3 Розрахункова частина

3.1 Розрахунок матеріального балансу конвертерної плавки

Початкові дані.

Таблиця 21 – Хімічний склад чавуну, скрапу, металу перед

розкислюванням і готової сталі 1008, %:

Найменування матеріалу	C	Mn	Si	P	S
Чавун переробний 75%	4,12	0,45	0,73	0,250	0,045
Скрап 25%	0,33	0,54	0,43	0,026	0,030
Метал перед розкислюванням	0,13	0,18	0	0,013	0,021
Готова сталь	0,13-0,18	0,70-1,40	0,15- 0,30	н.б. 0,040	н.б. 0,040

Таблиця 22 – Хімічний склад вапна, плавикового шпату, руди і

футерування, %:

Найменування матеріалу	SiO2	CaO	MgO	Al2O3	Fe2O3	CaF2	H2O	CO2
Вапно	2,0	91.0	1,0	1,5	-	-	0,5	4,0
Плавиковий шпат	4,2	2,1	-	0,8	-	89,4	-	3,5
Залізняк	7,1	1,0	0,2	4,6	86,0	-	1,1	-
Смолодоломітова цеглина	2,0	58,0	36,5	1,5	2,0	-	-	-

Витрата чавуну складає 75% від маси металевої шихти, витрата скрапу – 25%.

Витрата залізняку для прискорення шлакоутворення і коректування температури металу – 1,5% від маси металошихти (звичайно складає 1-2%).

Температура чавуну при заливці в конвертер 1371 ^ОС.

Температура сталі перед випуском 1610 ^ОС.

Розрахунок ведемо на 100 кг металошихти (чавун + скрап). Визначаємо середній склад металевої шихти, %.

Визначаємо середній склад металевої шихти %.

Таблиця 23 Середній склад металевої шихти, кг:

	C	Mn	Si	P	S
Чавун	3,09	0,33	0,54	0,018	0,033
Скрап	0,08	0,135	0,107	0,006	0,007
Середній склад	3,17	0,465	0,647	0,024	0,04

Визначаємо скільки віддаляється домішок на 100 кг металу, кг:

С мn Si P S Fe	3,17-0,13∙0,9=2,736 0,465-0,18∙0,9=0,256 0,647 0,024-0,013∙0,9=0,009 0,04-0,021∙0,9=0,017 1,2
Чад домішок		4,865

Вихід сталі приймаємо рівним 0,9.

Втрати заліза випаровуванням звичайно складають 0,8-1,6%.

Приймаємо 1,2%.

Приймаємо, що при продування ванни киснем 10% S вигоряє SO₂,

тобто окислюється:

S=0,04:10=0,004 кг

Витрата кисню на окислення домішок складає, кг:

С – СО2 С – СО Si – SiO2 Mn – MnO S – SO2 P – P2O5 Fe – Fe2O3	2,736∙0,1∙32/12=0,7296 2,736∙0,9∙16/12=3,28 0,647∙32/28=0,73 0,256∙16/55=0,07 0,004∙32/32=0,004 0,009∙80/62=0,01 1,2∙48/112=0,51
Всього	5,33

Приймаємо, що 90% С окислюється до СО, а 10% до СО₂.

Утворюється маса оксидів, кг:

СО2 СО SiO2 MnO P2O5 S Fe2O3

2,736∙0,1∙44/12=1,003 2,736∙0,9∙28/12=5,74 0,647∙60/28=1,38 0,256∙71/55=0,33 0,009∙142/62=0,02 0,004∙64/32=0,008 1,2∙160/112=1,714

У шлак переходить сірки, кг:

0,017-0,004=0,013

Під час переходу сірки в шлак звільнюється кисню, кг:

0,13:2=0,006

Втрата кисню складає, кг:

5,33-0,006=5,324

Витрату вапна визначаємо по балансу СаО та SiO₂ у шлаку для отримання основності 3,2 (основність шлаку повинна складати від 2,8 до 3,5). Для формування шлаку приймаємо витрату плавикового шпату рівним 0,3 кг. За даними практики вітчизняних і зарубіжних заводів витрата розріджувачів звичайно складає:

а) бокситу 0,6-1,2%;

б) плавикового шпату 0,2-0,6%;

Витрата (знос) футерування коливається в межах 0,8-1,2% від маси металошихти. Приймаємо витрату футерування рівним 1,1% або 1,1 кг на 100 кг металошихти.

Витрати вапна позначимо через х.

Кількість СаО в кінцевому шлаку, що поступає з матеріалів, складе, кг:

Футерування 1,1:100∙58=0,638

Залізняк 1,5:100∙1,0=0,015

Плавиковий шпат 0,3:100∙2,1=0,006

Вапно х:100∙91=0,91х

Всього 0,6593+0,91х

SiО₂ в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Металева шихта 1,38

Залізняк 1,5:100∙7,1=0,106

Плавиковий шпат 0,3:100∙4,2=0,013

Футерування 1,1:100∙2,0=0,022

Вапно х:100∙2,0=0,02х

Всього 1,521+0,02х

MgО в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Футерування 1,1:100∙1,5=0,0165

Залізняк 1,5:100∙36,5=0,402

Вапно х:100∙1,0=0,01х

Всього 0,4185+0,01х

Al₂О₃ в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Футерування 1,1:100∙1,5=0,0165

Залізняк 1,5:100∙4,6=0,069

Плавиковий шпат 0,3:100∙0,8=0,0024

Вапно х:100∙1,5=0,015х

Всього 0,0879+0,05х

Fe₂О₃ в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Футерування 1,5:100∙86,0=1.29

Залізняк 1,5:100∙2,0=0,022

Всього 1,312

CaF₂ в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Плавиковий шпат 0,3:100∙89,4=0,2682

CaO₂ в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг:

Плавиковий шпат 0,3:100∙3,5=0,0105

Вапно х:100∙4,0=0,04х

Всього 0,0105+0,04х

Замість СаО і SiО₂ підставляємо їх значення і визначаємо витрати вапна:

0,659:1,521+0,91х:0,02х=3,2

0,659+0,91х=3,2∙(1,521+0,02х)

0,659+0,91х=4,8672+0,064х

0,91х-0,064х=4,8672-0,659

0,846х=4,2082

Х=4,9742

Металева шихта, залізняк, плавиковий шпат, вапно і футерування

вносять в шлак, кг:

Таблиця 24 – Складові шлаку, кг:

	Матеріали					Всього
	Мет. Шихта	Залізна руда	Футерівка	Плавиков. шпат	Вапно (х)
SiO2	1,38	0,106	0,022	0,013	0,099	1,62
CaO	-	0.015	0,638	0,006	4,526	5,185
MgO	-	0,003	0,402	-	0,049	0,454
Al2O3	-	0,069	0,016	0,002	0,248	0,335
S	0,013	-	-	-	-	0,012
MnO	0,27	-	-	-	-	0,27
P2O5	0,054	-	-	-	-	0,054
Fe2O3	-	1,29	0,022	-	-	1,312
CaF2	-	-	-	0,2682	-	0,268
∑	1,717	1,483	1,100	0,289	4,922	9,52

У вапні міститься, кг :

4,9742:100∙0,5=0,024 – Н₂О

4,9742:100∙4,0=0,198 – СО₂

Плавиковий шпат містить, кг :

0,3:100∙3,5=0,011 – СО₂

Залізняк містить, кг

9,52-1,312=8,208 – Н₂О

Залежно від режиму продування, основності кінцевого шлаку і змісту С у металі в кінці продування плавки відношення FeO (у %) до Fe₂O₃ (у %) у шлаку звичайно коливається в межах 1,5 – 3,0.

Приймаємо вміст оксидів заліза в шлаку 12% FeO і Fe₂O₃ 5%, тоді маса оксидів шлаку без FeO і Fe₂O₃ буде складати 83%.

Маса шлаку рівна, кг:

8,208/83∙100=9,889

Розраховуємо хімічний склад кінцевого шлаку, кг:

% SiO2 % CaO % MgO % Al2O3 % S % MnO % P2O5 % CaF2 %FeO %Fe2О3	1,62/9,889∙100=16,38 5,185/9,889∙100=52,43 0,454/9,889∙100=4,59 0,335/9,889∙100=3,38 0,012/9,889∙100=0,13 0,27/9,889∙100=2,73 0,054/9,889∙100=0,55 0,268/9,889∙100=2,71 12 5
Всього	99,9

Таблиця 25 – Хімічний склад кінцевого шлаку, %:

SiO2	CaO	MgO	Al2O3	S	MnO	P2O5	CaF2	FeO	Fe2O3	∑
16,38	52,43	4,59	3,38	0,13	2,73	0,55	2,71	12	5	99,9

Фактична основність кінцевого шлаку:

%CaO:%SiO₂=52,43:16,38=3,2

Маса оксидів заліза складає, кг :

9,889-8,198=1,691 кг, зокрема

FeO = 9,889:100∙12=1,18

Fe₂O₃ = 1,691-1,18=0,511

Приймаємо, що 90% що вноситься рудою і футеруванням Fe₂O₃

відновлюється до заліза, а 10% - до FeO.

Відновлення Fe₂O₃ до заліза дає, кг:

а) кисень 1,312∙0,9∙48:160=0,354

б) залізо 1,312∙0,9-0,354=0,827

Відновлення Fe₂O₃ до FeO дає, кг:

а) кисень 1,312∙0,1∙16:160=0,013

б) FeO 1,312∙0,1-0,013=0,118

Ця кількість FeO поступає в шлак.

В результаті окиснення заліза утворюється, кг:

FeO = 1,18-0,118=1,062

Fe₂O₃ = 0,511

Всього 1,573

Окислюється заліза, кг:

(1,062∙56:72)+(0,511∙112:160)=1,2271

Втрати заліза у вигляді корольків металу, що заплуталися в шлаку (коливається в межах 6-10% від маси шлаку). Приймаємо 8%, тоді втрати складуть:

9,889:100∙8=0,79

Вихід сталі, кг:

100+0,827-4,86-1,2271-1,0-0,79=92,95

де 1,0 – витрати металу з викидами (коливається в межах 0,5-1,1% від маси металошихти);

4,86 – чад домішок;

1,1753 – окислюється заліза;

0,79 – втрати заліза у вигляді корольків металу;

0,827 – відновлення Fe₂O₃ до заліза;

Буде потрібно кисню на окиснення заліза, кг:

1,573-1,1753=0,346

Всього буде потрібно кисню на окиснення домішок і заліза, кг:

5,33+0,346-(0,354+0,013)=5,309

Приймаємо технічний кисень що містить 99,5% О₂ і 0,5% N₂.

Буде потрібно технічного кисню при 95% засвоєнні, м³.

5,309∙22,4:0,995∙0,95∙32=3,93

Кількість незасвоєного кисню рівна:

3,93∙0,05=0,196м³ або 0,196∙32:22,4=0,28 кг

Кількість азоту рівна:

3,93∙0,005=0,0196м³ або 0,0196∙28:22,4=0,024 кг

Маса технічного кисню рівна, кг:

5,309+0,28+0,024=5,613

Таблиця 26 – Склад і кількість газів:

Складаючи	кг	м^3	%
СО2	1,003+0,198+0,011=1,212	0,617	11,22
СО	5,74	4,592	83,5
Н2О	0,024+0,016=0,04	0,049	0,89
О2	0,278	0,194	3,52
N2	0,024	0,019	0,34
SO2	0,08	0,028	0,5
Разом	7,374	5,499	99,97

Таблиця 27 – Матеріальний баланс плавки:

Поступило, кг		%	Одержано, кг		%
Чавуну	75,00	66,04	Сталі	92,95	81,73
Скрапу	25,00	22,01	Корольків	0,79	0,69
Залізняку	1,500	1,32	Металу у викидах	1,000	0,89
Плавикового шпату	0,300	0,26	Шлаку	9,889	8,69
Вапно	4,9742	4,38	Газів	7,374	6,48
Футерування	1,100	0,97	Fe2O3(у дим)	1,714	1,50
Техн. Кисню	5,613	5,01
Всього	113,4872	99,99	Всього	113,717	99,98

Незв’язність:

113,717-113,4872:113,717∙100=0,20 що в межах допустимого.

Допустимо до 0,20%.

3.2 Розрахунок розкислення сталі

Таблиця 28 – Хімічний склад готової сталі та металу перед розкисленням

	C	Si	Mn	P	S
Сталь	0,13 0,18	0,15 0,30	0,70 1,4	0,040	0,040
Метал перед розкисленням	0,13	0	0,18	0,013	0,021

Сталь 1008 розкислюємо феромарганцем з багатим феросиліціем і алюмініем.

Таблиця 29– Хімічний склад розкислювачів

		C	Si	Mn	P	S	Al	Fe	Інше
FeMn	Mn0,5	0,5	2,0	85	0,3	0,03	-	12,17
FeSi	FC45	0,2	46,5	0,65	0,05	-	-	52,60
Al	Втор						90		10

Визначаємо середній зміст елементів готової сталі

Таблиця 30 – Чад елементів розкислювачів:

Тип сталі	Варіант розкислювання	Зміст вуглецю в металі % С	Чад елементів %
			С	Si	Mn
Кипляча	Ферромарганцем	до 0,10 0,11 – 0,16 0,17 і більш	20-25 17-22 14-18	60-70 55-60 50-55	25-30 20-25 15-20
Спокійна	Ферромарганцем і багатим феросиліцієм	до 0,10 0,11 – 0,16 0,17 і більш	17-22 15-20 12-16	25-30 20-25 15-20	20-25 15-20 12-16

Приймаємо чад елементів: C – 16%; Si – 20%; Mn – 16%; Al – 50%.

Визначаємо витрати FeMn, кг/т

Визначаємо приріст маси металі після присадки FeMn

кг

Визначаємо масу FeMn що перейшов в шлак і газову фазу

Визначення вмісту Si в металі після присадки FeMn, кг/т

Визначаємо витрати FeSi

Визначаємо приріст маси металу після присадки FeSi

Маса FeSi що перейшов у шлак і газову фазу

Визначаємо масу металу після присадки FeMn та FeSi

Визначаємо витрати Al

Визначення приросту маси металу після присадки Al

Визначаємо масу Al що перейшов у шлак

Визначення маси FeSi та Al

Визначення маси феросплавів і Al що перейшли в шлак з газової фази

Перевірка:

3.3 Розрахунок теплового балансу конвертерної плавки

Прихід тепла

1. Фізичне тепло чавуну, тобто чавун що поступає в конвертер при температурі 1315^оС, вносить

Q₁=75[0,755∙1180+218+0,92∙(1315-1180)]=92482,5 кДж

Де, 75 – кількість (маса) чавуну в металошихті, кг;

0,755 – середня теплоємність твердого чавуну від 0^оС до температури плавлення, кДж/кг∙град;

1180 – температура плавлення чавуну, 0^оС (у залежності від хім. складу коливається в межах 1150-1200^оС);

218 – прихована теплота плавлення твердого чавуну, кДж/кг;

0,92 – середня теплоємність рідкого чавуну, кДж/кг∙град.

2. Тепло екзотермічних реакцій

С – СО₂ 0,1∙34090∙2,736 =9327,024

С – СО 0,9∙10470∙2,736 =25781,328

Si – SiO₂ 31100∙0,647 =20121,7

Mn – MnO 7370∙0,256 =1886,72

P – P₂O₅ 25000∙0,009 =225

S – SO₂ 9280∙0,004 =37,12

Fe – Fe₂O₃ (у шлак)7370∙0,3493 =2574,341

Fe – FeO 4820∙0,826 =3981,32

Fe – Fe₂O₃ (у дим) 7370∙1,200 = 8844

--------------------------------------------------

Q₂ = 72778,533 кДж

де множене – теплові ефекти, віднесені до 1 кг елементу, що окислюється, кДж/кг; множник – кількість домішок чавуну, кг, що окислюються, кг.

3. Тепло шлакоутворення

При формуванні шлаку в ньому утворюються з'єднання

(СаО)₂∙SiО₂ і (СаО)₂∙Р₂О₅ і виділяє тепло:

SiO₂ + 2CaO=(CaO)₂∙SiО₂ 2320∙1,38 =3201,6

Р₂О₅ + 4CaO=(CaO)₄∙Р₂О₅ 4740∙0,02 =94,8

---------------------------------------------------

Q₃ = 32,96,4 кДж

де 2320 і 4740 – кількість тепла від витрати 1 кг оксидів на утворення з'єднання, кДж/кг;

1,19 і 0,311 – маса оксидів, що утворюються, кг

Прихід тепла рівний

Q_прих=Q₁ + O₂ + Q₃

Q_прих=92482,5+72778,553+3296,4=168557,45 кДж

Витрати тепла

1. Фізичне тепло сталі, тобто сталь нагріта до 1610^оС відносить тепло

Q₁=94,74∙[0,70∙1539+272+0,84∙(1610-1539)] = 133482,98 кДж

де 94,74 – маса рідкої сталі, корольків і викидів, кг

94,74=92,95+0,79+1,0

0,7 – середня теплоємність твердої сталі, кДж/кг∙град.

1539 – температура плавлення металу, ^оС, визначається

1540-85∙0,13=1539

де 1540 – температура плавлення чистого заліза, ^оС;

85 – зниження температури плавлення на 1% вуглецю, ^оС;

272 – прихована теплота плавлення твердої сталі, кДж/кг∙град

0,84– середня теплоємкість рідкої сталі, кДж/кг∙град.

2. Фізичне тепло шлаку, тобто шлак відносить тепло

Q₂ = 9,889∙(1,2∙1610+210) = 21182,23 кДж

де 9,889 - маса шлаку, кг;

1,20 – теплоємність шлаку, кДж/кг∙град.;

210 – теплота плавлення шлаку, кДж/кг∙град.

3. Гази відносять тепло при середній температурі рівній 1500^оС (температура конверторних газів коливається в межах 1400 – 1700^оС і залежить від температури металу за час продування)

СО₂ 3548∙0,617 =2189,116

CO 2202∙4,592 =10111,584

Н₂О 2760∙0,049 =135,24

О₂ 2298∙0,194 =445,812

N₂ 2172∙0,019 =41,268

SO₂ 3548∙0,028 =99,344

--------------------------------------------------

Q₃ = 13022,364 кДж

де множене – тепловміст 1м³ гази при температурі 1500^оС, кДж/м³;

множник – кількість газів, що відходять, м³(дивись таблицю 6, 3 стовпчик)

4. Тепло, що відноситься частинками Fe₂O₃ у димі

Q₄ = 1,714(1,200∙1500+210)= 3445 кДж

де 1,20 – кількість Fe₂O₃ у димі.

5. Тепло, що витрачається на відновлення Fe₂O₃ руди і футерування

Fe₂O₃ до Fe (1,312∙0,9)∙824000:160 = 6081

Fe₂O₃ до FeO (1,312∙0,1)∙290000:160 = 237

--------------------------------------------------

Q₅ = 6318 кДж

де в дужках – кількість того, що відновилося Fe₂O₃, кДж/кмоль;

824000 і 290000 – тепловий ефект реакцій відновлення, віднесений до 1 кмолю Fe₂O₃, кДж/кмоль;

160 – молекулярна маса.

6. Втрати тепла (на нагрів футерування, випромінювання через горловину конвертора та ін.).

Ці втрати складають від 3 до 6 % від приходу тепла, тоді приймаємо величину втрат приймаємо 4% від приходу

Q₆ = Q_прих ∙ 0,04

Q₆ = 168557,45∙0,04 = 6742,29 кДж

Витрата тепла рівна

Q_витрат = Q₁ + Q₂ + Q₃ +Q₄ + Q₅ + Q₆

Q_витрат =133482,98+21182,23+13022,364+3445+6318+6742,29=184192,86 кДж

Надлишок тепла рівний = 184192,86-168557,45=15635,41 кДж

Таблиця 31 – Тепловий баланс

Прихід тепла кДж	кДж	%	Витрата тепла кДж	кДж	%
Фіз. тепло чавуну Q1	92482,5	54,86	Фіз. тепло сталі, Q1	133482,98	79,19
Тепло екз. реакцій Q2	772778,55	43,17	Фіз. тепло шлаку, Q2	21182,23	18,56
Тепло шлакоутв. Q3	3296,4	1,95	Гази відносять тепло, Q3	13022,364	7,72
			Тепло віднос Fe2O3, Q4	3445	2,04
			Тепло відновл Fe2O3, Q5	6318	3,74
			Втрати тепла, Q6	6742,29	3,99
			Надлишок тепла	-15635,41	-9,27
Всього	168557,45	99,98	Всього	168557,45	99,97

Розрахунок кількості скрапу для виправлення операції

Що коректує кількість сталевого скрапу можна визначити з наступного балансового рівняння

15635,41= ∆M_скр∙[0,75∙1527+285+(1610-1527)∙0,84],

де 33321,2 – надлишок тепла на процесі, кДж;

1527 – температура плавлення скрапу, рівна температурі плавлення стали, ^оС;

285 – прихована теплота плавлення скрапу, кДж/кг;

0,84 – теплоємність рідкого скрапу, кДж/кг∙град

15635,41= ∆M_скр∙1757,57

звідки ∆M_скр = 8,9 кг або 8,9 % від маси металошихти.

Отже для отримання заданої температури в кінці продування плавки (у нашому випадку 1610⁰С ) фактична витрата скрапу і рідкого чавуну в металошихті повинні бути

- скрапу : [(20±∆M_скр):(100±∆M_скр)]∙100=[(20+8,9):(100+8,9)]∙100=26,5%

- чавуну : 100-26,5 = 73,5 %

При недоліку тепла на процес фактична витрата скрапу в металошихті зменшується на відповідну величину.

3.4 Розрахунок основних розмірів конвертора ємкістю 300т.

Визначення головних розмірів конвертора.

Таблиця 32-Початкові данні.

Садка конвертора, м	Діаметр, Дв, м	Відношення Н1/Дв	Відношення Дг/Дв
300	6,5	1,7	0,52

З заданого зверху відношення Н₁/Дв =1,8 при відомим значенні Дв =6,5м визначаємо величину висоти робочого простору конвертора:

Н₁ = 1,8×Дв, м, ( )

де Дв - внутрішній діаметр конвертера

Н₁ = 1,8×6,5=11,05

З даного відношення Дг/Дв = 0,52 визначаємо діаметр горловини:

Дг = 0,52×Дв, м ( )

Дг = 0,52×6,5= 3,38

Визначаємо висоту горловини по формулі:

; ( )

-α куток нахила до вертикалі, в конвертерах середній і великой ємкості колеблиться у межах 53-75°. Приймаемо α=60°;

tg α= 1.7315;

тоді м

Визначаємо об’єм рідкого металу:

V_мет = 0,145×Q_ф, м ( )

де 0,145 – питомий об’єм металу, м³/m

300– садка конвертора, т

Тоді V_мет = 0,145×300 = 43,5 м³ ( )

Розрахуємо загальну глибину металевої ванни.

Днище конвертора улаштовується трішки увігнутим з метою підвищення його стійкості. Метал у спокійному стані вмішується у шаровому сегменті циліндричної частини конвертора, тобто:

V_мет = V_шс + V_цч, м³ ( )

Об’єм шарового сегменту визначається по формулі:

, м³ ()

де = 0,4 прийнята висота шарового сегменту, висота шарового сегменту звичайно складаї 0,3-0,5м

тоді

Об’єм циліндричної частини конвертора, який вміщує метал, дорівнює:

()

Визначаємо висоту металу, який розташован у циліндричної частини конвертора формулою

, м³ ( )

h_мет = h_ш.с + h_ц.ч, м ( )

h_мет = 0.4+ 0,71=1.11_, м

Розраховуємо висоту шару шлаку за формулою:

, м ( )

де G_шл – кількість шлаку, %. Приймаємо G_шл –10%

ρ- щільність шлаку, кг/м³. Приймаємо ρ- 3000 кг/м³.

Тоді

Загальна висота ванни у спокійному стані:

h_в=h_мет + h_шл, м ( )

h_в=1,11+0.3015= 1,4115 м

Висота циліндричної частини конвертера дорівнює:

Н_цч =Н₁ – Н_г – h_шс , м ( )

Н_цч = 11.05 – 2,7 – 0,4 = 7,95

Визначаємо товщину футеровки конвертора

Товщина футеровки у циліндричній частині (tц) звичайно складає 650 – 1000мм у залежності від ємкості конвертора:

ємкості конвертора (tц),мм

50 650

100-130 780-830

150 870

200-250 890-930

300-400 830-1000

Приймаємо tц = 830 мм

Товщина футеровки у конічної часті tк приймається на 125 – 179 мм менш, чим у циліндричної. Приймаємо tк = 700 мм.

Товщина футеровки днища t_д приймається на 110 – 125мм більше циліндричній частині . Приймаємо t_д = 940 мм

Визначаємо зовнішні розміри конвертора.

Зовнішній діаметр конвертора

Д = Дв + 2tц + 2δ_ц; ( )

де δ – товщина кожуха циліндричної частини , звичайно складає 60-100мм.

Приймаємо δ_ц = 75 мм

Тоді Д =6,5 + 2×0.83+ 2×0,075 = 8,31 м

10.2 Загальна висота конвертора

Н =Н₁ + t_д + δ_д, м ( )

де δ_д – товщина кожуха днища конвертора, звичайно складає 50-70мм.

Приймаємо δ_д= 60 мм

Н=11,05+1,0+0,06=12,11 ( )

Відстань від рівню спокійної ванни до зрізу горловини:

Н₂=Н₁ – h_в, м ( )

Н₂= 12.11 - 1,4115 = 9,6385 м

Діаметр сталевипускного отвору d_отв звичайно коливається в межах 100 – 250 мм в залежності від ємкості конвертора.

Приймаємо d_отв = 150 мм.

( для тем з виробництва сталі в конвертерах і розливкою на МБЛЗ)

3.3 Визначення температури ліквідус і солідус сталі розливаємої на МБЛЗ

При безперервній розливці сталі дуже важлива підтримка оптимального рівня температури металу який розливають.

Точний розрахунок і підтримка температури металу при розливці необхідний для забезпечення високої якості безперервно литого злитку і стабільності процесу розливання.

Підвищений перегрів металу над температурою ліквідус сприяє збільшенню тріщино чутливості заготовок, розвитку стовпчастої структури злитка і таких дефектів макроструктури, як осьова ліквація і центральна пористість. Крім того, надмірно висока температура розливки металу може привести до проривів безперервно литого злитку по тріщинах.

Необхідна температура металу в проміжному ковші розраховується виходячи з температури ліквідус для кожної марки сталі

Хімічні елементи необхідні для розрахунку:

Таблиця 33 - Середній хімічний склад готової сталі SS400, %:

	C	Si	Mn	Cr	Cu	Ni	P	S
Сталь SS400	0,18	0,27	0,50	0,035	0,028	0,0051	0,03	0,03

Розрахуємо температуру ліквідус, за формулою:

Т_Л =1536-∆t, ^ОС (7)

де 1536 – температура плавлення чистого заліза, ^ОС;

∆t - зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок, яке знаходиться за формулою:

∆t=∑К_ЛĦ[%C, %Si, %Mn, %P, %S, %Cr, %Cu, %Ni] (8)

Таблиця 34 - Коефіцієнти різних хімічних елементів в сталі для розрахунку температури ліквідус:

	Хімічний елемент
	C	Si	Mn	Cr	Ni	Cu	P	S
КЛ	80	14	4	1,4	2,6	1,2	35	35

Визначаємо зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок за даними таблиці 34 згідно формули :

∆t=80Ħ0,18+14Ħ0,27+4Ħ0,50+35Ħ0,03+35Ħ0,03+1,4Ħ0,035+1,2Ħ0,028+2,6Ħ0,0051 = 22,38 ≈ 22 ^ОС

Температура ліквідус дорівнює:

Т_Л =1536-22=1514 ^ОС

Знаходження температури солідус.

Температура солідус для сталі SS400 визначається по аналогічній формулі, що і температура ліквідус. Коефіцієнт К_С для розрахунку представлений в таблиці 35:

Таблиця 35 - Коефіцієнти різних хімічних елементів в сталі для розрахунку температури солідус:

	Хімічний елемент
	C	Si	Mn	Cr	Ni	Cu	P	S
КС	180	19	6,5	2	6,5	9	173	696

Визначаємо зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок:

∆t=180Ħ0,18+19Ħ0,27+6,5Ħ0,50+173Ħ0,03+696Ħ0,03+2Ħ0,035+6,5Ħ0,0051+9Ħ0,028 =

= 67,21 ≈ 67 ^ОС

Температура солідус дорівнює:

Т_С =1536-67=1469 ^ОС

Для сталі марки SS400 температура ліквідус складає - 1514 ^ОС, а температура солідус - 1469 ^ОС.

3.4 Визначення продуктивності МБЛЗ та їх кількості

Продуктивність МБЛЗ визначається перетином злитка, швидкістю розливання, кількістю струмків, тобто числом кристалізаторів, що заповнюються одночасно з одного ковша і способу розливання.

Приймаємо, що у відділенні безперервної розливки сталі машини будуть працювати за методом «плавка на плавку». Тоді річна продуктивність МБЛЗ складе:

(9)

де Р - маса рідкої сталі в ковші, тонн;

с - число робочих діб МБЛЗ на рік;

t_М - тривалість розливання плавки, хвилин. Приймаємо t_М =50 хвилин;

t_П - тривалість паузи, пов'язаної з підготовкою до розливання наступної плавки, хвилин. Приймаємо t_М =40 хвилин;

а - вихід придатних заготовок. Коливається в межах 0,95-0,97% (тобто 95-97% від маси рідкої сталі в ковші). Приймаємо а = 0,95;

m - кількість плавок в серії, відливається без перерви, (звичайно 7-10). Приймаємо m = 9.

За нормативами кількість робочих діб на рік для слябових МБЛЗ приймаємо рівним 292 доби.

Розрахунок кількості МБЛЗ виробляємо за формулою:

()

де П - річна продуктивність цеху з рідкого металу, тонн;

В - кількість резервних машин. Приймаються В = 1.

Річне виробництво придатних литих зливків становить 2,2 млн. тонн спокійної сталі. З урахуванням втрат на МБЛЗ кількість рідкої сталі складе:

Тоді кількість МБЛЗ для отримання слябів складе:

Приймаються 2 машини для відливання слябів.

Таким чином, у відділенні безперервної розливки сталі буде встановлено 2 МБЛЗ.