Исследование и разработка параметров технологии выплавки стали с применением ДСП средней вместимости для повышения эффективности производства сортовой заготовки тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.16.02, кандидат наук Белковский, Александр Георгиевич

• Белковский, Александр Георгиевич
• кандидат наук
• 2013

Оглавление диссертации кандидат наук Белковский, Александр Георгиевич

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1 — Состояние вопроса

1.1. Особенности обезуглероживания металла в дуговой сталеплавильной

печи

1.1.1. Термодинамика обезуглероживания

1.1.2. Кинетика обезуглероживания

1.2. Механизмы перемешивания металла в ДСП

1.3. Связь геометрических параметров и эксплуатационных показателей металлургических агрегатов

1.3.1. Размеры и форма сталеплавильной ванны ДСП

1.3.2. Влияние вместимости агрегата на тепло- и массообменные процессы в жидком расплаве

1.4. Математическое моделирование металлургических процессов

1.4.1. Обзор существующих математических моделей металлургических процессов

1.4.2. Химическое сродство элементов металла с кислородом при кислородной продувке

1.5. Промежуточные выводы

ГЛАВА 2 — Исследование параметров технологии выплавки железоуглеродистого полупродукта в ДСП-30 при помощи математического моделирования

2.1. Характеристика объекта исследования

2.2. Математическое описание подины ДСП-30 «Литейно-прокатного завода», г. Ярцево (ЛПЗ)

2.2.1. Эквивалентное уравнение подины ДСП-30 ЛПЗ

2.2.2. Влияние вместимости и геометрических параметров ванны ДСП на удельную поверхность металла в ней

2.3. Математическая модель процесса выплавки полупродукта в

ДСП-30 ЛПЗ

2.3.1. Исходные данные

2.3.2. Энергетический режим плавки и мощность источников энергии в ДСП-30

2.3.3. Мощность потерь энергии в ДСП-30

2.3.4. Распределение кислорода на окисление примесей и мощность соответствующих химических реакций

2.3.5. Распределение углерода на восстановление компонентов шлака и мощность соответствующих химических реакций

2.3.6. Балансовые уравнения и температура металла

2.3.7. Алгоритм, основные допущения, границы применимости модели

2.4. Идентификация, верификация модели и результаты моделирования плавок в ДСП-30 ЛПЗ

2.4.1. Идентификация модели (определение неизвестных параметров)

2.4.2. Верификация модели

2.4.3. Результаты моделирования плавок

2.5. Исследование технологических параметров выплавки полупродукта в ДСП-30 при помощи разработанной модели

2.5.1. Влияние соотношения размеров ванны на основные технологические показатели

2.5.2. Влияние массы углеродсодержащих материалов (УСМ) в шихте ДСП на основные технологические показатели

2.6. Разработка практической методики расчета технологически обоснованного расхода УСМ для выплавки полупродукта в ДСП

2.7. Промежуточные выводы

ГЛАВА 3 — Исследование процесса перемешивания металла в ДСП

3.1. Совершенствование методики расчета мощности перемешивания ванны ДСП пузырями СО при углеродном кипении

3.1.1. Основные допущения

3.1.2. Математическое описание методики

3.1.3. Результаты расчета

3.2. Расчет мощности перемешивания ванны ДСП струей кислорода

3.3. Анализ результатов расчетов

3.4. Влияние геометрических параметров ванны ДСП на мощность

перемешивания металла

3.5. Теоретическое обоснование рационального соотношения размеров ванны

современной ДСП, работающей по одношлаковой технологии

3.6. Промежуточные выводы

ГЛАВА 4 — Разработка температурного режима ковшовой обработки стали на ЛПЗ

4.1. Разработка математической модели процесса охлаждения стали во время

ковшовой обработки

4.1.1. Основные допущения модели

4.1.2. Изменение температуры полупродукта на выпуске из ДСП

4.1.3. Изменение температуры полупродукта за время транспортировки ковша на агрегат «ковш-печь» (АКП)

4.1.4. Изменение температуры стали в ковше во время транспортировки к машине непрерывного литья заготовок (МНЛЗ)

4.1.5. Изменение температуры стали в сталеразливочном ковше во время разливки

4.1.6. Изменение температуры стали в промежуточном ковше во время разливки

4.1.7. Верификация модели

4.2. Разработка температурного режима ковшовой обработки стали на ЛПЗ

4.3. Промежуточные выводы

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

Приложение А — Конструкция футеровки ДСП-30

Приложение Б — Математическая модель процесса выплавки полупродукта в

ДСП-30 ЛПЗ (исходный код программы в Visual Basic)

Приложение В — Техническое заключение о применении результатов работы

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Исследование и разработка параметров технологии выплавки стали с применением ДСП средней вместимости для повышения эффективности производства сортовой заготовки»

ВВЕДЕНИЕ

В 2007 г. в опытно-промышленную эксплуатацию был запущен новый металлургический завод ГУЛ «Литейно-прокатный завод» (ЛПЗ), построенный на площадке бывшего ЗАО «Ярцевский завод «Двигатель» AMO ЗИЛ в г. Ярцево, Смоленской обл. В 2010 г. производительность завода превысила проектную и составила 206 тыс. т. ОАО АХК «Всероссийский научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт металлургического машиностроения им. академика Целикова» (ВНИИМЕТМАШ) был генеральным подрядчиком при создании нового производства и, вместе со специалистами ЛПЗ, участвовал в освоении технологии производства стали и выводе завода на проектные показатели.

Технология производства стали на ЛПЗ предусматривает выплавку железоуглеродистого полупродукта в дуговой сталеплавильной печи вместимостью 30 т (ДСП-30) по одношлаковой технологии с кислородной продувкой из шихты, полностью состоящей из стального лома. Качество полупродукта, как правило, определяют тремя основными параметрами — содержанием в нем фосфора, углерода и его температурой. Жидкую сталь получают на агрегате ковш-печь (АКП-30) путем продувки полупродукта нейтральным газом, раскисления, легирования, удаления серы и нагрева металла до заданной температуры. Разливку осуществляют на двухручьевой радиальной машине непрерывного литья заготовок (МНЛЗ)1. Таким образом, применяется технология производства стали, типичная для, так называемых, металлургических мини-заводов.

Результаты эксплуатации завода в г. Ярцево в 2007-2010 гг. позволили выявить следующие проблемы:

- повышенный удельный расход электроэнергии в ДСП;

Автор знаком с рекомендациями участников XI Международного конгресса сталеплавильщиков по поводу предпочтительного употребления термина УНРС вместо МНЛЗ, принятыми на пленарном заседании, и поддерживает их, но агрегат на ЛПЗ официально называется МНЛЗ. Поэтому далее в настоящей работе будет использован именно этот термин.

- увеличенная продолжительность цикла плавки в ДСП;

- ускоренное охлаждение металла в ковше во время выпуска из ДСП, транспортировки ковша от ДСП к АКП и от АКП к МНЛЗ;

- низкая серийность разливки стали на МНЛЗ;

- низкий выход годных заготовок на МНЛЗ.

Указанные проблемы связаны с тем, что на заводе применяют ДСП и АКП средней вместимости (от 6 до 50 т — по классификации А. В. Егорова), для которых характерна явно выраженная зависимость основных эксплуатационных характеристик от вместимости. Повышенная удельная поверхность металла в металлургических агрегатах средней вместимости приводит к большим удельным тепловым потерям и, соответственно, большей продолжительности работы под током в ДСП, более быстрому охлаждению металла в ковше, чем на агрегатах аналогичной энергооснащенности, но большей вместимости. Это позволяет утверждать, что указанные проблемы присущи всем металлургическим заводам, где эксплуатируют металлургические агрегаты малой и средней вместимости.

Кроме вместимости, на удельную поверхность металла в ванне ДСП влияет соотношение ее геометрических размеров (максимальной глубины и радиуса на уровне зеркала металла). С переходом на одношлаковую технологию и развитием кислородных технологий произошло изменение рациональных размеров ванны ДСП. Увеличилась ее глубина, уменьшился диаметр. При этом уменьшилась площадь зеркала металла (и суммарная удельная поверхность металла), что было допустимо, поскольку весь восстановительный период плавки стали проводить в сталеразливочном ковше при перемешивании нейтральным газом. Для расплавления шихты и окислительного периода большой удельной поверхности зеркала металла не требуется, поскольку водоохлаждаемые стены и свод современных ДСП практически не участвуют в процессе передачи энергии дуг на поверхность металла, а сами электрические дуги горят в очень ограниченном пространстве проплавленных в ломе «колодцев» или в окружении вспененного шлака. В эти периоды металл интенсивно перемешивается за счет углеродного кипения и кинетической энергии кислородной струи, что многократно увеличивает реальную по-

верхность взаимодействия металла, шлака и газа.

Рациональные размеры ванны печи, таким образом, должны не только обеспечивать возможно минимальную удельную теплоотдающую поверхность металла, но и благоприятные условия для его перемешивания. Основным из механизмов перемешивания ванны металла в современной ДСП является углеродное кипение. Так как пузыри СО при кипении металла зарождаются преимущественно на границе раздела жидкого металла и футеровки подины, то интенсивность этого процесса также зависит от соотношения геометрических размеров ванны.

Таким образом, увеличение глубины ванны было целесообразно, однако теоретического обоснования рациональных размеров ванны современной ДСП, которое учитывало бы изменившиеся условия эксплуатации агрегата (увеличение мощности, изменение технологии) до сих пор не существует. По мнению автора, соотношение геометрических размеров подины современной ДСП должно удовлетворять двум главным требованиям: минимизации удельной теплоотдающей поверхности металла и максимизации удельной мощности перемешивания.

Очевидно, большое влияние на мощность углеродного перемешивания оказывает и исходное содержание углерода в шихте перед началом плавки. При выплавке полупродукта из шихты, состоящей преимущественно из стального лома, исходное содержание углерода в шихте не достаточное для организации кипения металла на протяжении всего «жидкого» периода плавки. Поэтому в шихту дополнительно присаживают углеродсодержащие материалы (УСМ), которые, как правило, представляют собой кусковый кокс, электродный бой, жидкий или твердый чугун. Массу У СМ определяют, обычно, исходя из условия, что за время плавки должно окислиться не менее 0,5 % углерода от массы плавки.

Такой подход, по глубокому убеждению автора, не отвечает современной технологии выплавки полупродукта в ДСП. Отношение основных параметров электропечной установки (ЭПУ) — интенсивность кислородной продувки и мощность трансформатора, которые отвечают за достижение параметров качества полупродукта (содержание углерода и температуры, соответственно) на всех печах разные. Это означает, что оптимальная масса УСМ в шихте ДСП должна опреде-

ляться в зависимости от соотношения параметров ЭПУ. Данный вопрос, имеющий при современных скоростных плавках большое значение, в литературе освещен недостаточно.

Ковшовая обработка полупродукта начинается с момента открытия выпускного отверстия ДСП. Ковшовая обработка позволяет разливать сталь, выплавляемую с использованием ДСП, непрерывно сериями плавок на МНЛЗ. Очень большое значение при этом играет температурный режим: температуры металла в ДСП перед выпуском, в ковше после окончания обработки на АКП и перед началом разливки. Еще большую актуальность температурный режим приобретает при использовании агрегатов средней вместимости. В сталеразливочном ковше средней вместимости металл охлаждается быстрее, чем в ковше большой вместимости, что также связано с удельной поверхностью металла. В ряде случаев'это приводит к снижению серийности разливки. В связи с отсутствием в нашей стране опыта эксплуатации сталеплавильных агрегатов средней вместимости на металлургических заводах с непрерывной разливкой стали, необходимо разработать такой температурный режим ковшовой обработки стали, который позволил бы повысить серийность и выход годного при разливке на МНЛЗ.

Для исследования энергетических и технологических особенностей ДСП-30 и АКП-30 в работе будет использовано математическое моделирование, которое в современных условиях позволяет получать результаты с удовлетворительной точностью при минимальных затратах и рисках, связанных с опробованием неудачных решений на производстве. Для исследования энергетических и технологических особенностей процесса выплавки полупродукта в ДСП потребуется детерминированная математическая модель, которая позволит исследовать влияние геометрических размеров ванны печи, а также расхода УСМ на основные технико-экономические показатели работы печи (производительность, расход электроэнергии, других энергетических и материальных ресурсов). Параллельно, необходимо исследовать процесс перемешивания металла при углеродном кипении, а также влияние на него соотношения размеров ванны. Это позволит подойти к проблеме определения рационального соотношения размеров подины ДСП более

комплексно.

Наконец, следует отметить, что количество металлургических мини-заводов, построенных по идеологии, аналогичной ЛПЗ, растет в последнее время и в мире, и в России. Это позволяет утверждать, что перечисленные выше проблемы актуальны и требуют современных научно-обоснованных технических и технологических решений.

Цель работы: исследование взаимосвязи конструкции ДСП и АКП средней вместимости с энергетическими и технологическими параметрами процессов выплавки и ковшовой обработки стали для повышения эффективности производства сортовой заготовки на металлургических мини-заводах.

Задачи работы:

1. Разработка математической модели процесса выплавки железоуглеродистого полупродукта в ДСП-30, позволяющей исследовать влияние размеров ванны и основных параметров технологии на характеристики полупродукта и показатели процесса;

2. Уточнение существующей методики расчета мощности перемешивания металла в ДСП пузырями СО во время обезуглероживания для исследования влияния размеров ванны ДСП на мощность перемешивания металла при углеродном кипении;

3. Теоретическое обоснование рационального соотношения радиуса к глубине ванны для ДСП с высокой удельной мощностью;

4. Разработка практической методики расчета технологически обоснованного количества углеродсодержащих материалов для науглероживания металла в ДСП;

5. Разработка математической модели охлаждения металла в сталеразли-вочном ковше во время ковшовой обработки стали и, на ее основе, рационального температурного режима ковшовой обработки стали для условий ЛПЗ.

Объектами исследования являются технология производства стали с применением современной ДСП с высокой удельной мощностью (0,8-1,0 МВА/т), средней вместимости (от 6 до 50 т), оснащенной средствами интенсификации

плавки, предназначенной для выплавки железоуглеродистого полупродукта по одношлаковой технологии из стального углеродистого лома, а также геометрические параметры ванны ДСП и температурный режим ковшовой обработки стали.

Информационная база работы состоит из научных публикаций отечественных и зарубежных авторов, производственных показателей (паспортов, протоколов, измерений и хронометражей плавок) работы электросталеплавильного цеха (ЭСПЦ) ЛПЗ за 2007-2013 гг., результатов собственных расчетов.

Научная новизна работы;

1. Установлены количественные отличия процессов массо- и теплоперено-са в жидкой ванне ДСП средней и большой вместимости, заключающиеся в уменьшении удельной мощности углеродного перемешивания и увеличении удельной интенсивности теплообмена с окружающей средой при уменьшении вместимости печи;

2. Разработана детерминированная математическая модель процесса выплавки железоуглеродистого полупродукта в ДСП, которая позволяет моделировать динамику процесса и, в отличие от аналогов, учитывает влияние размеров ванны на показатели процесса;

3. Показано, что барботирование металла пузырями СО, выделяющимися при обезуглероживании металла, является наиболее мощным механизмом тепло-и массопереноса в ванне ДСП-30 при средней интенсивности кислородной продувки и в отсутствие специального оборудования для перемешивания металла;

4. Определен диапазон рациональных соотношений радиуса к глубине ванны ДСП с высокой удельной мощностью исходя из критериев максимизации мощности перемешивания металла и минимизации тепловых потерь.

Практическая значимость результатов работы:

1. Опробование на ЛПЗ разработанной практической методики расчета технологически обоснованного количества УСМ для науглероживания металла в ДСП, которая предусматривает расход УСМ 7,6 кг/т шихты из расчета на чистый углерод, показало, что ее применение позволяет уменьшить продолжительность плавки в ДСП-30 на 2,4-2,7 мин, что подтверждено Техническим заключением

ЛПЗ;

2. Применение разработанного температурного режима ковшовой обработки стали СтЗ на ЛПЗ, предусматривающего повышение температуры металла перед выпуском из ДСП-30 с 1 635 до 1 650 °С, а после окончания обработки на АКП— с 1 610 до 1 635 °С, позволило повысить выход годных заготовок при непрерывной разливке стали до 99,5 % (на 3 % в абсолютном выражении), что подтверждено Техническим заключением ЛПЗ;

3. Алгоритм и элементы математического описания модели процесса выплавки железоуглеродистого полупродукта в ДСП, разработанные автором, могут быть использованы для расчета технико-экономических показателей плавки проектируемых ДСП с высокой удельной мощностью.

Апробация результатов работы. Результаты работы докладывались автором на 8-ми международных научно-технических конференциях, в том числе на XI (3-8 октября 2010 г., г. Нижний Тагил) и XII (22-26 октября 2012 г., г. Выкса) Международных конгрессах сталеплавильщиков. По всем результатам работы опубликовано 9 статей в научно-технических журналах, 4 из которых в журналах, рекомендованных ВАК; получен 1 патент.

На защиту выносятся:

1. Математическая модель процесса выплавки железоуглеродистого полупродукта в ДСП;

2. Методика расчета технологически обоснованной массы У СМ в шихте ДСП при выплавке железоуглеродистого полупродукта с использованием газообразного кислорода;

3. Теоретическое обоснование рационального соотношения радиуса к глубине ванны ДСП с высокой удельной мощностью;

4. Температурный режим ковшовой обработки стали на ЛПЗ.

Структура диссертационной работы. Работа состоит из введения, 4 глав с

промежуточными выводами, заключения, списка использованных источников из 64 наименований. Диссертация изложена на 168 стр. машинописного текста, содержит 25 табл., 44 рис. и 3 приложения.

ГЛАВА 1 — СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА

Целью работы является повышение эффективности производства сортовой заготовки. Следовательно, увеличение производительности ДСП, как основного агрегата в технологической цепи производства сортовой заготовки, позволит достичь цели работы.

Качество полупродукта, выплавляемого в ДСП, определяется тремя основными показателями: содержание углерода в металле, содержание фосфора в металле, температура металла. При выплавке полупродукта из стального лома, содержание фосфора в шихте небольшое — обычно, не превышает 0,04 %, а дефос-форация не вызывает затруднений при следовании хорошо отработанным технологическим инструкциям. Поэтому, как правило, процесс удаления фосфора не лимитирует продолжительность плавки в ДСП. Факторами, лимитирующими продолжительность плавки в ДСП, являются содержание углерода и температура металла — значит главными параметрами электропечной установки (ЭПУ) являются скорость нагрева и интенсивность обезуглероживания металла, которые зависят от таких характеристик установки, как удельная активная мощность электропечного трансформатора (МВт/т) и удельная интенсивность кислородной продувки (м3/(ч-т)).

Для повышения производительности процесса выплавки полупродукта необходимо улучшать условия для нагрева и обезуглероживания металла в ДСП, которые, помимо уже указанных факторов, в значительной степени зависят от формы и соотношения размеров внутренней поверхности подины печи. В этой связи, следует проанализировать имеющуюся информацию об указанных металлургических процессах.

1.1. Особенности обезуглероживания металла в дуговой сталеплавильной печи

Большая часть стального лома, который применяют для выплавки полупро-

дукта в ДСП при производстве рядового сортамента, состоит из углеродистых марок сталей и, следовательно, содержит около 0,2-0,3 % углерода. Опытным путем установлено, что во время плавки в ДСП необходимо окислить не менее 0,5 % углерода [1]. Поэтому шихта ДСП должна содержать определенный запас углерода в виде углеродсодержащих материалов (УСМ). Окисление углерода расплава приводит к образованию значительных объемов СО, которые превосходят объем жидкой ванны, по оценке В. И. Явойского, почти в 1 ООО раз [2]. Выделение из металла таких объемов газа производит энергичное его перемешивание, что обеспечивает равномерный прогрев ванны, интенсификацию окислительных процессов, усреднение химического состава, способствует удалению неметаллических включений и препятствует поглощению газов из атмосферы печи.

Вдувание газообразного кислорода позволяет достигать скоростей обезуглероживания в ванне ДСП порядка 0,1 %/мин [3] на печах вместимостью 100 т при использовании 3 фурм с максимальной производительностью 2 400 м3/ч каж-

■5

дая (суммарный расход на 3 фурмы— 1,2 м /(мин-т)), что близко к показателям кислородных конвертеров, где достигают скорости обезуглероживания 0,200,35 %/мин [4]. Таким образом, процесс обезуглероживания в ДСП оказывает сильное влияние на ход процесса и его показатели.

1.1.1. Термодинамика обезуглероживания

Процесс окисления углерода, растворенного в железе, газообразным кислородом описывают следующими химическими реакциями.

Сф=[С], Ав® = 22600-42,ЗТ, Дж/моль [5]; (1.1)

0^+1/202=0),., Авсо =-118000-83,77Т,Дж/моль[5]; (1.2)

1/202 = [О], Аво = -117000-2,89Т, Дж/моль [5]; (1.3)

[С] + [0] = С0г, Ав^ = -23600-38,58Т, Дж/моль. (1.4)

Несмотря на значительную интенсивность процесса обезуглероживания сталеплавильной ванны в процессе вдувания кислорода и большой тепловой эффект

прямого окисления углерода газообразным кислородом (1.2), суммарная реакция окисления растворенного в сталеплавильной ванне углерода с растворенным кислородом (1.4), по результатам большого количества исследований, является слабо экзотермической [2].

Иными словами, окисление 1 % растворенного углерода растворенным кислородом приводит к выделению около 5,5 кВт-ч энергии на 1 т металла. Для это-

л

го требуется кислорода около 9,3 м /т металла. Следовательно, при вдувании кислорода, за счет окисления 1 % углерода, в печь приходит около 0,6 кВт-ч/м3. По результатам статистического исследования большого количества печей, продувка ванны ДСП кислородом позволяет вносить за счет окисления примесей шихты от 3,5 до 4,8 кВтч/м3 энергии [6].

Таким образом, приход тепла в ДСП за счет окисления 0,5 % углерода составляет 6-9 % от суммарной энергии экзотермических реакции при вдувании кислорода, что свидетельствует о незначительной роли растворенного в металле углерода в увеличении приходной части теплового баланса типичной ДСП. При этом в различные периоды продувки в той или иной степени может протекать процесс прямого окисления растворенного углерода газообразным кислородом ((1.1) и (1.2)), тепловой эффект которой значителен и составляет около 140,6 кДж/моль [5]. Однако большая часть углерода окисляется косвенно, о чем свидетельствует кипение ванны во время кислородной продувки.

Согласно принципу Ле-Шателье [7] реакция окисления углерода (1.4) более полно протекает при пониженных температурах, что часто используют для более полного раскисления металла углеродом в результате «подстуживанйя» плавки [8]. Однако в практике выплавки железоуглеродистого полупродукта в современных ДСП, как правило, наблюдают обратное влияние температуры на скорость обезуглероживания. Это связано, по-видимому, с многостадийностью процесса обезуглероживания, который в различные периоды продувки лимитируется либо массопереносом окислителя, либо углерода в зону реакции, но не скоростью химической реакции [2], [5], [9]. При повышении температуры металла снижается его вязкость, что также благоприятно влияет на процессы диффузии. Кроме того,

при значительном локальном переокислении ванны (сверх предела растворимости кислорода в жидком железе), что имеет место при продувке ее кислородом [2], окисление углерода определяется не только протеканием реакции (1.4), но и поступлением кислорода из шлака [5]. Суммарная реакция окисления углерода кислородом шлака (1.6) носит эндотермический характер, что также объясняет положительное влияние температуры на процесс обезуглероживания.

Беж +1/2 02 = РеОж, AGje0 =-245000+ 53Т, Дж/моль [5] С1-5)

РеОж + [С] = Беж + СОг, AG^qi = 104400-94,47Т, Дж/моль. • О-6)

Равновесие растворенного в металле кислорода со шлаком обычно выражают следующим уравнением.

Беж +[0] = (FeO), AG(Fe0) = -128000 +55,89Т, Дж/моль (1-7)

Уравнения (1.4) и (1.7) позволяют определить термодинамический предел рафинирования металла в открытой дуговой печи от углерода ([C]m¡n, %) под окислительным шлаком [10].

[CL„=^f4 (1.8)

С СО FeO

где Рсо — парциальное давление СО в рабочем пространстве печи (для открытой печи принимают 1 атм.);

Крео, КСо — константы равновесия реакций (1.7) и (1.4), соответственно;

Fe — коэффициент активности растворенного углерода; aFeo — активность FeO в шлаке.

Задавшись составом шлака, характерным для окончания окислительного периода (36,4 % СаО, 12 % Si02, 37,1 % FeO, 2,2 % MgO, 4,6 % MnO, 3,6 % A1203 и 0,57 % P2O5 — по данным ОАО «Северсталь»), температурой (1 620 °С), принимая во внимание пренебрежимо малые концентрации остальных примесей (Si, Мп и др.) в металле после продувки, и, рассчитав коэффициент активности углерода по параметрам взаимодействия, а активность FeO в шлаке по теории регулярных

ионных растворов (ТРИР), можно получить [C]min = 0,02 % (при РСо = 1 атм).

Несмотря на термодинамическую возможность получения столь низких концентраций углерода в открытой печи, обезуглероживание металла при содержании углерода менее значений 0,1-0,2 % экономически не всегда оправдано. Начиная с указанной концентрации, резко возрастает расход кислорода на окисление железа и накопление его в расплаве, что обусловлено как термодинамическими, так и кинетическими факторами.

Термодинамику процесса обезуглероживания можно проиллюстрировать при помощи рис. 1.1. Видно, что равновесная концентрация растворенного в металле кислорода возрастает значительно интенсивнее при концентрациях растворенного углерода менее 0,1-0,2 %.

Рис. 1.1 — Равновесные концентрации кислорода и углерода в железе по реакции

(1.4) при температуре 1 620 °С

При снижении концентрации углерода ниже этих значений, скорость обезуглероживания значительно уменьшается, что обусловлено ростом расхода кислорода на увеличение его содержания в металле и оксида железа (II) в шлаке [2]. Так, по мере снижения концентрации углерода в металле кислородного конвертера расход кислорода на окисление 0,1 кг углерода составляет [11]:

[С], %: 0,9-1,0; 0,3-0,6; 0,1-0,25; 0,05-0,1; <0,05;

Расход ки- 0,03-0,06; 0,04-0,06; 0,05-0,07; 0,5; 1,25-1,9.

слорода, м :

Стехиометрическое количество кислорода, требуемое для окисления 0,1 кг углерода по реакции (1.2), составляет 0,09 м . На рис. 1.2 представлена графическая интерпретация данных, приведенных выше, а также проведена прямая, указывающая на стехиометрический расход кислорода.

Видно, что при концентрации углерода в металле выше 0,3 % расход кислорода на его окисление соответствует стехиометрическому и даже меньше этого значения, что свидетельствует о возможном наличии других источников кислорода в ванне печи (например, железной руды или оксидов железа в шлаке), а при снижении ниже 0,3 % — происходит сначала плавное, а затем, ниже 0,1-0,2 % — резкое увеличение расхода кислорода, что подтверждает выводы, приведенные выше. Учитывая рис. 1.1 и вышесказанное, величина этой концентрации и торможение процесса обезуглероживания ниже нее, по-видимому, связаны с термодинамикой процесса, а именно с перераспределением вдуваемого кислорода на окисление других примесей расплава, а в их отсутствие — железа.

1,6

о

¡2 1,4

О

0,8

с; о

5 0,6 ¡е •

Ч

о 0,4

и л

О. 0,2

0,0

0,0 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1,0 Концентрация углерода,%

Рис. 1.2 — Расход кислорода в зависимости от концентрации углерода в металле:

литературные данные по [11]

Таким образом, рассмотрение термодинамики обезуглероживания позволяет сделать два важных практических вывода: влияние энергии, выделяющейся при окислении растворенного в железе углерода газообразным кислородом, не значи-

тельно в общем балансе энергии ДСП; перераспределение вдуваемого кислорода на окисление железа, связанное с термодинамикой процесса, происходит при снижении концентрации углерода менее 0,1-0,2 %. Эта концентрация важна для определения расхода УСМ для науглероживания металла в ДСП, а также момента окончания кислородной продувки.

1.1.2. Кинетика обезуглероживания

Обобщая труды отечественных авторов по кинетике процесса обезуглероживания сталеплавильной ванны, можно заключить следующее.

1. При продувке расплава железа, содержащего растворенный углерод, газообразным кислородом процесс обезуглероживания лимитируется диффузией компонентов реакции (1.4) в реакционную зону [2], [8], [9], [12].

2. Существует такая концентрация углерода [С]к или [С]п, называемая критической [12] или переходной [9], при которой сменяется режим протекания реакции обезуглероживания от внешнедиффузионного (доставка окислителя) к внутридиффузионному (доставка углерода). При этом внутридиффузионный режим окисления углерода характеризуется постепенным переносом зоны реакции вглубь ванны и кипением металла за счет барботирования образующимися пузырями СО.

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Белковский, Александр Георгиевич, 2013 год

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1. Поволоцкий Д. Я. Рощин В. Е., Рысс М. А. и др. Электрометаллургия стали и ферросплавов: Учебник для вузов. Изд. 2-е, перераб. и доп. - М.: Металлургия, 1984 г. - 586 с. - 5 400 экз.

2. Явойский В. И. Теория процессов производства стали. - 2-е изд., перераб. и доп. - М.: Металлургия, 1967. - 792 е.: ил. - 5 ООО экз.

3. The Use of Scrap Substitutes Like of Cold/Hot DRI and Hot Metal in Electric Steelmaking / M. Hein, M. Abel // SEAISI Quarterly Journal. 2009. № 2. C. 68-73. Англ. (

4. Явойский В. И., Дорофеев Г. А., Повх И. Л. Теория продувки сталеплавильной ванны. - М.: Металлургия, 1974. - 496 е.: ил. - 2 ООО экз.

5. Григорян В. А., Стомахин А. Я., Уточкин Ю. И. и др. Физико-химические расчеты электросталеплавильных процессов: Сб. задач с решениями. - 2-е изд., перераб. и доп. - М.: МИСиС, 2007. - 318 с. - 500 экз.

6. Потребление энергии и расход электродов в дуговых печах / 3. Келе // Черные металлы. 1993. № 3. С. 43-53.

7. Жуховицкий А. А., Шварцман Л. А. Физическая химия: Учебник для вузов.- 4-е изд., перераб. и доп.- М.: Металлургия, 1987,- 688 е.: ил.-14 250 экз.

8. Григорян В. А., Белянчиков Л. Н., Стомахин А. Я. Теоретические основы электросталеплавильных процессов. - М.: Металлургия, 1987, 272 е.: ил.— 4 600 экз.

9. Меджибожский М. Я. Основы термодинамики и кинетики сталеплавильных процессов. - Киев.: Вища школа, 1986. - 280 е.: ил. - 1 900 экз.

10. Падерин С. Н., Филиппов В. В. Теория и расчеты металлургических систем и процессов - М.: МИСИС, 2001. - 334 е.: ил. - 700 экз.

11. Явойский В. И., Кряковский Ю. В., Григорьев В. П. и др. Металлургия стали: Учебник для вузов. - М.: Металлургия, 1983, 584 е.: ил. - 11 400 экз.

12. Филиппов С. И. Теория процесса обезуглероживания стали - М.: Ме-

таллургиздат, 1956. - 166 е.: ил. - 4 ООО экз.

13. Effect of Arc Lenth on Fluid Flow and Mixing Phenomena in AC Electric Arc Furnaces / OJ.P. Gonzalez, M.A Ramirez-Argaez, A.N. Conejo // ISIJ International. 2010. Vol. 50. № 1. C. 1-8. Англ.

14. Особенности теплообмена в дуговой сталеплавильной печи / Сосонкин О. М., Шишимиров М. В. // Сталь. 2004. № 8. С. 34-36.

15. Егоров А. В. Электроплавильные печи черной металлургии: Учебник для вузов. - М.: Металлургия, 1985. - 280 е.: ил. - 4 700 экз.

16. Егоров А. В. Расчет мощности и параметров электроплавильных печей: Учеб. пособие для вузов. - М. : МИСИС, 2000. - 272 с. : ил. - 1 000 экз.

17. Electromagnetic Stirring in Electric Arc Furnace / R. Stal, C. Carlsson // Stahl und Eisen. 2009. № 11. C. S67-S71. Англ.

18. Опыт использования системы DVS для донной продувки металла в условиях ЭСГЩ Молдавского металлургического завода / А. В. Юдин, А. В. Кузнецов, И. В. Деревянченко и др. // Металлург. 2007. № 10. С. 37-38.

19. The Evolution of Preheating and the Importance of Hot Heel in Supersized Consteel Systems / F. Memoli, M. Guzzon, C. Giavani // Iron and Steel Technology. 2012. № l.C. 70-78. Англ.

20. Окороков H. В. Дуговые сталеплавильные печи. - М.: Металлургия, 1971. - 344 е.: ил. - 4 000 экз.

21. Никольский JI. Е., Смоляренко В. Д., Кузнецов JI. Н. Тепловая работа дуговых сталеплавильных печей. - М.: Металлургия, 1981.- 320 е.: ил. - 1 740 экз.

22. Поволоцкий Д. Я., Гудим Ю. А., Зинуров И. Ю. Устройство и работа сверхмощных дуговых сталеплавильных печей. - М.: Металлургия, 1990. - 176 е.: ил. - 1 050 экз.

23. Размеры и форма ванны круглой дуговой печи / В. В. Афанасьев // Электрометаллургия. 2005. № 1. С. 17-21.

24. Single EAF and Single Billet Caster for 320 t/h Productivity / R. Gottardi, B. Engin, S. Miani et al. // SEAISI Quarterly Journal. 2009. № 2. C. 13-22. Англ.

25. Каблуковский А. Ф., Салаутин В. А., Мазуров Е. Ф. и др. Электроплавка стали в крупных печах. - М.: Металлургия, 1979. - 217 е.: ил. - 2 200 экз.

26. 2012 EAF Roundup / Association for Iron and Steel Technology / Iron and Steel Technology. 2012. № 1. C. 100-121. Англ.

27. Интенсивность перемешивания металла в ванне мартеновской печи всплывающими пузырями окиси углерода и связь ее со значением эффективного коэффициента диффузии вещества в расплаве / Скребцов А. М. // Тепло- и массо-обменные процессы в ваннах сталеплавильных агрегатов: сборник докладов I Всесоюзной конференции по тепло- и массообменным процессам в ваннах сталеплавильных агрегатов. -М.: Металлургия, 1975 (ЖМИ). С. 58-62.

28. Mathematical Modeling of the Melting Rate of Metallic Particles in the Electric Arc Furnace / Gonzalez O. J. P., Ramirez-Argaez M. A., Conejo A. N. // ISIJ International. 2010. № 1. C. 9-16. Англ.

29. Mathematical Modeling Study on Combined Side and Top Blowing AOD Refining Process of Stainless Steel / J. H. Wei, Y. Cao, H. L. Zhu et al. // ISIJ International. 2011. № 4. C. 365-374. Англ.

30. A Hybrid Model of Steel Refining in The Ladle Furnace / T. Kargul, J. Falkus // Steel Research Int. 2010. № 11. С 953-958. Англ.

31. Comprehensive Model of Oxygen Steelmaking Part 1: Model Development and Validation / N. Dogan, G. A. Brooks, M. A. Rhamdhani // ISIJ International. 2011. № 7. С. 1 086-1 092. Англ.

32. Промышленное освоение компьютерного управления выплавкой стали на БМЗ и ММЗ на основе физико-химической модели ОРАКУЛ / Пономаренко А. Г., Гуляев М. П., Деревянченко И.В. и др. // Труды 5 конгресса сталеплавильщиков.-М., 1999, с.

33. Моделирование процессов обезуглероживания высоколегированных сплавов в электропечи с помощью компьютерной системы ГИББС™ / Съемщиков Н. С., Котельников Г. И., Толстолуцкий А. А., и др. // Труды 7 конгресса сталеплавильщиков, М.: ОАО «Черметинформация», 2002 - С. 305-308.

34. Модель расчета средней температуры металла в сверхмощной ДСП и ее

применение в АСУТП / Скрябин В. Г., Скрябин Д.В. // Материалы 2-й международной научно-практической конференции «Автоматизированные печные агрегаты и энергосберегающие технологии в металлургии» (3-5 декабря, г. Москва). -М.: МИСиС. - С. 466-468.

35. Модель для расчета теплопотерь в процессе внепечной обработки стали / Лившиц Д. А., Попандопуло И. К., Паршин В. М. и др. // Сталь. 2010. № 11. С. 29-31.

36. Изучение теплового состояния ванны установки ковш-печь / Пиптюк В. П., Поляков В. Ф., Самохвалов С. Е. и др. // Металлург. 2011. № 7. С. 50-53.

37. Temperature Prediction Model for Controlling Casting Superheat Temperature / N. Gupta, S. Chandra // ISIJ International. 2004. № 9. C. 1 517-1 526. Англ.

38. Physical and Mathematical Modelling of Thermal Stratification Phenomena in Steel Ladles / Y. PAN, B. BJORKMAN // ISIJ International. 2002. № 6. C. 614-623. Англ.

39. Пригожин И. Введение в термодинамику необратимых процессов. -Ижевск: НИЦ «Регулярная и хаотическая динамика», 2001.- 160 е.: ил.-1 000 экз.

40. Исследование окисленности высоколегированных расплавов для прогнозирования окислительного процесса при производстве коррозионно-стойкой стали: дис. на соискание ученой степени канд. техн. наук: 05.16.02: защищена 26.05.11 / Городецкий Вячеслав Игоревич. - М., 2011. - 111 с.

41. Анализ и оптимизация технологии выплавки и внепечного рафинирования стали с использованием обобщенной термодинамической модели сталеплавильных процессов: дис. на соискание ученой степени канд. техн. наук: 05.16.02: защищена 28.10.04 / Толстолуцкий Алексей Александрович. - М., 204. - 191 с.

42. Investigating the Effect of Slag on Decarburization in an AOD Converter Using a Fundamental Model / N. A. I. Andersson, A. Tilliander, L. Т. I. Jonsson et al. // Steel Research Int. 2012. № 2. C. 162-177. Англ.

43. Modeling and Validation of an Electric Arc Furnace: Part 2, Thermo-

chemistry / V. Logar, D. Dovzan, I. Scrjanc // ISIJ International. 2012. № 3. C. 413423. Англ.

44. Мастрюков Б. С. Теория, конструкция и расчеты металлургических печей. Расчеты металлургических печей: уч. для техникумов; в 2 т. - 2-е изд., перераб. и доп. - М. : Металлургия, 1986. - 2 т. - 376 с.

45. Heat Recovery System for the EAF Meltshop / C. Born, R. Granderath // MPT International. 2010. № 4. C. 36-^0. Англ.

46. Opportunities and Technologies for Energy Recovery in Minimills / Jeremy A. T. Jones // Iron and Steel Technology. 2010. № 2. C. 38-46. Англ.

47. Optimum Energy Management of Electric Arc Furnace / M. Yamazaki, Y. Sato, R. Seki // SEAISI Quarterly Journal. 2010. № 2. C. 60-66. Англ.

48. Методика расчета оптимальных технологических параметров ДСП-60 для снижения расхода электроэнергии и увеличения выхода годного / Страшнов М. М. // Черная металлургия. 2006. № 1. С. 40-44.

49. Оптимизация вдувания кислорода в дуговые печи / М. Буфенор, К. Ти-нелиз-Диз, Д. Шиндлер и др. // Steel Times International. 1997. № 12.

50. Падерин С. Н., Серов Г. В., Шильников Е. В. и др. Электрохимический контроль и расчеты сталеплавильных процессов. - М.: Изд. Дом МИСиС, 2011. -284 е.: ил.-200 экз.

51. Моделирование процесса выплавки полупродукта в ДСП / Белковский А. Г., Кац Я. Л. // Черная металлургия: Бюллетень научно-технической и экономической информации. - 2011. - № 12 - С. 42-50.

52. Влияние геометрических параметров ванны ДСП на основные показатели работы печи / Белковский А. Г., Кац Я. Л. // Электрометаллургия. - 2012. -№ 11.-С. 17-20.

53. Оптимальное содержание углерода в шихте ДСП / Белковский А. Г., Кац Я. Л., Филиппов С. Ф. // Металлург. - 2012. - № 11. - С. 31-37.

54. Обоснование и расчет оптимального содержания углерода в шихте ДСП / Белковский А. Г., Кац Я. Л. // Труды XI Конгресса сталеплавильщиков. - 2011. -С. 226-233.

55. Способ выплавки железоуглеродистого полупродукта в дуговой сталеплавильной печи / Пат. 2449026 Рос. Федерация.

56. Ойкс Г. Н., Иоффе X. М. Производство стали. Расчеты. - 4-е изд. - М.: Металлургия, 1975. - 480 е.: ил. - 8 800 экз.

57. Будущее дуговых сталеплавильных печей - в цпециализации их конструкции / Белковский А. Г., Кац Я. Л., Сивак Б. А., Пасечник Н. В. // Черные металлы. - 2013.-№ 3. - С. 14-19.

58. Ефимов В.А. Разливка и кристаллизация стали. - М.: Металлургия, 1976.-552 е.: ил.-2 700 экз.

59. Проектные показатели дуговой сталеплавильной печи производительностью 220 тыс. т жидкой стали в год для мини-завода / Кац Я.Л., Пасечник Н.В. // Электрометаллургия. - 2005. - № 1. - С. 2-6.

60. Кнюппель Г. Раскисление и вакуумная обработка стали. Ч. 2, Основы и технология ковшовой металлургии; пер. с нем. яз. Г. Н. Еланского. - М.: Металлургия, 1984. - 414 е.: ил. - 2 060 экз.

61. Температурный режим металла при продувке в ковше / Охотский В.Б. // Металлы. - 1991. - № 5. - С. 34-37.

62. Еднерал Ф.П., Филиппов А.Ф. Расчеты по электрометаллургии стали и ферросплавов. - М.: Металлургиздат, 1956. - 190 е.: ил. - 6 500 экз.

63. Мастрюков Б. С. Теория, конструкция и расчеты металлургических печей. Расчеты металлургических печей: уч. для техникумов; в 2 т. - 2-е изд., пере-раб. и доп. - М.: Металлургия, 1986. - 2 т. - 376 с.

64. Математическая модель процесса охлаждения стали в ковше малой вместимости / Белковский А. Г., Кац Я. Л. // Металлург. - 2009. - № 5. - С. 32-39.

ПРИЛОЖЕНИЕ А — КОНСТРУКЦИЯ ФУТЕРОВКИ ДСП-30

МР- 002.00.041

Литера! масса [Масштаб

Футеровка ДСП-30

Металл Проект

МТ-14А МТ-10А

Рис. А.1 — Конструкция футеровки ДСП-30 ЛПЗ

ПРИЛОЖЕНИЕ Б— МАТЕМАТИЧЕСКАЯ МОДЕЛЬ ПРОЦЕССА ВЫПЛАВКИ ПОЛУПРОДУКТА В ДСП-30 ЛПЗ (ИСХОДНЫЙ КОД ПРОГРАММЫ В VISUAL BASIC)2

Табл. Б.1 — Перечень переменных в модели (в алфавитном порядке)_

Обозначение Размерность Описание

аС() % масс. Активность углерода в металле

асс - Точность приближения

aFeO () % масс. Активность ЕеО в шлаке

аМп () % масс. Активность Мп в металле

аМпОО % масс. Активность МпО в шлаке

Answ - Ответ на вопрос о рекомендуемом шаге вычисления

AnswPnnt - Запрос на печать

aO () % масс. Активность кислорода в металле

aOCMin() % масс. Минимальная активность кислорода по С

aOFeMin () % масс. Минимальная активность кислорода по Ре

aOMnMin () % масс. Минимальная активность кислорода по Мп

aOSiMin () % масс. Минимальная активность кислорода по Бл.

aSi() % масс. Активность Бл. в металле

aSi02 () % масс. Активность Бл-Ог в ишаке

cAirL МДж/(моль•К) Удельная теплоемкость воздуха при низкой температуре

СС() % масс. Концентрация С в металле

ССаО () % масс. Концентрация СаО в шлаке

ССН4Н МДж/(моль■К) Удельная теплоемкость СН4 при высокой температуре

CCH4L МДж/ (моль • К) Удельная теплоемкость СН4 при низкой температуре

CCmin () % масс. Предел рафинирования металла по С

СС02Н МДж/ (моль • К) Удельная теплоемкость С02 при высокой температуре

сСОН МДж/(моль•К) Удельная теплоемкость СО при высокой температуре

сСоке МДж/(кг-К) Удельная теплоемкость УСМ

CEf L02 - Коэффициент усвоения кислорода фурмы

CEfWSp02 - Коэффициент усвоения кислорода рабочего пространства

CFe () % масс. Концентрация Ре в металле

CFeO () % масс. Концентрация РеО в шлаке

СЕ20В МДж/(моль•К) Удельная теплоемкость Н20 при высокой температуре

CHeelC % масс. Концентрация С в металле болота

CHeelCaO % масс. Концентрация СаО в шлаке болота

CEeelFe % масс. Концентрация Ре в металле болота

CHeelFeO % масс. Концентрация РеО в шлаке болота

CHeelMgO % масс. Концентрация МдО в шлаке болота

CHeelMn % масс. Концентрация Мп в металле болота

CHeelMnO % масс. Концентрация МпО в шлаке болота

CHeelSi % масс. Концентрация Эл. в металле болота

CHeelSi02 % масс. Концентрация Бл-Ог в шлаке болота

CInfl - Коэффициент влияния для ввода протокола

cLime МДж/ (кг-К) Удельная теплоемкость извести

Clmn - Номер столбца в протоколе

ClmnO - Номер столбца левого верхнего угла протокола

ClmnEnd - Номер столбца правого нижнего угла протокола

ClmnShftBal - Смещение таблиц с балансовыми данными

ClmnShftCal - Смещение таблиц с расчетными данными

ClmnShftCon - Смещение таблиц с расходами

ClmnShftEr - Смещение таблиц с невязками

cMgnzt МДж/ (кг К) Удельная теплоемкость магнезитовых огнеупоров

CMgO () % масс. Концентрация МдО в шлаке

CMn () % масс. Концентрация Мп в металле

CMnminO % масс. Предел рафинирования металла по Мп

CMnOO % масс. Концентрация МпО в шлаке

CN2H МДж/ (моль • К) Удельная теплоемкость N2 при высокой температуре

CnsmAirln () кг Счетчик вошедшего воздуха

CnsmBCH4 () кг Счетчик природного газа

CnsmB02 () кг Счетчик кислорода через горелку

2 Служебные процедуры (форматирование ячеек, графиков и проч.) не приведены. Указаны только их названия

Обозначение Размерность Описание

СпзтСЬ() кг Счетчик расхода лома

СпзтСН40££С() кг Счетчик несгоревшего природного газа

СпэтСЬОхС () МДж Энергия химического тепла от окисления углерода металла

СпэтСЬОхЕе () МДж Энергия химического тепла от окисления железа металла

СпзтСЬОхМп () МДж Энергия химического тепла от окисления марганца металла

СпзтСЬ0х03о1 () МДж Энергия растворения кислорода в металле

СпзтСЬОхв! () МДж Энергия химического тепла от окисления кремния металла

СпзтСЬНе<1СЗо1 () МДж Энергия химического тепла от растворения углерода в металле

CnsmChRedFeO () МДж Энергия химического тепла от восстановления ГеО

СпвтСИКесШпО () МДж Энергия химического тепла от восстановления МпО

СпзтСЬКеа02С0() МДж Энергия химического тепла от окисления углерода газообразным кислородом до СО

СпзтСЬЯеа02С02 () МДж Энергия химического тепла от окисления углерода газообразным кислородом до С02

спзтськеаэюг () МДж Энергия химического тепла от восстановления 8±Ог

СпзтС02В0££С () моль/с Счетчик С02 от сгорания природного газа в отходящих газах

СпзтС02СЕ10££в() моль/с Счетчик С02 от окисления углерода электродов в отходящих газах

СпзтС02 ИесЮ£ £ в () кг Счетчик С02 в отходящих газах

СпзтСООО££г() кг Счетчик СО от окисления углерода металла

СпзтСоке() кг Счетчик кокса

СпзтСОИесК^г () кг Счетчик СО от реакции окисления У СМ газообразным кислородом

СпэтСТесЬ () кг ч Счетчик технологического углерода

СпзтЕ () МДж Счетчик электроэнергии

СпзтЕЬ () МДж Счетчик электрических потерь

СпБтЕЮх () кг Расход электродов

СпзтЕЮхТгие () кг Счетчик истинного расхода электродов

СпзтН20В0££в() моль/с Счетчик Н20 от сгорания природного газа в отходящих газах

СпзтНее181() кг Счетчик ишака болота

СпэтНее13Ъ () кг Счетчик металла болота

СпзтНЬНС () МДж Счетчик тепловых потерь нижней частью корпуса

СпзтНЬтТ () МДж Счетчик потерь тепла с выпускаемым металлом

СпзгаНЬИОр () МДж Счетчик тепловых потерь через открытый свод

СпвтНЬвПОр() МДж Счетчик тепловых потерь через открытое рабочее окно

СпзтНШО МДж Счетчик тепловых потерь с охлаждающей водой

СпгтЫте () кг Счетчик извести

СпзтЬ02 () кг Счетчик кислорода через фурму

СпзтМдпг! () кг Счетчик магнезита

СпзгоМР Ев() кг Счетчик смеси МР-Ев

СпзгоНР № () кг Счетчик смеси МР-Г-ВТ

СпзпипТ () кг Счетчик выпущенного металла

СпзпДО20££6() кг Счетчик азота отходящих газов

Спзт020££6() кг Счетчик кислорода отходящих газов

Спзт02ТесЬ () кг Счетчик технологического кислорода

СпвтОхС () кг Счетчик окисленного углерода

СпзтОхСО () кг Счетчик образованного СО

СпэтОхЕе () кг Счетчик окисленного железа

СпзтОхЕеОО кг Счетчик образованного ЕеО

СпзтОхМп () кг Счетчик окисленного марганца

СпзтОхМпО () кг Счетчик образованного МпО

СпзтОхв! () кг Счетчик окисленного кремния

СпзтОхЭхОг () кг Счетчик образованного ЗЮ2

СпзтРВ () МДж Счетчик энергии горелки

СпзтРСоке () кг Счетчик порошкового кокса

СпзтРЕЮх () МДж Счетчик энергии окисления углерода электродов

СпзтРЬА1г1п () МДж Счетчик физического тепла подсосанного воздуха

СпзтРЬВСН4 () МДж Счетчик физической энергии природного газа

СпзтРЬВ02 () МДж Счетчик физической энергии кислорода горелки

СпзтРЬСЬ () МДж Счетчик физического тепла шихтовых материалов

СпзтРЬСН40££С() МВт Мощность физической энергии СН4 в отходящих газах

СпзтРЬС02В0££в() МВт Мощность физической энергии С02 от работы горелки в отходящих газах

СпэтРЬС02СЕ10££в( ) МВт Мощность физической энергии С02 от окисления электродов в отходящих газах

Сп зтРЬС02 1Ю£ £ в () МДж Мощность физической энергии С02 от реакций восстановления в отходящих газах

СпвтРЬСОПО££в() МВт Счетчик физического тепла СО от окисления углерода металла в отходящих газах

СпзтРЬСоке () МДж Счетчик физического тепла кокса

СпвтРЬСО!«« £ в() МДж Счетчик физического тепла СО от восстановительных реакций в отходящих газах

СпзтРЬН20В0££6() МВт Счетчик физического тепла Н20 от работы горелки в отходящих газах

СпгтРЬНее181 () МДж Счетчик физического тепла шлака болота

СпзтРЬНее18Ъ () МДж Счетчик физического тепла болота

СпгтРЬЬипе () МДж Счетчик физической энергии извести

СпзтРЬЬ02 () МДж Счетчик физической энергии кислорода фурмы

СпзтРЬМдпгЪ () МДж Счетчик физического тепла магнезита

Обозначение Размерность Описание

СпзтРЬМР ГвО МДж Счетчик физического тепла МР-Ев

СпзтРЬМР №•() МДж Счетчик физического тепла МР-МЕ

СпэтРЬЫ20££С() МВт Счетчик физического тепла в отходящих газах

СпзтРЬ020££6 () МВт Счетчик физического тепла 0а в отходящих газах

СпзтРЬРСоке () МДж Счетчик физического тепла порошкового кокса

СО () % масс. Концентрация кислорода в металле

С02Ахг % масс. Содержание кислорода в воздухе

с02Н МДж/ (моль • К) Удельная теплоемкость 02 при высокой температуре

с02Ь МДж/ (моль ■ К) Удельная теплоемкость 02 при низкой температуре

СокеЕпс! с Начало присадки кускового и порошкового УСМ

СокеБЪагЪ с Окончание присадки кускового и порошкового УСМ

СОМхп () % масс. "Предел растворимости" кислорода

СтЪ() кА Ток уставки

СвсгС % масс. Концентрация С в ломе

СЭсгЕе % масс. Концентрация Ее в ломе

СЭсгМп % масс. Концентрация Мп в ломе

СЗсгвх % масс. Концентрация Эх в ломе

СЭх() % масс. Концентрация Эх в металле

СвттО % масс. Предел рафинирования металла по Эх

СЭх02 <) % масс. Концентрация гх02 в шлаке

СБ! МДж/ (кг-К) Усредненная теплоемкость шлака

свЫ.хд МДж/(кг-К) Удельная теплоемкость жидкой стали

свЪво! МДж/(кг-К) Удельная теплоемкость твердой стали

ОС () - функция исходного состояния реакции растворения углерода в металле

осоо - функция исходного состояния реакции окисления углерода металла растворенным кислородом

0СО2 () - функция исходного состояния реакции окисления углерода УСМ газообразным кислородом до С02

йСОРО - функция исходного состояния реакции окисления углерода УСМ газообразным кислородом до СО

ЭГеСО() - функция исходного состояния реакции восстановления ЕеО углеродом УСМ

ИЕеОО - Функция исходного состояния реакции окисления железа растворенным кислородом

<1хзЪгС() - Коэффициент распределения кислорода на окисление растворенного углерода

<1хэЪгСАих - Коэффициент распределения кислорода на окисление растворенного углерода (вспомогательное значение)

дхзЪгСИет () - Коэффициент распределения углерода на наполнение фазы УСМ в рабочем пространстве

ад.гЪгСЗо1 () - Коэффициент распределения углерода на растворение в металле

<1хзЪгСЗо1Аих - Коэффициент распределения углерода на растворение в металле (вспомогательное значение)

<1хзЪгЕе () - Коэффициент распределения кислорода на окисление железа

с1хз1гЕеАих - Коэффициент распределения кислорода на окисление железа (вспомогательное значение)

<1хзЪгЕеО() - Коэффициент распределения углерода на восстановление ЕеО шлака

<1хзЪгЕеОАих - Коэффициент распределения углерода на восстановление ЕеО шлака (вспомогательное значение)

ахэЪгМп () - Коэффициент распределения кислорода на окисление марганца

<1хзЪгМпАих - Коэффициент распределения кислорода на окисление марганца (вспомогательное значение)

с1хзЪгМпО() - Коэффициент распределения углерода на восстановление МпО шлака

(1хз ЪгМпОАих - Коэффициент распределения углерода на восстановление МпО шлака (вспомогательное значение)

с!1зЪг02С0() - Коэффициент распределения углерода на окисление газообразным кислородом рабочего пространства до СО

с!хз1г02С02 () - Коэффициент распределения углерода на окисление газообразным кислородом рабочего пространства до С02

<113 Ъг02 С02Аих - Коэффициент распределения углерода на окисление газообразным кислородом рабочего пространства до С02 (вспомогательное значение)

<1х 8 £г02 СОАих - Коэффициент распределения углерода на окисление газообразным кислородом рабочего пространства до СО (вспомогательное значение)

е1хзЪг8х () - Коэффициент распределения кислорода на окисление кремния

da.strSa.Aux - Коэффициент распределения кислорода на окисление кремния (вспомогательное значение)

ахзйгэхог с) - Коэффициент распределения углерода на восстановление Бх02 шлака

¿иэЪгЗхОгАих - Коэффициент распределения углерода на восстановление гх02 шлака (вспомогательное значение)

йхзЪгЗит - Сумма коэффициентов распределения кислорода

<1хзЪгЗитС - Сумма коэффициентов распределения углерода

БМпСОО - Функция исходного состояния реакции восстановления МпО углеродом УСМ

БМпО () - Функция исходного состояния реакции окисления Мп в металле растворенным кислородом

ОвхСОО - Функция исходного состояния реакции восстановления БхОг углеродом УСМ

0Эх02 () - Функция исходного состояния реакции окисления Эх в металле раство-

Обозначение Размерность Описание

ренным кислородом

аь с Расчетный интервал времени

еССО - Параметр взаимодействия С по С

еСМп - Параметр взаимодействия С по Мп

еСО - Параметр взаимодействия С по 0

еСБх () - Параметр взаимодействия С по Бх

Е1п() МДж Полная вводимая энергия

еМпС - Параметр взаимодействия Мп по С

еМпО - Параметр взаимодействия Мп по О

Еп№() МДж Энтальпия системы металл-шлак-заправочная смесь

ЕпЪЬАих МДж Энтальпия системы металл-шлак-заправочная смесь (вспомогательное значение)

еОС - Параметр взаимодействия О по С

еОМп - Параметр взаимодействия О по Мп

еООО - Параметр взаимодействия О по 0

еОЭх - Параметр взаимодействия 0 по Бх

ЕОиЪО МДж Полная выводимая энергия

ЕРЬСЬ() МДж Теплосодержание лома

ЕРЬНее1Э1 () МДж Теплосодержание шлака болота

ЕРЬНее18Ъ() МДж Теплосодержание металла болота

ЕРЬЬхте () МДж Теплосодержание извести

ЕРЬМдпгМ) МДж Теплосодержание магнезита

ЕРЬМР ГБ() МДж Теплосодержание МР-Г6

ЕРЬМР МГ() МДж Теплосодержание МР-МГ

евхС() - Параметр взаимодействия Эх по С

евхМп - Параметр взаимодействия вх по Мп

еБЮ - Параметр взаимодействия вх по О

еЗхвх () - Параметр взаимодействия вх по вх

ЕЭвКОр Вт/к' Комплекс для расчета потерь излучением через открытый свод

ЕвввООр Вт/К* Комплекс для расчета потерь излучением через открытое окно

ЕБЫ.ХЯ МДж/кг Удельное теплосодержание жидкой стали при температуре ликвидус

ГС о - Коэффициент активности С

Я*п<) - Коэффициент активности Мп

«> о - Коэффициент активности О

£вх<) - Коэффициент активности Эх

вазРитрОиЪ () - Состояние газоочистки (О-выключена; 1-включена)

<ЗС() Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций растворения углерода УСМ в металле

<ЗСО() Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций окисления углерода металла растворенным кислородом

СЗС02 () Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций окисления углерода УСМ газообразным кислородом до С02

<ЗСОР() Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций окисления углерода УСМ газообразным кислородом до СО

ссом-о Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций равновесия растворенного углерода с газовой атмосферой

вЕеСОО Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций восстановления ГеО углеродом УСМ

6ГеО() Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций окисления железа растворенным кислородом

БРеОКМ) Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций равновесия кислорода со шлаком

дтатГе () - Коэффициент активности ГеО в шлаке

дттМп ( ) - Коэффициент активности МпО в шлаке

дтатвх () - Коэффициент активности 5102 в шлаке

ЭШСОО Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций восстановления МпО углеродом УСМ

(ЗМпОО Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций окисления марганца растворенным кислородом

СЗМпОКМ) Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций равновесия марганца со шлаком

ввхСОО Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций восстановления Бх02 углеродом УСМ

СЭх02 () Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций окисления кремния растворенным кислородом

сБхогкь о Дж/моль Изменение стандартной энергии Гиббса реакций равновесия кремния со шлаком

НС Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакции растворения углерода в металле

нсо Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакции окисления углерода в металле растворенным кислородом

НС02 Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакций окисления углерода УСМ газообразным кислородом до С02

НСОР Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакций окисления углерода УСМ газообразным кислородом до СО

Обозначение Размерность Описание

НеаШтЬ - Номер плавки

НЕеСО Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакций восстановления ЕеО углеродом усм

НЕеО Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакций окисления железа растворенным кислородом

НМпСО Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакций восстановления МпО углеродом УСМ

НМпО Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакции окисления марганца растворенным кислородом

НОво1 Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакций растворения кислорода в железе

НвхСО Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакций восстановления 3л.02 углеродом УСМ

НЭ102 Дж/моль Изменение стандартной энтальпии реакции окисления кремния растворенным кислородом

- Счетчик итераций

3 - Шаг расчета

ЗЕпс! - Последний шаг расчета

КС () - Константа равновесия реакции растворения углерода в металле

ксо() - Константа равновесия реакции окисления углерода металла растворенным кислородом

КС02 () - Константа равновесия реакций окисления углерода УСМ газообразным кислородом до С02

ксор о - Константа равновесия реакций окисления углерода УСМ газообразным кислородом до СО

ксокм) - Константа равновесия реакций равновесия растворенного углерода с газовой атмосферой

ке - Счетчик проб

КГеСОО - Константа равновесия реакций восстановления ЕеО углеродом УСМ

КЕеОО - Константа равновесия реакций окисления железа растворенным кислородом

КЕеОКЬ() - Константа равновесия реакций равновесия кислорода со шлаком

кмпсоо - Константа равновесия реакций восстановления МпО углеродом УСМ

кмпо() - Константа равновесия реакций окисления марганца растворенным кислородом

КМпОКМ) - Константа равновесия реакций равновесия марганца со шлаком

кбхсоо - Константа равновесия реакций восстановления Бх02 углеродом УСМ

Квд.02 () - Константа равновесия реакций окисления кремния растворенным кислородом

Кв102КЬ() - Константа равновесия реакций равновесия кремния со шлаком

кЪ - Счетчик замеров температуры

ЬтЬйгЬ МДж/кг Скрытая теплота плавления стали

МаэзЕггог () кг Абсолютная невязка баланса массы к шагу ¡)

МаззЕггогвр() КГ Относительная невязка баланса массы к шагу 3

Мазз1п () КГ Суммарный приход массы к шагу э

МаззОиЪ () КГ Суммарный расход массы к шагу 3

МахвЪер О - Вспомогательная переменная для расчета максимального шага

МахБЪерМл-П - Минимальное значение максимального шага

тССМ() КГ Масса фазы УСМ в рабочем пространстве (непрореагировавшего)

тСЬ () КГ Массы завалки и подвалок

тСоке О КГ Масса присадок кокса

тСокеЭит КГ Общая масса УСМ

тНее131 () КГ Масса шлака болота

тНее1БЪО КГ Масса металла болота

тЬхте() кг Масса извести

шМе1ЪАих кг Вспомогательное значение массы расплава

тМдпгЪ О КГ Масса магнезита

тМР Ев О КГ Масса МР ГС

тМР (■№() КГ Масса МР МЕ

то1Ал.г кг/моль Молярная масса воздуха

то1С кг/моль Молярная масса С

шо1Са кг/моль Молярная масса Са

то1СаО кг/моль Молярная масса СаО

то1СО кг/моль Молярная масса СО

то1Ее кг/моль Молярная масса Ре

то1ГеО кг/моль Молярная масса ЕеО

то1Н кг/моль Молярная масса Н

то1МдО кг/моль Молярная масса МдО

то1Мп кг/моль Молярная масса Мп

то1МпО кг/моль Молярная масса МпО

то1И кг/моль Молярная масса N

тоЮ кг/моль Молярная масса О

то1&1 кг/моль Молярная масса Эх

то18х02 кг/моль Молярная масса Э1О2

тРСокеЗит кг Суммарная масса порошкового УСМ

Обозначение Размерность Описание

mRef () кг Масса заправочной массы в печи

mSl() кг Масса шлака в печи

mSt () кг Масса металла в печи

mStLiqO кг Масса жидкого металла

nC<) моль Количество углерода в металле

nCaOO моль Количество СаО в шлаке

nFe() моль Количество железа в металле

nFeOO моль Количество РеО в шлаке

nMgO () моль Количество МдО в шлаке

nMn () моль Количество марганца в металле

nMnOO моль Количество МпО в шлаке

nO <) моль Количество кислорода в металле

nOMin (> моль "Предел растворимости" кислорода

nOxC () моль Количество окисленного углерода металла

nOxCOO моль Количество СО при окислении углерода металла растворенным кислородом

nOxFe () моль Количество окисленного железа металла

nOxFeO() моль Количество ГеО при окислении железа растворенным кислородом

nOxMnO моль Количество окисленного марганца металла

nOxMnOO моль Количество МпО при окислении марганца металла растворенным кислородом