обр =42,3 *14,19*19,14=11488,5кДж

Тепло от дожигания в конвертере СО до СО2 :

Q_CO^дож =10100 * q_CO^S *U_CO * Z

где:

10100 -теплота дожигания СО до СО₂, кДж

U_CO -доля дожигаемого количества СО в кислородно-конвертерном процессе =0,195

Z -доля тепла дожигания, передаваемая ванне - коэффициент использования тепла дожигания =0,795

q_CO^S -общее количество СО, выделяющееся из ванны (поскольку неизвестно количество расхода лома, то берем ориентировочно 25%)

Определяем содержание углерода в шихте:

SC_ших =0,75*[C_чуг]+0,25*[C_лом]=0,75 *3,9+0,25*0,2=2,98%

Количество углерода, удаляемого во время продувки:

D[C] =SC_ших -[C] =2,98-0,126=2,85кг

при этом образуется оксида углерода:

т.е. Тепло от дожигания СО в полости конвертера до СО₂ составит:

Q_CO^дож =10100 *6,65* 0,195*0,795=10412,3кДж

Физическое тепло металла составит:

Q_М^физ =(54,8+0,84t_m)*q_м¹

где:

t_м =t_шл=1629,08°С

q_м =88кг

Q_М^физ =(54,8+0,84 *1629,08) *88=125244кДж

Физическое тепло шлака:

Q_ШЛ^физ =(2,09*t_шл-1379)*q_шл¹=(2,09*1629,08-1379)*14,19=28745,8кДж

Физическое тепло газов определяем с учетом только СО и СО₂:

Q_Sгаз^физ=(1,32*t_газ-220)*(q_CO+q_CO2)

С учетом того, что по ходу продувки плавки температура отходящих газов изменяется в пределах 1350 - 1650°С, принимаем:

t_газ =1600°С

Приняв соотношение СО и СО₂ как : 80 к 20%, найдем их количества:

Тогда физическое тепло отходящих газов с учетом СО и СО2 составит:

Химическое тепло, которое выделяется при полном окислении примесей конечного металла, определяем как:

Q_м^хим =(DН_С⁰*[C]+DH_P⁰*[P]+DH_Mn⁰*[Mn])*10^-2 * q_m¹

где:

DН_С⁰- стандартный тепловой эффект окисления углерода =14770кДж

DH_Mn⁰- стандартный тепловой эффект окисления марганца =7000кДж

DH_P⁰- стандартный тепловой эффект окисления фосфора =21730кДж

Допускаем, что в металле остается 0,25 % марганца чугуна.

[Mn]=0,25*[Mn]_чуг =0,25*0,7=0,175%

Определяем химическое тепло:

Q_м^хим =10^-2*(14770*0,126+21730*0,0326+7000*0,175)*90=3415кДж

Тепло расходуемое на полное разложение оксидов железа, содержащихся в 100 кг лома, составит:

SDН_SFeOрл^раз =4800 * n_рл

где:

4800 -тепловой эффект диссоциации 69,4% (Fe₂O₃) и 30,6% (FeO)

n_рл -содержание оксидов железа в ломе: 3,1

Тогда:

SDН_SFeOрл^раз =4800 *3,1=14880кДж

Количество тепла образующееся при полном окислении примесей лома:

SDН_лом^хим =14770*[C]_л +21730*[P]_л +7000*[Mn]_л +26970*[Si]_л

SDН_лом^хим =14770*0,2+21730*0,04+7000*0,5+26970*0,15=11368,7кДж

Имея уже все данные, определяем максимально возможный расход лома (кг):

2.5 Фактический расход лома с учетом дополнительного

охладителя

Чтобы исключить додувки по температуре (непредвиденные ситуации), необходимо предусмотреть некоторый резерв тепла. Это достигается заменой части лома на твердый окислитель (окалина, руда, агломерат). Коэффициент эквивалентности твердого окислителя по отношению к лому:

s_то =0,062*Fe_то^S- 0,014*(Fe_то) - 0,633

Известно

(Fe_то) =1,3% количество оксидов железа в ржавчине лома.

Общее содержание железа в твердом окислителе определяем как:

Fe_то^S=0,7 * (Fe₂O₃) + 0,778 * (FeO)_то = 0,7 * 86+0,778 *1,3=61,21%

тогда:

s_то =0,062 *61,21-0,014 *1,3-0,663=3,11

Принимаем расход твердых окислителей: q_ок =0,3кг, тогда количество лома, которое необходимо заменить, составит:

q_л =s_то * q_ок=3,11*0,3=0,933

таким образом, фактический максимальный расход лома с учетом твердых окислителей составит:

q_фл^S =q_S^л - q_л = 25,76-0,933=24,827кг

2.6 Необходимый расход извести

Для определения необходимого расхода извести находим содержание примесей в металлической шихте:

[S]_ших =10^-2*(q_чуг*[S]_чуг+q_л*[S]_л)

где: q_чуг=100-q_л =100 -24,827=75,173кг

[C]_ших=10^-2*(75,173*3,9+24,827*0,2) =2,981%

[Si]_ших=10^-2*(75,173*0,8+24,827*0,15) =0,639%

[Mn]_ших=10^-2*(75,173*0,7+24,827*0,5) =0,65%

[P]_ших=10^-2*(75,173*0,15+24,827*0,04) =0,123%

[S]_ших=10^-2*(75,173*0,05+24,827*0,04) =0,048%

Расход извести определяем как:

D[Si] =[Si]_ших - [Si]_ост =0,639-0=0,639%

D[P] = [P]_ших - [P]_ост =0,123-0,0326=0,09%

Для упрощения расчетов примем суммарное поступление SiO₂ из футеровки, миксерного шлака, мусора лома и окатышей q_SiO2^др = 0,848

Аналогично для СаО - q_CaO^др = 0,663

Таким образом расход извести составит:

2.7 Уточнение количества шлака

Уточнение количества шлака производим по формуле:

Здесь (SFeO) - вносимое футеровкой, миксерным шлаком, бокситом, металлоломом и окатышами, для сокращения расчета принимаем равным

(SFeO)=18%, при соотношении (FeO)=12%, (Fe₂O₃)=6%

D[Mn]= [Mn]_ших -[Mn]_ост=0,65-0,45=0,2

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

шлакообразующие без оксидов железа

СаО

0,40

0,22

0,008

-

-

0,01

0,64

7,12

-

7,77

7,77

57,25

SiO2

0,03

0,38

0,09

0,3

-

0,01

0,82

0,16

1,36

2,36

2,37

17,46

Al2O3

0,01

0,05

0,41

0,1

-

0,006

0,58

0,06

-

0,64

0,64

4,76

P2O5

-

0,002

0,001

-

-

-

0,003

0,01

0,20

0,21

0,21

1,59

MnO

-

0,06

-

-

-

-

0,06

-

0,25

0,32

0,32

2,38

MgO

0,52

0,03

0,001

-

-

0,003

0,56

0,16

-

0,73

0,73

5,42

S

-

0,003

0,001

-

-

-

0,004

0,01

0,02

0,03

0,03

0,22

итого

0,97

0,75

0,51

0,4

-

0,03

2,68

7,54

1,85

12,1

12,45

91,78

оксиды железа

FeO

-

0,03

-

-

0,18

0,004

0,21

-

-

0,21

1,82

13,43

Fe2O3

0,02

0,01

0,2

-

0,40

0,25

0,89

-

-

0,89

0,91

6,71

итого

0,02

0,04

0,2

-

0,58

0,26

1,11

-

-

1,11

1,11

18

летучие

CO

-

-

-

-

-

-

-

-

2.8 Предварительный расчет количества газа

Принимаем, что 80% углерода окисляется до СО, а 20% до СО2

где:

D[C]=D[C]_ших-[C] =2,981-0,18=2,801

тогда имеем:

q_CO=2,801*1,867 = 5,229 кг

q_CO2=2,801*0,733 = 2,054 кг

Количество сернистого газа SO₂ определяем из допущения, что 5% серы из [S]_ших окисляется с образованием газообразного оксида.

Количество влаги

q_Н2О=0,156кг

2.9 Расчет выхода жидкого металла

Выход жидкой стали q_м¹ определяется ее балансом:

Приход:

1. Масса чугуна и лома (завалки) - q_м^зав =100кг

2. Массв железа восстановленного из оксидов –

Расход:

Масса железа перешедшего в шлак в виде оксидов - q_Fe^ок

q_FeO =12 *14,671* 10^-2=1,761кг

q_Fe2O3 =6 *14,671* 10^-2=0,88кг

q_Fe^ок =1,761* 0,78 +0,88* 0,7 =1,99кг

Масса удаленных примесей состоящих из суммы основных, кг:

qSD[S]=D[C]+D[Si]+D[P]+D[Mn]+D[S]=2,801+0,639+0,09+0,2+0,0214=3,75

Потери металла в виде корольков шлака (принимаем их величиной в 3%) составят :

q_кор =0,03 *14,671=0,44кг

Потери металла с выбросами (принимаем 2%) составят:

q_выб =0,02*100=2кг

2.10 Потери металла с пылью (угар)

Эти потери составляют:

q_Fe^п =10^-5*V_г*Fe_п*q_п

где:

Fe_п =75% -содержание железа в пыли, q_п =100г/м^3 - содержание пыли в газе.

Объем газа находим по формуле:

Масса железа теряемая с пылью:

q_Fe^п =10^-5*5,423* 75*100=0,407кг

Принимаем:

q_мл =0,989кг - масса ржавчины (окалины) и мусора в ломе

q_мшл =0,8кг - масса миксерного шлака и определяем выход жидкой стали

q_м¹=(q_м^зав+q_Fe^восст)-(q_Fe^ок+q_SD[S]+q_кор+q_выб+q_Fe^п+q_мл+q_м.шл)

q_м¹=100+0,798-1,99-3,751-0,44-2-0,407-0,989-0,8=90,421кг

2.11 Остаточное содержание примесей в металле

Остаточное содержание марганца в металле находим как:

где:

SMn =[Mn]_ших + 0,775 * SMnO_др

тогда:

Т =t_гот + 273 =1629,08+ 273 =1902,08°К

SMn =0,65+0,775*0,064=0,7кг

К_Mn=1.641

Остаточное содержание фосфора в металле:

принимаем:

a_р¹ =60

тогда:

SP=0,123+0,437*0,011=0,128кг

Остаточное содержание серы в металле:

принимаем:

a_s¹ = 6

DS_гф =0,075*0,048=0,0036кг

SS=0,048+0,012-0,0036=0,0564кг

2.12 Расчет количеств удаляемых примесей из металла

D[C] =[C]_ших-0,904*[C]=2,981-0,904*0,126=2,867кг

D[Si]=[Si]_ших-0,904*[Si]=0,639-0,904*0=0,639кг

D[Mn]=[Mn]_ших-0,904*[Mn]=0,65-0,904*0,175=0,492кг

D[P]=[P]_ших-0,904*[P]=0,123-0,904*0,0326=0,094кг

D[S]=[S]_ших-0,904*[S]=0,048-0,904*0,0266=0,024кг

всего:qSD[S]=4,116кг

2.13 Расход дутья и продолжительности продувки

Расход кислородного дутья на основе рафинирования определяем как:

где: О₂^д=99,5% - содержание кислорода в дутье

U_O2 =0,9- коэффициент усвоения кислорода дутья ванной

Значения остальных величин определяем предварительным расчетом.

Расход кислорода на окисление углерода находим по формуле:

q_O2^[C] =a_c * D[C]

где: a_c=1,46кг

тогда:

q_O2^[C]=1,46*2,867=4,186кг

q_O2^[S]=1,14*[Si]+0,29*[Mn]+1,29*[P]=1,14*0,639+0,29*0,492+1,29*

*0,094=0,992кг

Расход кислорода на образование оксидов железа шлака составит:

q_O2^S[FeO] =10^-4 * q_шл * {30 * (Fe₂O₃) + 22,2 * (FeO)}

следовательно:

q_O2^S[FeO]=10^-4*14,671*(30*6,71284+22,2*13,4331)=0,733кг

В окислительных процессах участвует также кислород извести в виде СО₂, количество которого определяем по зависимости:

q_О2^изв=36,4 * 10^-4 * q_изв * r * (CO₂)

следовательно:

q_О2^изв=36,4 * 10^-4 *8,357* 0,8 *9=0,219кг

Поступление кислорода в ванну из других источников определим как :

q_О2^др=10^-2 * (30 * q_Fe2O3^др + 22,2 * q_FeO^др)

следовательно:

q_О2^др =10^-2 * ( 30 *0,896+ 22,2 *0,219) =0,317кг

тогда расход дутья составит:

V_д =7 * q_д =7 *6,002=42,014 м³/т

Определим теперь продолжительность продувки:

Принимаем интенсивность продувки iO2 =4м³/т*мин

2.14 Масса металла в конце продувки

q_Fe^ок =q_FeO *0,78 + q_Fe2O3 * 0,7 =1,761* 0,78 +0,88* 0,7 =1,99кг

Тогда масса металла составит:

q_м=(100+q_Fe^восст)-(q_Fe^ок+q_SD[S]+q_кор+q_выб+q_Fe^л+q_лм+q_мшл)

q_м=(100+0,798)-(1,99+3,751+0,44+2+0,407+0,989+0,8)=90,421кг

2.15 Материальный баланс

Для расчета материального баланса находим количества СО, СО2 и N2 в отходящих газах:

q_N2 =10^-2*qд*N2_д

N2_д =0,5%

q_N2 =10^-2 *6,002*0,5=0,03кг

Количество газа выделяемого неметаллической шихтой

q_СО2 =0,752+0,167=0,919кг

Общее количество газа

q_СО2 =0,919+2,09=3,009кг

Баланс сводим в таблицу

невязка:

2.16 Температура металла в конце продувки

Из уравнения теплового баланса находим:

где:

Q_прих^S- полный приход тепла кДж

Q_расх¹- все статьи расхода тепла, кроме нагрева металла и шлака, кДж

Определяем полный приход тепла:

Q_прих^S =Q_чуг^физ + Q_[S]^хим + Q_(SFeO)^обр + Q_шо + Q_м.шл^физ + Q_СО^дож [кДж]

Q_чуг^физ=(q_чуг-q_м.шл)*(6,19+0,88*t_чуг)=74,373*(6,19+0,88*1300)=85543,1

Q_[S]^хим =14770*D[C]+29970*D[Si]+7000*D[Mn]+21730*D[P]

Q_[S]^хим =14770*2,867+29970*0,639+7000*0,492+21730*0,094=66983кДж

Q_(SFeO)^обр=10^-2*q_шл*[3707*(FeO)+5278*(Fe2O3)]

Q_(SFeO)^обр=10^-2*14,671*[3707*13,4331+5278*6,71284]=12503,6кДж

Q_шо =q_шл * [6,28(CaO) + 14,64(SiO2) + 41,84(P2O5)]

Q_шо=14,671*(6,28*57,2544+14,64*17,4637+41,84*1,599)=10007,5кДж

Q_м.шл^физ =(1,463*t_чуг-585)*q_м.шл =(1,463*1300-585)*0,8=1053,52кДж

Q_СО^дож=10100 * q_CO^S *U_CO * Z =10100 *6,60552*0,195*0,795=10342,6кДж

Итого полный приход тепла:

Q_прих^S =85543,1+66983+12503,6+10007,5+1053,52+10342,6=186433кДж

Определяем далее расход тепла

Q_расх^S =Q_г + Q_(SFeO)^разл + Q_(Н2О)^исп + Q_карб^разл + Q_Fe^г + Q_М^выб + Q_пот

где:

Q_г = Q_CO + Q_CO2 + Q_N2

Q_г =(1,32*1500-220)*(5,32+3,009+0,03)=14711,8кДж

Тепло затраченное на полное разложение оксидов железа, составит:

Q_(SFeO)^разл=5278*q_Fe2O3+3707*q_FeO=5278*0,896+3707*0,219=5540,92кДж

Q_H2O^исп=(2485+1,88*t_ср^г)*q_H2O=(2485+1,88*1500)*0,156=827,58кДж

Q_карб^разл =40,38 * q_изв^СО2 =40,38 *8,357*9=3037,1кДж

Q_Fe^г=(23+0,69*t_ср^г)*q_Fe^п=(23+0,69*1500)*0,407=430,606кДж

Q_м^выб=(54,8+0,84*t_м)*q_м^выб=(54,8+0,84*1629,08)*2=2846,45кДж

Потери тепла составляют в среднем 2 - 4% от суммарного прихода. Если принять потери тепла равными 2,729%, то получим:

Q_пот =0,02729 * Q_прих^S =0,02729*186433=5087,77кДж

Таким образом суммарный расход тепла составит:

Q_расх^S =32482,3кДж

Определяем температуру металла:

заданная температура металла =1629,08°С

Составим теперь тепловой баланс плавки.

Недостающие статьи теплового баланса определяются как:

Q_м^физ= Н_м^физ * q_м =(54,8+0,8*1629,09) *90,421=122798кДж

Невязка:

2.17 Раскисление металла

Материал - ферромарганец Mn₃ (C=6,00: Si=1.0: Mn=78.0: P=0.3: S=0.02: Fe=14.68).

Способ раскисления - в ковше

Определяем расход ферромарганца:

Задаемся [Mn]_гот =0,45%

U_Mn =30%

и находим:

Определяем угар и усвоение ферромарганца:

Углерод

; окисляется

остается 0,012 где 50 % составляет количество углерода, выделившееся за время выпуска.

Кремний

; окисляется остается 0. Принимаем что кремний окисляется полностью.

Марганец

; окисляется остается 0,2219 где 30 % составляет количество марганца, окислившееся за время выпуска стали.

Фосфор

; окисляется 0, т.е. весь фосфор остается в

металле.

Железо

; не окисляется, остается в металле.

Количество образовавшихся оксидов из ферромарганца.

S_фер^окс =0,161кг

S_элем.м^фер =0,295кг

S_эл.ок^фер =0,111кг

S_элем^фер =0,406кг

Количество кислорода из воздуха на окисление элементов ферромарганца:

q_O2 = S_фер^окс -S_эл.ок^фер =0,161-0,111=0,05кг

2.18 Масса и состав металла после раскисления

Перед раскислением: q_м =90,421кг

Вносится ферромарганцем: m_FeMn =0,295кг

Готовой стали:

q_м^гот =90,421+0,295=90,716кг

Состав металла после раскисления, %:

2.19 Расход металла на всю плавку

Принимаем степень усвоения извести =0,8

и коэффициент усвоения кислорода =0,9, имеем:

Чугун	120,277	т
Лом	39,723	т
Окатыши	0,48	т
Известь	13,371	т
Боксит	1,28	т
Ферромарганец	0,65	т
Дутье	8000	м^3

Список литературы

1. Баптизманский В.И. Теория кислородно-конвертерного процесса. М. Металлургия, 1975 с.375

2. Меджибожский М.Я. Основы термодинамики и кинетики сталеплавильных процессов. Киев-Донецк. «Вища школа», 1986 с.279.

3. Бигеев А.М. Математическое описание и расчеты сталеплавильных процессов. М. Металлургия, 1982 с.158.

4. Зайков А.М., Лифшиц С.И. Выплавка стали в кислородных конвертерах. Киев, «Техника», 1968.

5. Бигеев А.М., Селиванов В.И. Упрощение расчета плавки стали в кислородных конвертерах (учебное пособие). Магнитогорск. 1989.

6. Югов П.И., Шумов М.М.//Металлург. 1986. №10. С.17-20.

7. Колпаков С.В., Визингер Х., Югов П.И. //Сталь. 1996.№4. С.1-4.

8. Югов П.И., Шумов М.М.//Сталь. 2001. №6. С.50-54