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文档简介
1、炼钢局部各种计算公式汇总1、转炉装入量装入量= 2、氧气流量Q=Q-氧气流量标态,或 V-1炉钢的氧气耗量标态,m3;t-1炉钢吹炼时间,min或h3、供氧强度I=I-供氧强度标态,;Q-氧气流量标态,;T-出钢量,t注:氧气理论计算值仅为总耗氧量的75%85%。氧枪音速计算=(gRT)1/2m/s当地条件下的音速,m/s;气体的热容比,对于空气和氧气,=1.4;g重力加速度,9.81m/s2;R气体常数,26.49m/。马赫数计算M=/M马赫数;气体流速,m/s;音速,m/s。冲击深度计算 h冲=Kh冲冲击深度,m;P0氧气的滞止压力绝对,/2;d0喷管出口直径,m;H枪枪位,m;金金属的密
2、度,/m3;dc候口直径,m;B常数,对低粘度液体取作40;K考虑到转炉实际吹炼特点的系数,等于40。在淹没吹炼的情况下,H=0,冲击深度到达最大值,即 hmax=有效冲击面积计算 R=2.41×1042R有效冲击半径,m;max液面氧射流中心流速,m/s;max=出· 出氧射流在出口处的流速,m/s。金属氧接触面积计算在淹没吹炼时,射流中的金属液滴重是氧气重量的3倍,吹入1m3氧气的液滴总外表积金属-氧气的接触面积: S= G金1标米3氧气中的金属液滴重量=3×1.43;r平均液滴的平均半径,m;金金属液的密度,7×103/m3。金属熔渣接触面积计算
3、S渣= V渣乳化渣的总体积,m3;r渣渣滴半径,m。氧气高度计算H=bPDe H氧枪喷头端面距熔池液面的高度,;b系数,随喷孔数而变化,四孔喷头b=4560;P供氧压力,MPa;De喷头出口直径,。4、石灰的参加量/t当铁水P0.30%时,石灰参加量/t= 每千克矿石补加石灰量= 当铁水P0.30%时,石灰参加量=石灰参加量/t=-脱磷率,单渣法取90%,双渣法为90%95%;石灰参加量/t=当生成3CaO·P2O5时,石灰参加量= 当生成4CaO·P2O5时,石灰参加量=4CaO·P2O5和3CaO·P2O5在炼钢高温下都是稳定的化合物,生产时放出大量
4、的热,3CaO·P2O5比4CaO·P2O5生成时放出的热量多。只有当渣中P2O5的质量分数P2O53%时才有可能形成3CaO·P2O5。实际生产中P2O5的质量分数一般不会超过1%。吨钢石灰的参加量=铁水带渣带入的SiO2应考虑铁水渣中CaO相当的SiO2量(SiO2有效,铁水渣)= (SiO2,铁水渣)-那么辅原料及铁水带渣所需石灰用量=5、渣量计算渣量可以用元素平衡法计算。Mn和P两元素,从渣料和炉衬中的来源很少,其数量可以忽略不计。因而可以用Mn或P的平衡来计算渣量。用Mn平衡计算渣量设渣量为X,终渣中氧化锰的含量为A%;,那么渣中锰含量= A%×
5、;=B%;锰来源量=铁水带锰量+废钢带锰量 =铁水装入量×铁水中锰含量%+废钢装入量×废钢中锰含量%锰支出量=钢水带锰量+炉渣带锰量 =出钢钢水量×终点残锰量%+炉渣渣量×炉渣中锰含量%根据质量守恒定律,锰来源量=锰支出量铁水装入量×铁水中锰含量%+废钢装入量×废钢中锰含量%=出钢钢水量×终点残锰量%+炉渣渣量×炉渣中锰含量%用P平衡计算渣量设渣量为Y终渣中氧化锰的含量为A%;,那么渣中锰含量= A%×=B%;P来源量=铁水带P量+废钢带P量 =铁水装入量×铁水中P含量%+废钢装入量×
6、废钢中P含量%P支出量=钢水带P量+炉渣带P量 =出钢钢水量×终点钢水中P量%+炉渣渣量×炉渣中P含量%根据质量守恒定律,P来源量=P支出量铁水装入量×铁水中P含量%+废钢装入量×废钢中P含量%=出钢钢水量×终点钢水中P量%+炉渣渣量×炉渣中P含量%6、白云石参加量计算白云石参加量石灰带入的MgO的量=石灰参加量×石灰中MgO含量%=A1t装入量炉衬熔损带出的MgO的量=1000×熔损的含量%×炉衬中MgO的含量%=B1t装入量终渣MgO的量=1000×渣量占金属装入量的量%×终渣成分
7、中MgO含量%=C白云石的参加量=终渣要求MgO的量C-石灰带入的MgO的量A-炉衬熔损带出的MgO的量B/白云石中MgO的含量% =D白云石需补加石灰用量补加石灰量= = F白云石相当的石灰量白云石相当的石灰量=E石灰的参加总量=石灰参加量-补加石灰量-白云石相当的石灰量=G1炉钢渣量总量简单计算炉渣总量/炉=石灰参加量+白云石×1-白云石中烧碱含量%+矿石参加量×1-矿石中全铁含量%+装入量×入炉金属料硅含量%×1000×60÷28入炉金属料硅含量=装入量×铁水所占比例×铁水硅含量%+装入量×生铁块所
8、占比例×生铁块硅含量%+装入量×废钢所占比例×废钢硅含量%炼钢温度下分配系数常以渣中氧化物含量和元素的比值表示LM= =渣中氧化物含量换算的系数0.77460.4670.6840.7930.4370.2220.1693根据脱磷效果确定硅、渣量计算转炉炼钢脱磷能力较强,去磷量可达90%以上,在FeO%=14%时,脱磷指数为Lp=炉渣碱度下脱磷指数Lp=的最大值炉渣碱度2.42.83.54.0Lp120210440480实际脱磷指数只能到达最大值的50%80%之间。 渣=P铁水-P钢水×1000/P钢水L实 渣= =AL实=0.436Lp+0.3717以10
9、0炉料为例,磷的平衡关系为:炉料中磷量=钢中磷量+渣中磷量100P%料=Q钢P%料+Q渣P%P%=0.437P2O5%,P2O5%=LpP%100P%料=Q钢P%料+0.437Q渣LpP%P%= 100P%料/ (Q钢+0.437Q渣Lp)P%料炉料中磷的质量百分数;Q钢钢水重量,;Q渣炉渣重量,。炼钢铁水的最正确硅质量分数渣量既要保证脱磷效果,又要考虑本钱。炼钢碱度一般取3.5,炉渣中CaO和SiO2占总渣量的50%60%左右。假定CaO+ SiO2为渣量的55%,渣中CaO含量为B%,渣中SiO2含量为C%那么石灰的参加量/t=渣量×渣中CaO含量%/石灰有效氧化钙 =铁水硅含量
10、计算渣中SiO2的量/t=渣量×渣中SiO2含量%=A×C%=D每吨铁水的Si含量 (Si)=渣中SiO2的量/1000×28/60×100%=E% = =铁水中的(Si)与(P) 的关系为:Si%=(P%铁水-P%出钢)×1000×100%×渣中SiO2含量%×28×100%/L实×P%出钢×60×1000 Si%=L实=0.436Lp+0.3717复原性脱磷方案:硅钙合金脱磷,要求用一定压力的氩气作为载流气体,将CaSi合金粉喷入钢液之中;电石脱磷,要求钢液温度为1575
11、1680、钢中碳的活度在0.020.30之间,脱磷率p可达50%以上;CaC2CaF2合成渣脱磷,钢水温度在15751680,CaC2CaF2渣系中CaF2的配比控制在10%25%为好。温度为15701680,CaO24%时脱磷计算lg= -16+2.5lg(FeO)%+0.08CaO%当硫在渣、钢间的分配系数Ls一定时,钢液硫含量取决于炉料硫含量和渣量的计算(S)%=S%+(S)%·QLs=(S)%/ S%那么S%= (S)%/1+Ls·Q(S)%炉料带入熔池的总硫量,%;S%钢液中硫的质量百分数; (S)%炉渣中硫的质量百分数;Q渣量,%.7、转炉热效率计算总热效率=
12、8、出钢温度的计算出钢温度=凝固温度T凝+过热度+出钢过程温降t1+出钢完毕至精炼开始之前的温降t2+钢水精炼过程的温降t3+钢水精炼完毕至开浇之前的温降t4+钢水从钢包至中间包的温降t5常用的凝固温度计算公式Tn=1536-(78C+7.6Si+4.9Mn+34P+30S+5.0Cu+3.1Ni+2.0Mo+2.0V+1.3Cr+18Ti+3.6Al+ 80B+ 80O +90N +1300H过热度-与钢种、坯型有关,方坯一般取20-30,板坯一般取15-259、冷却剂的冷却效应计算Q冷=Q物+Q化1矿石的冷却效应Q矿kj/=1×矿石热熔×前期熔池温度-常温+矿石熔化潜热
13、+矿石中Fe2O3含量×112/160×复原铁吸收热量+矿石中FeO含量×56/72×复原铁吸收热量Q矿kj/=1×C矿×t+矿+1×(e2O3)矿×112/160×6456+(FeO)矿×56/72×4247)Q矿=1×1.016×1350-25+209+矿石中Fe2O3含量×112/160×6459+矿石中FeO含量×112/160×42491废钢的冷却效应Q废kj/=1×废钢固态热熔×废钢熔化温度-常
14、温+废钢熔化潜热+液态热熔×出钢温度-废钢熔化温度Q废kj/=1×C固×(t熔25)废C液(t出t熔)Q废=1×0.699×1500-25+272+0.837×出钢温度-1500冷却剂用量确定如果选择矿石为装入量的A%,那么需要设废钢用量,设废钢用量Q余=A%(100+)×Q矿×Q废温度降低计算T降=T降=假定设定废钢的冷却效应为1,那么常用冷却剂的冷却效应换算值换算冷却剂重废钢轻薄废钢压块铸铁件生铁块金属球团烧结矿铁块石氧化铁皮冷却效应值1.01.11.60.60.71.53.03.0冷却剂石灰石生白云石石灰无烟
15、煤焦炭硅铁菱镁矿萤石OG泥烧结矿冷却效应值2.22.21.0-2.9-3.2-5.02.21.02.8参加1%冷却剂时降温的经验数据参加1%冷却剂废钢矿石铁皮石灰白云石石灰石降温效果/81230403444142020242838氧化1元素的放热量及氧化1%元素使熔池升温度数元素氧化反响氧气吹炼120014001600C+O2=CO2244/33022240/32480236/31935C+1/2O2=CO84/1128683/1116182/11035Fe+1/2O2=(FeO)31/406730/401329/3963Mn+1/2O2=(MnO)47/633347/632047/6312S
16、i+ O2+2(CaO)=(2CaO·SiO2)152/20649142/19270132/178072P+5/2O2+2(CaO)=4 CaO·P2O5190/25707187/24495144/19762注:表中分母上的数据为氧化1某元素的放热量KJ,分子上的数据为氧化1%该元素使熔池升温的度数。熔池升温度数计算Q=m·c·tt= Q/m·ct熔池升温度数,;Q1元素氧化后放出的热量,kJ;m受热物体金属、炉渣、炉衬的量,;c受热物体金属、炉渣、炉衬的比热容,kJ/·c金属=1.05 kJ/·、c炉渣=1.235 kJ/
17、·、c炉衬=1.235 kJ/·。10、合金元素吸收的计算吸收率=合金参加量计算合金参加量/t=钢种规格中限%=合金中元素增加量%=增碳剂参加量=合金元素吸收率核算公式%=铁合金中的氢含量范围名称硅铁45%高碳锰铁低碳锰铁低碳铬铁硅锰合金电解镍氢含量9.717.4×10-67.517.0×10-68.1×10-64.36.0×10-614.2×10-60.2×10-6铁合金中的氮含量范围名称硅铁75%高碳锰铁钛铁高碳铬铁硅锰合金氮锰合金氮鉻合金N0.0030.0020.0220.0390.0252.887.6716
18、00时锰、碳、硅、铝的脱氧能力脱氧元素含量为1%MnCSiAl钢液中平衡时O0.100.020.0170.00171600时钢中氧和铝的平衡含量Al0.10.050.010.0050.0020.001O0.00030.00040.00130.0020.00370.0059用热力学函数作为判断冶金反响方向及计算G=G+-19.149T·lgQG=-19.149T·lgKG某一状态Q时的吉布斯自由能变化,J/mol;G由标准态到平衡状态时的吉布斯自由能变化J/mol;Q反响在非标准状态下活度的比值;K反响的平衡常数,用活度表示。铝脱氧平衡关系一般情况下,在1600时,当原始状态
19、Q=1,那么反响2Al+3O=Al2O3到达平衡时: K=1013.24;当原始状态Q1,那么G =19.149T·lg(Q/K)2Al1%+3O1%=Al2O3纯 G=-1206220+390.39T在1600时,G=-475020J/mol,K=10475020/19.149×1873=1013.24例如:一钢液O=0.02%,现向钢中加Al后,Al=0.08%。在1600反响到达平衡时,钢中的O平、 Al平各为多少,认为浓度很小时,可用浓度代替活度?解:G =19.149T·lg(Q/K) =19.149×1873×lg =35866
20、215;lg(106.71/1013.24) =234205J/mol反响生成Al2O3,其消耗的O%和 Al%的比值为:=0.88889又2Al平·3O平= Al- Al%2· O- O%3=1013.240.08- Al%2·0.02-0.88889Al%3=1013.24 Al%=0.02222, Al平=0.08-0.02222=0.05778, Al 平=0.05788%O%=0.019754, O平=0.02-0.019754=0.000246, O 平=0.000246%钛脱氧平衡关系Ti1%+2O1%=TiO2纯 G=-661920+227.98T
21、K=10G/19.149T当元素含量很低时,可用浓度代替活度计算,在1600时:Ti%·O2%=10-6.5497=2.82×10-7钢液用钛脱氧时,氧量必须满足以下等式关系:O%原=O%平+MTiO2·(32/80)= O%平+0.4MTiO2钛量满足以下等式关系:MTi=Ti%平+MTiO2·(48/80)= Ti%平+0.6MTiO2将上式合并得(MTi-0.6MTiO2)·(O%原-0.4MTiO2)2=10-6.549T=2.82×10-7MTi100钢液中Ti的参加量,;MTiO2100钢液中TiO2的生成数量,;O%原钢
22、液内原始的氧含量;O%平钢液内平衡时的氧含量;Ti%平钢液内平衡时的氧含量。转炉终点的氧含量计算O C=碱性电弧的氧含量计算O终= 熔池铁液中氧的饱和含量关系O=0.23FeO钢中氧化量计算:o=94.07+36.8862/%C ppm100t转炉钢水含氧量计算O=10.99/%C+1.63T()-880%Mn-2236 ppm150t转炉钢水含氧量计算o=36.63/%C+0.77T()-1350.57%Mn-1387.78 ppm钢中氧含量计算%O=-0.154%C+0.006(FeO)-0.018%Mn+12×10-7T()+0.0392氧的脱碳效率O2=0.933=22.4/
23、2×12氧化单位碳量所需的氧量将随 %C的不同而不同,大致如下C/%0.91.00.30.60.10.250.050.100.05单位耗氧量m30.030.060.040.060.050.070.501.251.90钢中碳的溶解碳溶于铁液是吸热过程,随温度上升溶解度增加,吸收每克碳吸热1887J。在炼钢的温度范围内,对于FeC二元系和FeC多元系,在不同温度下碳的饱和溶解度计算式: FeC二元系 :C%饱=1.3+0.00257tFeC多元系:C%饱=1.3+0.00257t+0.17Ti%+0.135V%+0.12Nb%+0.065Cr%+0.027Mn%+0.015Mo%-0.4
24、S%-0.32P%-0.31Si%- 0.22Al%-0.074Cu%-0.053Ni%上式中的标准含量以1%作单位。适宜含量见下表,适宜温度范围是11502000。铁中元素TiVNbCrMnMoSPSiAlCuNi含量/%13.4192520.435.523.88上式从各元素前的系数大小可看出变化程度,以此来估计多种元素的吸碳能力的大小。碳氧浓度积Kc= =m=/C%·O%不同碳含量和温度时的m值C%温度/15001550160016501700m×10-30.011.761.912.062.192.330.052.112.222.342.442.550.102.202.
25、302.412.512.600.502.512.612.722.832.941.002.913.023.163.273.40氧气转炉熔池中的实际氧含量O%实际高于在该情况下与碳平衡的氧含量O%平衡m值即C%·O%实际>C%·O%平衡m值O%= O%实际-O%平衡=O%实际-m/C%11、出钢量计算出钢量=12、钢铁料计算钢铁料消耗kg/t钢= 其中:生铁包括冷生铁、高炉铁水、复原铁;废钢铁包括各种废钢、废铁等;a. 轻薄料废钢,包括锈蚀的薄钢板以及相当于锈蚀薄板的其他轻薄废钢,按实物量×60%计算,其加工压块按实物量×60%计算;b. 渣钢是指从炉
26、渣中回收的带渣子的钢,按实物×70% 计算;经过砸碎加工根本上去掉杂质的渣钢,按实物量×90%计算;c. 优质钢丝即过去所称“钢丝、钢丝绳、普通钢钢丝即过去所称“铁丝、铁屑以及钢锭扒皮车屑和机械加工的废钢屑加工压块在内,按实物量×60%计算;d. 钢坯切头切尾、汤道、中注管钢、桶底钢、冻包钢、重废钢等均按实物计算;简单算法钢铁料消耗kg/t钢= 金属装入量铁水+废钢+生铁块×1000/合格钢坯合格钢坯=装入量×(1-吹损率)+合金参加量×合金回收率×铸坯收得率铸坯收得率应考虑钢包残钢量、连浇炉数、中包残钢量、铸坯定尺长度、铸
27、坯割缝、头坯量和尾坯量、废品量现场+退废、切割时氧化损失、引流损失等影响。钢铁料消耗kg/t钢=金属装入量铁水+废钢+生铁块×1000/装入量-各种损失损失:化学损失、炉渣损失、烟尘损失、喷溅损失等钢铁料消耗kg/t钢=金属装入量铁水+废钢+生铁块×1000/装入量-各工序损失各工序损失:原料工序损失:铁水带渣扣减量、铁水预处理的比例及其工序铁水损失、铁水翻罐和兑入时泼洒、废钢的折算;炼钢工序损失:化学烧损、钢渣中金属损失、金属铁氧化、渣中钢珠损失、喷溅损失、烟尘金属料损失、回炉钢水及新循环废钢损失回炉钢水+自循环废钢×吹损率、按钢种分类统计;连铸工序损失:氧化铁
28、皮损失、切缝损失、切头、切尾损失、连铸中间包余钢、工序钢包余钢、漏钢损失、连铸坯合格率、轧后退废。13、炉渣氧化性的表示方法全氧法FeO=(FeO+1.35(Fe2O3全铁法常用FeO=(FeO+0.9(Fe2O3当C>0.1%时,转炉吹炼末期的氧化铁总量计算式FeO%=4CaO%/SiO2%+0.3/C%+1×10-6t2+1.25对于任何炉种的炉渣,特别是低碳钢C0.05%的钢液,氧化铁含量计算式FeO%=12+0.9/C%在纯氧化铁渣下FeO=1,金属中的平衡含氧量即为饱和含氧量,因为氧在钢中的溶解度很低,可用O代替OL0=FeO/O=1/O饱和; lgL0=lg(1/O
29、饱和)=6320/T-2.734,按此式计算可得不同温度时纯铁渣下饱和含氧量t/1550160016501700O/%0.1900.2310.2780.331金属中氧含量除与温度有关外,还与炉渣的成分有关。因此,FeO等于金属液中与渣平衡时的氧含量和纯氧化铁渣下饱和含氧量O饱和之比。FeO=O/O饱和研究证明,当(FeO)一定,碱度为2左右时炉渣的氧化能力最强。14、钢的密度钢液密度随温度变化计算=8523-0.8358t+273;t的单位为。成分对钢液密度影响的经验计算公式=01600-210C- 210C- 60Si -7.5Mn-6Ni -550Cr-43W- 164Al 01600铁碳
30、熔体在1600的密度,/m3;元素含量适用范围:C<1.7%,其余元素的质量百分数均在18%以下。炉渣密度随温度变化计算渣=0渣+0.07×0渣炉渣1400时的密度,/m3;渣炉渣高于1400时的密度,/m31400时,炉渣的密度与组成的关系 =0.45SiO2%+0.286CaO%+0.204FeO%+0.35Fe2O3%+0.237MnO%+0.367MgO%+0.48P2O5%+0.402Al2O3%×10-3一般液态碱性渣的密度为3000/m3,固态碱性渣的密度为3500/m3,FeO>40%的高氧化性渣的密度为4000/m3,酸性渣的密度一般为3000
31、/m3。15、每吨钢液中元素氧化物的数量、耗氧量、放热量和钢液的升温关系式:M渣=2.14Si+ 1.29Mn+ 1.48Cr+ 1.28Fe+ 2.29p+ 1.47V+ 1.67Ti+ 1.88Al×1000M渣为1t钢液中元素氧化生产氧化物的数量,;M为钢液中元素质量分数的变化值,如为1%那么代入0.01。MO2= 1.5295C+1.143Si+ 0.29Mn+ 0.461Cr+ 0.286Fe+ 1.29p+ 0.471V+ 0.888Al×1000MO2为1t钢液的耗O2量,;如果单纯生成CO2那么用2.66C,假设生成CO时,那么为1.33C;假设脱氧产物为1
32、5% CO2、85% CO,那么为1.5295C。Q热=12.225C+27.813Si+ 6.908Mn+ 4.27Cr+ 4.103Fe+ 20.515p+ 11.388V+ 28.30Al×1000Q热为1t钢液的放热量,kj;其中12.225C适用于生成CO的情况。T O2=14.6C+33.21Si+ 8.25Mn+ 5.1Cr+ 4.9Fe+ 24.5p+ 13.6V+ 33.8Al×1000(不计热损失)T O21t钢液的升温值,。钢液热容为837.36kj/(t·)。16、钢中杂质的含量和渣量的计算M=M100钢液中残存的元素含量,;M原始状态下,
33、100钢、渣中元素M的含量,;M渣100钢液的炉渣重量,;LM渣钢间元素的分配系数,LM=,它和渣成分有关。17、转炉终点碳计算C= C成品规格下限-0.03%0.08%=CO+氧流KW/tCO氧气流股直接作用产生的比搅拌功率;氧流CO气泡的上浮作用产生的比搅拌功率。吹氩搅拌功率=6.18QAr×ln(1+ +(1+)QAr氩气流量,m3/min;Q钢液重量,t;T1钢液的温度,K;Tg气体的温度,K;P0钢液面处气体的压力,Pa;h0气体喷吹深度,m;奉献系数。元素的溶解对纯铁熔点的计算T=1021/MBA液- A固溅渣护炉炉渣熔化温度与炉渣成分经验计算式T=0.7498(MgO)
34、%4.5017(CaO)%/(SiO2)%)-10.5335(TFe)%1582调渣剂中MgO含量计算(MgO)相对=(MgO)/(1(CaO)R·(SiO2)式中(MgO)、(CaO)、 (SiO2)为调渣剂中含量。调渣剂与废钢的热当量置换比计算调渣剂与废钢的热当量置换比=Hi,Hs分别为i种调渣剂和废钢的焓,MJ/;(MgO)i为i种调渣剂中MgO的质量分数,%.不同调渣剂的热焓(H1773kH298k)及其对炼钢热平衡的影响调渣剂种类工程生白云石轻烧白云石菱镁矿菱镁球冶金镁砂氮气废钢热焓/MJ/3.4071.7623.0262.061.912.2361.38与废钢的热量置换比2
35、.471.282.191.491.381.621.0与废钢的热当量置换比11.383.364.772.211.66适宜的留渣量计算公称吨位200t以上的大型转炉,溅渣层厚度取2530;公称吨位100t以下的小型转炉,溅渣层厚度取1520.Qs=KABCQs留渣量,t;K渣层厚度,m;A炉衬内衬外表积,m2;B炉渣密度,t/m3;C系数,一般取1.11.3。精炼LF炉用变压器功率计算钢包炉的变压器功率取决于加热速度、能量转换率、钢水重量P=W钢水重量,;C钢水比热容,kcal/(·);渣的重量,;c渣的比热容,kcal/(·);K1功率因数;K2电效率;K3电弧热效率;K4负
36、荷率;加热速度,/min;散热速度,/min;860能量转化系数,kcal/kw。 电极极心圆侵蚀指数计算REP=REP耐材实效侵蚀指数;I电弧电压;VP弧柱电压;削尖了的电极侧面到炉壁的间距。=0.7L;L炉壁与电极侧面之间距。RH年处理能力计算公式P=H××1×2×3,万吨/年P年处理能力,Mt/年;H平均出钢量,t/炉;TRH炉钢水平均处理周期,min;1转炉、精炼LF、RH、连铸配合率,%;2RH处理钢水合格率,%;3RH作业率,%.RH钢水循环率计算U=3.8×10-3×D0.3u×D1.1d×G0.31
37、×H0.5U钢水循环率,t/min;Du插入管上升管直径,;Dd插入管下降管直径,;G提升气体流速,L/min;H提升气体在上升管内的通入的高度,。真空下吹氩应满足的条件:PArPg·H2/rPAr氩气泡的压力;Pg真空度;钢液密度;H气泡距钢液面的高度;钢液的界面张力;r生成Ar气泡的半径。二次氧化时钢液进氧量与进氮量的计算O=(rMeO2·A·t)/Q×100%ppmN=(rMeN2·A·t)/Q×100%ppmrMeO2, rMeN2二次氧化时的吸氧、吸氮的传质通量,/·S;A浇注时气液平均接触面积
38、,;t浇注时气液的接触时间,S;Q浇注钢液重量,。碳钢吸氧速度关系式rMeO2=3.1-1.08c×10-3·O2/·Sc1600下计算的碳的活度值。高合金钢、高硅钢吸氧速度关系式rMeO2=×10-3·O2/·S发热剂的参加量C钢TW钢=Q发W发W发/W钢=C钢T/(Q发)W发发热剂的参加量,;C钢钢水比热容,KJ/(t·);Q发发热剂的发热值,KJ/;T升温幅度,;发热效率。发热剂的过剩指数I=发热剂实际参加量/预定升温理论计算量即按化学计算反响的量过剩指数变化范围为1.01.4喂线深度H=A(1-/D)VH包芯线喂入钢
39、水深度,;A与铁皮材质和钢水温度有关的参数;铁皮的厚度,;D包芯线的直径,;V包芯线的喂线速度,m/s 。喂线速度V=0.12×W0.344/(1-/D)×10-3W钢液重量,t;其它参数与喂线深度一样。合金用量计算Pi=G(ai-bi)/(fici)+MipiPi合金用量,;G钢液重量,;ai合金元素的目标含量,%;bi合金元素在钢液中的含量,%;ci元素在钢液中的含量,%;fi元素的收得率,%;Mi合金的补加系数;pi各种合金的初步总用量,;Mipi合金的补加量。Mi(ai/fici/1-ai/ficiai/fici合金在钢液中所占的比分,%;1-ai/fici不含合金
40、的纯钢液所占的比分,%pi=Piai-bi)/fici合金参加量合金参加量=控制成分%-分析成分%×钢水量/回收率%×铁合金中元素含量%在精炼炉内脱氧好,FeO0.5%的条件下元素回收率:100%回收率的元素有:Ni、Mo、Mn、Cr、Si、C、V、Nb;S、Al、Ti直接加包中回收率:30%50%;喂线法参加的回收率:S、Al、Ti为70%80%,B为40%50% 。LF成分控制精度成分CSiMnCrMoNiAls精度控制/%±0.01±0.02±0.02±0.01±0.01±0.01±0.009吹氩搅
41、拌时,钢水温降T与处理时间关系镇静钢T=0.87+0.142-0.00833低合金钢T=0.49+0.5582-0.04793半镇静钢和沸腾钢=T=0.66+0.3732-0.02893钢与渣之间的平衡关系可以用氧的分配系数L0表示L0=根据氧在钢液与炉渣间的质量平衡关系,即钢液中排出的氧量等于进入炉渣的氧量O初- O平= (FeO)初- (FeO)平×16/72×mO初, O平钢中平衡和初始氧含量,%;(FeO)初, (FeO)平渣中平衡和初始氧含量,%;m渣量所占钢水量的质量分数,%.喂线喂线长度= 适合喂丝的合金元素与氧亲和力高的元素低密度元素高蒸汽压力元素低溶解度元
42、素CaCaMgPbMgMgCaCaCeCSeMgZrBTeAlSiTiSSiSeNb包芯线喂线速度一般比为铝线慢些,喂线速度一般取1.53.5m/s。不同钢包的最大喂入深度钢包容量/t最大喂入深度/m251.55021002.515032503.5不同包芯线的相对吸热能力包芯线种类相对吸热能力包芯线种类相对吸热能力C0.7S0.5CaSi0.9FeTi1.1在1600的温度条件下,当元素在钢中的含量为0.1%时,一些常见元素的脱氧能力由强到弱的排列顺序:Re ZrCaAlTiBSiCPNbVMnCrW,Fe,MoNiCu铝线最正确喂速确定最正确喂入深度是在距包底上方100200处,铝线在此熔化
43、和反响。最正确喂速确定:=(H-0.15)/t最正确喂速,m/s;H熔池深度,m;根据钢液量及钢包尺寸计算;t铝线熔化时间,s。铝收得率计算在渣流动性良好的情况下,铝收得率主要与钢液中溶解氧化量和钢液温度有关,取计算式:=253.2993+0.342O2-0.00002884T2-0.008667OT钢液喂铝量计算L=(×1000+)/L喂入钢液中的铝线长度,m;Alaim控制的目标残铝量,%;Alas分析的钢中残铝量,%;冶炼过程中铝的损失量,;铝的收得率,%;铝线的每米重量,/m;G钢液重量,t。钢液的脱碳、脱氢与脱氮速度关系计算H=15470·%H2·C%/
44、min;N=1446·%N2·C%/min。1个大气压下,1.013×105Pa,脱碳、脱氢、脱氮的关系式%C2-%C1=-%C=6K2H·1/%H2-1/%H16%H2-%H1%C2-%C1=-%C=0.43K2N·1/%N2-1/%N10.43%N2-%N1%C1原始 %C,%;%C2降低后的%C,%;%H1,%N1原始 %C,%;%H2,%N2降低后的%C,%;K2H,K2N原始 %H、 %H的值。钢液吹氩与气体含量变化关系式VAr=112·Q钢·PAr·K2H·(1/%H2-1/%H1)(%H2-
45、%H1)Nm3ArVAr=8·Q钢·PAr·K2N·(1/%N2-1/%N1)(%N2-%N1)Nm3Ar Q钢钢水的重量,t;PAr吹入氩气时,Ar在钢水中的平均压力,大气压1.013×105Pa为1单位二次氧化钢液的进氧量与进氮量关系式O=(rMeO2·A·t)/Q×100% PPmN=(rMeN2·A·t)/Q×100% PPmrMeO2, rMeN2二次氧化时吸氧、吸氮的传质通量,/·S;A浇注时气液平均接触面积,;t浇注时气液接触的时间,S;Q浇注钢液重量,。碳钢吸
46、氧速度关系式rMeO2=3.11.08c×10-3 ·O2/·Sc1600下计算的碳的活度值。高合金、高硅钢种吸氧量在3.34.8×10-4 ·O2/·S钢液吸气面积关系式A=1.2345d·(H1H0)0.848d·(201021)/g) 1=C0 2gz1 0= C0 2gz0d铸口直径,m;H1、H0浇注前后由铸口到中铸管的距离,m;1、0浇注一盘前后铸口处钢液的速度,m/s;g 重力加速度,9.81m/s2;z1、z0开浇和浇完一盘时钢水在盛钢桶中的高度,m;C0铸口的阻力系数,一般为0.96.浇注一盘钢需
47、要时间的关系式 t=(·D)/(2·A0·CD)·(z0z1)/ 2g) sA0铸口的断面积,;D盛钢桶的平均内径,m;CD铸口的阻力系数,一般为0.96.连铸坯壳厚度计算=Kt=Klv坯壳厚度,;K凝固系数,/min12;t凝固时间,min;l结晶器有效长度,结晶器液面至结晶器下口的距离,约为结晶器实长减80100,V拉坯速度,/min。K的取值范围,小方坯1820/min12 ;大方坯2426/min12 ;板坯1722/min12 ;圆坯2025/min12 。渣膜厚度计算e=vg(m-s) e渣膜厚度,;渣黏度,Pa·S;V拉速,m/m
48、in;g重力加速度,/S2;m,s钢和渣的密度,g/3。黏度在1300时小于0.14Pa·S,在12501400时在0.11.0 Pa·S的范围。铸坯线收缩量计算l=TT弯月面到结晶器出口处坯壳的温度变化;坯壳收缩系数,铁素体为16.5×10-6/;奥氏体为22.0×10-6/。铸坯液相穴深度计算 D/2=K综合t ,L液=vt, L液=D2v/4 K2综合L液铸坯的液相穴深度,m;D铸坯厚度,;V拉坯速度,m/min;t铸坯完全凝固所需要的时间,min;K综合综合凝固系数,/min1/2。结晶器倒锥度计算1=1结晶器每米长度的倒锥度,%/m;S上结晶器
49、上口断面积,2;S下结晶器下口断面积,2;L结晶器的长度,m。矩形坯或板坯倒锥度计算1=S上结晶器上口宽边或窄边长度,;S下结晶器下口宽边或窄边长度,。结晶器长度计算结晶器的长度应保证铸坯出结晶器下口的坯壳厚度大于或等于1025,通常,生产小断面铸坯时取下限,而生产大断面时,应取上限。Lm=(K)2vLm结晶器的有效强度,;结晶器出口处的坯壳厚度,;K结晶器凝固系数,/min12 ;一般取2024/min12 ;V拉坯速度,/min。考虑到钢液面到结晶器上口应有80120的高度,故结晶器的实际长度应为:L= Lm+80+120结晶器水缝面积计算A=1000036×QLVA结晶器的水缝
50、总面积,m2;Q结晶器每米周边长耗水量,m3/h·m;L结晶器周边长度,m;V冷却水流速,m/s。浇注温度计算T浇注=TL+TT浇注适宜浇注温度,;TL液相线温度,;T钢液的过热度,。TL=1536-(78C+7.6Si+4.9Mn+34P+30S+5.0Cu+3.1Ni+2.0Mo+2.0V+1.3Cr+18Ti+3.6Al+ 80B+7中间包钢水过热度选取值浇注钢种板坯、大方坯小方坯浇注钢种板坯、大方坯小方坯高碳钢、高锰钢+10+1520不锈钢+1520+2030合金结构钢+515+1520硅钢+10+1520铝镇静钢、低合金钢+1520+2530拉速计算V=( K )2Lm结晶器出口处的坯壳厚度,;K结晶器凝固系数,/min12 ;一般取2024/min12 ;Lm结晶器的有效强度,。一般情况下小方坯的坯壳厚度必须大于812,板坯的坯壳厚度必须大于1215。铸机最大拉速计算当出结晶器下口的坯壳为最小厚度时,称平安厚度min,此时对应的拉速为最大拉速Vmax= ( K min)2Lm当完全凝固正好选在矫直点上,此时的液相穴深度为铸机的冶金长度,对应的拉速为最大拉速Vmax=L冶铸机冶金长度,m;K综合综合凝固系数,/min1/2;D铸坯厚度,;Vmax拉坯速度,m/
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