年产100万吨钢坯(锭)电炉炼钢车间初步设计

年产100万吨钢坯(锭)电炉炼钢车间初步 毕业(设计) 第 - I -页 年产100万吨钢坯(锭)电炉炼钢车间初步设计 毕业论文(设计) 第 - II -页 目 录 摘 要 ................................................................................................................ IV Abstract ......................................................................................................... V 第一章 新建电炉炼钢车间可行性分析 ....................................................... 1 1.1 前言 ........................................................................................................... 1 1.2 市场需求 .................................................................................................... 2 1.3 冶金资源 .................................................................................................... 2 1.4 贵阳交通与地理位置 ................................................................................. 4 1.5环境保护 .................................................................................................... 4 第二章 产品、车间生产能力的确定以及全厂金属平衡 .................... 5 2.1产品方案的确定 ......................................................................................... 5 2.2车间生产能力的确定 ................................................................................. 7 2.3金属平衡图 ................................................................................................ 8 第三章 电弧炉炉型、变压器功率及电参数设计 ..................................... 10 3.1 70t电弧炉炉型的选择及尺寸计算 ...................................................... 10 3.2 耐火材料及炉壳的设计 ......................................................................... 12 3.3变压器功率和电参数设计 ...................................................................... 13 3.3.2电压的级数 .......................................................................................... 14 3.3.3电极直径 .............................................................................................. 15 第四章 电炉物料平衡及热平衡计算 ......................................................... 17 4.1 物料平衡计算 .......................................................................................... 17 5.2 热平衡计算 .............................................................................................. 44 4.3误差分析 ................................................................................................... 49 第五章 主要附属设备选择及其主要工艺参数计算 ................................. 50 5.1 炉外精炼设备的选择 .............................................................................. 50 5.2浇注方式的选择 ....................................................................................... 51 5.3连铸机的分类与选择 ............................................................................... 52 5.4车间各跨区的尺寸及主要附属设备 ........................................................ 52 第六章 环境保护 ........................................................................................ 56 毕业论文(设计) 第 - III -页 6.1 电炉炼钢厂污染的特点 ......................................................................... 56 6.2 烟气净化方法的选择 .............................................................................. 56 参考文献 ...................................................................................................... 58 致 谢 ............................................................................................................ 59 附 录 ............................................................................................................ 60 附录一:70t电弧炉剖面图(A2图) .......................................................... 60 附录二:车间平面工艺布置图(A1图) ..................................................... 60 毕业论文(设计) 第 - IV -页 年产100万吨钢坯(锭)电炉炼钢车间初步设计 摘 要 世界电炉钢产量不断增长，总产量占整个粗钢产量的1/3，但我国目前面临自1990年以来第二次逐年下降的局面。因此，针对我国目前废钢及电力紧缺的现状，从全球可持续发展和使我国由钢铁大国变为钢铁强国的战略出发，目前国家应通过宏观调控，扶持我国电炉钢的发展，引导钢铁企业对发展我国现代电炉炼钢流程进行第二轮投资。 本设计根据这些情况并结合贵州地区的市场需求、废钢资源、生铁资源、电力资源、水资源、交通运输、环境保护等多方面提出在贵州地区兴建年产100万吨钢坯(锭)电炉炼钢车间的可能性并作了可行性分析，在此基础上进行了电炉车间的初步设计。主要内容有:产品方案、车间生产能力的确定、全厂金属平衡图的绘制;电炉炉型设计、变压器功率及主要电参数的计算;物料平衡与热平衡的计算;车间主要附属设备的选择、计算;环境保护;电炉炉型砌砖图和车间平面工艺布置图等。 关键词:电炉 钢坯 设计 毕业论文(设计) 第 - V -页 Yearly produces 1,000,000 tons billets (spindle) the ectric steelmaking workshop preliminary design Abstract World EAF steel production is growing, the total crude steel production output of 1 / 3, but is currently facing our country since 1990, an annual decline in the second situation. Therefore, in view of the current shortage of scrap steel and electricity status quo, from a global sustainable development and to make our country into a great power by the Iron and Steel Iron and Steel strategic power, the current macro-control by the State to support the development of China's electric furnace steel to guide the iron and steel enterprises development of modern electric furnace steelmaking process the second round of investment. The design under these circumstances and with the Guizhou region metallurgical resources, market demand, transportation, environmental protection, and so propose the construction of the Guizhou region with an annual output of 1,000,000 tons steel billet (ingot) electric furnace steel-making workshop and the possibility of a feasibility Analysis, on the basis of a preliminary design of the electric furnace workshop. Elements include: product programme, workshop production capacity of the determination of the entire plant metal balance plan rendering; EAF furnace design, power transformers and major electrical parameters of the calculation; material balance and the heat balance calculation; workshop principal subsidiary equipment selection, Calculation, environmental protection, electric furnace furnace bricklayer map and layout of workshop process, such as plane. Keywords:Electric Arc furnace， Billets ，design 毕业论文(设计) 第 - 1 -页 第一章 新建电炉炼钢车间可行性分析 1.1 前言 自上世纪中叶至今，尽管转炉炼钢技术取得了长足的进步，但世界电炉钢比例不断增长，从1950年增长到2004年的33.8%。 电炉钢比例的增长，主要是由于跟高炉转炉长流程相比，电炉炼钢具有固定投资小，消耗铁矿石、焦炭、水等资源少，占地面积小，可比能耗低，对环境污染少，工厂可接近资源产地及市场，启动及停炉灵活等优点，符合全球可持续发展的要求。 本世纪前四年，世界上年产钢500万吨以上的主要产国家各国粗钢产量稳步增长，电炉钢比例不同国家有增有减，总体上有所降低，从2001年至2003年电炉钢的比例从35%下降到33.1%。2004年虽然粗钢产量增长迅速，但世界电炉钢比例从33.1%上升至33.8%。 10年来，我国在现代电炉流程与电炉工程技术方面取得了长足的进步，主要体现在以下几个方面: 第一，我国实现了电炉炉容大型化，形成了电炉炼钢——炉外精炼——连铸或电炉 炼——炉外精炼——连铸——连轧的先到话电炉流程群体。1992年我国的电路基本上式小炉子，平均炉容为4.6吨/台。目前我国有60-150吨的大炉子36台，打电炉的产钢量约占电炉总产量的61%。大电炉采用先进的、集约的技术，可以实现高电压、长弧、低电流操作，流程合理、生产效率高、消耗低。 第二，我国电炉炼钢生产的技术经济指标大幅度提高，不少钢厂在冶炼周期、电耗、利用系数、生产率等方面已经进入国际先进甚至国际领先行列。电炉冶炼技术的进步，促进了我国电炉钢生产规模的扩大和发展。进两年来我国电炉钢在废钢及电力资源紧缺、价格高、成本比转炉钢高等很多不利条件下，产量大幅度增长，电炉钢比例有所回升，电炉钢增长速率略高于总钢量的增长速率。 第三，我国消化吸收引进国外先进电炉冶炼技术的基础上有所创新，有些创新推动了我国现代电炉炼钢技术及电炉钢生产的快速发展。比如电弧冶炼周期的高效化、综合节能技术，电弧炉加炼钢废料结构合理化技术、余热利用技术，电炉冶炼强化供氧供能技术、电炉炼钢控制技术等。 毕业论文(设计) 第 - 2 -页 1.2市场需求 随着我国经济的快速增长，人们对钢材的需求量越来越大。从国内造船、修船、海洋工程钢材需求量以及外国企业在华船舶分段厂钢材需求量四个方面预测，2006,2010年我国船用钢材需求量为4152万吨，年均830万吨，2011,2015年船用钢材需求量为5141万吨，年均1028万吨。2006,2015年共需船用钢材9293万吨。从造船形势的发展来看，我国船舶工业对船用钢材的需求量较预测的数据会有进一步增长，需求量将保持在较高的水平。根据2008,2020年汽车产量及保有量预测数量，汽车用钢构成及部分灵部件、总成国产化情况进行预测，2008年汽车用钢材需求量为1371万吨，2009年为1510万吨，2010年为1637万吨，2015年2176万吨，2020年为2767万吨，是08年需求量的两倍。从国内五金行业的钢材需求方面进行了分析，2005年，五金行业用钢量为1400万吨左右，比上年增长8%,10%，当年所消耗的钢材是电力行业用钢量的3倍多，其中线材用量在750万吨以上，板材用量300万吨以上。国产钢材占有率在95%;到2010年，五金行业的用钢量将增加到1850万吨;2005年，日用杂品行业的钢材需求量160,200万吨，2010年需求预测将达到200,250万吨。由上可知无论是在汽车，造船、建筑还是五金及其它行业，每年都需要大量的钢材。就贵州而言，2005年我省钢材需求量为500万吨,而实际产量只有350万吨，之间存在很大空缺。所以在贵阳地区新建年产100万t钢坯(锭)电炉车间是完全可行的，也是非常有必要的。 1.3冶金资源 1.3.1电力与水资源 电炉炼钢是耗能大户之一，它需要大量的电力、水与及其它生产所需。贵州能源资源富集。水、电、煤多种能源兼备，水能与煤炭优势并存，水火互济。水能资源蕴藏量为1874.5万千瓦，居全国第六位，其中可开发量达1683万千瓦，占全国总量的4.4%，特别是水位落差集中的河段多，开发条件优越。贵州省素以“西南煤海”著称，煤炭资源储量达507.28亿吨，居全国第五位，超过南方12省(区、市)煤炭资源储量的总和。煤炭不仅储量大，且煤种齐全、煤质优良，为发展火电，实施 “西电东送”奠定了坚实的基础，同时为煤化工、实施“煤变油”工程提供了资源条件。在“西电东送”的推动下，电力建设得到快速发展。 毕业论文(设计) 第 - 3 -页 2006年末，贵州省6000千瓦及以上电厂合计63个，装机总容量1866.647万千瓦。其中水电厂36个，装机容量431.672万千瓦;火电厂27个，装机容量1434.975万千瓦。在全省6000千瓦以上电厂中，贵州电网统一调度的电厂34个，装机总容量1816.832万千瓦，其中水电厂18个，装机414.832万千瓦，火电厂16个，装机1402万千瓦。在2006年，全省6000千瓦以上电厂共计发电854.868亿千瓦时，其中贵州电网统调电厂发电830.7112亿千瓦时，非统调电厂发电24.1356亿千瓦时。2006年，全省新增机组总计498.95万千瓦，其中火电470万千瓦，水电28.95万千瓦。至2007年末，全省电网统调装机容量达到2029.9万千瓦，发电量达到1166.32亿千瓦小时。除此之外，贵州每年都向广东、广西等领省输送大量的电能。以上数据足以说明，贵州电力完全可供新建电炉车间对电能的需求。贵州电能的充沛，电价较低。这样可以减少用电成本。 1.3.2废钢资源 废钢是电炉炼钢的最主要原材料。1986年，通过对全国废钢铁资源的抽查及分析，大概统计出全国80%以上的废钢铁资源分布在京、津、沪、粤、辽、黑、冀、晋、鲁、鄂、川及江苏这12个工矿企业比较集中、人口比较稠密的省市;其它地区由于地理条件较差、人口较少，生成的废钢资源不足20%，具体如表1-3-1所示。 表1-3-1 90年代我国废钢铁资源的分布简表 (单位:万吨 ) 西南 华北 华北 华东 中南 西北 总计 四川 贵州 云南 63% 25% 12% 700 400 1100 500 150 3050 200 这就是说在贵州当时废钢有50万吨左右。随着钢铁生产率的提高，以及各行业钢铁产品的报废，贵州的废钢资源有了较大幅度提高，能满足新建电炉车间对废钢的需求。 1.3.3铁合金供应 铁合金是炼钢过程中重要的材料，它可做脱氧剂和合金剂。据有关数据表明，贵州的 毕业论文(设计) 第 - 4 -页 铁合金产量目前位居全国之首。2003年，全国铁合金总产量约为1000万吨，其中约有200,300万吨出自贵州。现在，全省境内共有铁合金生产企业200多家，年产能力超过200万吨。贵州如今已成为中国乃至世界上最重要的锰系铁合金及金属硅生产基地。从省内铁合金企业的分布看，形成了以遵义为中心的北部产区;以清镇、龙里为中心的中部生产区;另以独山为中心的南部生产区。所有产品以锰系铁合金中的硅锰，碳素锰铁及金属硅为主，兼有其它的铁合金种类，能够满足电弧炉炼钢生产对铁合金的各种需求。 1.3.4生铁供应 作为电炉炼钢生产的另一原材料之一的生铁，它的多少对电炉炉钢也有一定的影响。在一些废钢资源少的地方，厂家生产钢时，通常会配入一定量的生铁。贵阳废钢资源并不是十分丰富，远远低于其它发达城市。因此在生产时也可以配加部分生铁。据中国2006年全年生铁产量分省市统计表明，贵州2006年生铁产量为319 万吨，完全能满足电炉炼钢生产对生铁的需求。 1.4 贵阳交通与地理位置 贵州北靠湖南，南邻广西，西毗云南，北连四川和重庆，省会贵阳市距重庆长江口岸300多千米、距广西北海直距约500千米。是一个山川秀丽，气候宜人，资源丰富的城市。也是整个西南地区交通运输的枢纽。境内拥有湘黔铁路、320国道等，这些组成了便捷的交通运输网络，能满足新建电炉炼钢车间产品、原料及其它所需的运输要求。 1.5环境保护 电炉炼钢生产对环境会造成一定程度的污染，其主要表现为大气污染，水污染以和噪声污染。而大气污染又主要是电炉烟尘、二氧化硫和燃煤烟尘污染。实践表明，对于这些污染可以采取相应的技术措施来预防、减轻和控制使之达到国家排放要求。就电炉炼钢生产所产生的粉尘，可以采用布袋收尘的方法或电收尘的方法，使粉尘量达到国家排放。而对于水污染可以通过采用较先进的生产工艺来减少对水使用量，从而减少水的污染。 综合以上几个方面来看，在贵阳地区兴建年产100万吨钢坯(锭)电炉炼钢车间是有必要的，也是完全可行的。 毕业论文(设计) 第 - 5 -页 第二章 产品方案、车间生产能力的确定以及全厂金属平衡 2.1产品方案的确定 车间产品方案的确定得结合我国及我省钢材市场对各钢种的需求. 我国钢材消费主要集中在建筑、机械、汽车、家电、造船;石化、集装箱、铁路八大行业，这八大行业钢材消费量占全国消费量的80,。然而我省工业不是很发达,钢材主要用于建筑方面。对于这方面，棒材和线材需求量较大。这里所说的棒材主要是碳素结构钢和低合金钢。因此，设计该电炉车间主要生产优质碳素结构钢和中、低合金钢。下面是电炉炼钢车间生产的钢种。如表2-1-1 表2-1-1 产品方案 序号 钢种 代表钢号 年产钢水量 全年连铸坯 比例 (万吨) (万吨) (%) 1 优质碳素结20 5.26 5.00 5 构钢 30 10.52 10.00 10 45 10.52 10.00 10 50Mn 12.62 12.00 12 2 30CrMnSi 4.20 4.00 4 合金结构钢 42CrMo 6.30 6.00 6 20MnSi 46.30 45.00 45 40Cr 8.42 8.00 8 合计 104.14 100 100 毕业论文(设计) 第 - 6 -页 表2-1-2 代表钢号的化学成分 序 钢 化 学 成 分 C Si Cu P S Mn Cr Mo Ni 号 号 1 20 0.17,0.24 0.17,0.37 0.35,0.65 ?0.25 ?0.25 ?0.25 ?0.035 ?0.035 2 30 0.27,0.35 0.15,0.35 0.70,1.00 ?0.06 0.08,3 45 0.42,0.50 0.17,0.37 0.50,0.80 ?0.25 ?0.30 ?0.25 0.15 4 50Mn 0.48,0.56 0.17,0.37 0.70,1.00 ?0.25 ?0.30 ??0.035 5 30CrMnSi 0.27,0.34 0.90,1.20 0.80,1.10 0.80,1.10 0.15, 0.025 ?0.035 6 42CrMo 0.38,0.45 0.17,0.37 0.50,0.80 0.90,1.20 0.25 ?0.30 ?0.30 ?0.035 ?0.035 7 20MnSi 0.17,0.25 0.40,0.80 1.20,1.60 ?0.05 ?0.05 8 40Cr 0.37,0.44 0.17,0.37 0.50,0.80 0.80,1.10 毕业论文(设计) 第 - 7 -页 2.2车间生产能力的确定 车间生产能力的确定即是电弧炉的容量与座数的确定，它主要与车间的生产规模、冶 炼周期、作业率等因素有关。 2. 2.1电弧炉总容量的确定 24nag由电弧炉产量一般计算式 A,t A----电炉车间年产总量，A=1000000t n----有效工作日，n=332天 a----钢坯收得率，a=90% t----冶炼周期，t=1h g----电炉总容量，t 10000001， g,,139.4462433290%，， 全年实际工作日332天 332 故作业率η,，,100%90.96%365 2.2.2 电炉公称容量选择及台数的确定 10000001，由，选择两台公称容量为70t的电炉，所选电炉总容量为g,,139.4462433290%，， 140t。 2.2.3 车间实际年产量计算 24nag A= 1t 2433290%702，，，，t>1000000t ,,1003968 1 因此,满足设计生产的要求。 毕业论文(设计) 第 - 8 -页 2.2.4 校核 计算二者的相对误差E，其计算公式为: 实际年产量-设计年产量 E,，100%设计年产量 A-A10039681000000,1，,，,,100%100%0.4%1%E= A1000000 因此,计算符合设计要求。 2.3金属平衡图 金属平衡图反映了整个电炉生产车间金属的流向以及金属收入与支出状况。它的绘制是根据炼钢车间生产工艺、年产合格钢坯量来确定。用年产合格钢坯量除以钢坯收得率、烧损率等，这样反算回去最终确定大致的金属料需求。本设计考虑到车间今后生产高合金钢的可能，车间预留模铸。 合格钢水量 100.000?90%=110.111万吨 金属料量 111.111?(1-6.19)=118.443 万吨 废钢量 118.443×75%=88.832万吨 生铁量 118.443×22.5%=29.611万吨 铁合金量 118.443×2.5%=2.961万吨 毕业论文(设计) 第 - 9 -页 现根据生产工艺将金属平衡图绘制如图2-2-1。 图2-2-1生产工艺及金属平衡图 (单位: 万吨) 金属料118.443 生铁29.611 废钢88.832 铁合金2.961 电 炉 熔损及损失7.332 钢 包 ,,(VD) 连铸机111.111 预留模铸 合格坯100 各种损失11.111 毕业论文(设计) 第 - 10 -页 第三章 电弧炉炉型、变压器功率及电参数设计 3.1 70t电弧炉炉型的选择及尺寸计算 电弧炉炉型是指炉子内部空间的形状与尺寸。不同熔炼炉因工作条件不同，供热热源不同而有不同的内型空间。现代电弧炉炉体中部是圆桶型，炉底为弧型，炉顶为拱型。电弧炉近于球形体，以减少散热表面。电弧炉的内部可分作两大部份，在炉壁下缘以下容纳钢水和溶渣的部份称作炉缸，也叫熔池。其熔池的容积应能足够容纳适宜熔炼重量的钢液和炉渣，并适当留有余地。熔池形状应有利于炉池以下的空间容纳全炉或部分费钢铁料，并在此进行熔化，称作熔化室。设计电弧炉时，冶炼反应的顺利进行、砌筑，容易补炉。目前使用的多为锥球形熔池，上部为倒置的截锥，下部分为球冠形，球冠形电炉炉底使得熔化的钢液能积累在熔池底部迅速形成金属池，加快炉料的熔化，并及早造渣，去磷，截 [2]锥形电炉炉坡便于补炉，炉坡倾角45度。基于偏心炉底出钢电炉的优点，倾动角度小，短网短，炉体结构简单且电耗小，钢流短而成直线状且钢包可带盖等。本设计采用偏心底出钢电炉。 的形状与尺寸 3.1.1熔池 炉缸的容积应能容纳钢水和为钢水10~15%的熔渣，并留有适当的余量。熔池的形状为:上部为倒置的截锥，下部分为球冠形，炉坡倾角45度，利于炉料加速熔化，因为钢液可 聚集在球冠形熔池低上，且易于砌筑和修补。 熔池的容积Vb等于球冠部分体积和倒截头圆锥部分之和，球冠部分高度h1为熔池深度Hb的1/5。于是有 22,hrh22211,，，，，()()VbRRrrh ,bb11326 式中h--球冠部分高度 h=h/5 11b 4 h2—倒圆锥部分高度 h=h-h= h2b1b5 R—熔池半径 R=D/2=2h bBbb 毕业论文(设计) 第 - 11 -页 r---球冠半径 1 11148 rdDhhhh,,,,,,(2)(4)112bbbb22255 22,hrh22211,，，，，()()把以上数值代入VbRRrrh 得 ,bb11326 4，h3.14bh81811，，，，32222b5=8.79h ,Vhhhhh,，，，，(2)2()()()bbbbbbb,,,,3552565，，，， 3取9.0h b 3因1t钢液的体积为0.14m，则70t钢水所占容积为 3 V=70×0.14=9.8mm 3 V取渣的体积为钢液体积的15%，则=9.8×15%=1.47msg 3 VVV用=+=9.8+1.47=11.27msgmb 33 333V=9.0h=9.0×(0.25)=0.14Dmb bbb 3 311.27=0.14Dmb 3D=80.5 D=4.32m=4320mm bb 所以由上公式及结果可得到: 熔池深度 h=1080mm b 球冠部分高度 h=215mm 1 球冠部分直径 d=3455mm 1 倒截头园锥高度 h=865mm 2 3.1.2 熔化室 门坎水平面是指门坎炉衬水平面以下的金属门坎而言，也就是炉壳上开的加料门的下 部水平面。炉衬门坎较金属料门坎水平高出80~100mm。其次，根据实际操作，可以认为 氧化期炉渣面与加料门门坎水平面是一致的。 在钢液沸腾时，为了使炉渣不致冲刷炉墙上，炉坡应高于炉门门坎，也就是渣面100mm， 因此，熔化室直径Dsm=4320+100×2=4520mm。 在确定熔化室高度Hsm时，考虑到炉顶寿命和装料要求， 毕业论文(设计) 第 - 12 -页 H/D=0.39，则H=0.39D=0.39×4320=1685mm smbsmb 炉顶拱高与熔炼市直径D的关系为: sm h/D=1/9 (因材质的不同而不同) 3sm 11对硅砖和高铝砖而言h= Dmm,，,45205023sm99 炉顶厚度δ=是按耐火材料的热阻计算和实践经验决定的， ft 取δ=350mm ft 炉壁内侧倾斜度等于炉坡水平面到炉顶拱脚高度的10% (1685-100)×10%=185.5mm取185mm 由此可得熔化室上部直径: D=D+2×185=4520+370=4890mm。 ，smtsm 3.1.3 电极极芯圆分布 电弧炉是以三个电极圆心构成的直径D来表示电极在炉内的分布。比值D/D决定电ppb极炉中的位置，同时也决定炉内热量的分布，考虑到炉壁热负荷的均匀和电极把持器的布置。 D/D=0.30 pb 电极芯圆的尺寸 d=0.30D=0.30×4320=1296mm取1300mm ，edcb 3.1.4 工作门 设计一个工作门，用于加料，炉前操作和观察炉况。 炉门宽度 L=0.25D=1080mm b 炉门高度 b=0.80L=865mm 出钢口直径 d=130mm 3.2 耐火材料及炉壳的设计 用高铝砖，其具有耐火度高，致密度大，抗渣能力差，导热系数大但抗热能力差的特点，适宜做到炉顶选其厚度为350mm 炉缸和熔池选用镁碳砖，由于采用超高功率，电弧辐射将大幅度增加，镁碳砖耐 毕业论文(设计) 第 - 13 -页 高温可达3000?，厚度炉缸460mm，底800mm，绝热层75mm。 炉壳厚度取25mm 炉衬耐火砖厚度为460mm，绝热层厚75mm，于是炉壳内径为 D=D+2δ=4520+2×535=5590mm ，shismwl 取炉壳钢板厚25mm，则炉壳外径为 D= D+2δ=5590+2×25=5640mm ，，sheshish 炉底厚度近似与熔池深度，炉底厚度取为800mm 3.3变压器功率和电参数设计 3.3.1炉子变压器功率 电炉变压器容量可以有熔化时间来计算，亦可以根据熔池表面积的功率密度进行计算，这里有前者来进行计算。 电炉熔化期占熔炼周期的大部分，熔化期长短主要由供电功率决定。以下是对已知装入的电炉根据熔化时间要求来计算所需供电功率，即变压器的容量。 qGP= cos,,tNm P---炉用变压器的容量，KVA q---熔化每吨废钢料及熔化相应的渣料并升温所需要的电量kwh/t q?410 kwh/t G---电炉装入量，t G=70t t---预期熔化时间 t=1h mm ,cos----熔化期平均功率因数，超高功率取0.70 η-----变压器有用功率的热效率 η=0.80 N----熔化期变压器功率平均利用系数N=1.1 qG41070，PKVA,,,46590选取变压器功率为50000KVA ,,tNcos10.700.801.1，，，m 若按电炉的额定容量计算其单位功率为 50000/70=714KVA/t，说明该电炉属超高功率电弧炉。 毕业论文(设计) 第 - 14 -页 3.3.2电压的级数 为了满足冶炼工艺的要求，在各冶炼期采用不同的功率供电，如熔化期采用最高功率及最高二次电压供电，在精炼期使用较小功率及低电压供电。在功率一定时，工作电压提高，可以减小电流，因而可提高功率因数和电效率，为此变压器要设置若干级二次电压，cos,,电 首先选最高一级的二次电压，其经验公式为: 3 (3—8) UP,15 将P=50000 kv A代入公式(3—8)中得 33UP,,151550000 通过计算得:552.60V U, 取553V 即最高一级的二次电压为553V U, 电压级数取决于最高二次电压和各冶炼期对供电的要求 一般: 最高二次电压/V 200,250 250,300 320,400 >400 电压级数 2,4 4,6 6,8 8,18 改变二次电压通过改变变压器高压侧线圈匝数及接线法来实现，二分之一用高压绕组三角形连接获得，另一半用星形连接获得。本设计采用8级电压 其中间各级电压为 三角形联接 1级 553V 2级(553×0.85) 470V 3级(470×0.85) 400V 4级(400×0.85) 340V 星形联接 5级(553/) 319V 3 6级(470/) 271V 3 7级(400/) 230V 3 8级(340/) 196V 3 毕业论文(设计) 第 - 15 -页 3.3.3电极直径 炼钢电弧炉多采圆形截面石墨电极。它是用石油焦或沥表焦和煤焦油制成。在压榨机上把上述混合物压成合适直径的圆柱体，放入专用的煤气炉中焙烧，经焙烧后的电极就是碳素电极。将碳素电极放入电阻炉电炉内，长期地加热到2450度，就得石墨电极。每根电极之间采用石墨端头联接，以保证接合处紧密。每相电极一般由2,3根电极组成。 电极是将电流输入熔炼室的导体，当电流通过电极时，电极会发热，此时会有8%左右电能损失。当功率一定时，电极直径减小，电极上的电流密度I/S增大，电能损失增大，电极直径增大，电极上的电流密度I/S减小，电能损失减小，因此希望电极直径大点，但电极直径太大，电极表面热量损失增加，所以电极直径不能太大，应有一个合适的值，以保证电极上的电流密度在一定范围内。根据经验，电极直径可按下面公式确定。 20.406I,ed3d,edKed (3—9) 式中 ρ----石墨电极500? 时电阻系数，Ω.m =10Ω?cm ,eded 2 K系数，对石墨电极K =2.1 W/cm ed-----------ed I-------电极上的电流强度 A d ——电极直径 cm ed 其中 1000PI, (3-10) 3U U——最高二次电压 将P= 50000 KV A ，U = 553V 代入式(3-10)中，得 1000100050000P，IA,,,52203 33553U， I,通过计算 52203 A I,将52203A代入式(3—9)中， 于是得电极直径 毕业论文(设计) 第 - 16 -页 220.406I,0.40652203，ed33 dcmmm,,,,80.8808ed3K2.110，ed 取d=800mm ed ,为了减少电极消耗，露出炉顶外的那部分电极温度:石墨电极500?,为此电极上的电流密度也不应超过该尺寸电极的I/S允许值，以免电极温度过高。于是，计算这个电极的电流密度为 522032 ,10.39/Acm,2，804 经计算可知，该电极的电流密度小于电极的允许电流密度。因此，该电极是可行的。 毕业论文(设计) 第 - 17 -页 第四章 电炉物料平衡及热平衡计算 4.1 物料平衡计算 1.计算所需原始数据。基本原始数据有:冶炼钢种成分(表4-1)原材料成分(表4-2)炉料中元素烧损率(4-3)合金元素回收率(表4-4)其它数据(4-5) 表4-1冶炼钢种成分 钢种 成分(%) 备注 C Si Mn P S 20MnSi ?0.045 ?0.045 氧 0.17,0.25 0.40,0.80 1.20,1.60 化 0.21 0.60 1.40 法 注:分母系计算时的设定值，取其成分的中限. 表4-2原材料成分 名称 C Si Mn S P Al HO Fe 灰分 挥发2 分 碳素废0.18 0.25 0.55 0.03 0.03 余量 钢 炼钢生4.20 0.80 0.60 0.035 0.20 余量 铁 FeMn 6.60 0.50 67.80 0.13 0.23 24.74 FeSi 73.00 0.50 0.03 0.50 2.5 23.92 Al 98.5 1.50 焦炭 81.50 0.58 12.4 5.52 电极 99.00 1.00 毕业论文(设计) 第 - 18 -页 续表4-2 名称 CaO SiOMgO AlOCaFFeOCO HO POS 2 23 2 23 2225 石灰 88.0 2.50 2.60 1.50 0.50 4.64 0.10 0.10 0.06 萤石 0.30 5.50 0.60 1.60 88.00 1.50 1.50 0.90 0.10 铁矿石 1.30 5.75 0.30 1.45 89.77 1.20 0.15 0.08 火砖块 0.55 60.80 0.60 36.80 1.25 高铝砖 1.25 6.40 0.12 91.35 0.88 镁砂 4.10 3.65 89.5 0.85 1.90 焦炭灰 4.40 49.70 0.95 26.25 18.55 电极灰 8.90 57.80 0.10 33.10 表4-3 炉料中元素烧损率 成分 C Si Mn P S 熔化期 25,40 70,95 60,70 40,50 可以忽略 烧损 取30 取85 取65 取45 率(%) 氧化期 1全部烧损 20 225,30 ? ? 取27 1?按未期含量比规格下限低0.03,0.10%(取0.06%)确定(一般不应低于0.30%的脱碳量) 2?按未期含量0.015%来确定 毕业论文(设计) 第 - 19 -页 表4-4 合金中元素的回收率 合金材料 加入时间 回收率(%) C Si Mn Al FeMn 还原初期 100 100 96 出钢前 100 100 98 FeSi 还原初期 65 100 0 还原后期 95 100 60 Al 还原初期预脱氧 0 还原后期终脱氧 40 Al粉 还原期扩散脱氧 0 Fe-Si粉 还原期扩散脱氧 50 100 0 2.物料平衡基本顶目 收入项有:废钢、生铁、石灰、矿石、萤石、电极、炉衬镁砖、炉顶高铝砖、火砖块、铁合金、氧气和空气。 支出项有:钢水、炉渣、炉气、挥发的铁。 3.计算步骤 。 以100kg金属料(废钢+生铁)为基础，按工艺阶段——熔化期、氧化期和还原期分别进行计算，然后汇总成物料平衡表。 第一步:熔化期计算 1)确定物料消耗量: A 、金属炉料配入量。废钢和生铁按75 kg和25 kg搭配.其结果列于表4-6,计算用原始数据见表4-5。 毕业论文(设计) 第 - 20 -页 表4-5其它数据 名称 参数 配碳量 比钢种规格中限高0.7% ，即达0.91% 熔化期脱碳量 30%，即 0.91×30%=0.273kg 电极消耗量 5kg/t (金属料)，其中熔化期占60% ，氧化期和还原期各占20% 炉顶高铝砖消耗量 1.5 kg/t(金属料):其中熔化期占50%，氧化期占35%，还原期15% 炉衬镁砖消耗量 5kg/t (金属料)其中熔化期占40%;氧化期和还原期各占30% 熔、氧化期所需氧 50%来自氧气，其余50%来自空气和矿石 氧气纯度和利用率 99%，余者为N ，氧利用率90% 2 焦炭中碳的回收率 75%(系指配料用焦炭) 碳氧化产物 均按70%生成CO，30%生成CO2 烟尘量 按8.5kg/t (金属料)考虑 表4-6 炉料配入量 名称 用量(kg) 配料成分 C Si Mn P S Fe 废钢 75.000 0.135 0.188 0.413 0.023 0.023 74.218 生铁 25.000 1.050 0.200 0.150 0.050 0.009 23.541 合计 1.185 0.388 0.563 0.073 0.032 97.757 *碳烧损率25% B、其它原材料消耗量。为了提前造渣脱磷，先加入一部石灰(20kg/t金属料)和矿石(10kg/t金属料)。炉顶、炉衬和电极消耗量见表4-5。 2).确定氧气和空气消耗量:耗氧项包括炉料中元素的氧化，电极中碳的氧化而矿石则带来部分氧，石灰中CaO被自身S还原出部分氧。前后二者之差即为所需净氧量— 2.173kg ， 毕业论文(设计) 第 - 21 -页 详见表4-7。 根据表4-5中的假定，应由氧气供给的氧为50%，即2.443×50% =1.222kg， 空气应供氧 1.222-0.270=0.952kg 。由此可求出氧气与空气的实际耗量，详见表4-8。1)+2)便是熔化期的物料收入量。 3)确定炉渣量:炉渣源于炉料中Si、 Mn 、P、 Fe 等元素的氧化产物，炉顶和炉衬蚀损和电极灰分，以及加入的各种熔剂，结果见表4-9。 4)确定金属量:金属量Q=金属炉料重+矿石带入的铁量-炉料中C 、Si、Mn、P和Fe的i 烧损量，即 Q= 100+0.628-3.04=97.588kg i 5)确定炉气量:炉气来源于炉料和电极中碳的氧化产物CO和CO，氧气和空气带入的氮2 气。物料中的HO及其反应产物、游离O及其反应产物、石灰的烧减(CO) 等，其计222算结果列于表4-10。 毕业论文(设计) 第 - 22 -页 表4-7 净氧量的计算 项 名称 元素 反应产物(kg) 元素氧化量(kg) 耗氧量(kg) 供氧量(kg) 目 1.185×30%×70%=0.249 0.322 C [C] ?{CO} } 1.185×30%×30%=0.107 0.285 [C] ?{CO2炉料 Si [Si] ?(SiO) 0.388×85%=0.330 0.377 2中元 Mn [Mn] ?(MnO) 0.563×65%=0.366 0.106 素的 P [P] ?(PO) 0.073×45%=0.033 0.043 25 氧化 * 耗Fe [Fe] ?(FeO)97.759×2%×15%=0.293 0.084 氧* [Fe] ?(FeO)97.759×2%×85%=1.662 0.712 项23 小计 3.04 1.929 电极中 [C] ?{CO} 0.300×99.00%×70%=0.208 0.277 C [C] ?{CO} 0.300×99.00%×30%=0.089 0.237 碳氧化 2 0.297 2.443 合计 矿石 FeO FeO=2Fe+3/2O 1×0.8977×48/160=0.269 2323 2 供S CaO + S=CaS+O 0.0006 石灰 氧 项 合计 0.270 净耗氧量 2.443-0.270 = 2.173 *令铁烧损率为2%，其中80%生成FeO挥发掉成为烟尘;20%成渣，在这20%中，按3:1之比例分别生成(FeO)和(FeO) 2323 毕业论文(设计) 第 - 23 -页 表 4-8 氧气与空气实际消耗量 氧气(kg) 空气(kg) 带入O带入N带入O 带入N 2 2 22 3) 0.952(77/23)=3.187 (1.358/99%)1%=0.014 0.952(0.667m1.222/氧利用率 =1.222/90%=1.358 333) (2.550 m) (0.012 m(0.951 m) ,,33,,1.358+0.014=1.372 (0.962 m) 0.952+3.187=4.139 (3.215 m) *77/23为空气中N与O的质量比 22 6)确定铁的挥发量 由表4-7中的设定,铁的挥发量为:97.759×2%×80%=1.564kg 3)+4)+5)+6)便是熔化期的物料支出量。 由此可列出熔化期的物料平衡如表4-11。 毕业论文(设计) 第 - 24 -页 表4-9熔化期炉渣的确定 名称 消耗 成渣组分(kg) 备注 量(kg) CaO SiOMgO AlOMnO FeO FeO PO CaS 合计 2 23 2325 炉Si 0.330 0.707 0.707 0.330×60/28 SiO 2料 Mn 0.366 0.472 0.472 0.366×71/55 MnO 中P 0.033 0.076 0.076 0.033×142/62 PO 25元 Fe 0.3911 0.377 0.140 0.517 0.391×75%×72/56 素 (FeO) 氧 0.391×25%×160/112 化 (FeO) 23炉顶 0.075 0.001 0.004 略 0.069 0.001 0.075 炉衬 0.200 0.008 0.007 0.179 0.002 0.004 0.200 电极 0.300 略 0.002 略 0.001 0.003 灰分入渣 矿石 1.000 0.013 0.058 0.003 0.015 0.898 0.002 0.002 0.093 灰分入渣 石灰 2.000 1.7582 O全部还原?33 0.050 0.052 0.03 0.010 0.002 0.002 1.904 设Fe23 合计 1.780.828 0.234 0.117 0.472 0.377 0.155 0.08 0.004 4.041 % 44.05 20.49 5.79 2.89 10.57 9.33 3.84 1.98 0.1 100 1?见表4-7之注 2?石灰中CaO被自身S还原，消耗0.002kg CaO; 3? FeO还原出的Fe量为1×0.8977×112/160=0.628 kg 23 毕业论文(设计) 第 - 25 -页 表4-10炉气量计算 项目 气态产物(kg) 备注 CO CO NHO H挥物 合计 22 22 炉料中C的氧化 0.249×28/12=0.581 0.107×44/12=0.392 0.973 电极带入 0.208×28/12=0.485 0.089×44/12=0.326 0.811 矿石带入 0.012 0.012 石灰带入 2.00×4.64%=0.093 0.002 0.095 氧气带入 0.014 0.014 * 空气带入 3.187 0.043 3.23 游离O参与反应 0.135 1.358×10%×28/16 1.358×10%×44/16 2 CO+1/2O=CO =-0.238 =0.373 22 HO参与反应 -0.057 0.057×2/18=0.006 0 0.057×28/18=-0.089 0.057×44/18=0.139 2 HO+CO= H+CO 222 合计 0.739 1.323 3.201 0 0.006 5.27 % 14.021 25.104 60.74 0.114 100% *计算条件是:常温(20?),常压(0.1MP)下空气相对湿度为70%;20?的饱和蒸气压为0.0023MP;露点温度14?,先求湿空气体积(3.215×(273+20)/273×0.1/(0.1-0.0023)=3.532)再算含水量. 毕业论文(设计) 第 - 26 -页 表4-11 熔化期的物料平衡 收入 支出 项目 质量(kg) % 项目 质量(kg) % 废钢 75.00 68.75 金属 97.588 89.974 生铁 25.00 22.92 炉渣 4.041 3.726 电极 0.30 0.275 炉气 5.27 4.859 矿石 1.00 0.917 铁的挥发 1.564 1.442 石灰 2.00 1.833 炉顶 0.075 0.069 炉衬 0.20 0.183 氧气 1.372 1.258 空气 4.139 3.667 合计 109.086 100 108.463 100 注:计算误差=(109.086-108.463)/109.086×100%=0.57% 计算误差,,1%，计算结果有效。 毕业论文(设计) 第 - 27 -页 第二步:氧化期计算 引起氧化期物料波动的因素有:扒除熔化渣、造新渣，金属中元素的进一步氧化，炉顶、炉衬的蚀损和电极的烧损。 1)确定渣量 A、 留渣量。为了有利去磷，要进行换渣。即通常除去70%左右的熔化渣，而进入氧化期 只留下30%的渣，其组成见表4-12。 B、金属中元素的氧化产物。根据表4-3给出的值可以计算产物量，详见表4-12。 C、炉顶、炉衬的蚀损和电极的烧损量。根据表4-5的假定进行计算，其结果一并列入表4-12中。 毕业论文(设计) 第 - 28 -页 表4-12氧化期渣量的确定 名称 消耗量 成渣组分(%) CaO SiOMgO AlO MnO FeO FeO POCaS合计 2 23 2325 留渣30%×4.041=1.212kg 0.534 0.248 0.07 0.035 0.128 0.113 0.046 0.024 0.001 1.212 金属Si 0.058 0.124 0.124 中元Mn 0.039 0.05 0.05 素的P 0.025 0.057 0.057 0.054 氧化 Fe 0.220 0.234 0.288 S 0.023 -0.04 0.052 0.012 炉顶损量 0.053 0.001 0.003 略 0.048 略 0.052 炉衬损量 0.15 0.006 0.005 0.134 0.001 0.003 0.149 电极损量 0.10 略 0.001 略 略 0.001 石灰带入 2.629 2.310 0.066 0.07 0.04 0.013 0.003 0.004 2.506 矿石带入 1.00 0.013 0.058 0.003 0.015 0.898 0.002 0.002 0.093 火砖带入 0.50 0.003 0.304 0.003 0.184 0.006 0.500 合计 2.827 0.809 0.280 0.323 0.178 0.339 0.126 0.086 0.059 5.027 % 56.236 16.09 5.569 6.425 3.54 6.74 2.506 1.71 1.17 100.00 *石灰中CaO被自身S还原，消耗0.003kg CaO。 毕业论文(设计) 第 - 29 -页 D、造新渣时加入石灰、矿石和火砖块带入的渣量，见表4-12。 渣量计算的几点说明: 关于石灰消耗量。由表4-12可知，除石灰带入的以外，渣中已含有 SiO=0.248+0.124+0.003+0.005+0.001+0.058+0.304=0.743kg。 2 已含CaO=0.534-0.040+0.001+0.006+0.013+0.003=0.517kg。 取碱度3.5，故石灰加入量为: [R?(SiO)-?(CaO)]/(%CaO-R%SiO)=2.084/(88.00%-3.5×2.50%)=2.629kg 2石灰2 关于磷的氧化量:根据表4-7，可近似求得: [(0.073-0.033)/97.588-0.015%]×97.588=0.025 kg 关于铁的烧损量:一般可以设定，当氧化未期金属中含C约0.12%时，渣中?Fe约达7%，且其中75%系(FeO),15%为(FeO),因此，渣中含(FeO)为(7%×75%×72)/56=6.75%，23 含(FeO)为(7%×25%×160)/112=2.50%。由表4-12可知，除FeO 和FeO以外的渣量2323为2.827+0.809+0.280+0.323+0.178+0.086+0.059=4.562kg, 故总渣量=4.562/(100-6.75-2.50)%=5.027kg ,于是可得(FeO)=0.339kg,(FeO)=0.126kg. 232)确定金属量:根据熔化期期的金属量以表4-12中的元素烧损量和矿石还原出的铁量， 即可求得氧化未期的金属量为: 97.588- (0.058+0.039+0.025+0.220+0.023+0.722*)+0.628=97.129kg (*为碳的烧损量近似值，即(1.185-0.249-0.107)- 0.11%×97.588=0.722kg) 毕业论文(设计) 第 - 30 -页 表4-13 净氧量的计算 烧损量 耗氧量 供氧量 名称 元素 反应产物 备注 (kg) (kg) (kg) C 0.722 [C] ?{CO} 0.674 [C] ?{CO} 0.578 2 金属中 Si 0.058 [Si] ?(SiO) 0.066 2 元素的 Mn 0.039 [Mn] ?(MnO) 0.011 氧化 P 0.025 [P] ?(PO) 0.032 25 * Fe 0.220 [Fe] ?(FeO)0.052 *[Fe] ?(FeO) 0.016 23 电极中碳的氧化 C 0.10×99% [C] ?{CO} 0.092 } =0.099 [C] ?{CO0.079 2 合计 1.6 矿石供氧 FeFeO0.898 O=2Fe+3/2O0.269 23 23 2 石灰中S还原CaO供氧 CaO + S=CaS+O 金属中S还原CaO供氧 S 0.002 0.001 CaO + S=CaS+O S 0.009 0.005 合计 0.275 1.325 净耗氧量 毕业论文(设计) 第 - 31 -页 3)确定炉气量: 计算方法如同熔化期:先求净耗氧量(表4-13)，再确定氧气与空气消耗量(表4-14)，最后将各种物料或化学反应带入的气态产物归类，而得其结果(表4-15)，具体算法可参考表4-10。 熔化期和氧化期的综合物料平衡表列于表4-16中。 表 4-14 氧气与空气实际消耗量 氧气(kg) 空气(kg) 带入O带入N带入O 带入N 2 2 22 0.80/氧利用率(0.89/99%)×1%=0.00.525×(77/23)=1.7 3(90%)=0.801/90%=0.89 ) 58 09 0.525(0.37m 333(0.623m) (0.007m) (1.408m) ,,33,,0.89+0.009=0.899 (0.630m) 0.525+1.758=2.283 (1.777 m) 注:氧气供氧50%，即1.6×50%=0.80kg;空气供氧为0.80-0.275=0.525kg 毕业论文(设计) 第 - 32 -页 表4-15炉气量 项目 气态产物(kg) 备注 CO CO NHO H 合计 22 22 金属中C的氧化 1.179 0.794 1.973 C烧损量0.722kg 电极带入 0.162 0.069 0.231 C烧损量0.099kg 矿石带入 0.012 0.012 石灰带入 0.122 0.003 0.125 氧气带入 0.013 0.013 3空气带入 1.758 0.024 1.782 湿空气量为1.952 m游离O参与反应 游离O=0.89× -0.156 0.245 0.089 22CO+1/2O=CO 10%=0.089 22 HO参与反应 HO全部消耗掉 -0.06 0.095 -0.039 0 22HO+CO= H+CO 0.004 222 合计 1.125 1.325 1.771 0 0.004 4.225 % 26.627 31.36 41.92 0 0.094 100 毕业论文(设计) 第 - 33 -页 表4-16熔化期和氧化期综合物料平衡 收入 支出 项目 质量(kg) % 项目 质量(kg) % 废钢 75.00 64.28 金属 97.129 82.841 生铁 25.00 21.428 炉渣 4.041+5.027=9.06 7.727 电极 0.30+0.1=0.40 0.342 炉气 5.27+4.225=9.495 8.098 矿石 1.00+1.00=2.00 1.714 铁的挥发 1.564 1.334 石灰 2.00+2.629=4.629 3.968 (其它烟尘) (列入总物料平衡表 炉顶 0.075+0.053=0.128 0.109 中) 炉衬 0.20+0.15=0.35 0.3 氧气 1.372+0.899=2.271 1.946 空气 4.139+2.283=6.422 5.504 火砖块 0.500 0.428 合计 116.67 100 117.248 100 注:计算误差=(116.67-117.24)/116.67×100%=-0.495% 计算误差,,1%，计算结果有效。 氧化期未金属成分如下: C Si Mn % 0.11 0.163 1.185-0.356-0.722 少量 0.563-0.366-0.039 97.129 97.129 P S % 0.015 0.024 0.073-0.033-0.025 0.032-0.009 97.129 97.129 毕业论文(设计) 第 - 34 -页 第三步:还原期计算 还原期采用白渣法操作，引起该期物料变化的因素，扒除氧化渣，再造稀薄渣，扩散脱氧和沉淀脱氧。 1)确定渣量 A、 残渣量。工艺上要求尽量扒净氧化渣。但实际操作条件难以完全除去，现定残渣量为 5%，即5.027×5%=0.25kg，(见表4-12)。其组成列于表4-17 B、 造稀薄渣加入的渣料。渣料组成为石灰:萤石:火砖块=3:1:0.5，其用量应保证顺利 完成脱硫任务。根据理论和实践，欲使S在还原期降至0.015%以下，加入理为钢水量2, 3%。本计算取3%，暂定钢水量为98kg。则得渣料量为98×3%=2.94kg 即石灰:萤石: 火砖块=1.96kg:0.63kg :0.0327kg 其组成列于表4-17 C、 加入脱氧剂。采用沉淀脱氧相结合的方式，即稀薄渣形成后，先按0.6kg/T插铝预脱氧。 再分批加入碳粉2.5kg 和硅铁粉5kg 进行扩散脱氧，待渣变白色，按0.5kg/T插铝终脱 氧，其入渣组成列于表4-17 D、加入合金剂。还原期需往炉内加入FeMn、FeSi进行合金化。加入量计算如下， FeMn加入量Q: FeMn是在还原初期插Al脱氧后加入的，根据表4-2和4-4以及应增Mn 加的[Mn]= 1.4%-0.163%=1.237%确定: 98，1.237Q,,1.862kgMn0.678，0.96 FeSi加入量Q: FeSi在还原后期加入。根据表4-2和4-4以及应增加的[Si]= 0.6% Si 和扩散脱氧FeSi粉带入金属中的Si确定:0 98，0.6,0.49，73%，50%Q,,0.589kgsi0.73，0.95 计算结果列入表4-17 毕业论文(设计) 第 - 35 -页 表4-17还原期渣量的确定 名称 成渣组分(kg) CaO SiOMgO AlOMnO FeO FeO2 23 23 CaFPOCaS 合计 2 25 残渣量 0.25 kg 0.004 0.003 0.25 0.141 0.04 0.014 0.016 0.009 0.017 0.006 0.022 略 0.001 略 0.021 略 炉顶蚀损 0.15×15%=0.023 kg 0.006 炉衬蚀损 0.50×30%=0.150 kg 0.005 0.134 0.001 0.003 0.149 造 石灰 1.960 kg 1.725 0.049 0.051 0.029 0.01 0.002 0.003 1.869 渣 萤石 0.653 kg 0.002 0.036 0.004 0.01 0.01 0.006 0.001 0.644 0.575 剂 火砖 0.327 kg 0.327 0.002 0.199 0.002 0.12 0.004 脱 0.11 ×0.06%=0.059 0.11 铝块98 氧 0.001 0.015 0.008 0.006 0.03 C粉98×0.25%=0.245 剂 0.406 0.383 0.023 FeSi98×0.5%=0.49 1? 0.055 Al块98×0.05%=0.049 0.055 2脱硫:[CaO]+[FeS]=(CaS)+FeO)? 0.016 0.021 0.021 0.026 小计 1.861 0.728 0.205 0.393 0.009 0.038 0.039 0.028 3.888 0.012 0.575 其 (FeO)+C=[Fe]+{CO} -0.01 -0.01 它 (FeO)+3C=2[Fe]+3{CO} -0.016 23-0.016 0.007 -0.016 反 2(FeO)+Si=2[Fe]+(SiO) -0.009 2 -0.01 应 2(FeO)+3Si=4[Fe]+3(SiO 0.013 -0.023 23 3? 2 0.001 -0.012 0.013 2(PO)+5Si=4[P]+5(SiO) 252 2(CaF)+(SiO)=2(CaO)+{220.207 -0.111 -0.288 -0.192 SiF} 4 毕业论文(设计) 第 - 36 -页 续表4-17还原期渣量的确定 名称 成渣组分(kg) CaO SiOMgO AlOMnO FeO FeOCaFPOCaS 合计 2 23 23 2 25 合 FeMn 1.862 kg 0.065 0.065 0.046 0.011 0.057 金 FeSi 0.589 kg 剂 4? 合计 2.068 0.696 0.205 0.404 0.074 0.012 0 0.287 0 0.028 3.774 1? 预脱氧Al的烧损率100%，终脱氧Al的烧损率60%，C粉中含灰分12.4%;FeSi粉中Si的烧损率50%，Al的烧损率为100% 2?金属脱硫量98×(0.024-0.015)%=0.009 kg 该反应消耗Fe: 0.009×(56/32)=0.016 kg 3?令:还原未期渣中(FeO)含量为0.3%，即3.888×0.3%=0.012kg，因此应被还原的(FeO)=0.017+0.021-0.012=0.026 kg (FeO)为0.039 kg ;渣中的(FeO)和(FeO)有40%被C还原，60%被Si还原;(PO)全部被Si还原;(CaF)有50%参与反应。还原(FeO)2323252 和(FeO)消耗C为0.002+0.004=0.006。 23 毕业论文(设计) 第 - 37 -页 2)确定炉气量:先计算净耗量表(4-18)和空气消耗量(4-19)再将其它方面带入的气态物合并，即得其结果(4-20) 表4-18 净耗氧量计算 名称 元素 烧损量 反应产物 耗氧量 供氧量 电极中C氧化 C 0.1×99%=0.099 C?{Co} 0.132 C粉中C氧化 C 1 C?{Co} 0.24 ?0.245×81.5%-0.02=0.180 FeSi粉中Si，Al氧化 Si } Si?{SiO0.205 20.49×73%×50%=0.179 Al Al?(AlO) 0.011 230.49×2.5%×100%=0.012 Al块的氧化 Al Al?(AlO) 0.077 230.059×98.5%+0.048×98.5%×60%=0.087 FeMn中Mn的烧 Mn Mn?(MnO) 0.015 1.862×67.8%×4%=0.0505 FeSi中Si烧 Si Si?(SiO) 0.0245 20.589×73%×5%=0.0215 Al Al?(AlO) 0.005 230.589×2.5%×40%=0.0058 合计 0.709 石灰中S还原 S CaO+S=CaS+O 0.001 1.960×0.06%=0.001 S CaO+S=CaS+O 金属中S还原 0.004 0.009 0.005 合计 0.709-0.005=0.704 净耗氧量 1?:C粉中10%的C转入金属中，即0.245×81.5%×10%=0.020kg 0.180kg 包括还原渣(FeO)和(FeO)所消耗的C量0.006kg,(表4-40)和被空23气中O燃烧的C量0.174kg。 2 毕业论文(设计) 第 - 38 -页 表4-19 空气消耗量及其带入的水分 空气供O量(kg) 随O带入的N量 222 330.704 ( 0.493m) 0.704×(77/23)=2.357(1.886 m) 3空气消耗量= 0.704+2.357 (0.547 m) 空气带入的水分=[2.378×(273+20)/273×0.1/(0.1-0.0023)]×0.012=0.03kg 毕业论文(设计) 第 - 39 -页 表4-20 炉气量 项目 气态产物( kg) 备 注 CO CONHO HSiF挥发分 合计 2 2 22 4 C粉带入 0.406 0.001 0.01 0.417 电极带入 0.021 0.021 石灰带入 0.091 0.002 0.093 萤石带入 空气带入 0.01 0.01 HO+CO=H+CO 2.356 0.031 2.387 222 2(CaF)+(SiO)=2(CaO)+{SiF} 0 224 -0.068 0.107 -0.044 0.005 0.383 0.383 合计 0.359 0.198 2.356 0 0.005 0.383 0.01 3.311 % 10.84 5.98 71.156 0 0.15 11.567 0.3 100 毕业论文(设计) 第 - 40 -页 表4-21 钢水量及成分 项目 钢水成份( kg) C Si Mn P S Al Fe 合计 还原初期金属带入 0.106 0.158 0.015 0.023 96.827 97.129 C粉带入 0.02 0.02 FeSi粉带入 0.179 0.002 略 略 0.117 0.298 FeMn带入 0.122 0.009 1.237 0.461 1.834 FeSi带入 0.408 0.003 0.004 0.006 0.141 0.558 Al带入 0.019 0.001 0.02 渣中(FeO)和FeO)被C、Si 0.046 0.046 23 还原带入 渣中(PO)被Si还原带入P 25 金属脱(CaO) 0.005 0.005 +[FeS]=(CaS)+(FeO) -0.009 -0.016 -0.025 总计 0.248 0.596 1.4 0.024 0.014 0.025 97.577 99.885 % 0.248 0.597 1.402 0.024 0.014 0.025 97.689 100 毕业论文(设计) 第 - 41 -页 毕业论文(设计) 第 - 42 -页 3)确定钢水量;还原期结束时的钢水量及成分如表4-21，该期的物料平衡见4-22， 将表4-16和4-22归类合并，即得总物料平衡表4-23。 表4-22 还原期物料平衡表 收入 支出 项目 % 项目 质量(kg) % (kg) 钢液 93.376 金属液 97.129 90.79 99.885 炉渣 3.528 炉渣 0.25 0.234 3.774 炉气 3.095 石灰 1.96 1.83 3.311 (其它烟尘) 萤石 0.653 0.61 列入总物料平 火砖块 0.327 0.306 衡中 Al块 0.108 0.1 C粉 0.245 0.229 FeSi 0.589+0.49=1.079 1.008 FeMn 1.862 1.741 电极 0.1 0.093 炉顶 0.023 0.021 炉衬、 0.15 0.14 空气 3.061+0.03=3.091 2.889 100 合计 106.977 100 106.97 注:计算误差=(106.977-106.97)/106.977×100%=0.006% 计算误差,,1%，计算结果有效。 毕业论文(设计) 第 - 43 -页 表4-23总物料平衡表 收入 支出 项目 质量(kg) % 项目 质量(kg) % 废钢 75 59.38 钢水 99.885 78.972 生铁 25 19.79 炉渣 4.041×70%+5.027×95%+3 石灰 2+2.629+1.96=6.589 5.217 .774=11.377 8.995 萤石 0.653 0.517 炉气 5.27+4.225+3.311=12.806 10.125 火砖块 0.5+0.327=0.827 0.655 铁的挥发 1.564 1.236 矿石 2 1.583 其余烟尘 0.85 0.672 炉顶 0.128+0.023=0.151 0.119 焦炭 0.245 0.193 炉衬 0.35+0.15=0.5 0.395 氧气 2.271 1.798 空气 6.422+3.091=9.513 7.532 电极 0.4+0.1=0.5 0.395 Al 0.108 0.085 FeMn 1.862 1.474 FeSi 1.079 0.854 合计 126.298 100 126.482 100 注:计算误差=(126.298-126.482)/126.298 ×100% =-0.15% 计算误差,,1%，计算结果有效。 毕业论文(设计) 第 - 44 -页 5.2 热平衡计算 热平衡计算以100kg金属料(废钢+生铁)为基础进行计算。 (1) 计算热收入Q s 1)物料的物理热:计算结果列于表4-24 表4-24 物料带入的物理热 名称 热容(kJ/kg.K) 温度(K) 消耗量(kg) 物理热(kJ) 废钢 0.699 298 75 1310.625 生铁 0.745 298 25 456.625 石灰 0.728 298 6.589 119.92 萤石 0.896 298 0.653 14.627 火砖块 0.858 298 0.827 17.739 矿石 1.047 298 2 52.35 焦炭 0.858 298 0.245 5.255 炉顶高Al砖 0.879 873 0.151 79.637 炉衬mg砖 0.996 873 0.5 298.8 氧气 1.318 298 2.271 74.829 空气 0.963 298 9.513 229.025 电极 1.507 723 0.5 339.075 Al 0.896 298 0.108 2.419 FeMn 0.678 298 1.862 31.561 FeSi 0.745 298 1.079 20.096 合计 3052.583 毕业论文(设计) 第 - 45 -页 2)元素氧化热及成渣热。计算结果列于表4-25中。 表4-25 元素氧化热及成渣热 名称 氧化量(kg) 化学反应 ?H(kJ/kg) 放热量(kJ) 电极中C }={CO} 0.208+0.069+0.099=0.376 C+1/2{O-11639 4376.26 2 C+{O}={CO} 0.089+0.03=0.119 -34834 4145.25 22焦炭中C C+1/2{O}={CO} 0.174 -11639 2025.186 2金属中Si [Si]+2(FeO)=(SiO)+2[Fe] 0.33+0.058=0.388 -11329 4395.65 2FeSi中Si [Si]+2(FeO)=(SiO)+2[Fe] 0.003 -11329 33.987 2 3si+2(FeO)=3(SiO)+4[Fe] 0.006 -9750 58.5 232 Si+{O}=(SiO) 0.164 -29202 4789.13 22 5Si+2(PO)=4{p}+5(SiO) 0.006 -9185 55.11 252金属中Mn [ Mn]+(FeO)=(MnO)+[Fe] 0.366+0.039=0.405 -2176 881.28 FeMn中Mn Mn+(FeO)=(MnO)+[Fe] 0.008 -2176 17.41 Al块 2Al+3(FeO)=AlO+3[Fe] 0.059+0.049×60%×98.5%=0.029 -14572 422.588 23FeSi中Al 2Al+3(FeO)=AlO+3[Fe] 0.490×2.5%=0.012 -14572 174.86 23 2[P]+5(FeO)=(P金属中P O)+3[Fe] -2419 140.302 0.033+0.025=0.058 25 [Fe]+1/2{O}=(FeO) 4.585 -4250 19486.25 2 * Fe2[Fe]+3/2{O}=(FeO) 1.662 -6460 3311.28 223SiO成渣 0.828×70%+0.809×95%+0.696=2.044 2(CaI)+(SiO)=(2CaO.SiO) -1620 10736.52 222P成渣 0.08×70%+0.086×95%=0.138 4(CaO)+PP=(4Cao.S2O) -4880 673.44 255 55723 合计 *因熔化期和氧化期所需O量中，有50%系由氧气供给，由表4-31和表4-37可知，该气态O总用量为1.222+0.8=2.022kg,其中用于将Fe氧化。22 毕业论文(设计) 第 - 46 -页 成FeO的量为，1.662×(48/112)=0.712kg O(见表4-30)，其余O均设定为将Fe直接氧化成FeO，即232223该部分Fe的氧化量为(2.022-0.712) ×56/16=4.585 kg. 这些(FeO)为金属中C，SI MN P 等氧化提供部分氧源。 2)消耗的电能。根据消耗的热量确定，为178725.92kJ,详见下面计算。 (2)计算热支出Q z 1)钢水物理热Q g 该钢熔点为1536-(0.21×65+0.6×8+1.4×5+0.04×30+0.03×25)-6 =1503?,出钢温度控制在中下限。出钢温度为1503+40+45+50 =1638?。按氧气转炉的计算方法可算得: Q=100.308×[0.699×(1503-25)+272+0.837×(1638-1503)]=142248.48 kJ g 2)炉渣物理热Q计算结果如表4-26 r 表4-26 炉渣物理热 名称 熔化期炉渣 氧化期炉渣 还原期炉渣 合计 温度(?) 1500 1650 1620 热容1.172 1.216 1.21 (kJ/kg.K) 物理热2.829×[1.172×(4.776×[1.216×(163.831×[1.21×(16 (kJ) 1500-25)+209]= 50-25)+209]= 20-25)+209]= 24111.62 5481.75 10435.56 8194.31 3)吸热反应消耗的热量Qs ，详见表4-27 毕业论文(设计) 第 - 47 -页 表4-27 吸热量 吸热量 名称 消耗量(kg) 化学反应 ?H(kJ/kg) (kJ) 金属脱碳 1.185-97.129×0.11%=1.078 [C]+(FeO)={CO}+[Fe] 6240/C 6731.03 渣中(FeO)和C=0.002 (FeO)被C粉中C=0.004 (FeO)+C={CO}+[Fe] 6244/C 12.488 23 的C还原 0.032-0.014=0.018 (FeO)+3C=3{CO}+2[Fe] 8520/C 34.08 23 C粉中的C还原 6.589×4.64%=0.306 [FeS]+CaO)=(CaS)+(FeO) 2143/ CaS 38.574 金属脱硫 CaCO=CaO+CO 4177/CO 1278.16 322 石灰烧减 水分石灰带入 6.589×0.1%=0.007 挥发 矿石带入 2.00×1.2%=0.024 (由萤石带入 0.653×1.5%=0.01 25焦炭 0.245×0.58%=0.001 度升 空气带入 0.03+0.024+0.043=0.1 HO?{HO} 1200? 1227/ HO 174.234 至小计 0.142 222 1200 度) 金属增C 0.249-0.11=0.139 C?[C] 1779/C 247.281 合 计 8515.85 毕业论文(设计) 第 - 48 -页 4)炉气物理热Q。令炉气温度为1200?，热容为1.137kJ/kg.K,由炉气量可得: X Q=12.806×[1.137×(1200-25)]=17108.496 kJ X 5)烟尘物理热Q 将铁的挥发物计入烟尘中，烟尘热容为0.996kJ/kg.K，则得 Y Q=(1.564+0.85)×[0.996×(1200-25)]=2825.10kJ Y 36)冷却水吸热Q 炉子公称容量为100t，冷却水消耗为45m/h ，冷却水进出口温差为20?，L 冶炼时间为2.5h，则得 Q=(45×1000×2.5×4.185×20)/1000=9416.25 kJ/100kg (金属料) L 7)其它损失Q ，这部分损失包括炉体表面散热热损失，开启炉门热损失，开启炉盖热损q 失、电极热损失等。其损失量与设备的大小，冶炼时间、开启炉盖和炉门的总时间以及炉内的工作温度有关。实践表明，该项热损失约占总热收入的6,9%。本设计取8%。 8)变压器及短网系统的热损失Q 该项损失量为总热收入的5,7%。本设计取6%。 b 令总热收入等于Q，则: 总 Q=142248.48+24111.62+8515.85+17108.496+2825.10+9416.25+ Q×(8%+6%) 总总计算得: Q=237471.96 kJ 总 则Q=237471.96×8%=18997.76 kJ q Q=237471.96×6%=14248.32 kJ b 故应供电能为:237471.96-3023.038-55723=178725.92 kJ 总热平衡计算结果列于表4-28中。 毕业论文(设计) 第 - 49 -页 表4-28 热平衡表 收入 支出 项目 热量(kJ) % 项目 热量(kJ) % 物料物理热 3023.038 1.27 钢水物理热 142248.48 59.901 氧化热和成渣热 55723 23.465 炉渣物理热 24111.62 10.153 其中 C氧化 10546.696 4.441 吸热反应消耗8515.85 3.586 Si氧化 9332.377 3.929 量 17108.496 7.204 Mn氧化 898.69 0.378 炉气物理热 2825.10 1.189 P氧化 140.302 0.059 烟尘物理热 9416.25 3.965 Al氧化 597.448 0.251 冷却水吸热 18997.76 8.000 Fe氧化 22797.53 9.600 其它热损失 14248.32 6.000 SiO成渣 10736.52 4.521 变压器系统热 2 PO成渣 673.44 0.283 损 25 电能 178725.92 75.262 合计 237471.88 100 237471.88 100 -4*单位电耗计算:因1kJ=2.773×10kw.h 故单位电耗为 -4(178725.92×2.773×10)×1000/100.308=494.08kW. 4.3误差分析 计算结果存在一定误差，其原因是多样的。首先，钢液内部的反应是极其复杂的反应，经验公式并不能真实的反映反应本身，因此存在误差。另外，在数据的取舍时存在着人为因素的误差;除此之外，计算时引用的经验数据存在偏差，这也是产生误差的又一原因，误差是不可避免的。 毕业论文(设计) 第 - 50 -页 第五章 主要附属设备选择及其主要工艺参数计算 5.1 炉外精炼设备的选择 5.1.1炉外精炼的定义和作用 钢的炉外精炼是把一般炼钢炉(转炉、电弧炉和平炉)中完成的精炼任务，如脱硫、脱磷、除气、去除金属夹杂物、调整成分和钢液温度，移到炉外的钢包或专用的容器是进行，这样的工艺就就叫炉外精炼。它的主要作用有: 1)降低、去除钢液中的气体，N、H、O 2)降低钢中的非金属夹杂物 3)脱除S及降碳 4)均匀钢液成分和温度。 钢材的质量，主要取决于化学成分和钢的纯结度，在特定条件下，炉外精炼可以脱除钢中的碳达到极低水平。精炼出超低碳钢种，也可以将钢的成分和温度调整得很均匀。从而改善钢的质量，提高原有设备的生产能力，节约能源和原材料消耗。 5.1.2炉外精炼的分类 炉外精炼有多种方法，大体上有三十余种，概括起来可分四大类为真空精炼法、非真空精炼法、喷射冶金及合金元素特殊添加法和渣洗法。而常用的真空精炼又分为提升去气法、真空循环脱气法、钢包精炼法、真空吹氧脱碳精炼法以及埋弧加热精炼法等，结合设计产品方案和所选炉子大小，采用埋弧加热精炼法。因此选用的精炼设备为LF炉，其处理能力为70T，座数为2座。 5.1.3 LF精炼炉设备配置情况 1)炉体 作为精炼炉炉体的钢包与普通的钢包的不同点是:内型尺寸较为粗矮，即H/D较小，H/D<=1:钢包口上沿装有水冷圈，防止钢包口变形和保证炉盖与之密封接处，底部装有滑动水口和吹氩透气砖。钢包需按气密性焊接的要求焊接。 电炉加热装置:LF炉加热系统与三相电弧炉加热装置相似，电极支撑与传动相似，只 毕业论文(设计) 第 - 51 -页 有尺寸不同。包钢加热所需的电功率远低于电弧炉熔化期，且二次电压也较低。 2)LF炉炉盖可以用耐火材料修砌，也可以用水冷结构型。为保护水冷结构件和减少冷却水带走热量，在水冷炉盖的内表面衬以捣制耐火材料，不下挂铸造的保护挡板，以防止钢液喷溅，粘结炉盖，使炉盖与钢包边沿焊死，无法开启。 3)真空系统:LF炉采用蒸汽喷射泵，一方面它有巨大的排气能力，另一方面可以不必顾虑排出气体的温度和抽出气体中含有微小渣粒和金属尘埃。 4)其他辅助设备:LF炉的测温、取样、真空下加料、炉体之外的除渣、上料等 5.1.4 LF炉精炼法的特点与冶炼效果 LF炉精炼法又称埋弧加热精炼法，它是综合钢包精炼法和真空电弧加热精炼法优点为一体，它采用氩气搅拌和大气压力下用石墨电极埋弧加热钢包。为了脱氢，必要时可以抽成真空，因而处理功能强大。除此之外，设备简单、投资少、加热时升温快、精炼效果显著。所以在冶金行业得到普遍应用。其精炼效果: 1)LF精炼炉的顶盖作成密封式结构，加热时产生CO，形成强还原性气氛，此时氧的含量在2%以下，极利于脱硫。 2)能够使钢液中成分偏析极小。 3)具备热补偿，可以避免温降带来的影响。红包出钢的情况下，升温速度为4,6?/min 4)存在吹氩搅拌作用，可使钢包内温度偏析极少，可以把钢液温度控制在?5?的范围内。 5)LF炉的全部产品基本上都进行真空脱气处理，钢液中[H]可达1,1.5ppm 6)LF精炼炉脱硫速度依渣中的碱度和(FeO)而变化，当精炼炉渣含(FeO)高时，脱硫效果差，钢种的[S]含量高。 5.2浇注方式的选择 浇注是炼钢生产工艺的最后一环，也是最重要的一环。浇注方式通常有两种，模注与连续浇注。选择什么样的浇注方式对电炉炼钢生产来说至关重要。浇注方式选择不当会造成很严重的后果。不仅影响车间的生产力，有时导致得不到所要求生产的钢种。一般情况下，对于生产高合金钢来说，通常选模注的方式。而一般钢种，常选连续浇注的方式。每种方式都有其各自的优缺点。模注能生产几乎所有的钢钟，但是生产能力低下，除此之外， 毕业论文(设计) 第 - 52 -页 在浇注时会产生较大的烟尘，对工作环境污染大。对于连续浇注，则简化生产工序，生产能力高，金属收得率高、铸坯质量好、节约能源、改善劳动条件，易于实现自动化。但是对于一些特殊钢种来说，则很能生产，如高合金钢等。针对本设计产品方案中没有高合金钢种，因此选择以连续浇注的方式进行生产，从而提高车间的生产力。 5.3连铸机的分类与选择 连铸机形式很多，用途各异，名称也不一致，按连铸机外形分，可分为立式连铸机、弧形连铸机、超低头连铸机和水平连铸机。按铸坯断面分可分为方坯连铸机、板坯连铸机、圆坯连铸机和异型坯连铸机。按拉速分可分为高拉速连铸机和低拉速连铸机。按钢水静压头分又可分为高头型连铸机、低头型和超低头型连铸机。本设计选用弧形连铸机。 5.4车间各跨区的尺寸及主要附属设备 电炉炼钢车间按其功能通常分为渣跨、原料跨、炉子跨、精炼跨、浇铸跨和精整跨。每个跨区都有各自的附属设备，总的来说，主要的附属设备为行车、盛钢桶。附属设备选择不当，则会带来很多不良影响，如果跨区设备选择过多、能力过高，则会造成资源让费，成本增加;且在实际生产时会造成不必要的干扰，不利于生产。如果设备选择过少、能力过低，则在设备的周转 、吊运上不能满足生产需求。因此，在满足生产的情况下，尽可能的少用或不用大起重机，从而减少投资成本。 根据本设计的要求，各跨间的主要附属设备如下: 5.4.1渣跨 本跨跨间距为18m，柱间距为9m，车间高度为20m。 主要设备为两台行车起重能力为40/10t和公称容量为20t渣罐8个。 渣罐的容量一般以罐可装2-3炉炉渣，根据炉渣的钢水量的15%，可选择渣罐为20t，由于渣罐本身重量为渣的1/2，所以起重机能力选择40/10t，同时选择两台行车，在一台行车出现问或在运行期间，另一台行车可以满足生产需要。 5.4.2原料跨 本跨跨间距为18m，柱间距为9m，车间高度20m。 主要设备台秤一台、行车三台、起重能力为80/20t，容量为40t的料匡四个。 毕业论文(设计) 第 - 53 -页 原料车间的台秤主要任务是对已经装好的料筐进行称量，以确定每次加料的重量。用来调运料筐和向料筐加料的行车选择磁盘吊车，起重能力为20/10t，选择40t的料筐以保证每次加料不超过两次，选择四个料筐以保证生产的顺利进行。 5.4.3炉子跨 本跨跨间距为24m，柱间距为9m，车间高度为25m。 主要附属设备为3台行车。 行车的起重能力为140/40/10t，可以吊运料筐、钢包、炉体、炉盖等，使之满足加料、精炼、维修、浇注的需要。 对于炉子跨来说，行车的作用是将装入料框的金属料装入电炉内、炉衬损坏修补时吊运电炉、冶炼过程中的加料以及更换电极的吊运等，行车的能力相对原料跨大些。 5.4.4精炼跨 本跨跨间距为18m，柱间距为9m，车间高度为25m。 主要附属设备为3台行车。 精炼跨行车的作用是起运钢水、加入散状料及铁合金料、浇注完毕时吊运空钢包、吊运电极等。因此这里的行车在吊运能力较高。选择行车的起重能力为140/63/20t。依据如下:电炉公称容量为70吨，最大出钢量80t，所以选钢包容量为80t。渣量按氧化末期最大渣量计，为钢液质量的15%。钢包自身重量(炉壳 + 内衬耐火材料)约为钢包额定容量的30%,31%，取30%即24t。保留1.1的安全系数。则冶炼跨间行车起重量=(80+70×15%+24)×1.1=125.95t，因此选择3×140/63/20t门式起重机; 5.4.5浇注跨 本跨跨间距为24m，柱间距为9m，车间高度为25m。 主要附属设备是钢包、连铸机、中间包、行车、中间包车、回转台。 采用钢包回转台占用浇注平台面积较小，易于定位，钢包更换迅速，便于远距离控制，有利于实现多炉连浇和浇钢事故的处理。 (1)确定钢包的个数 车间钢包需要的钢包数Q的确定可以用下式计算 10 Q=Q+Q+Q10111213 毕业论文(设计) 第 - 54 -页 式中Q——车间每昼夜生产周转使用钢包个数 ， 11 Q——车间每昼夜冷修的钢包个数 12 Q——车间备用的钢包数，取钢包总数的10,20% 取Q=0.20 Q 131310其中Q和Q的计算式如下: 1112 AtAT1QQ,,121124F24，60 式中A——车间每昼夜出钢炉数 T——每炉钢使用钢包的作业时间，即周转时间(min)取240min 1 t ——每个冷修钢包修理周转时间(h) 取32h F——钢包使用寿命，视钢包容量、钢包材质及修砌方式等而不同，取30炉。 车间每昼夜出钢炉数A可以计算得9.6，取10炉。将各数据代入上述公式中可算得 Q=1.67 取2个 11 Q=0.44 取1 12 Q=0.8 取1 13 Q=3.75 取4个 10 (2)中间包的主要尺寸 中间包的高度为700mm，宽度为600mm，中间包包壁为15%的倒锥角。 (3)水口直径 水口直径应满足连铸机的最大工作拉速时所需的钢水流量，水口直径d(cm)根据经 Gmax验公式求得 ,d ,mh 式中m——每流铸坯的水口个数，m=1 H——中间包内钢液深度cm;h=50m G——最大工作拉速时的钢水流量kg/min max 5/2,——水口流量系数取12kg/min?cm 1.60.04， Gkg,，,1000457.143max0.14 毕业论文(设计) 第 - 55 -页 G457.143max ,,,dcm2.3 ,，，mh11250 d,，2.3cm(1+25%)=3.0实 (4)连铸机生产能力计算 nGY A,1440T 式中A——连铸机的平均日产量 t/d 1440——天时间，min G——每炉的平均出钢量，t;t=70t n——平均连浇炉数;n=5 Y——连铸坯收得率，%;Y=98% T——每炉钢所需时间，min n57098%GY，， A,,,144014408232t/dT60 p=365A, 式中p——连铸机平均年产量，t A——连铸机平均日产量，t/d η——连铸机年作业率，70% ? p=365A365823270%2103276t>1000000t,,，，, 所以选择两台三机三流弧形铸机，一台用于生产，另一台备用，这样可以当其中一台出现问题时生产依然可以继续。 (5)中间包运载设备 为了适应多炉连浇对快速更换车间包的要求，发展了往复行走的之间包小车，每台连铸机配备两台之间包小车，小车运行迅速，能快速更换之间包，停位正确。为使水口能与结晶器精确对中，之间包在小车上要具有可纵可横的微调结构;为便于装卸侵入式水口，应设中间包升降机构。 (6)预留模注，以应对市场变化，增加效益。 设置三台行车，两台140/85/15t，一台63/15t。以满足钢包的吊运;钢包，中间包等的维修 毕业论文(设计) 第 - 56 -页 吊运。 5.4.6精整跨 两台能力为53/15t行车，用于钢坯的吊运以及冷床的维修。 第六章 环境保护 随着时代的进步，人们的环保意识有很大提高，对环境问题的关注也更加重视。各企业生产模式发生了较大转变，由过去的先污染后治理转变为现在边生产边治理。目前各大厂家把绿色生产、污染零排放作为自已的奋斗目标。 6.1 电炉炼钢厂污染的特点 对于电炉炼钢生产车间来说，它的污染主要为大气污染中的粉尘污染。另外还有一些水污染和、电磁波辐射污染和噪声污染。电弧炉在冶炼过程中会产生大量的烟气与烟尘。烟气基本上来源于金属熔池中碳氧反应，其产物主要为CO和CO，它们的浓度随吸入空2 气量多少而定。吸入较少时，烟气成分主要是CO，只有少量CO和N。若吸入空气量很22大，N则会成为主要成分。当然也会产生一定的SO，它产生量的大少与冶炼的钢种有关。22 这些不是产生污染的主要原因，产生污染的主要原因为电炉生产产生的电炉烟尘。对于烟尘来说主要是铁的氧化物，通常情况下烟尘产生量为4.5,22.5kg/t。在不吹氧的情况下，炉气含尘粒约为2.3,10g/m3,在吹氧的情况下，含尘粒可达10,20g/m3，大大超出了排放标准。如果不经过处理直接排放，随风飘散的粉尘将污染环境，对人们生活产生影响。另外，聚集的烟尘将堵塞管道，不利于设备的运行。因此，必需采取一定的措施进行处理使之达到排放要求。所以这里主要对烟尘的处理进行简要介绍。 6.2 烟气净化方法的选择 炼钢烟气的净化方法分显法和干法两大类。湿法净化设备常用文氏管洗涤器和喷淋洗涤塔，干法净化设备常用静电除尘器和袋式除尘器。电弧炉烟气净化多用干法中的袋式除尘器。虽然静电除尘器它能捕集小到0.1µm 甚至<0.1µm的烟尘，收尘效率高，能达到99.99%以上，除尘效果好，但是由于设备和运转费高，安装、维护、管理要求严格，除尘效率有波动、对烟尘的导电性也有一定要求，因此静电除尘一般不太被采用。对于袋式收 毕业论文(设计) 第 - 57 -页 尘器来说除尘效率在99%以上，虽没有静电除尘器效率高，但是由于除尘效率稳定性好，运转费用低、安装简单、维护方便等因素，基于以上众多优点。本设计采用布袋除尘器。值得注意的是烟气进入布袋之前必需进行降温，使烟气的温度达到布袋能承受的温度内。 烟气除尘工艺流程如下: 电弧炉炉内炉炉内排烟管燃 烧 废钢预热 气 道 室 室 屋顶排烟罩 风冷管道 水冷管道 布袋除尘掺 冷 风 室 排 空 毕业论文(设计) 第 - 58 -页 参考文献 [1] 冯聚和.炼钢设计原理[M].北京:化学工业出版社.2005.175,223. [2] 邱绍岐，祝桂华.电炉炼钢原理及工艺[M].北京:冶金工业出版社 .1996.24. [3] 万真雅，薛立基.钢铁冶金设计原理(下册)[M]重庆大学出版社.1991.3. [4] 李传薪.钢铁厂设计原理(下册)[M].北京:冶金工业出版社.1995.5. 63,89 [5] 马廷温.电炉炼钢学 [M].北京:冶金工业出版社.2002.143,171. [6] 陈家祥.钢铁冶金学(炼钢部分)[M].北京:冶金工业出版社.2005.280,281. [7] 李士琦 ，李伟立，刘仁刚.现代电弧炉炼钢[M]北京:原子能出版社.1995.10. [8] 何静,张全茹.冶金过程及设备[M].北京:冶金工业出版社. [9] 殷瑞钰.冶金流程工程学会 [M].北京:冶金工业出版社.2004. [10] 炼钢设计参考资料(通用资料部分)[M].北京:冶金工业出版社.1971.10. [11] 蒋仲乐.炼钢工艺及设备[M].北京:冶金工业出版社.2005. 毕业论文(设计) 第 - 59 -页 致 谢 本次毕业设计历时近三个月，从选题、开题报告、可行性分析、产品方案、物料平衡、热平衡、车间设备选择到设计的完成。其间每一环节都得到了指导教师刘利老师的悉心帮助与指导。刘老师一周给我们按排两次见面的时间，每次会面他都会检查大家的设计进度，并针对大家遇到的各种问题作详细的讲解。另外，他还鼓励大家遇到困难不要害怕，要迎难而上。刘老师不仅治学严谨而且为人师表，它言传身教的教会了我们很多，这不仅仅是知识方面，更多的是做人方面的东西。对待生活要积极乐观;对待工作、事情要有高度的责任感;对待朋友要热情大方。在此对他表示衷心的感谢。没有你的悉心帮助与指导我的毕业设计不可能如期完成。 另外，此次设计还得到了本组同学的大力支持与帮助，谢谢他们。借此机会，感谢所有曾经教过我的老师，帮助过我的同学，谢谢你们～ 毕业论文(设计) 第 - 60 -页 附 录 附录一:70t电弧炉剖面图(A2图) 附录二:车间平面工艺布置图(A1图)