120吨氧气顶吹转炉毕业设计年产260吨钢的转炉车间设计

太原科技大学毕业设计（论文）任务 书 关于书的成语关于读书的排比句社区图书漂流公约怎么写关于读书的小报汉书pdf （由指导教师填写发给学生）学院（直属系）：材料科学与工程学院时间：2014年3月12日 学生姓名 吴峰 指导教师 李海斌 设计（论文） 题 快递公司问题件快递公司问题件货款处理关于圆的周长面积重点题型关于解方程组的题及答案关于南海问题 目 三吹二120T顶吹转炉及炼钢车间设计 主要研究内容 1.物料平衡及热平衡计算2.氧气顶吹转炉炉型设计及计算3.氧枪设计及计算4.转炉炼钢车间设计及计算5.连铸设备的选型及计算6.炉外精炼设备的选型与工艺布置7.炼钢车间烟气净化系统的设计 研究方法 利用已学的冶金工艺和钢铁厂设计知识进行理论计算与设计；利用机械设计基础知识，通过查阅相关 资料 新概念英语资料下载李居明饿命改运学pdf成本会计期末资料社会工作导论资料工程结算所需资料清单 与现有结构相结合对结构部件设计计算。鼓励采用新技术、新方法、新思路和创新设计。 主要技术指标(或研究目标) 毕业设计说明书一份（包括英文资料的中文 翻译 阿房宫赋翻译下载德汉翻译pdf阿房宫赋翻译下载阿房宫赋翻译下载翻译理论.doc ）设计图纸三张1)氧气顶吹转炉炉型图1＃2)年产260万吨良坯三吹二型氧气顶吹转炉炼钢车间工艺平面布置图　1＃3）年产260万吨良坯三吹二型氧气顶吹转炉炼钢车间剖视图1＃ 教研室意见 教研室主任（专业负责人）签字：2014年03月12日说明：一式两份，一份装订入学生毕业设计（论文）内，一份交学院（直属系）。目录IV摘要VAbstract-1-第1章绪论-1-1.1转炉炼钢的历史及发展-1-1.1.1转炉炼钢概述-1-1.1.2世界转炉炼钢的发展历程-3-1.1.3我国转炉炼钢的发展-3-1.2转炉炼钢的分类-4-1.2.1氧气顶吹转炉炼钢-4-1.2.2氧气底吹转炉炼钢-5-1.2.3顶底复吹转炉炼钢-7-第2章炼钢过程的物料平衡和热平衡计算-7-2.1物料平衡计算-7-2.1.1计算原始数据-9-2.1.2物料平衡基本项目-9-2.1.3计算步骤-17-2.2热平衡计算-17-2.2.1计算所需原始数据-17-2.2.2计算步骤-21-第3章年产260万吨氧气顶吹转炉设计-21-3.1氧气顶吹转炉炉型及各部分尺寸-21-3.1.1转炉炉型及其选择-21-3.1.2转炉炉型各部分尺寸的确定-25-3.2转炉炉衬-25-3.2.1炉衬材质选择-26-3.2.2炉衬组成及厚度确定-26-3.3砖型选择-28-第4章氧气顶吹转炉氧枪设计-29-4.1.1喷头参数选择原则-31-4.1.2120t转炉氧枪喷头尺寸计算-33-4.2氧枪枪身设计-33-4.2.1枪身各层尺寸的确定-36-4.2.2氧枪长度的确定-36-4.3氧枪装置和副枪装置-36-4.3.1氧枪装置-37-4.3.2副枪装置-38-第5章炉外精炼设备及工艺布置-38-5.1炉外精炼方法的选择-38-5.1.1炉外精炼的功能-38-5.1.2各种产品对精炼功能的一般 要求 对教师党员的评价套管和固井爆破片与爆破装置仓库管理基本要求三甲医院都需要复审吗 -38-5.1.3炉外精炼方法的确定-39-5.2LF精炼炉-39-5.2.1LF精炼炉的特点-39-5.2.2LF炉设备及其配置-40-5.2.3LF炉在车间内的布置-41-5.3RH精炼炉-41-5.3.1RH设备的特点-41-5.3.2RH真空脱气室设计原理-42-第6章连续铸钢设备-42-6.1连铸机机型分类-42-6.2连铸机的主要工艺参数-42-6.2.1钢包允许的最大浇铸时间-43-6.2.2铸坯断面-43-6.2.3拉坯速度-44-6.2.4连铸机的流数-45-6.2.5铸坯的液相深度和冶金长度-46-6.2.6弧形半径-46-6.3连铸机生产能力的确定-46-6.3.1连铸机与炼钢炉的合理匹配和台数的确定-47-6.3.2连铸浇注周期计算-47-6.3.3连铸机的作业率-48-6.3.4连铸坯收得率-49-6.3.5连铸机生产能力的计算-50-6.4连铸机主要设备-50-6.4.1钢包与中间包的钢流控制系统-51-6.4.2钢包回转台-51-6.4.3中间包及其载运设备-53-第7章氧气顶吹转炉炼钢车间设计-53-7.1转炉车间组成与生产能力计算-53-7.2转炉车间主厂房工艺布置-53-7.2.1装料跨布置-55-7.2.2转炉跨布置-60-7.2.3连铸各跨布置-64-第8章炼钢车间烟气净化与回收-64-8.1烟气与烟尘-64-8.1.1烟气特征-65-8.1.2烟尘性质-65-8.2烟气净化方案选择-65-8.3烟气净化系统主要设备-66-8.3.1烟罩-66-8.3.2烟气冷却系统-66-8.3.3除尘器-67-参考文献-68-致谢-69-附录年产260万吨良坯(锭)转炉炼钢车间设计摘要本设计简要介绍了转炉炼钢、我国和世界炼钢技术的发展历程。然后进行了物料平衡和热平衡的计算，再依给定的年产计算出其公称容量为120t,设计出其炉型和氧枪；再根据给的钢种来确定其炉外精炼的方法和布置，还有连铸设备的选择；然后根据选择和计算出的数值来设计出炼钢车间，最后处理好烟气的净化和回收，从而完成本设计。关键词：氧气顶吹转炉，物料平衡和热平衡,炉型，氧枪,连铸,炼钢车间AbstractThedesignintroducedBOFsteelmakingandtheprogressofhomeandabroad.Calculatedmaterialandheatbalance,calculatednominalcapacity120tonsbyannualproduction,designedfurnaceandoxygenlance.Accordingtosteelspeciesdeterminedthemethodandlayoutofsecondaryrefining,theselectofcontinuouscastingequipment,underthecalculationandselect.Intheand,handledfluegascleaningandrecovery.Keywords:oxygenlance,heatandmaterialbalance,furnace,oxygenlance,continuouscasting,makingworkshop第1章绪论1.1转炉炼钢的历史及发展1.1.1转炉炼钢概述转炉炼钢（convertersteelmaking）是以铁水、废钢、铁合金为主要原料，不借助外加能源，靠铁液本身的物理热和铁液组分间化学反应产生热量而在转炉中完成炼钢过程。碱性氧气顶吹和顶底复吹转炉由于其生产速度快、产量大，单炉产量高、成本低、投资少，为目前使用最普遍的炼钢设备。转炉主要用于生产碳钢、合金钢及铜和镍的冶炼（1）。转炉炼钢的原材料分为金属料、非金属料和气体。金属料包括铁水、废钢、铁合金，非金属料包括造渣料、熔剂、冷却剂，气体包括氧气、氮气、氩气、二氧化碳等。非金属料是在转炉炼钢过程中为了去除磷、硫等杂质，控制好过程温度而加入的材料。主要有造渣料（石灰、白云石），熔剂（萤石、氧化铁皮），冷却剂（铁矿石、石灰石、废钢），增碳剂和燃料（焦炭、石墨籽、煤块、重油）。1.1.2世界转炉炼钢的发展历程早在1856年德国人贝斯麦就发明了底吹酸性转炉炼钢法，这种方法是近代炼钢法的开端，它为人类生产了大量廉价钢，促进了欧洲的工业革命。但由于此法不能去除硫和磷，因而其发展受到了限制。1879年出现了托马斯底吹碱性转炉炼钢法，它使用带有碱性炉衬的转炉来处理高磷生铁。虽然转炉法可以大量生产钢，但它对生铁成分有着较严格的要求，而且一般不能多用废钢。1952年在奥地利出现纯氧顶吹转炉，它解决了钢中氮和其他有害杂质的含量问题，使质量接近平炉钢，同时减少了随废气（当用普通空气吹炼时，空气含79%无用的氮）损失的热量，可以吹炼温度较低的平炉生铁，因而节省了高炉的焦炭耗量，且能使用更多的废钢。由于转炉炼钢速度快（炼一炉钢约10min，而平炉则需7h），负能炼钢，节约能源，故转炉炼钢成为当代炼钢的主流。其实130年以前贝斯麦发明底吹空气炼钢法时，就提出了用氧气炼钢的设想，但受当时条件的限制没能实现。直到20世纪50年代初奥地利的VoestAlpine公司才将氧气炼钢用于工业生产，从而诞生了氧气顶吹转炉，亦称LD转炉。顶吹转炉问世后，其发展速度非常快，到1968年出现氧气底吹法时，全世界顶吹法产钢能力已达2.6亿吨，占绝对垄断地位。1970年后，由于发明了用碳氢化合物保护的双层套管式底吹氧枪而出现了底吹法，各种类型的底吹法转炉（如OBM，Q-BOP，LSW等）在实际生产中显示出许多优于顶吹转炉之处，使一直居于首位的顶吹法受到挑战和冲击。顶吹法的特点决定了它具有渣中含铁高，钢水含氧高，废气铁尘损失大和冶炼超低碳钢困难等缺点，而底吹法则在很大程度上能克服这些缺点。但由于底吹法用碳氢化合物冷却喷嘴，钢水含氢量偏高，需在停吹后喷吹惰性气体进行清洗。基于以上两种方法在冶金学上显现出的明显差别，故在20世纪70年代以后，国外许多国家着手研究结合两种方法优点的顶底复吹冶炼法。继奥地利人Dr.Eduard等于1973年研究转炉顶底复吹炼钢之后，世界各国普遍开展了转炉复吹的研究工作，出现了各种类型的复吹转炉，到20世纪80年代初开始正式用于生产。由于它比顶吹和底吹法都更优越，加上转炉复吹现场改造比较容易，使之几年时间就在全世界范围得到普遍应用，有的国家（如日本）已基本上淘汰了单纯的顶吹转炉。氧气转炉炼钢从顶吹发展到顶底复吹经历了30多年，现已成为世界上主要的炼钢方法，目前转炉钢的比例已达70%以上。传统的转炉炼钢过程是将高炉来的铁水经混铁炉混匀后兑入转炉，并按一定比例装入废钢，然后降下水冷氧枪以一定的供氧、枪位和造渣制度吹氧冶炼。当达到吹炼终点时，提枪倒炉，测温和取样化验成分，如钢水温度和成分达到目标值范围就出钢。否则，降下氧枪进行再吹。在出钢过程中，向钢包中加入脱氧剂和铁合金进行脱氧、合金化。然后，钢水送模铸场或连铸车间铸锭。随着用户对钢材性能和质量的要求越来越高，钢材的应用范围越来越广，同时钢铁生产企业也对提高产品产量和质量，扩大品种，节约能源和降低成本越来越重视。在这种情况下，转炉生产工艺流程发生了很大变化。铁水预处理、复吹转炉、炉外精炼、连铸技术的发展，打破了传统的转炉炼钢模式。已由单纯用转炉冶炼发展为铁水预处理——复吹转炉吹炼——炉外精炼——连铸这一新的工艺流程。这一流程以设备大型化、现代化和连续化为特点。氧气转炉已由原来的主导地位变为新流程的一个环节，主要承担钢水脱碳和升温的任务了。1.1.3我国转炉炼钢的发展我国炼钢生产工艺技术的发展，大致可划分为3个发展阶段：自力更生阶段、改革开放阶段和集成创新阶段。自力更生阶段[2]：新中国成立后，在自力更生、艰苦奋斗的方针指导下，新中国的炼钢生产得到了迅速恢复和较快发展。但由于受到西方工业发达国家的技术封锁，我国炼钢生产技术与国际先进水平有很大差距，炼钢生产仍以落后的平炉一模铸工艺为主，中小型钢铁企业占相当大的比例。对20世纪50～60年代国际上开发投产并迅速推广的氧气转炉、连铸、钢水炉外精炼和铁水预处理等新工艺、新技术国内迟迟未能大量采用。这一阶段建设了新中国钢铁工业的脊梁，培养了优良的作风和大批优秀的技术、管理人才，为中国钢铁工业的振兴奠定了基础。改革开放阶段：这一历史时期我国采取对外开放的基本国策，通过学习、引进、消化和吸收国外先进技术使我国炼钢生产技术逐步实现现代化。集成创新阶段：20世纪90年代中期国内开始学习并引进美国溅渣护炉技术，通过不断的技术再创新和集成创新形成了具有中国特色的溅渣护炉技术，在全国广泛推广，获得巨大成绩。这标志着我国炼钢生产技术的发展开始从单纯学习、引进国外先进技术为主，逐渐转移到以国内自主创新和集成创新为主的发展道路。随着国内炼钢生产技术的发展，我国钢产量快速增长，从1966年的1亿t增到2005年的3．49亿t，约占世界钢产量的三分之一，其生产技术的发展令全世界目。1.2转炉炼钢的分类转炉按炉衬的耐火材料性质分为碱性（用镁砂或白云石为内衬）和酸性（用硅质材料为内衬）;按气体吹入炉内的部位分为底吹、顶吹和顶底复吹;按吹炼采用的气体，分为空气转炉和氧气转炉。酸性转炉不能去除生铁中的硫和磷，须用优质生铁，因而应用范围受到限制。碱性转炉适于用高磷生铁炼钢，曾在西欧得到较大发展。空气吹炼的转炉钢，因含氮量高，质量不如平炉钢，且原料有局限性，又不能多配废钢，未能像平炉那样在世界范围内广泛采用。1952年氧气顶吹转炉问世，逐渐取代空气吹炼的转炉和平炉，现在已经成为世界上主要炼钢方法。在氧气顶吹转炉炼钢法的基础上，为吹炼高磷生铁，又出现了喷吹石灰粉的氧气顶吹转炉炼钢法。随氧气底吹的风嘴技术的发展成功，1967年德国和法国分别建成氧气底吹转炉。1971年美国引进此项技术后又发展了底吹氧气喷石灰粉转炉，用于吹炼含磷生铁。1975年法国和卢森堡又开发成功顶底复合吹炼的转炉炼钢法。1.2.1氧气顶吹转炉炼钢用纯氧从转炉顶部吹炼铁水成钢的转炉炼钢方法称为LD法或称BOF法。此炼钢方法继承了过去的空气吹炼转炉的优点，又克服了其缺点。与电炉炼钢相比，该方法具有以下优点：1）生产率高；2）对铁水成分的适应性强；3）废钢使用量高；4）可生产低硫、低磷、低氮、及地杂质钢等；5）可生产几乎所有主要钢品种。正因为有这些长处，氧气顶吹转炉炼钢法在1952年后迅速地发展为世界上的主要炼钢方法。它主要用于冶炼非合金钢和低合金钢；但通过精炼手段，也可用于冶炼不锈钢等合金钢。1.2.2氧气底吹转炉炼钢通过转炉底部的氧气喷嘴把氧气吹入炉内熔池，使铁水冶炼成钢的转炉炼钢方法成为OBM法。OBM法的出现使处于垄断地位的氧气顶吹转炉炼钢法受到了挑战和冲击。这是因为氧气底吹转炉炼钢法显示出许多优于顶吹法之处，可归纳为：1）熔池搅拌力强，相当或大于顶吹法的10倍，因此，熔池的成分、温度均匀、操作平稳，且可防止喷溅和金属损失。2）脱碳速度快，熔池碳氧反应更处于平衡状态，因此更适合于冶炼低碳钢，即使转炉终点[C]为0.01%～0.02%时（质量分数），也不会出现渣、钢过氧化现象，且有较高的残锰收得率，因此比氧气顶吹转炉炼钢法有更高的钢水和合金收得率。由于以上两点明显的优点，从70年代开始，西德、美国、法国、比利时、瑞典以及日本相继投产了一些氧气底吹转炉。然而，氧气底吹转炉也存在一些自身难以克服的缺点，如：1）由于熔池上方形成不了类似顶吹法时的熔状区，因此，脱磷困难。2）由于仅极少量CO在炉内燃烧成CO2，因此产生热量比顶吹法低，废钢比低于顶吹法4%左右。3）由于使用碳氢化合物冷却喷嘴，因此钢水[H]比顶吹法高。1.2.3顶底复吹转炉炼钢因为顶吹法和底吹法各有长处和短处，而自身又无法克服其短处，因此，促使人们去思考寻求集两者优点而克服两者缺点的新途径。另外，70年代，连铸技术在全世界迅速发展，对炼钢在钢质和成分上提出了更高要求，因此这种集顶吹和底吹优点的新技术的研究加快了步伐。1978年，卢森堡阿尔蓖德贝尔瓦厂首先开发出顶吹氧、底吹惰性气体的复合吹炼方法，即LBE法，且很快在西欧、北美迅速推广。与此同时，日本各大钢厂也相继开发成功顶底复吹技术，并成功用于工业生产。由于顶底复吹技术显示出诸多冶金效果及经济效益，同时，由于将顶吹转炉改成复吹转炉无须大幅度改造，因而顶底复吹技术经问世5年后，在世界范围内已有70座容量≥150t的大型转炉改造成功并投产。可以说，到80年代末，复吹炼钢法已取代顶吹法而成为转炉炼钢的主流。顶底复合吹炼技术主要分三大类：（1）顶吹氧、底吹惰性气体法：顶吹氧气，底吹气体为N2、AR及CO2弱氧化性气体，底吹气体流量大致在0.3NM3/t·min以下，该技术为加强搅拌型复吹方法，其目的主要是加强搅拌效果来获得较好的冶金效果；（2）顶底复合吹氧法：该技术是指顶底同时吹氧、在底吹氧的同时也可吹入部分熔剂，属于强化冶炼型的复吹方法。底吹氧量约为顶吹的5%～40%（0.2～1.5M3/t·min）。供气元件为双套管，中心吹O2，外层吹CO2、N2、Ar及天燃气作保护；（3）顶底吹氧、喷加燃料法：该技术指顶吹氧、底吹或侧吹氧，同时底喷或加入燃料，属于增加废钢型的复吹方法。顶底复吹的主要冶金特征表现在以下几方面：（1）碳氧反应更趋平衡；（2）吹炼终点残锰明显提高；（3）脱磷脱硫反应更趋平衡。由于复吹具有上述明显的冶金特征，因而它给钢厂带来了诸多优点，可归纳为：（1）渣中含铁量降低2.5%～5.0%；（2）金属收得率提高0.5%～1.5%；（3）残锰提高约0.02%～0.06%；（4）石灰消耗减少3～10Kgt；（5）磷含量降低约0.002%；（6）降低O2耗约8%；（7）减少耐材消耗，提高炉龄。第2章炼钢过程的物料平衡和热平衡计算炼钢过程的物料平衡和热平衡计算是建立在物质与能量守恒的基础上的[3]。其主要目的是比较整个过程中物料、能量的收入项和支出项，为改进操作工艺制度，确定合理的设计参数和提高炼钢技术经济指标提供定量依据。由于炼钢是一个复杂的高温物理化学变化过程，加上测试手段有限，目前还难以做到精确取值和计算。尽管如此，它对指导炼钢生产和设计仍有重要的意义。2.1物料平衡计算2.1.1计算原始数据基本原始数据有：冶炼钢种及其成分，铁水和废钢的成分，终点钢水成分（见表2.1）；造渣用溶剂及炉衬等原材料的成分（见表2.2）：脱氧和合金化用铁合金的成分及其回收率（表2.3）；其他工艺参数（表2.4）。表2-1钢种、铁水、废钢和终点钢水的成分设定值 类别成分含量% C Si Mn P S 钢种Q235A设定值 0.18 0.25 0.55 ≤0.045 ≤0.005 铁水设定值 3.2 0.70 0.55 0.20 0.033 废钢设定值 0.18 0.25 0.60 0.025 0.035 终点钢水设定值 0.10 痕迹 0.165 0.025 0.003表2-2原材料成分 类别成分% CaO SiO2 MgO Al2O3 Fe2O3 CaF2 P2O5 S CO2 H2O C 灰分 挥发分 石灰 88.25 2.55 2.60 1.30 0.62 0.20 0.03 4.35 0.10 萤石 0.30 5.50 0.60 1.60 1.50 88.00 0.90 0.10 1.50 生石灰石 36.40 0.80 25.60 1.00 36.20 炉衬 1.20 3.00 78.80 1.40 1.60 14.00 焦炭 0.58 81.50 12.40 表2.3铁合金成分（分子）及其回收率（分母） 类别成分含量/回收率/% C Si Mn Al P S Fe 硅铁 — 73.00/75 0.50/80 2.50/0 0.05/100 0.03/100 23.92/100 锰铁 6.60/90 0.50/75 67.8/80 — 0.23/100 0.13/100 24.74/100注：上表中的C中10%于氧生成CO2。表2.4其他工艺参数设定值 名称 参数 名称 参数 终渣碱度萤石加入量生白云石加入量炉衬蚀损量终渣∑(FeO)含量(按向钢中传氧量ω(Fe2O3）=1.35ω(FeO)折算)烟尘量喷溅铁损 ω(CaO)∕ω(SiO2)=3.5为铁水量的0.5%为铁水量的2.5%为铁水量的0.3%15%，而ω(Fe2O3）/∑ω(FeO)=1/3,即ω(Fe2O3）=5%，ω(FeO)=8.25%为铁水量的1.5%（其中ω(FeO)为75%，ω(Fe2O3）为20%)为铁水量的1% 渣中铁损（铁珠）氧气纯度炉气中自由氧含量气化去硫量金属中[C]的氧化产物废钢量 为渣量的6%99%，余者为N20.5%（体积比）占总去硫量的1/390%的C氧化成CO，10%的C氧化成CO2由热平衡计算确定，本计算结果为铁水量的4.06%，即废钢比为3.90%2.1.2物料平衡基本项目收入项有：铁水、废钢、溶剂（石灰、萤石、轻烧白云石）、氧气、炉衬蚀损、铁合金。支出项有：钢水、炉渣、烟尘、渣中铁珠、炉气、喷溅。2.1.3计算步骤以100Kg铁水为基础进行计算。第一步：计算脱氧和合金化前的总渣量及其成分。总渣量包括铁水中元素氧化、炉衬蚀损和计入溶剂的成渣量。其各项成渣量分别列于表2.5、2.6和2.7。总渣量及其成分列于表2.8中。第二步:计算氧气消耗量。氧气实际耗量系消耗项目与供入项目之差。见表2.9。表2.5铁水中元素的氧化产物及其渣量 元素 反应产物 元素氧化量(㎏) 耗氧量(㎏) 产物量(㎏) 备注 C [C]→{CO} 3.10×90%=2.790 3.720 6.510 [C]→{CO2} 3.10×10%=0.310 0.830 1.140 Si [Si]→{SiO2} 0.700 0.800 1.500 入渣 Mn [Mn]→{MnO} 0.385 0.112 0.497 入渣 P [P]→{P2O5} 0.175 0.226 0.400 入渣 S [S]→{SO2} 0.03×1/3=0.010 0.010 0.020 [S]+(CaO)→(CaS)+(O) 0.03×2/3=0.020 -0.010① 0.036(CaS) 入渣 Fe [Fe]→{FeO} 0.970×56/72=0.754 0.215 0.970 入渣见表2-8 [Fe]→{Fe2O3} 0.539×112/160=0.377 0.162 0.539 入渣见表2-8 合计 5.521 6.065 成渣量 3.942 入渣组分之和①由CaO还原出的氧量；消耗的CaO量=0.020×56/32=0.035kg。表2.6炉衬蚀损的成渣量 炉衬蚀损量/㎏ 成渣组分/kg 气态产物/kg 耗氧量/㎏ CaO SiO2 MgO Al2O3 Fe2O3 C→CO C→CO2 C→CO,CO2 0.3(据表2-5) 0.004 0.009 0.236 0.004 0.005 0.3×14%×90%×28/12=0.088 0.3×14%×10%×44/12=0.015 0.3×14%×(90%×28/12+10%×44/12)=0.062 合计 0.258 0.103 0.062表2.7加入溶剂的成渣量 类别 加入量/㎏ 成渣组分/kg 气态产物/kg CaO MgO SiO2 Al2O3 Fe2O3 P2O5 CaS CaF2 H2O CO2 O2 萤石 0.5(据表2-4) 0.002 0.003 0.028 0.008 0.008 0.005 0.001 0.440 0.005 白云石 2.5(据表2-4) 0.910 0.640 0.020 0.025 0.905 石灰 5.76① 5.080② 0.150 0.147 0.075 0.036 0.011 0.004 0.006 0.250 0.001③ 合计 5.992 0.793 0.195 0.108 0.044 0.016 0.005 0.440 0.011 1.155 0.001 成渣量 7.593 ①石灰加入量计算如下：由表4.6～4.8可知，渣中已含(CaO)=-0.035+0.004+0.002+0.910=0.881㎏；渣中已含(SiO2)=1.500+0.009+0.028+0.020=1.557㎏。因设定的终渣碱度R=3.5；故石灰的加入量为：[RΣω(SiO2)-Σω(CaO)]/[ω(CaO石灰)-R×ω(SiO2石灰)]=4.5685/(88.25%-3.5×2.55%)=5.76kg②(石灰中CaO含量)-(石灰中S→CaS消耗的CaO量)。③由CaO还原出来的氧量，计算方法同表2-6的注。表2.8总渣量及其成分 炉渣成分 CaO SiO2 MgO Al2O3 MnO FeO Fe2O3 CaF2 P2O5 CaS 合计 元素氧化成渣量/kg 1.500 0.497 0.973② 0.541( 0.400 0.036 3.979 石灰成渣量/kg 5.080 0.147 0.150 0.075 0.036 0.011 0.004 5.471 炉衬蚀损成渣量/kg 0.004 0.009 0.236 0.004 0.005 0.258 生白云石成渣量/kg 0.910 0.020 0.640 0.025 1.595 萤石成渣量/kg 0.002 0.028 0.003 0.008 0.008 0.440 0.005 0.001 0.495 总成渣量/kg 5.996 1.704 1.029 0.112 0.497 0.973 0.590 0.440 0.416 0.041 11.798① 质量分数/% 50.82 14.44 8.72 0.95 4.21 8.25 5.00 3.73 3.53 0.35 100.00①总渣量计算如下：因为表2-9中除(FeO)和(Fe2O3)以外总渣量为：5.996+1.704+1.029+0.112+0.497+0.440+0.416+0.041=10.235Kg，而终渣Σω(FeO)=15%(表2.4)，故总渣量为10.235÷86.75%=11.798Kg。②ω(FeO)=11.798×8.25%=0.973Kg。③ω(Fe2O3)=11.798×5%-0.036-0.005-0.008=0.541Kg。表2.9实际耗氧量 耗氧项/Kg 供氧项/Kg 实际氧气消耗量/Kg 铁水中元素氧化消耗量6.065 炉衬中碳氧化消耗量0.062 石灰中S与CaO反应还原出的氧化量（表2.7）0.001 烟尘中铁氧化消耗量0.340 炉气自由氧含量0.047 6.514-0.001+0.058=6.571 合计6.514 合计0.001 ①炉气N2(存在于氧气中，见表2.4)的质量，详见表2.10。第三步：计算炉气量及其成分。炉气中含有CO、CO2、N2、SO2和H2O。其中CO、CO2、SO2和H2O可由表2.5～2.7查得，O2和N2则由炉气总体积来确定。现计算如下。炉气总体积V∑：式中Vg—CO、CO2、SO2和H2O各组分总体积，m³。本设计中，其值为6.598×22.4/28+2.310×22.4/44+0.020×22.4/64+0.011×22.4/18=6.538m³；GS—不计自由氧的氧气消耗量，Kg。其值为：6.065+0.062+0.34=6.467Kg；VX—石灰中的S与CaO反应还原出的氧气量（其质量为：0.001Kg）；99—由氧气纯度99%转换得来；0.5%—炉气中自由氧含量。表2.10炉气量及其成分 炉气成分 炉气量/Kg 体积/m³ 体积分数/% CO 6.598 5.278 79.76 CO2 2.310 1.176 17.77 SO2 0.020 0.070 1.06 H2O 0.011 0.014 0.21 O2 0.047① 0.033① 0.50 N2 0.058② 0.046② 0.70 合计 9.044 6.617 100.00①炉气中O2的体积为6.617×0.5%=0.033m³；质量为0.033×32/22.4=0.047kg。炉气中N2的体积系炉气总体积与其他成分的体积之差；质量为0.046×28/22.4=0.058kg。第四步：计算脱氧和合金化前的钢水量。钢水量Qg=铁水量-铁水中元素的氧化量-烟尘、喷溅、和渣中的铁损据此可以编制出未加废钢、脱氧与合金化前的物料平衡表2.11。2.11未加废钢时的物料平衡表 收入 支出 项目 质量/kg % 项目 质量/Kg % 铁水 100．00 86.48 钢水 91.76 79.23 石灰 5.76 4.98 炉渣 11.80 10.19 萤石 0.50 0.43 炉气 9.04 7.81 生白云石 2.50 2.16 喷溅 1.00 0.86 炉衬 0.30 0.26 烟尘 1.50 1.30 氧气 6.57 5.69 渣中铁珠 0.71 0.61 合计 115.63 100.00 合计 115.81 100.00注：计算误差为（115.63-115.81）/115.63100%=-0.15%。表2.12废钢中元素的氧化量及其成渣量 元素 反应产物 元素氧化量/kg 耗氧量/kg 产物量/kg 进入钢中的量/kg C [C]→{CO} 4.06×0.08%×90%=0.0029 0.0039 0.0068(入气) [C]→{CO2} 4.06×0.08%×10%=0.0003 0.0003 0.0011(入气) Si [Si]→{SiO2} 4.06×0.25%=0.0102 0.0058 0.0510 Mn [Mn]→{MnO} 4.06×0.435%=0.0177 0.0051 0.1047 P [P]→{P2O5} 4.06×0=0 0 0 S [S]→{SO2} 4.06×0.009%×1/3=0.0004 0.0002 0.0004(入气) [S]+(CaO)→(CaS)+[O] 4.06×0.009%×2/3=0.0009 -0.0004 0.0020（CaS） 合计 0.0344 0.0150 4.06-0.0344=4.0256 成渣量/kg 0.1660 第五步：计算加入废钢的物料平衡。如同“第一步”计算铁水中元素氧化量一样，利用表2.1的数据先确定废钢中元素的氧化量及其耗氧量和成渣量（表2.12），再将其与表2.11归类合并，遂得加入废钢后的物料平衡表2.13和表2.14.表2.13加入废钢的物料平衡表(以100Kg铁水为基础) 收入 支出 项目 质量/Kg % 项目 质量/Kg % 铁水 100.00 83.54 钢水 91.76+4.0256=95.79 79.81 废钢 4.06 3.39 炉渣 11.80+0.166=11.97 9.97 石灰 5.76 4.81 炉气 9.04+0.008=9.05 7.54 萤石 0.50 0.42 喷溅 1.00 0.83 轻烧生白云石 2.50 2.09 烟尘 1.50 1.25 炉衬 0.30 0.25 渣中铁珠 0.71 0.60 氧气 6.57+0.015=6.59 5.50 合计 119.71 100.00 合计 120.02 100.00注：计算误差为(119.71-120.02)/119,71100%=-0.26%。表2.14加入废钢的物料平衡表（以100Kg（铁水+废钢）为基础） 收入 支出 项目 质量/kg % 项目 质量/kg % 铁水 96.10 83.54 钢水 92.05 79.81 废钢 3.90 3.39 炉渣 11.50 9.97 石灰 5.54 4.81 炉气 8.70 7.54 萤石 0.48 0.42 喷溅 0.96 0.83 轻烧生白云石 2.40 2.09 烟尘 1.44 1.25 炉衬 0.29 0.25 渣中铁珠 0.68 0.60 氧气 6.33 5.50 合计 115.04 100.00 合计 115.33 100.00第六步：计算脱氧和合金化后的物料平衡。先根据钢种成分设定值（表2.1）和铁合金成分及其烧损率（表2.3）算出锰铁和硅铁的加入量，再计算其元素的烧损量。将所得结果与表2.14归类合并，即得冶炼一炉钢的总物料平衡表。锰铁加入量为：=硅铁加入量为：=铁合金中元素的烧损量和产物量列于表2.15表2.15铁合金中元素烧损量及其产物量 类别 元素 烧损量/kg 脱氧量/Kg 成渣量/Kg 炉气量/Kg 入钢量/Kg 锰铁 C 0.65×6.60%×10%=0.004 0.005 0.015(CO2) 0.65×6.60%×90%=0.039 Mn 0.65×67.80%×20%=0.088 0.026 0.114 0.65×67.80%×80%=0.353 Si 0.65×0.50%×25%=0.001 0.001 0.002 0.65×0.50%×75%=0.002 P 0.65×0.23%=0.001 S 0.65×0.13%=0.001 Fe 0.65×24.74%=0.161 合计 0.093 0.032 0.116 0.015 0.557 硅铁 Al 0.42×2.50%×100%=0.011 0.010 0.006 Mn 0.42×0.50%×20%=0.0004 0.0001① 0.0005 0.42×0.50%×80%=0.002 Si 0.42×73.0%×25%=0.077 0.088 0.165 0.42×73.0%×75%=0.230 P 0.42×0.05%=0.0002① S 0.42×0.03%=0.0001① Fe 0.42×23.92%=0.100 合计 0.088 0.098 0.172 0.332 总计 0.181 0.130 0.288 0.015 0.889脱氧和合金化后的钢水成分如下：可见，含碳量尚未达到设定值。为此需要在钢包内加焦炭粉增碳。其加入量W1为:EMBEDEquation.3焦粉生成的产物如下： 炭烧损量/Kg 耗氧量/Kg 气体量/Kg 成渣量/Kg 碳入钢量/Kg 0.05×81.50%×25%=0.010 0.027 0.037+0.05×(0.58+5.52)%=0.040 0.05×12.40%=0.006 0.05×81.50×0.75%=0.031由上述计算可得冶炼过程(即脱氧和合金化后)的总物料平衡表2.16。表2.16总物料平衡表 收入 支出 项目 质量/kg % 项目 质量/kg % 铁水 96.10 82.62 钢水 92.97 79.74 废钢 3.90 3.35 炉渣 11.79 10.11 石灰 5.54 4.76 炉气 8.76 7.51 萤石 0.48 0.41 喷溅 0.96 0.82 轻烧生白云石 2.40 2.06 烟尘 1.44 1.23 炉衬 0.29 0.25 渣中铁珠 0.68 0.60 氧气 6.49（6.33+0.130+0.027)① 5.58 锰铁 0.65 0.56 硅铁 0.42 0.36 焦粉 0.05 0.05 合计 116.32 100.00 合计 116.60 100.00注：计算误差为(114.06-115.25)/114.06×100%=-1.04%。①可近似认为(0.102+0.016)的氧量系出钢水时二次氧化所带入的氧量。2.2热平衡计算2.2.1计算所需原始数据计算所需基本原始数据有：各种入炉料及产物的温度（表2.17）；物料平均热容（表2.18）；反应热效应（表2.19）；溶入铁水中的元素对铁熔点的影响（表2.20）。其他数据参照物料平衡选取。表2.17入炉料及产物的温度设定值 表2.名称 入炉物料 产物 铁水① 废钢 其他原料 炉渣 炉气 烟尘 温度/℃ 1320 25 25 与钢水相同 1450 1450纯铁熔点为1536℃表2.18物料平均热容 物料名称 生铁 钢 炉渣 矿石 烟尘 炉气 固态平均热容/kJ·(kg·K)-1 0.745 0.699 1.047 0.996 熔化潜热/kJ·kg-1 218 272 209 209 209 液态或气态平均热容/kJ·(kg·K)-1 0.837 0.837 1.248 1.137表2.19炼钢温度下的反应热效应 组元 化学反应 △H/kJ·kmol-1 △H/kJ·kg-1 C [C]+1/2{O2}={CO}氧化反应 -139420 -11639 C [C]+{O2}→{CO2}氧化反应 -418072 -34834 Si [Si]+{O2}→{SiO2}氧化反应 -817682 -29202 Mn [Mn]+1/2{O2}=(MnO2)氧化反应 -361740 -6594 P 2[P]+5/2{O2}=(P2O5)氧化反应 -1176563 -18980 Fe [Fe]+1/2{O2}=(FeO)氧化反应 -238229 -4250 Fe 2[Fe]+3/2{O2}=(Fe2O3)氧化反应 -722432 -6460 SiO2 (SiO2)+2(CaO)=(2CaO·SiO2)成渣反应 -97133 -1620 P2O5 (P2O5)+4(CaO)=(4CaO·P2O5)成渣反应 -693054 -4880 CaCO3 CaCO3=(CaO)+{CO2}分解反应 169050 1690 MgCO3 MgCO3=(MgO)+{CO2}分解反应 118020 14052.2.2计算步骤以100Kg铁水为基础。第一步：计算热收入Qs。热收入项包括：铁水物理热；元素氧化热及成渣热；烟尘氧化热；炉衬中碳的氧化热。（1）铁水物理热Qw：先根据纯铁熔点、铁水成分以及溶入元素对铁熔点的降低值(见表2.17、2.2和2.19)计算铁水熔点Tt，然后由铁水温度和生铁热容(见表2.17和表2.18)确定Qw。表2.20溶入铁水中的元素对铁熔点的降低值 元素 C Si Mn P S Al Cr N、H、O 在铁中的极限溶解度/% 5.41 18.5 无限 2.8 0.18 35.0 无限 溶入1%元素使铁熔点降低值/℃ 65 70 75 80 85 90 100 8 5 30 25 3 1.5 氦、氢、氧溶入使铁熔点降低值/℃ Σ=6 适用含量范围/% ＜1 1.0 2.0 2.5 3.0 3.5 4.0 ≤3 ≤15 ≤0.7 ≤0.008 ≤1 ≤18 (2)元素氧化热及成渣热Qy：由铁水中元素氧化量和反应热效应(见表2.29)可以计算出，其结果列于表2.21中。表2.21元素氧化热和成渣热 反应产物 氧化热或成渣热/kJ 反应产物 氧化热或成渣热/kJ C→CO 2.7911639=32472.81 Fe→Fe2O3 0.377×6460=2435.42 C→CO2 0.31×34834=10798.54 P→P2O5 0.175×18980=3321.50 Si→SiO2 0.70×29202=20441.4 P2O5→4CaO·P2O5 0.416×4880=2030.08 Mn→MnO 0.385×6594=2538.69 SiO2→2CaO·SiO2 1.704×1620=2760.48 Fe→FeO 0.754×4250=3204.50 合计Qy 80003.42(3)烟尘氧化热Qc：由表2.5中给出的烟尘参数和反应热效应计算可得。(4)炉衬中碳的氧化热Q1：根据炉衬侵蚀量和含碳量确定。故热收入总值为：第二步：计算热支出项Qz。热支出项包括：钢水物理热；炉渣物理热；炉尘物理热；炉气物理热；渣中铁珠物理热；喷溅物(金属)物理热；轻烧白云石物理热；热损失；废钢吸热。钢水物理热Qg：先按求铁水熔点的方法确定钢水熔点Tg；再根据出钢和镇静时的实际温降(通常前者为40～60℃，后者约为3～6℃/min，具体时间与盛钢桶大小和浇注条件有关)以及要求的过热度(一般为50～90℃)确定出钢温度Tz；最后由钢水量和热容算出物理热。（式中，0.60、0.50、0.020和0.021分别为终点钢水中C、Mn、P和S的含量。）（式中，50、50和70分别为出钢过程中的温降、镇静及炉后包括精炼处理等过程中的温降和过热度。）(2)炉渣物理热Qr：令终渣温度与钢水温度相同，则得：(3)炉衬、烟尘、铁珠和喷溅金属的物理热Qx。根据其数量、相应的温度和热容确定。祥见表2.22。表2.22某些物料的物理热 项目 参数/kJ 备注 炉气物理热 9.044×[1.137×(1450-25)]=14653.31 1450℃系炉气和烟尘的温度 烟尘物理热 1.5×[0.996×(1450-25)+209]=2442.45 渣中铁珠物理热 0.71×[0.699×(1522-25)+272+0.837×(1692-1522)]=1037.02 1522℃系钢水熔点 喷溅金属物理热 1×[0.699×(1522-25)+272+0.837×(1692-1522]=1460.59 合计 Qx=19593.34 (4)生白云石分解热Qb:根据其用量、成分和表2.20所示的热效应计算的。(5)热损失Qq：其他热损失带走的热量一般占总热收入的3%～8%。本计算取5%，则得(6)废钢吸热Qf：用于加热废钢的热量系剩余热量，即故废钢加入量Wf为：即废钢比为：热效率若不计算炉渣带走的热量时：热效率表2.23热平衡表 收入 支出 项目 热量/kJ % 项目 热量/kJ % 铁水物理热 113274.10 56.94 钢水物理热 134016.44 67.37 元素氧化热和成渣热 80003.42 40.22 炉渣物理热 27008.32 13.58 其中C氧化 43271.35 21.75 废钢吸热 5936.96 2.98 Si氧化 20441.40 10.28 炉气物理热 14653.31 7.37 Mn氧化 2538.69 1.28 烟尘物理热 2442.45 1.23 P氧化 3321.50 1.67 渣中铁珠物理热 1037.02 0.52 Fe氧化 5639.92 2.83 喷溅金属物理热 1460.59 0.73 SiO2成渣 2760.48 1.39 轻烧白云石分解热 2437.10 1.22 P2O5成渣 2030.08 1.02 热损失 9946.96 5.00 烟尘氧化热 5075.35 2.55 炉衬中碳的氧化热 586.25 0.29 合计 198939.12 100.00 合计 198939.12 100.00应当指出，加入铁合金进行脱氧和合金化，会对热平衡数据产生一定得影响。对转炉用一般生铁冶炼低碳钢来说，所用铁合金种类有限，加入数量也不多。据有关资料所说，其热收入部分约占总热收入的0.8%～1.0%，热支出部分约占0.5%～0.8%，二者基本持平。因此对于本设计中的两种钢种的热平衡计算步骤和结果是基本相同的，即为表2.23所示。第3章年产260万吨氧气顶吹转炉设计转炉是转炉炼钢车间的核心设备。转炉炉型及其主要参数对转炉炼钢的生产率、金属收得率、炉龄等经济指标都有直接的影响，其设计是否合理也关系到冶炼工艺能否顺利进行，车间主厂房高度和转炉配套的其他相关设备的选型。所以，设计一座炉型结构合理，满足工艺要求的转炉是保证车间正常生产的前提，而炉型设计又是整个转炉车间设计的关键。3.1氧气顶吹转炉炉型及各部分尺寸3.1.1转炉炉型及其选择转炉由炉帽、炉身、炉底三部分组成。转炉炉型是指由上述三部分组成的炉衬内部空间的几何形状。由于炉帽和炉身的形状没有变化，所以通常按熔池形状将转炉分为筒球型、锥球型和截锥型等三种。炉型的选择往往与转炉的容量【4】有关。由于筒球型炉型形状简单，砌砖方便，炉壳容易制造，被国内外大、中型转炉普遍采用。故我们选择筒球型，其熔池由球缺体和圆柱体两部分组成。3.1.2转炉炉型各部分尺寸的确定转炉炉型各部分尺寸，主要是通过总结现有转炉的实际情况，结合一些经验公式并通过模型试验来确定。1.熔池尺寸（1）熔池直径D。熔池直径是指转炉熔池在平静状态时金属液面的直径。转炉在一个炉役期内，由于炉衬侵蚀而逐渐减薄，炉容量随之增大，因此，需要一个统一的衡量标准，叫做公称容量【5】。我国转炉公称容量一般用一个炉役期内的平均炉产钢水量来表示。每一座吹炼转炉的年出钢炉数N为：式中：T1—每炉钢的平均冶炼时间，min，取40min；T2—一年有效作业天数，d；1440—一年的日历时间，min；365—一年的日历天数，d；—转炉的作业率，%，若转炉与模铸或部分连铸配合时，一般取，若全连铸则取取。代入数值得炉次/年在选定转炉公称容量和转炉工作制后，即可计算出车间的年产钢水量：式中：W—车间年产钢水量，t；n—车间经常吹炼炉座数，本设计采用“二吹二”工作制，所以n=2；N—每一座吹炼炉的年出钢炉数；q—转炉公称容量，t。代入数值得取转炉吹氧时间t与金属装入量G成正比，而与单位时间供氧量Q成反比，即：在供氧量增大的情况下，若要避免喷溅趋于严重，就必须扩大熔池面积。也就是说，单位时间供氧量Q与熔池直径D的平方成正比，即：将上边两式合并得：式中D—熔池直径，m；K—系数，参见表3.1；G—新炉金属装入量t，可取公称容量；t—平均每炉钢铁纯吹氧时间，min，参见表3.2。表3.1系数K的推荐值 转炉容量 ＜30 30～100 ＞100 备注 K 1.8～2.1 1.75～1.85 1.5～1.75 大容量取下限，小容量取上限表3.2平均每炉钢冶炼时间推荐表 转炉容量 ＜30 30～100 ＞100 备注 冶炼时间 28～32 32～38 38～45 结合供氧强度、铁水成分和所炼钢种等具体条件确定 吹氧时间 12～16 14～18 16～20 结合炉子公称容量的大小,取t=18，K=1.7故(2)熔池深度h。熔池深度是指转炉熔池在平静状态时金属液面到炉底的深度。对于一定容量的转炉，炉型和熔池直径确定后，可利用几何公式计算熔池深度h。对筒球型熔池：通常球缺底的半径R为熔池直径D的倍。当R=1.1D，球缺体高h1=0.12D时，熔池体积V池和熔池直径D及熔池深度h有如下关系：根据熔池的定义，熔池体积V池应等于金属液体积V金，即：式中V金——新炉金属装入量占有的体积