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转炉炼钢题库（DOC）
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炼钢部分各种计算公式汇总
炼钢部分各种计算公式汇总1、转炉装入量钢坯(锭)单重×钢坯(锭)支数+浇注必要损失 装入量= -合金用量×合金收得率(%) 钢水收得率(%) 2、氧气流量 V Q= t m3 m3 Q-氧气流量（标态） ， 或 min h V-1 炉钢的氧气耗量（标态） 3; ，m t-1 炉钢吹炼时间，min 或 h 3、供氧强度 Q I= T m3 I-供氧强度（标态） ， ； t?min m3 Q-氧气流量（标态） ， ； min 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 α =(κ gRT)1/2m/s α ―当地条件下的音速，m/s；κ ―气体的热容比，对于空气和氧气，κ =1.4；g―重力加速 度，9.81m/s2；R―气体常数，26.49m/κ 。 马赫数计算 M=ν /α M―马赫数；ν ―气体流速，m/s；α ―音速，m/s。 冲击深度计算 h 冲=K ρ P0 ?d0 0.4 金 (1+H枪/dc?B)2 0.5 0.6h 冲―冲击深度，m；P0―氧气的滞止压力（绝对） ，K/M ；d0―喷管出口直径，m；H 枪―枪 3 位，m；ρ 金―金属的密度，K/m ；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，冲击深度达到最大值，即 P0 ?d0 hmax= 0.4 ρ 金0.5 0.6有效冲击面积计算 R=2.41×10 （4h νmax）2R―有效冲击半径，m；νmax―液面氧射流中心流速，m/s；νmax=ν出d出 P0 ? H 0.404ν 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 氧气的液滴总表面积 （金 属-氧气的接触面积） ： SΣ = 3G金 r平均?ρ金G 金―1 标米 3 氧气中的金属液滴重量=3×1.43 K；r 平均―液滴的平均半径，m；ρ 金―金属 液的密度，7×103 K/m3。 金属－熔渣接触面积计算 3V渣 S 渣= r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， L； 随喷孔数而变化， 四孔喷头 b=45～60； P―供氧压力，MPa；De―喷头出口直径，L。 4、石灰的加入量（K/t） 当铁水 P＜0.30%时， 石灰加入量（K/t）= 2.14[Si]×R×1000 ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰) R×ω(SiO2,矿) ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰)每千克矿石补加石灰量（K）= 当铁水 P＞0.30%时，（2.14[Si]+2.29[P]）×R×1000 石灰加入量（K）= ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰) （2.14[Si]+η ×2.29[P]）×R×1000 石灰加入量（K/t）= ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰) η -脱磷率，单渣法取 90%，双渣法为 90%～95%； 2.2([%Si]+[%P]) 石灰加入量（K/t）= ×R×1000 ω(CaO,有效)-R×ω(SiO2,石灰) 当生成 3CaO?P2O5 时， 石灰加入量（K）= ωCaO-1.18 ω P2O5 ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰)当生成 4CaO?P2O5 时， ωCaO 石灰加入量（K）= ωSiO+0.634ωP2O5 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ω（P2O5）＞3%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%。 吨钢石灰的加入量（K）2.14（ω[Si]，铁水×铁水量+ ω[Si]，废钢×废钢量+ ω[Si]，生铁块×生铁块量）×R×1000 = （ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰) 铁水带渣带入的 SiO2 应考虑铁水渣中 CaO 相当的 SiO2 量ωCaO ω(SiO2 有效，铁水渣)= ω(SiO2，铁水渣)- R则辅原料及铁水带渣所需石灰用量（K） R×(ωSiO2,矿×矿石量+ ωSiO2,萤石×萤石量+ ωSiO2有效，铁水渣×铁水带渣量) = ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰) 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, 55 终渣中氧化锰的含量已知为 A%； ，则渣中锰含量= A%× =B%； 55+16 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 62 终渣中氧化锰的含量已知为 A%； ，则渣中锰含量= A%× =B%； 62+80 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×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、白云石加入量计算 白云石加入量 石灰带入的 MgO 的量=石灰加入量×石灰中 MgO 含量%=A（K） 1t 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%=B（K） 1t 装入量终渣 MgO 的量=1000×渣量占金属装入量的量%×终渣成分中 MgO 含量%=C （K） 白云石的加入量= （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（K） 白云石需补加石灰用量 R×ωSiO2×白云石加入量D 补加石灰量= = F（K） ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰)白云石相当的石灰量 白云石的加入量D×白云石中MgO的含量% 白云石相当的石灰量= =E（K） ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰) ∴石灰的加入总量=石灰加入量-补加石灰量-白云石相当的石灰量=G（K） 1 炉钢渣量总量简单计算 炉渣总量/炉=石灰加入量+白云石×（1-白云石中烧碱含量%）+矿石加入量×（1-矿石中全 铁含量%）+装入量×入炉金属料硅含量%× 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= ω (MxOy) ω(M) =α ω[M] ω[M] MnO Mn 0.7746 SiO2 Si 0.467 Cr2O3 2Cr 0.684 WO3 W 0.793 P2O5 2P 0.437 FeO Fe 0.222 4CaO?P2O5 2P 0.1693渣中氧化物含量换算的系数 ω (MxOy) ω[M] α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= 炉渣碱度 Lp (P) 的最大值 [P] 2.4 120 2.8 210 3.5 440 4.0 480 (P) [P]实际脱磷指数只能达到最大值的 50%～80%之间。ω 渣=（[P]铁水-[P]钢水）×1000/[P]钢水 L 实 ω 渣= ([P]铁水-[P]钢水)×1000 =A [P]钢水L实L 实=0.436Lp+0.3717以 100 K炉料为例，磷的平衡关系为： 炉料中磷量=钢中磷量+渣中磷量 100ω[P]%料=Q 钢 ω[P]%料+Q 渣 ω（P）% ∵ω（P）%=0.437ω（P2O5）%，ω（P2O5）%=Lpω[P]% 100ω[P]%料=Q 钢 ω[P]%料+0.437Q 渣 Lpω[P]% ω[P]%= 100ω[P]%料/ (Q 钢+0.437Q 渣 Lp) ω[P]%料―炉料中磷的质量百分数； Q 钢―钢水重量，K； Q 渣―炉渣重量，K。炼钢铁水的最佳硅质量分数 渣量既要保证脱磷效果，又要考虑成本。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%则 石灰的加入量（K/t）=渣量×渣中 CaO 含量%/石灰有效氧化钙 A×B% = ω(CaO,石灰)-R×ω(SiO2,石灰) 铁水硅含量计算 渣中 SiO2 的量（K/t）=渣量×渣中 SiO2 含量%=A×C%=D K 每吨铁水的 Si 含量 ω(Si)=渣中 SiO2 的量/×100%=E% 渣中SiO2的量×28×100% = 60×1000 D×28×100% = 1000×60 ∴铁水中的 ω(Si)与 ω(P) 的关系为： Si%=(P%铁水-P%出钢)×%×渣中 SiO2 含量%×28×100%）/（L 实×P%出钢×60× 1000） (P%铁水-P%出钢)×%×渣中SiO2含量%×28×100% Si%= L实×P%出钢×60×1000L 实=0.436Lp+0.3717 还原性脱磷方案： 硅钙合金脱磷，要求用一定压力的氩气作为载流气体，将 Ca―Si 合金粉喷入钢 液之中；电石脱磷，要求钢液温度为 ℃、钢中碳的活度在 0.02～0.30 之间，脱磷率η p 可达 50%以上；CaC2―CaF2 合成渣脱磷，钢水温度在 1575～ 1680℃，CaC2―CaF2 渣系中 CaF2 的配比控制在 10%～25%为好。 温度为 ℃，ω（CaO）＞24%时脱磷计算lg ω(P)% 22350 = -16+2.5lgΣ ω(FeO)%+0.08ω（CaO）% ω[P]% T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 Σ ω(S)%=ω[S]%+ω(S)%?Q Ls=ω(S)%/ ω[S]% 则 ω[S]%= Σ ω(S)%/（1+Ls?Q） Σ ω(S)%―炉料带入熔池的总硫量，%；ω[S]%―钢液中硫的质量百分数； ω(S)%―炉渣中硫的质量百分数；Q―渣量，%.7、转炉热效率计算 有效热×100% 总热效率= 总热量 8、出钢温度的计算 出钢温度=凝固温度（T 凝）+过热度（α ）+出钢过程温降（Δ t1）+出钢完毕至精炼开始之 前的温降（Δ t2）+钢水精炼过程的温降（Δ t3）+钢水精炼完毕至开浇之前的温降（Δ t4）+ 钢水从钢包至中间包的温降（Δ t5） 常用的凝固温度计算公式 Tn=1536-(78ω[C]+7.6ω[Si]+4.9ω[Mn]+34ω[P]+30ω[S]+5.0ω[Cu]+3.1ω[Ni]+2.0ω[Mo]+2.0ω[V] +1.3ω[Cr]+18ω[Ti]+3.6ω[Al]+ 80ω[B]+ 80ω[O] +90ω[N] +1300ω[H]） 过热度-与钢种、坯型有关，方坯一般取 20-30℃，板坯一般取 15-25℃ 9、冷却剂的冷却效应计算 Q 冷=Q 物+Q 化 1 K矿石的冷却效应 Q 矿（kj/K）=1×（矿石热熔×（前期熔池温度-常温）+矿石熔化潜热+矿石中 Fe2O3 含量× 112/160×还原铁吸收热量+矿石中 FeO 含量×56/72×还原铁吸收热量） Q 矿（kj/K=1×C 矿×Δ t+λ 矿+1×(ω(e2O3)矿×112/160×6456+ω(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× 112/160×4249） 1 K废钢的冷却效应 Q 废（kj/K）=1×（ （废钢固态热熔×（废钢熔化温度-常温）+废钢熔化潜热+液态热熔×（出 钢温度-废钢熔化温度） ） Q 废（kj/K）=1×[（C 固×(t 熔－25)）＋λ 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%，则需要设废钢用量，设废钢用量χ K Q 余=A%(100+χ )×Q 矿＋χ ×Q 废 温度降低计算 冷却效应 T 降℃= （钢水量×液态热熔）+（炉渣×炉渣热熔） 冷却效应 T 降℃= （钢水量×0.837）+（炉渣×1.247） 假定设定废钢的冷却效应为 1，则常用冷却剂的冷却效应换算值换算 冷却剂 冷却效应值 冷却剂 冷却效应值 重废钢 1.0 石灰石 2.2 轻薄废钢 1.1 生白云石 2.2 废钢 8～12 压块 1.6 石灰 1.0 矿石 30～40 铸铁件 0.6 无烟煤 -2.9 生铁块 0.7 焦炭 -3.2 铁皮 34～44 金属球团 1.5 硅铁 -5.0 石灰 14～20 烧结矿 3.0 菱镁矿 2.2 白云石 20～24 铁块石 3.0-3.6 萤石 1.0 石灰石 28～38 氧化铁皮 3.0 OG 泥烧结矿 2.8加入 1%冷却剂时降温的经验数据 加入 1%冷却剂 降温效果/℃氧化 1 K元素的放热量及氧化 1%元素使熔池升温度数 元素氧化反应 [C]+{O2}={CO2} [C]+1/2{O2}={CO} [Fe]+1/2{O2}=(FeO) [Mn]+1/2{O2}=(MnO) [Si]+ {O2}+2(CaO)=(2CaO?SiO2) 2[P]+5/2{O2}+2(CaO)=4 CaO?P2O5 氧气吹炼 1200℃ 244/86 31/3 152/707 1400℃ 240/61 30/0 142/495 1600℃ 236/35 29/2 132/762注：表中分母上的数据为氧化 1 K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=Σ （m?c） t ?Δ Δ t= Q/Σ （m?c） Δ t―熔池升温度数，℃；Q―1 K元素氧化后放出的热量，kJ；m―受热物体（金属、炉渣、 炉衬）的量，K；c―受热物体（金属、炉渣、炉衬）的比热容，kJ/（K?℃） c 金属=1.05 kJ/（K?℃） 炉渣=1.235 kJ/（K?℃） 炉衬=1.235 kJ/（K?℃） 、c 、c 。 10、合金元素吸收的计算 合金元素进入钢中质量×100% 吸收率= 合金元素加入总量 合金加入量计算 钢种规格中限%-终点残余成分%×1000 合金加入量（K/t）= 铁合金合金元素含量%×合金元素吸收率% 钢种规格上限%+钢种规格下限% 钢种规格中限%= 2 合金加入量×合金中元素的含量%×合金元素的吸收率%×100% 合金中元素增加量%= 1000 增碳剂加入量（K）= 增碳量%×1000 增碳剂碳含量%×碳的吸收率%合金元素吸收率核算公式η % (钢种成品实际成分%-终点残余成分%)×1000 η %= 合金元素含量%×合金加入量(K/t) 铁合金中的氢含量范围名称 氢含量 硅铁（45%） （9.7～17.4）×10-6高碳锰铁 （7.5～17.0） ×10-6低碳锰铁 8.1×10-6低碳铬铁 （4.3～6.0）×10-6硅锰合金 14.2×10 氮锰合金 2.88-6电解镍 0.2×10-6 氮t合金 7.67铁合金中的氮含量范围名称 硅铁（75%） 0.003 高碳锰铁 0.002 钛铁 0.022 高碳铬铁 0.039 硅锰合金 0.025ω[N]1600℃时锰、碳、硅、铝的脱氧能力 脱氧元素 （含量为 1%） 钢液中平衡时 ω[O] Mn 0.10 C 0.02 Si 0.017 Al 0.00171600℃时钢中氧和铝的平衡含量ω[Al] ω[O]0.1 0.00030.05 0.00040.01 0.00130.005 0.0020.002 0.00370.001 0.0059用热力学函数作为判断冶金反应方向及计算 Θ Δ G=Δ G +-19.149T?lgQ Θ Δ G =-19.149T?lgK Δ G―某一状态 Q 时的吉布斯自由能变化，J/mol； Θ Δ G ―由标准态到平衡状态时的吉布斯自由能变化 J/mol； Q―反应在非标准状态下活度的比值； K―反应的平衡常数，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 Q=1，则反应 2[Al]+3[O]=Al2O3 达到平衡时： K= α2 [Al]1 ?α3 [O]=1013.24；当原始状态 Q≠1，则Δ G =19.149T?lg(Q/K) 2[Al]1%+3[O]1%=Al2O3 纯ΘΔ G =-.39T 1 α [Al]?α2 3 [O]Θ在 1600℃时，Δ G =-475020J/mol，K==10（.149×1873）=1013.24例如：一钢液 ω[O]=0.02%，现向钢中加 Al 后，ω[Al]=0.08%。在 1600℃反应达到平衡时， 钢中的 ω[O]平、 ω[Al]平各为多少，认为浓度很小时，可用浓度代替活度）？ 解：Δ G =19.149T?lg(Q/K) 1 (0.08)2?(0.02)3 =19.149×1873×lg? ? 866×lg(106.71/1013.24) =234205J/mol ∵反应生成 Al2O3，其消耗的 ω[O]%和 ω[Al]%的比值为： ω[O]% 3MO 3×16 = = =0.88889 ω[Al]% 2MAl 2×27 又∵α [Al]平?α [O]平=（α [Al]- ω[Al]%）2? （α [O]- ω[O]%）3=1013.24 （0.08- ω[Al]%）2? （0.02-0.88889ω[Al]%）3=1013.24 ∴ ω[Al]%=0.02222，α [Al]平=0.08-0.78, ω[Al] 平=0.05788% ω[O]%=0.019754，α [O]平=0.02-0..000246, ω[O] 平=0.000246% 钛脱氧平衡关系 Θ [Ti]1%+2[O]1%=TiO2 纯 Δ G =-.98T K= 1 α [Ti]?α2 [O] 2 3=10Δ GΘ /19.149T当元素含量很低时，可用浓度代替活度计算，在 1600℃时： ω[Ti]%?ω[O]2%=10-6.×10-7 钢液用钛脱氧时，氧量必须满足下列等式关系： ω[O]%原=ω[O]%平+MTiO2?(32/80)= ω[O]%平+0.4MTiO2 钛量满足下列等式关系： MTi=ω[Ti]%平+MTiO2?(48/80)= ω[Ti]%平+0.6MTiO2 将上式合并得 (MTi-0.6MTiO2)?(ω[O]%原-0.4MTiO2)2=10-6.549T=2.82×10-7MTi―100 K钢液中 Ti 的加入量，K； MTiO2―100 K钢液中 TiO2 的生成数量，K； ω[O]%原―钢液内原始的氧含量； ω[O]%平―钢液内平衡时的氧含量； ω[Ti]%平―钢液内平衡时的氧含量。 转炉终点的氧含量计算 0.00202 ω[O] ω[C]= 1+0.85ω[C] 碱性电弧的氧含量计算 [O]终= 0.04,% [C]熔池铁液中氧的饱和含量关系 ω[O]=0.23α FeO 钢中氧化量计算： α o=94.07+36.8862/[%C] ppm 100t 转炉钢水含氧量计算 [O]=10.99/[%C]+1.63T(℃)-880[%Mn]-2236 ppm 150t 转炉钢水含氧量计算 α o=36.63/[%C]+0.77T(℃)-1350.57[%Mn]-1387.78 ppm 钢中氧含量计算 -7 （%O）=-0.154[%C]+0.006(Σ FeO)-0.018[%Mn]+12×10 T(℃)+0.0392 氧的脱碳效率 0.933×碳氧化量 η O2= ×100% 实际供氧量 0.933=22.4/（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 ω[C]/% 单位耗氧量（m ）30.9～1.0 0.03～0.060.3～0.6 0.04～0.060.1～0.25 0.05～0.070.05～0.10 ～0.50＜0.05 1.25～1.90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 Fe―C 二元系和 Fe―C―Σ 多元系，在不同温度下碳的饱和溶 解度计算式： Fe―C 二元系 ： ω[C]%饱=1.3+0.00257t Fe―C―Σ 多元系： ω[C]% 饱 =1.3+0.0ω[Ti]%+0.135ω[V]%+0.12ω[Nb]%+0.065ω[Cr]%+0.027ω[Mn]%+0.015ω[Mo] %-0.4ω[S]%-0.32ω[P]%-0.31ω[Si]%- 0.22ω[Al]%-0.074ω[Cu]%-0.053ω[Ni]% 上式中的标准含量以 1%作单位。合适含量见下表，合适温度范围是 ℃。铁中元素 含量/%Ti 1V 3.4Nb 1Cr 9Mn 25Mo 2S 0.4P 3Si 5.5Al 2Cu 3.8Ni 8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= α 1 ?α [C] =[O]1 =m=/ω[C]%?ω[O]% ω[C]%?ω[O]% 温度/℃不同碳含量和温度时的 m 值 ω[C]% 0.01 0.05 0.10 0.50 1.00
2.11 2.20 2.51 2.91
2.22 2.30 2.61 3.02 1600 m×10 2.06 2.34 2.41 2.72 3.16-3 2.44 2.51 2.83 3.27 2.55 2.60 2.94 3.40氧气转炉熔池中的实际氧含量 ω[O]%实际高于在该情况下与碳平衡的氧含量 ω[O]%平衡（m）值 即 ω[C]%?ω[O]%实际&ω[C]%?ω[O]%平衡（m）值 Δ ω[O]%= ω[O]%实际-ω[O]%平衡=ω[O]%实际-（m/ω[C]%） 11、出钢量计算 出钢量= 装入量 金属消耗系数12、钢铁料计算 铁水+生铁块+废钢 钢铁料消耗（kg/t 钢）= ×1000 转炉(电炉)合格产出量(t) 其中：生铁包括冷生铁、高炉铁水、还原铁；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. 渣钢是指从炉渣中回收的带渣子的钢，按实物× 70% 计算；经过砸碎加工（基本上去掉 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)+合金加入量×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 Σ ω（FeO）=ω(FeO）+1.35ω(Fe2O3） 全铁法（常用） Σ ω（FeO）=ω(FeO）+0.9ω(Fe2O3） 当 ω[C]&0.1%时，转炉吹炼末期的氧化铁总量计算式 Σ ω（FeO）%=4ω（CaO）%/ω（SiO2）%+0.3/ω[C]%+1×10-6t2+1.25 对于任何炉种的炉渣，特别是低碳钢（ω[C]≤0.05%）的钢液，氧化铁含量计算式 Σ ω（FeO）%=12+0.9/ω[C]% 在纯氧化铁渣下（α（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 ω[O]代替 α[O] L0=α（FeO）/α[O]=1/ω[O]饱和； lgL0=lg(1/ω[O]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/℃ ω[O]/%
金属中氧含量除与温度有关外，还与炉渣的成分有关。因此，α（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 ω[O]饱和之比。 α（FeO）=ω[O]/ω[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 ρ=8（t+273） 的单位为℃。 ；t 成分对钢液密度影响的经验计算公式 ρ=ρ01600℃-210ω[C]- 210ω[C]- 60ω[Si] -7.5ω[Mn]-6ω[Ni] -550ω[Cr]-43ω[W]- 164ω[Al] ρ01600℃―铁碳熔体在 1600℃的密度，K/m3； 元素含量适用范围：ω[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 1400-t ρ 渣=ρ0 渣+0.07× 1400 ρ0 渣―炉渣 1400℃时的密度，K/m3； ρ 渣―炉渣高于 1400℃时的密度，K/m3 1400℃时，炉渣的密度与组成的关系 1 =（0.45ω（SiO2 ） %+0.286ω（CaO） %+0.204ω（FeO） %+0.35ω（Fe2O3 ） %+0.237ω ρ0渣 （MnO）%+0.367ω（MgO）%+0.48ω（P2O5）%+0.402ω（Al2O3）%）×10-3 一般液态碱性渣的密度为 3000 K/m3，固态碱性渣的密度为 3500 K/m3，ω（FeO）&40%的 高氧化性渣的密度为 4000 K/m3，酸性渣的密度一般为 3000 K/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= （2.14Δ ω[Si]+ 1.29Δ ω[Mn]+ 1.48Δ ω[Cr]+ 1.28Δ ω[Fe]+ 2.29Δ ω[p]+ 1.47Δ ω[V]+ 1.67 Δ ω[Ti]+ 1.88Δ ω[Al]）×1000 M 渣为 1t 钢液中元素氧化生产氧化物的数量， Δ ω[M]为钢液中元素质量分数的变化值， K； 如为 1%则代入 0.01。 MO2=（ 1.5295Δ ω[C]+1.143Δ ω[Si]+ 0.29Δ ω[Mn]+ 0.461Δ ω[Cr]+ 0.286Δ ω[Fe]+ 1.29Δ ω[p]+ 0.471Δ ω[V]+ 0.888Δ ω[Al]）×1000 MO2 为 1t 钢液的耗 O2 量，K；如果单纯生成 CO2 则用 2.66Δ ω[C]，若生成 CO 时，则为 1.33Δ ω[C]；若脱氧产物为 15% CO2、85% CO，则为 1.5295ω[C]。 Q 热=（12.225Δ ω[C]+27.813Δ ω[Si]+ 6.908Δ ω[Mn]+ 4.27Δ ω[Cr]+ 4.103Δ ω[Fe]+ 20.515Δ ω[p]+ 11.388Δ ω[V]+ 28.30Δ ω[Al]）×1000 Q 热为 1t 钢液的放热量，kj；其中 12.225Δ ω[C]适用于生成 CO 的情况。 Δ T O2= （14.6Δ ω[C]+33.21Δ ω[Si]+ 8.25Δ ω[Mn]+ 5.1Δ ω[Cr]+ 4.9Δ ω[Fe]+ 24.5Δ ω[p]+ 13.6 Δ ω[V]+ 33.8Δ ω[Al]）×1000(不计热损失) Δ 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 100Σ ω[M] ω[M]= 100+LM?M渣 ω[M]―100 K钢液中残存的元素含量，K； Σ ω[M]―原始状态下，100 K钢、渣中元素 M 的含量，K； M 渣―100 K钢液的炉渣重量，K； LM―渣钢间元素的分配系数，LM= ω（M） ，它和渣成分有关。 ω[M]17、转炉终点碳计算 ω[C]= ω[C]成品规格下限-（0.03%～0.08%） ?=?CO+? 氧流（KW/t） ?CO―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 T1 h0 Tg ?=（6.18QAr ）×[ln(1+ +η (1+ ) Q T1 1.46×10-5P0 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；η ―贡献系数。 元素的溶解对纯铁熔点的计算 Δ T=1021/MB{[ω A 液]- [ω A 固]} 溅渣护炉 炉渣熔化温度与炉渣成分经验计算式 T=0.7498ω (MgO)%＋4.5017(ω (CaO)%/ω (SiO2)%)-10.5335ω (TFe)%＋1582（℃） 调渣剂中 MgO 含量计算 ω (MgO)相对=ω (MgO)/(1－ω (CaO)＋R?ω (SiO2)) 式中ω (MgO)、ω (CaO)、 ω (SiO2)为调渣剂中含量。 调渣剂与废钢的热当量置换比计算 Δ Hi 调渣剂与废钢的热当量置换比= ×100% ω (MgO)i?Δ Hs Δ Hi,Δ Hs 分别为 i 种调渣剂和废钢的焓，MJ/K；ω (MgO)i 为 i 种调渣剂中 MgO 的质量分数，%. Θ 不同调渣剂的热焓(H1773k－H 298k)及其对炼钢热平衡的影响 调渣剂种类 项目 热焓/MJ/K 与废钢的热量 置换比 与废钢的热当 量置换比 生白云石 3.407 2.47 11.38 轻烧白云 石 1.762 1.28 3.36 菱镁 矿 3.026 2.19 4.77 菱镁球 2.06 1.49 2.21 冶金镁砂 1.91 1.38 1.66 氮气 2.236 1.62 废钢 1.38 1.0合适的留渣量计算 公称吨位 200t 以上的大型转炉， 溅渣层厚度取 25～30 L； 公称吨位 100t 以下的小型转炉， 溅渣层厚度取 15～20 L. Qs=KABC 2 3 Qs―留渣量，t；K―渣层厚度，m；A―炉衬内衬表面积，m ；B―炉渣密度，t/m ；C―系数， 一般取 1.1～1.3。 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 (W×C×ω×c)×(θ×Δ θ)×60 P= K1×K2×K3×K4×860 W―钢水重量，K；C―钢水比热容，kcal/(K?℃)；ω―渣的重量，K；c―渣的比热容， kcal/(K? ℃)； 1―功率因数； 2―电效率； 3―电弧热效率； 4―负荷率； K K K K θ―加热速度， ℃ /min；Δ θ―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= I?V2P α 2REP―耐材实效侵蚀指数；I―电弧电压；VP―弧柱电压；α ―削尖了的电极侧面到炉壁的 间距。α =0.7L；L―炉壁与电极侧面之间距。 RH 年处理能力计算公式 年生产天数×24×60 P=H× ×η 1×η 2×η 3,万吨/年 T P―年处理能力，Mt/年； H―平均出钢量，t/炉； T―RH 炉钢水平均处理周期，min； η 1―转炉、精炼（LF） 、RH、连铸配合率，%； η 2―RH 处理钢水合格率，%； η 3―RH 作业率，%. RH 钢水循环率计算 -3 0.3 1.1 0.31 0.5 U=3.8×10 ×D u×D d×G ×H U―钢水循环率，t/min；Du―插入管上升管直径，M；Dd―插入管下降管直径，M；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，M。 真空下吹氩应满足的条件： PAr＞Pg＋ρ ?H＋2ζ /rPAr―氩气泡的压力；Pg―真空度；ρ ―钢液密度；H―气泡距钢液面的高度；ζ ―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 Me Δ [O]=(r O2?A?t)/Q×100%ppm Me Δ [N]=(r N2?A?t)/Q×100%ppm Me Me r O2, r N2―二次氧化时的吸氧、吸氮的传质通量，K/O?S；A―浇注时气液平均接触面 积，O；t―浇注时气液的接触时间，S；Q―浇注钢液重量，K。 碳钢吸氧速度关系式 Me -3 r O2=（3.1-1.08α c）×10 K?O2/O?S α c―1600℃下计算的碳的活度值。 高合金钢、高硅钢吸氧速度关系式 Me -3 r O2=（3.3-4.8）×10 K?O2/O?S 发热剂的加入量 C 钢Δ TW 钢=Q 发 W 发η W 发/W 钢=C 钢Δ T/(Q 发η ) W 发―发热剂的加入量，K；C 钢―钢水比热容，KJ/(t?℃)；Q 发―发热剂的发热值，KJ/ K；Δ T―升温幅度，℃；η ―发热效率。 发热剂的过剩指数 I=发热剂实际加入量/预定升温理论计算量（即按化学计算反应的量） 过剩指数变化范围为 1.0～1.4 喂线深度 H=Aδ (1-δ /D)V H―包芯线喂入钢水深度，L；A―与铁皮材质和钢水温度有关的参数；δ ―铁皮的厚度， L；D―包芯线的直径，L；V―包芯线的喂线速度，m/s 。 喂线速度 -3 V=0.12×（W0.344/（δ (1-δ /D)×10 W―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)+Mipi′ Pi―合金用量，K；G―钢液重量，K；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，K；Mipi′―合金的补加量。 Mi―(ai/（fici）/1-Σ ai/（fici） ai/（fici）―合金在钢液中所占的比分，%；1-Σ [ai/（fici）]―不含合金的纯钢液所占的比 分，% pi′=Σ Pi（ai-bi)/（fici） 合金加入量 合金加入量（K）=（控制成分%-分析成分%）×钢水量（K）/（回收率%×铁合金中元 素含量%） 在精炼炉内脱氧好，FeO＜0.5%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%； 喂线法加入的回收率：S、Al、Ti 为 70%～80%，B 为 40%～50% 。LF 成分控制精度 成分 精度控制/% C ±0.01 Si ±0.02 Mn ±0.02 Cr ±0.01 Mo ±0.01 Ni ±0.01 Als ±0.009吹氩搅拌时，钢水温降Δ T 与处理时间ζ 关系 2 3 镇静钢Δ T=0.87ζ +0.14ζ -0.0083ζ 2 3 低合金钢Δ T=0.49ζ +0.558ζ -0.0479ζ 2 3 半镇静钢和沸腾钢=Δ T=0.66ζ +0.373ζ -0.0289ζ 钢与渣之间的平衡关系可以用氧的分配系数 L0 表示 ω[O] ω[O] L0= = α FeO ω[FeO] 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ω[O]初- ω[O]平=[ ω(FeO)初- ω(FeO)平）]×16/72×m ω[O]初， ω[O]平―钢中平衡和初始氧含量，%； ω(FeO)初， ω(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(m) 喂线长度= 单位重量(K) 适合喂丝的合金元素 与氧亲和力高的元素 Ca Mg Ce Zr 低密度元素 Ca Mg C B 高蒸汽压力元素 Mg Ca Se Te 低溶解度元素 Pb Ca MgAl Ti Si NbSi S Se包芯线喂线速度一般比为铝线慢些，喂线速度一般取 1.5～3.5m/s。 不同钢包的最大喂入深度 钢包容量/t 25 50 100 150 250 不同包芯线的相对吸热能力 包芯线种类 C CaSi 相对吸热能力 0.7 0.9 包芯线种类 S FeTi 相对吸热能力 0.5 1.1 最大喂入深度/m 1.5 2 2.5 3 3.5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 Zr Ca Al Ti B Si C P Nb V Mn Cr W，Fe，Mo Ni Cu铝线最佳喂速确定 最佳喂入深度是在距包底上方 100～200 L处，铝线在此熔化和反应。最佳喂速确定： ν =(H-0.15)/ζ t ν ―最佳喂速，m/s；H―熔池深度，m；根据钢液量及钢包尺寸计算；ζ 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： 2 2 η =253.[O] -0.T -0.008667[O]T 钢液喂铝量计算 Alaim-Alas L=( ×G ×1000+κ )/Ｗ η L―喂入钢液中的铝线长度， Alaim―控制的目标残铝量， Alas―分析的钢中残铝量， m； %； %； κ ―冶炼过程中铝的损失量，K；η ―铝的收得率，%；Ｗ―铝线的每米重量，K/m；G―钢 液重量，t。 钢液的脱碳、脱氢与脱氮速度关系计算 2 2 ν [H]=15470?[%H] ?ν [C]%/min；ν [N]=1446?[%N] ?ν [C]%/min。 5 1 个大气压下，1.013×10 Pa，脱碳、脱氢、脱氮的关系式 2 [%C]2-[%C]1=-Δ [%C]=6K H?{1/[%H]2-1/[%H]1}＋6{[%H]2-[%H]1} 2 [%C]2-[%C]1=-Δ [%C]=0.43K N?{1/[%N]2-1/[%N]1}＋0.43{[%N]2-[%N]1} [%C]1―原始 [%C]，%；[%C]2―降低后的[%C]，%；[%H]1，[%N]1―原始 [%C]，%；[%H]2， 2 2 [%N]2―降低后的[%C]，%；K H，K N―原始 [%H]、 [%H]的值。 钢液吹氩与气体含量变化关系式 2 3 VAr=112?Q 钢?{PAr?K H?(1/[%H]2-1/[%H]1)＋([%H]2-[%H]1)}Nm Ar 2 3 VAr=8?Q 钢?{PAr?K N?(1/[%N]2-1/[%N]1)＋([%N]2-[%N]1)}Nm Ar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（1.013×10 Pa 为 1 单位） 二次氧化钢液的进氧量与进氮量关系式 Me Δ [O]=(r O2?A?t)/Q×100% PPm Me Δ [N]=(r N2?A?t)/Q×100% PPm Me Me r O2, r N2―二次氧化时吸氧、吸氮的传质通量，K/O?S；A―浇注时气液平均接触面积， O；t―浇注时气液接触的时间，S；Q―浇注钢液重量，K。 碳钢吸氧速度关系式 Me -3 r O2=（3.1－1.08α c）×10 K?O2/O?S α c―1600℃下计算的碳的活度值。 -4 高合金、高硅钢种吸氧量在（3.3～4.8）×10 K?O2/O?S 钢液吸气面积关系式 2 2 A=1.2345d?(H1＋H0)＋0.848d?((ω 0＋ω 1ω 0＋ω 1)/g) O ω 1=C0 2gz1 ω 0= C0 2gz0 d―铸口直径，m；H1、H0―浇注前后由铸口到中铸管的距离，m；ω 1、ω 0―浇注一盘前后铸 2 口处钢液的速度，m/s；g ―重力加速度，9.81m/s ；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. 浇注一盘钢需要时间的关系式 t=(л ?D)/(2?A0?CD)?(( z0－ z1)/ 2g) s A0―铸口的断面积，O；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 δ =K t=Kl v5δ ―坯壳厚度，L；K―凝固系数，L/min1；t―凝固时间，min；l―结晶器有效长度，L 2 （结晶器液面至结晶器下口的距离， 约为结晶器实长减 80～100 L）V―拉坯速度， ， L/min。 1 1 K 的取值范围， 小方坯 18～20 L/min2 ； 大方坯 24～26 L/min2 ； 板坯 17～22 L/min1 ； 2 1 圆坯 20～25 L/min2 。 渣膜厚度计算 e=ηv g(ρm?ρs)2e―渣膜厚度，L；η ―渣黏度，Pa?S；V―拉速，m/min；g―重力加速度，M/S ；ρ m, 3 ρ s―钢和渣的密度，g/M 。黏度在 1300℃时小于 0.14Pa?S，在 ℃时在 0.1～ 1.0 Pa?S 的范围。 铸坯线收缩量计算 Δ l=β Δ T Δ T―弯月面到结晶器出口处坯壳的温度变化； -6 -6 β ―坯壳收缩系数，铁素体为 16.5×10 /℃；奥氏体为 22.0×10 /℃。 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，L； 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，L/min1/2。 结晶器倒锥度计算 S上-S下 ε 1= ×100% S上L ε 1―结晶器每米长度的倒锥度，%/m； S 上―结晶器上口断面积，L 2； S 下―结晶器下口断面积，L 2； L―结晶器的长度，m。 矩形坯或板坯倒锥度计算 S下-S上 ε 1= ×100% S上L S 上―结晶器上口宽边或窄边长度，L； S 下―结晶器下口宽边或窄边长度，L。 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 10～25 L， 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=( )2vK δLm―结晶器的有效强度，L；δ ―结晶器出口处的坯壳厚度，L；K―结晶器凝固系数， L/min1 ；一般取 20～24 L/min1 ；V―拉坯速度，L/min。考虑到钢液面到结晶器上口应 2 2 有 80～120 L的高度，故结晶器的实际长度应为：L= Lm+（80+120）L 结晶器水缝面积计算 A=10000 36×QL VA―结晶器的水缝总面积，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+Δ T T 浇注―合适浇注温度，℃；TL―液相线温度，℃；Δ T―钢液的过热度，℃。 TL=1536-(78ω[C]+7.6ω[Si]+4.9ω[Mn]+34ω[P]+30ω[S]+5.0ω[Cu]+3.1ω[Ni]+2.0ω[Mo]+2.0ω[ V]+1.3ω[Cr]+18ω[Ti]+3.6ω[Al]+ 80ω[B]+7） 中间包钢水过热度选取值 浇注钢种 高碳钢、高锰钢 合金结构钢 铝镇静钢、低合金钢 拉速计算 V=(K 2 δ板坯、 大方坯 +10℃ +5～15℃ +15～20℃小方坯 +15～20℃ +15～20℃ +25～30℃浇注钢种 不锈钢 硅钢板坯、 大方坯 +15～20℃ +10℃小方坯 +20～30℃ +15～20℃) Lmδ ―结晶器出口处的坯壳厚度， K―结晶器凝固系数， L； L/min1 ； 一般取 20～24 L/min1 ； 2 2 Lm―结晶器的有效强度，L。一般情况下小方坯的坯壳厚度必须大于 8～12 L，板坯的坯壳厚度必须大于 12～15 L。 铸机最大拉速计算 当出结晶器下口的坯壳为最小厚度时，称安全厚度（δ min） ，此时对应的拉速为最大拉速 Vmax= (K δ 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= 4K2综合L冶 D2L 冶―铸机冶金长度，m；K 综合―综合凝固系数，L/min1/2；D―铸坯厚度，L； Vmax―拉坯速度，m/min 当钢中硫含量 ω（S）&0.025%或 ω（S）+ω（P）&0.045%时，拉速按低限控制；目标温度 一般规定在液相线之上 15～25℃范围内，当钢液温度超过目标温度时，应采取以下措施； a.当中间包温度低于下限温度时，要提高拉速 0.1～0.2m/min； b. 当中间包温度高于上限温度 5℃之内时，降低拉速 0.1m/min； c. 当中间包温度高于上限温度 6～10℃之内时，降低拉速 0.2m/min； d. 当中间包温度高于上限温度 11～15℃之内时，降低拉速 0.3m/min。 对于更高温度的钢液，中间包应作停浇处理。 钢液流动性差，水口发生黏堵，钢流无法开大，拉速下降到规定下限以下 0.2～0.3m/min 时，中包水口必须清洗；钢液含氧量过高或由其他原因造成水口无法控制，拉速高于规定上 限 0.3m/min 以上时，中包水口要做失控处理。 结晶器冷却水量计算 水质要求：固体含量不大于 10mg/L；总悬浮物含量不大于 400 mg/L；硫酸盐含量不大于 150 mg/L；氯化物含量不大于 100 mg/L；总硬度（以 CaCO3 计）不大于 10 mg/L；PH 值为 7.5～9.5。 水压控制在 0.4～0.6MPa。 进水温度应小于等于 40℃， 进出水温差应不超过 10℃。 qv=0.0036F?V qv―结晶器冷却水量，m3/h；F―结晶器水缝总面积，L 2，其中 F=BD；B―结晶器的水缝 断面周长，L；D―结晶器的水缝断面宽度，取 4～5 L；V―冷却水在水缝内的流速，方坯 取 6～12m/s，板坯取 3.5～5m/s。 二次冷却水计算 qv=WG qv―二次冷却水区水量， 3/h； m W―二次冷却区冷却强度， 3/t； m G―连铸机理论小时产量， t/h。 不同钢种的冷却强度 钢种 普通钢 中高碳钢、 合金钢 负滑脱量计算： ν α =max－ν拉冷却强度/(L/K) 1.0～1.2 0.6～0.8钢种 裂纹敏感性强的钢 （管线、 低合金钢） 告诉钢冷却强度/(L/K) 0.4～0.6 0.1～0.3ν拉 maxα ―负滑脱量，%；ν―结晶器下振时的最大速度，m/min；ν拉―拉坯速度，m/min。炼钢生产的主要技术经济指标1、年产量 24nga 年产量（t）= t n-年内的工作天数，d； g-每炉金属料重量，t； a-钢坯收得率，%； t-每炉平均冶炼时间，h。 2、每炉钢产量 合格钢产量(t) 每炉钢产量（t/炉）= 出钢炉数(炉) 3、作业率 年工作时间(d) ×100% 作业率（%）= 日历时间(d) 4、利用系数 转炉利用系数指每公称吨位的容量每昼夜所生产的合格钢坯量 合格钢产量(t) 转炉利用系数（t/(t?d)）= 转炉公称容量(t)×日历时间(d) 电炉利用系数指每兆伏安变压器容量每昼夜所生产的合格钢坯量 合格钢产量(t) 电炉利用系数（t/(MV?A?d)）= 变压器容量(MV?A)×日历时间(d) 5、冶炼时间 炼钢作业总时间(min) 冶炼时间（min/炉）= 出钢总炉数(炉) 6、炉龄 炼钢总炉数(炉) 炉龄（炉）= 炉衬更换次数 7、按计划出钢率 按计划出钢炉数(炉) 按计划出钢率（%）= ×100% 出钢总炉数(炉) 8、钢坯合格率 合格钢坯(锭)量(t) 钢坯（锭）合格率（%）= ×100% 全部钢坯(锭)量(t) 9、钢坯（锭）收得率 合格钢坯(锭)量(t) 钢坯（锭）收得率（%）= ×100% 金属炉料总量(t) 10、原材料消耗 某种原材料用量(K) 原材料消耗（K/t）= 合格钢坯(锭)量(t) 11、 （高）合金比 （高）合金比（%）= 12、品种完成率 品种完成率（%）= 完成品种 ×100% 计划品种 合金的(高)合金钢坯(锭)量(t) ×100% 全部合格钢锭量(t)13、电耗 炼钢用电总量(kW?h) 电耗（kW?h/t）= 合格钢坯(锭)量(t) 各种费用综合(元) 产品成本（元/t）= 合格钢坯(锭)量(t) 15、钢铁料消耗 金属装入量(铁水+生铁块+废钢)(K) 钢铁料消耗（K/t）= 合格钢坯(锭)(t) 转炉吹损率 转炉吹损率＝ (入炉金属料－出炉钢水量) ×100％ 入炉金属料钢铁料装入量-出钢量 = ×钢铁料消耗×100% 钢铁料装入量 吹损指在转炉炼钢过程中喷溅和氧化损失掉的金属量,这一指标反映了转炉技术操作水平。 16、连铸机产量 连铸机产量（t）=生产铸坯总量-检验废品量-轧后或用户退废量 17、连铸比 合格连铸坯产量(t) 连铸比（%）= ×100% 总合格钢产量(t) 总合格钢产量是合格连铸坯产量与合格钢锭产量之和，按入库合格量计算。 18、合格率 合格铸坯产量(t) 合格率（%）= ×100% 合格铸坯产量+检验废品量+用户或轧后退废量(t) 19、收得率 合格连铸坯产量(t) 连铸坯收得率（%）= ×100% 连铸浇注钢液总量(t) 连铸浇注钢液总量=合格铸坯产量+废品量（现场+退废）+中间包换接头总量+中间包余钢 总量+钢包开浇后回炉钢液总量+钢包注余钢液总量+引流损失钢液总量+中间罐粘钢总量+ 切头切尾总量+浇注过程及火焰切割时铸坯氧化损失的总量。收得率与铸坯断面大小有关， 断面小收得率低些。 20、连铸坯成材率 合格钢材产量 连铸坯成材率（%）= ×100% 连铸坯消耗总量 21、连铸坯作业率 连铸机实际作业时间(h) 连铸坯作业率（%）= ×100% 日历时间(h) 连铸机实际作业时间=钢包开浇起至切割（剪切）完毕为止的时间+上引锭杆时间+正常开 浇准备等待的时间（小于 10min） 。 22、连铸机达产率 连铸机实际产量(万吨) 连铸机达产率（%）= ×100% 连铸机设计产量(万吨) 23、平均连浇炉数 浇注钢液炉数 平均连浇炉数（炉/次）= 连铸机开浇次数24、平均连浇时间 铸机实际作业时间(h) 平均连浇时间（h/次）= 连铸机开浇次数 25、铸机溢漏率 溢漏钢流数总和 铸机溢漏率（%）= ×100% 浇注总炉数×铸机拥有流数 26、连铸浇成率 浇注成功的炉数 连铸浇成率（%）= ×100% 浇注总炉数 浇注成功的炉数：一般一炉钢水至少有 2/3 以上浇成铸坯，方能算作该炉钢浇注成功。 27、中间罐平均罐龄 中间罐平均罐龄（炉/个）= 28、结晶器的使用寿命 从开始使用到更换时的工作时间(h)或过钢量(t) 结晶器的使用寿命（h/个）= 结晶器使用个数 浇注总炉数 中间罐使用个数