史上最全！炼钢系统各种计算公式汇总，收藏备用！

史上最全！炼钢系统各种计算公式汇总，收藏备用！
1、转炉装入量
2、氧气流量
3、供氧强度
注：氧气理论计算值仅为总耗氧量的75%～85%。

氧枪音速计算
α=(κgRT)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—冲击深度，m；
P0—氧气的滞止压力（绝对），㎏/㎝2；
d0—喷管出口直径，m；
H枪—枪位，m；
ρ金—金属的密度，㎏/m3；
d c—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
有效冲击面积计算
ν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）：
G金—1标米3氧气中的金属液滴重量=3×1.43㎏；
r平均—液滴的平均半径，m；
ρ金—金属液的密度，7×103㎏/m3。

金属－熔渣接触面积计算
V渣—乳化渣的总体积，m3；
r渣—渣滴半径，m。

氧气高度计算
H=bPD e
H—氧枪喷头端面距熔池液面的高度，㎜；
b—系数，随喷孔数而变化，四孔喷头b=45～60；
P—供氧压力，MPa；
D e—喷头出口直径，㎜。

4、石灰的加入量（㎏/t）
当铁水P＜0.30%时，
当铁水P＞0.30%时，
η-脱磷率，单渣法取90%，双渣法为90%～95%；
当生成3CaO·P2O5时，
当生成4CaO·P2O5时，
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（㎏）=
铁水带渣带入的SiO2应考虑铁水渣中CaO相当的SiO2量
则辅原料及铁水带渣所需石灰用量（㎏）=
5、渣量计算
渣量可以用元素平衡法计算。

Mn和P两元素，从渣料和炉衬中的来源很少，其数量可以忽略不计。

因而可以用Mn或P的平衡来计算
渣量。

用Mn平衡计算渣量
设渣量为X，终渣中氧化锰的含量已知为A%；
锰来源量=铁水带锰量+废钢带锰量
=铁水装入量×铁水中锰含量%+废钢装入量×废钢中锰含量%
锰支出量=钢水带锰量+炉渣带锰量
=出钢钢水量×终点残锰量%+炉渣渣量×炉渣中锰含量%
根据质量守恒定律，锰来源量=锰支出量
铁水装入量×铁水中锰含量%+废钢装入量×废钢中锰含量%=出钢钢水量×终点残锰量%+炉渣渣量×炉渣中锰含量%
用P平衡计算渣量
设渣量为Y，终渣中氧化锰的含量已知为A%；
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（㎏）
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（㎏）
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（㎏）
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（㎏）
白云石需补加石灰用量
白云石相当的石灰量
白云石相当的石灰量=
∴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（㎏）
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%×1000×60÷28
入炉金属料硅含量=装入量×铁水所占比例×铁水硅含量%+装入量×生铁块所占比例×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
渣中氧化物含量换算的系数
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L p=（P）/[P]
炉渣碱度下脱磷指数L p=（P）/[P]的最大值
炉渣碱度2.4 2.8 3.5 4.0
120 210 440 480
L
p
实际脱磷指数只能达到最大值的50%～80%之间。

以100㎏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）%=L pω[P]%
100ω[P]%料=Q钢ω[P]%料+0.437Q渣L pω[P]%
ω[P]%= 100ω[P]%料/ (Q钢+0.437Q渣L p)
ω[P]%料—炉料中磷的质量百分数；
Q钢—钢水重量，㎏；
Q渣—炉渣重量，㎏。

炼钢铁水的最佳硅质量分数
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（㎏/t）=渣量×渣中CaO含量%/石灰有效氧化钙
铁水硅含量计算
渣中SiO2的量（㎏/t）=渣量×渣中SiO2含量%=A×C%=D㎏
每吨铁水的Si含量ω(Si)=渣中SiO2的量/1000×28/60×100%=E%
∴铁水中的ω(Si)与ω(P)的关系为：
Si%=(P%铁水-P%出钢)×1000×100%×渣中SiO2含量%×28×100%）/（L实×P%出钢×60×1000）
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1575～1680℃、钢中碳的活度在0.02～0.30之间，脱磷率ηp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1570～1680℃，ω（CaO）＞24%时脱磷计算
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
Σω(S)%=ω[S]%+ω(S)%·Q
Ls=ω(S)%/ω[S]%
则ω[S]%=Σω(S)%/（1+Ls·Q）
Σω(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
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（Δt1）+出钢完毕至精炼开始之前的温降（Δt2）+钢水精炼过程的温降（Δt3）+钢水精炼完毕至开浇之前的温降（Δt4）+钢水从钢包至中间包的温降（Δt5）
常用的凝固温度计算公式
T n=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㎏矿石的冷却效应
Q矿（kj/㎏）=1×（矿石热熔×（前期熔池温度-常温）+矿石熔化潜热+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/㎏=1×C矿×Δt+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㎏废钢的冷却效应
Q废（kj/㎏）=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/㎏）=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
㎏
Q余=A%(100+χ)×Q矿＋χ×Q废
温度降低计算
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
冷却剂重废钢轻薄废钢压块铸铁件生铁块金
属
球
团烧
结
矿
铁块石氧化铁皮
冷却效应值1.0 1.1 1.6 0.6 0.7 1.5 3.0 3.0-3.6 3.0
冷却剂石灰石生白云石石灰无烟煤焦炭硅
铁菱
镁
矿
萤石OG泥烧结矿
冷却效应值2.2 2.2 1.0 -2.9 -3.2 -
5.0
2.2 1.0 2.8
加入1%冷却剂时降温的经验数据
加入1%冷却剂废钢矿石铁皮石灰白云
石石灰石
降温效果/℃8～12 30～40 34～44 14～20 20～
24 28～38
氧化1㎏元素的放热量及氧化1%元素使熔池升温度数
元素氧化反应氧气吹炼
1200℃1400℃1600℃
[C]+{O
2}={CO
2
} 244/33022 240/32480 236/31935
[C]+1/2{O
2
}={CO} 84/11286 83/11161 82/11035
[Fe]+1/2{O
2
}=(FeO) 31/4067 30/4013 29/3963
[Mn]+1/2{O
2
}=(MnO) 47/6333 47/6320 47/6312 [Si]+
{O
2}+2(CaO)=(2CaO·SiO
2
)
152/20649 142/19270 132/17807
2[P]+5/2{O
2
}+2(CaO)=4
CaO·P
2O
5
190/25707 187/24495 144/19762
注：表中分母上的数据为氧化1㎏某元素的放热量（kJ），分子上的数据为氧化1%该元素使熔池升温的度数（℃）。

熔池升温度数计算
Q=Σ（m·c）·Δt
Δt= Q/Σ（m·c）
Δt—熔池升温度数，℃；
Q—1㎏元素氧化后放出的热量，kJ；
m—受热物体（金属、炉渣、炉衬）的量，㎏；
c—受热物体（金属、炉渣、炉衬）的比热容，kJ/（㎏·℃）c金属=1.05 kJ/（㎏·℃）
c炉渣=1.235 kJ/（㎏·℃）
c炉衬=1.235 kJ/（㎏·℃）
10、合金元素吸收的计算
合金加入量计算
合金中元素增加量%=
合金元素吸收率核算公式η%
铁合金中的氢含量范围
名称硅铁（45%）高碳锰铁低碳锰铁低碳铬铁硅锰合金电解镍氢含量（×10-6）9.7～17.4 7.5～17.0 8.1 4.3～6.0 14.2 0.2 铁合金中的氮含量范围
名称硅铁（75%）高碳锰铁钛铁高碳铬铁硅锰合金氮锰
合金氮鉻合金
ω[N]0.003 0.002 0.022 0.039 0.025 2.88 7.67
1600℃时锰、碳、硅、铝的脱氧能力
Mn C Si Al
脱氧元素
（含量为
1%）
0.10 0.02 0.017 0.0017
钢液中平衡
时ω[O]
1600℃时钢中氧和铝的平衡含量
ω[Al]0.1 0.05 0.01 0.005 0.002 0.001
ω[O] 0.0003 0.0004 0.0013 0.002 0.0037 0.0059
用热力学函数作为判断冶金反应方向及计算
ΔG=ΔGΘ+-19.149T·lgQ
ΔGΘ=-19.149T·lgK
ΔG—某一状态Q时的吉布斯自由能变化，J/mol；
ΔGΘ—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：
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）？
∵反应生成Al2O3，其消耗的ω[O]%和ω[Al]%的比值为：
∴ ω[Al]%=0.02222，α[Al]平=0.08-0.02222=0.05778, ω[Al]平=0.05788%
ω[O]%=0.019754，α[O]平=0.02-0.019754=0.000246, ω[O]平=0.000246%
钛脱氧平衡关系
转炉终点的氧含量计算
碱性电弧的氧含量计算
熔池铁液中氧的饱和含量关系
ω[O]=0.23αFeO
钢中氧化量计算：
αo=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
αo=36.63/[%C]+0.77T(℃)-1350.57[%Mn]-1387.78 ppm
钢中氧含量计算
（%O）=-0.154[%C]+0.006(ΣFeO)-0.018[%Mn]+12×10-7T(℃)+0.0392
氧的脱碳效率
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]/%0.9～1.0 0.3～0.6 0.1～0.25 0.05～0.10 ＜0.05
单位耗氧量（m3） 0.03～0.06 0.04～0.06 0.05～0.07 ～0.50 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+0.00257t+0.17ω[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1150～2000℃。

元素Ti V Nb Cr Mn Mo
含量/% 1 3.4 1 9 25 2
元素S P Si Al Cu Ni
含量/% 0.4 3 5.5 2 3.8 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
不同碳含量和温度时的m值
ω[C]
%温度/℃
1500 1550 1600 1650 1700 m×10-3
0.01 1.76 1.91 2.06 2.19 2.33
0.05 2.11 2.22 2.34 2.44 2.55
0.10 2.20 2.30 2.41 2.51 2.60
0.50 2.51 2.61 2.72 2.83 2.94
1.00
2.91
3.02 3.16 3.27 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
Δω[O]%= ω[O]%实际-ω[O]%平衡=ω[O]%实际-（m/ω[C]%）
11、出钢量计算
12、钢铁料计算
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
Σω（FeO）=ω(FeO）+1.35ω(Fe2O3）
全铁法（常用）
Σω（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
Σω（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
Σω（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/℃1550 1600 1650 1700
]/% 0.190 0.231 0.278 0.331
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=8523-0.8358（t+273）；t的单位为℃。

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，㎏/m3；
元素含量适用范围：ω[C]<>
炉渣密度随温度变化计算
ρ0渣—炉渣1400℃时的密度，kg/m3；
ρ渣—炉渣高于1400℃时的密度，kg/m3
1400℃时，炉渣的密度与组成的关系
一般液态碱性渣的密度为3000㎏/m3，固态碱性渣的密度为3500㎏/m3，ω（FeO）>40%的高氧化性渣的密度为4000㎏/m3，酸性渣的密度一般为3000㎏/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=（2.14Δω[Si]+ 1.29Δω[Mn]+ 1.48Δω[Cr]+ 1.28Δω[Fe]+ 2.29Δω[p]+ 1.47Δω[V]+ 1.67Δω[Ti]+ 1.88Δω[Al]）×1000
M渣为1t钢液中元素氧化生产氧化物的数量，㎏；Δω[M]为钢液中元素质量分数的变化值，如为1%则代入0.01。

M O2=（ 1.5295Δω[C]+1.143Δω[Si]+ 0.29Δω[Mn]+ 0.461Δω[Cr]+ 0.286Δω[Fe]+ 1.29Δω[p]+ 0.471Δω[V]+ 0.888Δω[Al]）×1000
M O2为1t钢液的耗O2量，㎏；如果单纯生成CO2则用2.66Δω[C]，若生成CO时，则为1.33Δω[C]；若脱氧产物为15% CO2、85% CO，则为1.5295ω[C]。

Q热=（12.225Δω[C]+27.813Δω[Si]+ 6.908Δω[Mn]+ 4.27Δω[Cr]+ 4.103Δω[Fe]+ 20.515Δω[p]+ 11.388Δω[V]+ 28.30Δω[Al]）×1000
Q热为1t钢液的放热量，kj；其中12.225Δω[C]适用于生成CO 的情况。

ΔT O2=（14.6Δω[C]+33.21Δω[Si]+ 8.25Δω[Mn]+ 5.1Δω[Cr]+ 4.9Δω[Fe]+ 24.5Δω[p]+ 13.6Δω[V]+ 33.8Δω[Al]）×1000(不计热损失)
ΔT 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
ω[M]—100㎏钢液中残存的元素含量，㎏；
Σω[M]—原始状态下，100㎏钢、渣中元素M的含量，㎏；
M渣—100㎏钢液的炉渣重量，㎏；
L M—渣钢间元素的分配系数，
它和渣成分有关。

Q Ar —氩气流量，m 3/min ；Q —钢液重量，t ；T 1—钢液的温度，K ；T g —气体的温度，K ；P 0—钢液面处气体的压力，Pa ；h 0—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 ΔT=1021/M B {[ωA 液]- [ωA 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(S iO 2)%)-10.5335ω(TFe)%＋1582（℃）
调渣剂中MgO 含量计算
ω(MgO)相对=ω(MgO)/(1－ω(CaO)＋R·ω(SiO 2)) 式中ω(MgO)、ω(CaO)、 ω(SiO 2)为调渣剂中含量。

调渣剂与废钢的热当量置换比计算 调渣剂与废钢的热当量置换比=
ΔH i 、ΔH s 分别为i 种调渣剂和废钢的焓，MJ/kg ；ω(MgO)i 为i 种调渣剂中MgO 的质量分数，%。

不同调渣剂的热焓(H 1773k -H Θ298k )及其对炼钢热平衡的影响
调渣剂 种类项目 生白 云石 轻烧白 云石 菱镁 矿
菱镁 球
冶金
镁砂 氮气 废钢
热焓/MJ/㎏
3.407
1.762
3.026 2.06
1.91
2.236 1.38
与废钢的热
2.47 1.28 2.19 1.49 1.38 1.62 1.0
量置换比
与废钢的热
11.38 3.36 4.77 2.21 1.66
当量置换比
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25～30mm；公称吨位100t以下的小型转炉，溅渣层厚度取15～20mm。

Q s=KABC
Q s—留渣量，t；K—渣层厚度，m；A—炉衬内衬表面积，m2；B—炉渣密度，t/m3；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—钢水重量，㎏；C—钢水比热容，kcal/(㎏·℃)；ω—渣的重量，㎏；c—渣的比热容，kcal/(㎏·℃)；K1—功率因数；K2—电效率；K3—电弧热效率；K4—负荷率；θ—加热速度，℃/min；Δθ—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
R EP—耐材实效侵蚀指数；I—电弧电压；V P—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
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；
η1—转炉、精炼（LF）、RH、连铸配合率，%；
η2—RH处理钢水合格率，%；
η3—RH作业率，%.
RH钢水循环率计算
U=3.8×10-3×D0.3u×D1.1d×G0.31×H0.5
U—钢水循环率，t/min；D u—插入管上升管直径，cm；D d—插入管下降管直径，cm；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，cm。

真空下吹氩应满足的条件：
P Ar＞P g＋ρ·H＋2σ/r
P Ar—氩气泡的压力；P g—真空度；ρ—钢液密度；H—气泡距钢液面的高度；σ—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
Δ[O]=(r Me O2·A·t)/Q×100%ppm
Δ[N]=(r Me N2·A·t)/Q×100%ppm
r Me O2，r Me N2—二次氧化时的吸氧、吸氮的传质通量，kg/m2·s；A—浇注时气液平均接触面积，m2；t—浇注时气液的接触时间，s；Q—浇注钢液重量，kg。

碳钢吸氧速度关系式
r Me O2=（3.1-1.08αc）×10-3kg·O2/m2·s
αc—1600℃下计算的碳的活度值。

高合金钢、高硅钢吸氧速度关系式
r Me O2=（3.3-4.8）×10-3kg·O2/m2·s
发热剂的加入量
C钢ΔTW钢=Q发W发η
W发/W钢=C钢ΔT/(Q发η)
W发—发热剂的加入量，kg；C钢—钢水比热容，kJ/(t·℃)；Q发—发热剂的发热值，kJ/kg；ΔT—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，mm；A—与铁皮材质和钢水温度有关的参数；δ—铁皮的厚度，mm；D—包芯线的直径，mm；V—包芯线的喂线速度，m/s 。

喂线速度
V=0.12×（W0.344/（δ(1-δ/D)×10-3
W—钢液重量，t；其它参数与喂线深度一样。

合金用量计算
P i=G(a i-b i)/(f i c i)+M i p i′
P i—合金用量，kg；G—钢液重量，kg；a i—合金元素的目标含量，%；b i—合金元素在钢液中的含量，%；c i—元素在钢液中的含量，%；f i—元素的收得率，%；M i—合金的补加系数；p i′—各种合金的初步总用量，kg；M i p i′—合金的补加量。

M i—(a i/（f i c i）/1-Σa i/（f i c i）
a i/（f i c i）—合金在钢液中所占的比分，%；1-Σ[a i/（f i c i）]—不
含合金的纯钢液所占的比分，%。

p i′=ΣP i（a i-b i)/（f i c i）
合金加入量
合金加入量（kg）=（控制成分%-分析成分%）×钢水量（kg）/（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 C Si Mn Cr Mo Ni Als
精度控制/% ±0.01±0.02±0.02±0.01±0.01±0.01±0.009吹氩搅拌时，钢水温降ΔT与处理时间ζ关系
镇静钢ΔT=0.87ζ+0.14ζ2-0.0083ζ3
低合金钢ΔT=0.49ζ+0.558ζ2-0.0479ζ3
半镇静钢和沸腾钢=ΔT=0.66ζ+0.373ζ2-0.0289ζ3
钢与渣之间的平衡关系可以用氧的分配系数L0表示
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
分配系数与炉渣碱度和温度的关系
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，%。

喂线长度
适合喂丝的合金元素
与氧亲和力 高的元素 低密度 元素 高蒸汽压 力元素 低溶解 度元素 Ca Ca Mg Pb Mg Mg Ca Ca Ce C Se Mg Zr B Te Al Si Ti S Si
Se
Nb
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 最大喂入深度/m
25 1.5
50 2
100 2.5
150 3
250 3.5
不同包芯线的相对吸热能力
包芯线种类相对吸热能力包芯线种类相对吸热能力
C 0.7 S 0.5
CaSi 0.9 FeTi 1.1
在1600℃的温度条件下，当元素在钢中的含量为0.1%时，一些常见元素的脱氧能力由强到弱的排列顺序：
Re→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100～200mm处，铝线在此熔化和反应。

最佳喂速确定：
ν=(H-0.15)/ζt
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；ζt—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：
η=253.2993+0.342[O]2-0.00002884T2-0.008667[O]T
钢液喂铝量计算
L—喂入钢液中的铝线长度，m；Al aim—控制的目标残铝量，%；Al as—分析的钢中残铝量，%；κ—冶炼过程中铝的损失量，kg；η—铝的收得率，%；Ｗ—铝线的每米重量，kg/m；G—钢液重量，t。

钢液的脱碳、脱氢与脱氮速度关系计算
ν[H]=15470·[%H]2·ν[C]%/min；ν[N]=1446·[%N]2·ν[C]%/min。

1个大气压下，1.013×105Pa，脱碳、脱氢、脱氮的关系式
[%C]2-[%C]1=-Δ[%C]=6K2H·{1/[%H]2-1/[%H]1}＋6{[%H]2-[%H]1}
[%C]2-[%C]1=-Δ[%C]=0.43K2N·{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，[%N]2—降低后的[%C]，%；K2H，K2N—原始 [%H]、 [%H]的值。

钢液吹氩与气体含量变化关系式
V Ar=112·Q钢·{P Ar·K2H·(1/[%H]2-1/[%H]1)＋([%H]2-[%H]1)}Nm3Ar
V Ar=8·Q钢·{P Ar·K2N·(1/[%N]2-1/[%N]1)＋([%N]2-[%N]1)}Nm3Ar Q钢—钢水的重量，t；P Ar—吹入氩气时，Ar在钢水中的平均压力，大气压（1.013×105Pa为1单位）
二次氧化钢液的进氧量与进氮量关系式
Δ[O]=(r Me O2·A·t)/Q×100% PPm
Δ[N]=(r Me N2·A·t)/Q×100% PPm
r Me O2，r Me N2—二次氧化时吸氧、吸氮的传质通量，kg/m2·s；
A—浇注时气液平均接触面积，m2；t—浇注时气液接触的时间，s；Q—浇注钢液重量，kg。

碳钢吸氧速度关系式
r Me O2=（3.1－1.08αc）×10-3kg·O2/m2·s
αc—1600℃下计算的碳的活度值。

高合金、高硅钢种吸氧量在（3.3～4.8）×10-4kg·O2/m2·s
钢液吸气面积关系式
A=1.2345d·(H1＋H0)＋0.848d·((ω20＋ω1ω0＋ω21)/g) m2
d—铸口直径，m；H1、H0—浇注前后由铸口到中铸管的距离，m；ω1、ω0—浇注一盘前后铸口处钢液的速度，m/s；g —重力加速度，9.81m/s2；z1、z0—开浇和浇完一盘时钢水在盛钢桶中的高度，m；C0—铸口的阻力系数，一般为0.96。

浇注一盘钢需要时间的关系式
A0—铸口的断面积，m2；D—盛钢桶的平均内径，m；C D—铸口的阻力系数，一般为0.96。

连铸
坯壳厚度计算
t—凝固时间，min；
l—结晶器有效长度，㎜（结晶器液面至结晶器下口的距离，约为结晶器实长减80～100㎜），V—拉坯速度，㎜/min。

渣膜厚度计算
e—渣膜厚度，mm；η—渣黏度，Pa·s；V—拉速，m/min；g—重力加速度，cm/s2；ρm，ρs—钢和渣的密度，g/cm3。

黏度在1300℃时小于0.14Pa·s，在1250～1400℃时在0.1～1.0 Pa·s的范围。

铸坯线收缩量计算
Δl=βΔT
ΔT—弯月面到结晶器出口处坯壳的温度变化；
β—坯壳收缩系数，铁素体为16.5×10-6/℃；奥氏体为22.0×10-6/℃。

铸坯液相穴深度计算
L液—铸坯的液相穴深度，m；
D—铸坯厚度，mm；
V—拉坯速度，m/min；
t—铸坯完全凝固所需要的时间，min；
K综合—综合凝固系数，㎜/min1/2。

结晶器倒锥度计算
ε1—结晶器每米长度的倒锥度，%/m；
S上—结晶器上口断面积，mm2；
S下—结晶器下口断面积，mm2；
L—结晶器的长度，m。

矩形坯或板坯倒锥度计算
S上—结晶器上口宽边或窄边长度，mm；
S下—结晶器下口宽边或窄边长度，mm。

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10～25mm，通常，生产小断面铸坯时取下限，而生产大断面时，应取上限。

V—拉坯速度，mm/min。

考虑到钢液面到结晶器上口应有80～120mm的高度，故结晶器的实际长度应为：L= L m+（80+120）mm
结晶器水缝面积计算
A—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=T L+ΔT
T浇注—合适浇注温度，℃；T L—液相线温度，℃；ΔT—钢液的过热度，℃。

T L=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
浇注钢种板坯、大方
坯小方坯浇注钢
种
板坯、大方
坯
小方坯
高碳钢、高锰钢+10℃+15～20℃不锈钢+15～20℃+20～30℃合金结构钢+5～15℃+15～20℃硅钢+10℃+15～20℃铝镇静钢、低合金
钢
+15～20℃+25～30℃
拉速计算
L m—结晶器的有效强度，mm。

一般情况下小方坯的坯壳厚度必须大于8～12mm，板坯的坯壳厚度必须大于12～15mm。

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（δmin），此时对应的拉速为最大拉速
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
L冶—铸机冶金长度，m；
K综合—综合凝固系数，㎜/min1/2；
D—铸坯厚度，㎜；
V max—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℃。

q v=0.0036F·V
q v —结晶器冷却水量，m 3/h ；
F —结晶器水缝总面积，㎜2，其中F=BD ； B —结晶器的水缝断面周长，㎜； D —结晶器的水缝断面宽度，取4～5㎜；
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 q v =WG
q v —二次冷却水区水量，m 3/h ； W —二次冷却区冷却强度，m 3/t ； G —连铸机理论小时产量，t/h 。

不同钢种的冷却强度
钢种
冷却强度/(L/㎏) 钢种 冷却强度/(L/㎏)
普通钢 1.0～1.2 裂纹敏感性强的钢（管线、低合金钢）
0.4～0.6
中高碳钢、合金钢
0.6～0.8 告诉钢 0.1～0.3 负滑脱量计算：
α—负滑脱量，%；
νmax —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
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
3、作业率
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
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
5、冶炼时间
6、炉龄
7、按计划出钢率
8、钢坯合格率
9、钢坯（锭）收得率。