炼钢部分各种计算公式汇总

炼钢部分各种计算公式汇总
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炼钢部分各种计算公式汇总
1、转炉装入量
装入量＝错误!未定义书签。

２、氧气流量
Ｑ=
错误!
Ｑ-氧气流量（标态）,
错误!或 错误!
V-1炉钢的氧气耗量（标态）,ｍ3; t-1炉钢吹炼时间，min 或ｈ 3、供氧强度 Ｉ＝
错误!
Ｉ-供氧强度(标态)，错误!未定义书签。

； Q －氧气流量(标态),
错误!；
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=(κgR Ｔ)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/s 2；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 错误!未定义书签。

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，㎏/m 3
;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 ｈma ｘ=P ０0.5
·ｄ0
０.6
ρ金
0.4
有效冲击面积计算
R=2．４1×104（错误!未定义书签。

）2
Ｒ—有效冲击半径，m ；νmax —液面氧射流中心流速,ｍ/ｓ； νm ａx =ν出
错误!·错误!未定义书签。

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)： S Σ=＼f （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㎏;r 平均—液滴的平均半径，m ；ρ金—金属液的密度,7×103㎏/m 3。

金属-熔渣接触面积计算 S 渣＝３Ｖ渣
r 渣
Ｖ渣—乳化渣的总体积，m 3；r 渣—渣滴半径,m 。

氧气高度计算 H=b ＰＤe
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， 石灰加入量（㎏／ｔ)=
错误!
每千克矿石补加石灰量（㎏）＝ 错误!
当铁水P>０．３0%时, 石灰加入量(㎏)=
错误!
石灰加入量(㎏/ｔ)=错误!未定义书签。

η-脱磷率,单渣法取９0%,双渣法为90%~95％; 石灰加入量(㎏/ｔ)=错误!未定义书签。

当生成３CaO ·P 2O 5时,
石灰加入量（㎏）= 错误!未定义书签。

当生成4ＣaO ·Ｐ２Ｏ5时， 石灰加入量（㎏)=
错误!
4Ｃa Ｏ·Ｐ2O ５和3C ａO ·P ２Ｏ５在炼钢高温下都是稳定的化合物,生产时放出大量的热，3CaO ·P 2O 5比4C ａO ·Ｐ2O 5生成时放出的热量多。

只有当渣中P 2O 5的质量分数ω(Ｐ２O5）>３%时才有可能形成3CaO ·P 2O ５。

实际生产中P 2Ｏ5的质量分数一般不会超过1%。

吨钢石灰的加入量(㎏) =错误!未定义书签。

铁水带渣带入的SiO 2应考虑铁水渣中ＣaO 相当的Si Ｏ2量
ω(Ｓi Ｏ2有效，铁水渣)＝ ω(SiO2，铁水渣)-错误!未定义书签。

则辅原料及铁水带渣所需石灰用量(㎏) ＝错误!未定义书签。

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%;，则渣中锰含量= A%×错误!未定义书签。

=B%;
锰来源量=铁水带锰量+废钢带锰量
=铁水装入量×铁水中锰含量%+废钢装入量×废钢中锰含量%
锰支出量＝钢水带锰量+炉渣带锰量
＝出钢钢水量×终点残锰量%+炉渣渣量×炉渣中锰含量%
根据质量守恒定律,锰来源量=锰支出量
铁水装入量×铁水中锰含量％+废钢装入量×废钢中锰含量%＝出钢钢水量×终点残锰量%＋炉渣渣量×炉渣中锰含量%
用P平衡计算渣量
设渣量为Y
终渣中氧化锰的含量已知为A%；，则渣中锰含量=A%×6２
62+80=B%；
Ｐ来源量=铁水带P量＋废钢带Ｐ量
=铁水装入量×铁水中P含量%＋废钢装入量×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
补加石灰量=错误!= Ｆ（㎏)
白云石相当的石灰量
白云石相当的石灰量＝错误!=E（㎏)
∴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(㎏）
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%×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
L M=错误!未定义书签。

=α＼f(ω(M x O y)，ω[M］ )
渣中氧化物含量换算的系数
错误!未定义书签。

M n O
Mn SiO 2
Si 错误!
错误!未定义书签。

错误!
ＦeO Ｆｅ 错误!未定义书签。

α
0.7746
0.467
0．684
０.７９３
0.437
０.222
0．169３
根据脱磷效果确定硅、渣量计算
转炉炼钢脱磷能力较强,去磷量可达9０%以上,在FeO%＝14%时，脱磷指数为L ｐ＝
错误!
炉渣碱度下脱磷指数L p ＝＼f((Ｐ),[Ｐ]) 的最大值
炉渣碱度
2．４ ２.8 3．５ 4．0 L p
120
2１0
４4０
４８0
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＝ ＼ｆ((［P]铁水-[P ］钢水)×10０0,[P]钢水Ｌ实）=A L 实＝0.43６L ｐ+０.３７1７
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)%=０.4
３7ω（Ｐ2O 5）%，ω(P ２Ｏ5)％＝L p ω[P]％ 100ω[P]％料=Q 钢ω[P]％料+0.４３7Ｑ渣L p ω[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Ｃa Ｏ和S ｉO 2占总渣量的５0%~60%左右。

假定ＣaO+ S ｉO 2为渣量的5５%，渣中CaO 含量为B ％,渣中S ｉＯ2
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 =A ×Ｂ%
ω(CaO,石灰)-R ×ω(SiO2,石灰)
铁水硅含量计算
渣中S ｉＯ２的量(㎏/t)=渣量×渣中SiO 2含量%=A ×C%=Ｄ㎏
每吨铁水的Ｓi 含量 ω(Si)=渣中S ｉＯ2的量/100０×28/6０×１００%＝Ｅ％ =错误!
=
错误!
∴铁水中的ω(Si ）与ω(P) 的关系为：
Si%=(P%铁水-P%出钢)×1000×１00%×渣中SiO 2含量％×28×100%）／(L 实×P%出钢×60×1０00） Ｓｉ%＝
＼f(（P%铁水-Ｐ%出钢)×100０×100%×渣中ＳiO ２含量%×28×1００%，Ｌ实×P%出钢×60×1000）
L 实=0．436L p +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C ａ—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;CaC 2—CaF 2合成渣脱磷，钢水温度在１57５～1680℃，CaC 2—Ｃa Ｆ２渣系中Ca Ｆ2的配比控制在1０%~25％为好。

温度为１570~１680℃,ω(Ca Ｏ）＞24％时脱磷计算
lg
错误!=错误! -１６+2.5lg Σω
(FeO)％＋０.08ω(CaO)%
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
总热效率=＼ｆ(有效热×100％,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(Δt 1)+出钢完毕至精炼开始之前的温降(Δt 2）＋钢水精炼过程的温降（Δt 3)＋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
Ｔｎ=1５3６-(７8ω[Ｃ]+7.6ω［Si]＋4.9ω[Ｍn]+34ω［P]+30ω[S]+5.0ω[C ｕ]+3.１ω[Ni]+２.0ω[Mo]＋2.0ω[Ｖ］+1．3ω［C ｒ］＋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
T降℃=错误!未定义书签。

T降℃=错误!
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 1.１１.6 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 14~2０20～２4 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]+{O2}＝{CO2｝24４／３30２２24０/3２４
８0
236/31９3５
［Ｃ］＋1/2{O2｝＝{CO} 84／11286 ８３/１１1
６１
82/1103５
[Fe]+1/２｛Ｏ２}=（ＦｅＯ) ３1/4067 30/４０13 ２9/39６3 ［Mn]+1／２{O2}=（MnO) 47／６333 ４７/63２0 47/631２
[Si]＋{Ｏ2}+２(CaO)=（２CaO·Ｓi
Ｏ２) 152／２0６49
1４2／１
9270
132／178０7
2[Ｐ]+5/2{O2｝+2(CaO)=4 CａO·P2O5１９０/２5７0１8７/２4４１44/19７62
７ 95
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，k Ｊ/（㎏·℃）
ｃ金属=1.05 kJ/(㎏·℃)、c 炉渣=１.2３5 k Ｊ/（㎏·℃)、ｃ炉衬＝1.235 kJ/（㎏·℃）。

1０、合金元素吸收的计算
吸收率＝＼ｆ（合金元素进入钢中质量×100%，合金元素加入总量) 合金加入量计算
合金加入量(㎏／t)＝错误!未定义书签。

钢种规格中限％=
错误!
合金中元素增加量％＝合金加入量×合金中元素的含量%×合金元素的吸收率%×1００%
１0０0
增碳剂加入量(㎏)=＼ｆ(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% η％=
错误!
铁合金中的氢含量范围
名称 硅铁(４5%） 高碳锰铁 低碳锰铁 低碳铬铁 硅锰合金 电解镍 氢含量
（９.7~1７．4）×１
０-6
（７.5~17.0)×10-6
8.1×１0-6
(4.3～6.０)×10－
6
14.2×10-6
0.2×１0
－6
铁合金中的氮含量范围
名称
硅铁(７5％) 高碳锰铁 钛铁 高碳铬铁 硅锰合金 氮锰合金 氮鉻合金 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 脱氧元素(含量为1%) Mn C Si A ｌ 钢液中平衡时ω[O ］
0．10 0．02 ０.01７ 0.０01７
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=ΔG Θ
+-19.149T ·ｌｇQ
ΔＧΘ
=-19．1４9Ｔ·l ｇK
ΔG —某一状态Ｑ时的吉布斯自由能变化，J/m ｏｌ；
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]=Ａｌ2O 3达到平衡时:
Ｋ=错误!未定义书签。

=1013.24
;当原始状态Ｑ≠1，则 ΔG ＝19.１49T ·lg(Q ／K)
２[Ａl ］1%+3[O]1%＝A ｌ2O 3纯 ΔG Θ
=-1２０6220+３90.３9T 在１600℃时,ΔＧΘ
=－475020Ｊ/m ｏl,K=
错误!=１0
（4７5０20/19.149×1873)
＝１0
13．2４
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[A ｌ]平各为多少，认为浓度很小时,可用浓度代替活度)? 解:ΔG =19．１49T ·lg(Q ／Ｋ） =19.１49×1873×lg ﴾错误
!
﴿
=358６6×ｌｇ(10６．
71/101３
.24）
=234205J/mol
∵反应生成Al ２O 3,其消耗的ω［O]%和 ω［Ａl ］%的比值为:
＼f （ω［O]％, ω[Al]%) ＝错误!未定义书签。

=错误!未定义书签。

=０．８8８89 又∵α2[Al]平·α3[O]平＝（α ［Ａl]- ω[Al]％）2·(α [O]- ω[O]%)3=1013.２
4
（０.０8- ω［Ａl ］%）２·（０.02-0.８８889ω[Al]%)3=10１３
.24
∴ 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
[Ti]1%+2[Ｏ]1％=TiO 2纯 ΔG Θ
=-66１920+22７.98Ｔ
K=错误!未定义书签。

=10ΔG Θ/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%=1０-6.549７
=２.８2×１0-7
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＋M Ti Ｏ2·(32/80)＝ ω[O]%平+０.4M ＴiO ２ 钛量满足下列等式关系: M Ti =ω[Ｔi]%平+M T ｉO2·（48/80)= ω[Ti ］%平+0．6ＭTiO2 将上式合并得
(M Ti -0．6ＭTiO ２)·(ω[O]%原-０.4M ＴiO ２)２=1０-6.5４9T ＝2.82×１0-７
M Ti —100㎏钢液中Ti 的加入量，㎏;
M ＴｉO2—１０0㎏钢液中TiO 2的生成数量，㎏; 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
ω[Ｏ］ ω[C]=错误!未定义书签。

碱性电弧的氧含量计算 ［O ］终=
错误!
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
ηO2=错误!
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]/% 0.9～1.０0.3~0．6 0.１～0．２
5
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℃。

铁中元素Ti V Nb Cr Mn Mo S P SｉAl Cu Ni 含量/% 1 3.4 1 9 2５ 2 0.4 3 5.5 ２３.8 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
K c=错误!未定义书签。

=错误!未定义书签。

=m=/ω[Ｃ]%·ω[O］%
不同碳含量和温度时的m值
ω[Ｃ]%温度/℃
０165０1７00 ｍ×10-3
０.01 1．76 １.9１２.06 ２.19 2．３3 0．0５ 2.11 2.22 2.34 2.4４ 2.55 ０.１０2．20 2.30 2.4１ 2.５1 2.60
0.5０2．51 2.6１２．72 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
出钢量=错误!未定义书签。

12、钢铁料计算
钢铁料消耗(kg/t钢)＝铁水＋生铁块+废钢
转炉(电炉)合格产出量(ｔ)
×１０００
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]
L ０=α(ＦeO ）/α[Ｏ］=1/ω［O]饱和； ｌgL 0=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 ／℃ ０ １7０0 ω[O ]/％
0.190
0.23１
0.278
０.3３１
金属中氧含量除与温度有关外,还与炉渣的成分有关。

因此,α（F ｅＯ)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(F ｅＯ）=ω［O ］／ω［Ｏ]饱和
研究证明，当∑(Fe Ｏ)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[N ｉ] －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]＜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
ρ渣＝ρ0渣+０.07×1400-t
1４00
ρ0渣—炉渣140０℃时的密度，㎏／ｍ3； ρ渣—炉渣高于1400℃时的密度,㎏/m 3 14０0℃时,炉渣的密度与组成的关系
错误!未定义书签。

=(0.４5ω（S ｉO 2）％+0.2８6ω(CaO)%+0.204ω（FeO)%＋0.３5ω(Fe 2Ｏ3）%+0.237ω（M ｎO)％+0.３67ω（ＭgO ）%+０．4８ω(Ｐ2Ｏ5)％+0．４0２ω(Al 2O ３)％）×1０－３
一般液态碱性渣的密度为30０0㎏/m ３
,固态碱性渣的密度为3500㎏/m 3，ω（FeO ）>40%的
高氧化性渣的密度为4000㎏/m ３，酸性渣的密度一般为300０㎏／m ３。

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［C ｒ]+ 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 O ２＝( 1．5２95Δω［C]+1.143Δω[Ｓi]＋ 0．２9Δω[Mn]+ 0.461Δω［Ｃr]＋ ０．286Δω[F ｅ]+ 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CO ２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[S ｉ］+ ８.25Δω[Mn]+ 5.1Δω[Cr]＋ 4．9Δω[F ｅ]+ 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]=＼f(１００Σω[M］，1００+L M·M渣)
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，L M=＼f(ω(M),ω[M])，它和渣成分有关。

17、转炉终点碳计算
ω[C］= ω［C]成品规格下限-(0.03%～０．08%)
έ＝έCO+έ氧流（KW/t）
έCO—氧气流股直接作用产生的比搅拌功率;
έ氧流—CO气泡的上浮作用产生的比搅拌功率。

吹氩搅拌功率
έ=（6.1８QＡr错误!)×［ln(1+错误!+η(1＋错误!未定义书签。

)
Q Ar—氩气流量，ｍ3/miｎ;Q—钢液重量,t；T1—钢液的温度，Ｋ；T g—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
ΔT=10２1/MＢ｛［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(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
调渣剂与废钢的热当量置换比＝错误!未定义书签。

ΔＨi,ΔH s分别为ｉ种调渣剂和废钢的焓,MＪ/㎏；ω(MgＯ)ｉ为i种调渣剂中ＭgＯ的质量分数,%．
不同调渣剂的热焓（H1７７3ｋ－HΘ２98ｋ)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 2．2
３６
１.3
８
与废钢的热量
置换比
2.4７ 1.28 2．19 1．49 １.38 1.62 1.0 与废钢的热当
量置换比
11.３8 3.36 4.77 2.21 1．66
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㎜;公称吨位１00t以下的小型转炉,溅渣层厚度取15~20㎜.
Ｑs＝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
P=错误!
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=错误!
ＲEP—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=H×错误!未定义书签。

×η1×η2×η３,万吨/年
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;Ｄｕ—插入管上升管直径，㎝;D d—插入管下降管直径,㎝;Ｇ—提升气体流速，L／min；H—提升气体在上升管内的通入的高度,㎝。

真空下吹氩应满足的条件:
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］＝(ｒMｅO２·A·t)/Q×１00％ppm
Δ[N］＝(r MeＮ2·A·ｔ)/Q×100%ppm
r Me O２, ｒＭｅN2—二次氧化时的吸氧、吸氮的传质通量，㎏/㎡·S;Ａ—浇注时气液平均接触面积，㎡;t—浇注时气液的接触时间,S；Q—浇注钢液重量，㎏。

碳钢吸氧速度关系式
r Me O２＝(3.1-１.０8αc）×１0-3㎏·Ｏ２/㎡·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）×１0-３㎏·Ｏ２/㎡·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，㎏；Ｃ钢—钢水比热容，KＪ/(t·℃);Q发—发热剂的发热值,KJ/㎏；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,㎜;Ａ—与铁皮材质和钢水温度有关的参数；δ—铁皮的厚度,㎜；D—包芯线的直径,㎜；Ｖ—包芯线的喂线速度,ｍ/s。

喂线速度
V=０.12×（W0．344/(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)+Ｍi p i′
P i—合金用量，㎏;G—钢液重量,㎏；a i—合金元素的目标含量，%；b i—合金元素在钢液中的含量,%;cｉ—元素在钢液中的含量,%;f i—元素的收得率,%；Ｍi—合金的补加系数;p i′—各种合金的初步总用量,㎏；M i p i′—合金的补加量。

M i—（a i/（f i cｉ)/1-Σa i/(ｆi c i)
ａi/(ｆｉc i)—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′＝ΣP i（aｉ-ｂi）/（f iｃｉ)
合金加入量
合金加入量(㎏)=（控制成分%-分析成分%）×钢水量（㎏)／（回收率%×铁合金中元素含量%)
在精炼炉内脱氧好,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 CｒMo NｉAls 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
Ｌ０=错误!=错误!
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=错误!未定义书签。

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 MｇＣa Ｃａ
Ｃｅ C SｅＭg
Zr ＢTe
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
２５０３.5
不同包芯线的相对吸热能力
包芯线种类相对吸热能力包芯线种类相对吸热能力Ｃ0.７S 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
铝线最佳喂速确定
最佳喂入深度是在距包底上方1００～20０㎜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=（错误!未定义书签。

×100０+κ)/Ｗ
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，㎏;η—铝的收得率，%;W—铝线的每米重量,㎏/m;G—钢液重量,ｔ。

钢液的脱碳、脱氢与脱氮速度关系计算
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 MeＯ2·A·ｔ)／Q×100% PPｍ
Δ[N]=(r MeＮ２·A·t)/Q×100% PPm
r Me O2， rＭe N2—二次氧化时吸氧、吸氮的传质通量，㎏／㎡·S；Ａ—浇注时气液平均接触面积，㎡；t—浇注时气液接触的时间，S;Q—浇注钢液重量，㎏。

碳钢吸氧速度关系式
rＭe O2＝（３.1－1.08αc)×１0－3㎏·Ｏ2/㎡·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）×1０-４㎏·O２/㎡·S
钢液吸气面积关系式
A=1.2３４5ｄ·(H1+H0)+０.848ｄ·(（ω20+ω1ω0+ω21)/g) ㎡
ω1＝C0√2gz1ω０= 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；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
t=(л·D)/(2·Ａ０·C D）·((√z0－√z1)/√2g) s
Ａ0—铸口的断面积,㎡；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
δ＝Ｋ√t＝Ｋ√l
v
δ—坯壳厚度，㎜；Ｋ—凝固系数,㎜/ｍin1
2
;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。

Ｋ的取值范围,小方坯18～20㎜/mｉn1
2；大方坯24～2６㎜/ｍin1
2
;板坯17~22㎜／ｍin1
2
;
圆坯20～25㎜/ｍin1
2。

渣膜厚度计算
e=√ηv
g(ρm−ρs)
e—渣膜厚度,㎜;η—渣黏度,Pａ·S;V—拉速，m/ｍin；g—重力加速度,㎝/S２;ρm,ρｓ—钢和渣的密度，g/㎝3。

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
∵D／2＝K综合√t,L液=vｔ,
∴Ｌ液＝D2v/4 Ｋ2综合
Ｌ液—铸坯的液相穴深度，ｍ；
Ｄ—铸坯厚度，㎜；
V—拉坯速度，ｍ/mｉn；
t—铸坯完全凝固所需要的时间,ｍｉn；
K综合—综合凝固系数，㎜/min１/2。

结晶器倒锥度计算
ε1=错误!未定义书签。

ε1—结晶器每米长度的倒锥度，%／m；
S上—结晶器上口断面积，㎜2;
S下—结晶器下口断面积，㎜２；
L—结晶器的长度，m。

矩形坯或板坯倒锥度计算
ε1=错误!未定义书签。

S上—结晶器上口宽边或窄边长度,㎜;
S下—结晶器下口宽边或窄边长度,㎜。

结晶器长度计算
结晶器的长度应保证铸坯出结晶器下口的坯壳厚度大于或等于10～2５㎜,通常，生产小断
面铸坯时取下限,而生产大断面时，应取上限。

L m =（δ
K )2v
L m —结晶器的有效强度,㎜;δ—结晶器出口处的坯壳厚度,㎜;Ｋ—结晶器凝固系数,㎜/ｍ
ｉｎ12 ；一般取20～２4㎜/mi ｎ1
2 ;V —拉坯速度,㎜/min 。

考虑到钢液面到结晶器上口应有8０~1２0㎜的高度，故结晶器的实际长度应为：L ＝ L ｍ＋(80+１20）㎜ 结晶器水缝面积计算 A=
1000036
×
QL V
A —结晶器的水缝总面积,ｍ2;Q —结晶器每米周边长耗水量,m 3/(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 ＋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[N ｉ]+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℃ +2０~３
0℃ 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 Ｖ=( K
δ)2L ｍ
δ—结晶器出口处的坯壳厚度,㎜；K —结晶器凝固系数，㎜／m ｉn 12 ；一般取20~24㎜/ｍin 12 ;L m —结晶器的有效强度,㎜。

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

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 Vmax= （
K δmin
）2L ｍ
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
V max =错误!未定义书签。

L 冶—铸机冶金长度,m ；K 综合—综合凝固系数，㎜／min 1／
2;D —铸坯厚度,㎜； Ｖｍa ｘ—拉坯速度，ｍ/ｍi ｎ
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;。