Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Квитко, М. П. Кислородно-конвертерный процесс

.pdf
Скачиваний:
18
Добавлен:
22.10.2023
Размер:
15.27 Mб
Скачать

Т А Б Л И Ц А S3. ТЕПЛОВОЙ

БАЛАНС

 

 

 

 

Теоретически!!

Практически/}

 

Статьи баланса

 

 

0'0

 

 

 

 

 

кал

кал

%

 

 

 

Приход тепла

 

 

 

С чугуном .....................

 

24 950

38,6

24 300

37,3

 

От окисления:

[11 980

18,5

11 800

18,1

С

1

2 740

4,3

2 500

3,9

 

Р

 

 

16 350

25,3

15 860

24,4

 

Мп .....................

 

3 300

5,1

2 740

4,2

 

Fe .........................

 

5 280

8,2

6 960

10,7

 

Тепло дутья .....................

 

10

927

1,4

 

И т о г о . . .

 

64 610

100,0

65 097

100,0

 

 

 

Расход

тепла

 

 

 

Со сталью .........................

 

31 000

48,0

30 150

46,3

 

Со шлаком .....................

 

13 800

21,4

14 500

22,3

 

С отходящими газами

 

9 259

14,3

9 250

14,2

 

На диссоциацию двуоки­

 

7 070

10,9

4 170

6,4

 

си углерода .....................

 

 

На расплавление скрапа

 

 

 

440

0,7

 

На нагрев футеровки и

 

 

 

 

 

 

потери .............................

 

3 471

5,4

6 585

10,1

 

И т о г о . . .

 

64 610

100,0

65 097

100,0

 

Степень диссоциации двуокиси углерода в опытных плавках составила в среднем около 80%, потери тепла с отходящими га­ зами были высокими и для балансовых плавок достигали 2 0 ,6 % (против 17,2% на паро-кислородном дутье и 6 —7% при верхнем кислородном дутье).

Анализ материальных и тепловых балансов показывает, что показатели продувки углекислотно-кислородной смесью практи­ чески не отличаются от показателей паро-кислородной продувки. Необходимо отметить, что при использовании смеси двуокиси углерода и кислорода становится возможной выплавка стали спо­ койных марок, так как содержание водорода в металле не превы­ шает обычных норм (4 мл/100 г). Однако при организации такого процесса безусловно необходима система газоочистки.

201

2.Продувка высокофосфористого чугуна

'кислородом сверху

Существует два варианта кислородно-конвертерного метода передела высокофосфористого чугуна с использованием кусковой извести и пылевидной извести (получивший за рубежом наимено­ вание ЛД—АС). Каждый гиз этих вариантов имеет свои преиму­ щества и недостатки.

В технологическом отношении более прост вариант с приме­ нением кусковой извести. Исследования в этом направлении про­ водили как в СССР, так и за рубежом.

В СССР подобное исследование проведено в 1957— 1960 гг. на НТМЗ. Поскольку основной целью исследования являлась разработка технологии передела чугуна, получаемого из руд Кер­ ченского месторождения, использовали чугун, содержащий до 1,5% Мп и более 1,9% Мп, что соответствовало возможным соста­ вам руды. Состав чугуна, продуваемого в опытном конвертере,

приведен в

табл. 54.

 

 

 

 

 

Т А Б Л И Ц А

54. СОСТАВ

Ч У Г У Н А ,

%

 

Содержание

 

 

 

 

 

марганца, %,

С

Si

Мп

р

S

в руде

 

 

 

 

 

До

1,5

До

3,8

0,15—0,7

Более

1,9

До

3,8

0,15—0,7

0,6— 1,5

СО

ю То

 

1

1,6—2,2

До

0,07

1,8—2,2

До

0,07

В исследовании опробовали три варианта технологии: а) без скачивания шлака; б) со скачиванием промежуточного шлака;

в) со скачиванием промежуточного шлака и оставлением ко­ нечного шлака в конвертере;

Первые плавки по варианту без скачивания шлака проводили при неизменном расходе кислорода и постоянном положении сопла фурмы относительно уровня спокойной ванны. Технологический режим был следующим: после заливки чугуна присаживали по­ ловину всей необходимой извести (7—7,5% от массы чугуна); продувку начинали с интенсивностью около 4,2 м3/(т-мин) (40 м3/мин) и вели в течение 5— 6 мин, после чего присаживали вторую порцию извести (без повалки). Продувку продолжали до тех пор, пока не уменьшится пламя, передувку осуществляли в течение 1—1,5 мин. Фурма в течение всей плавки находилась на расстоянии 500 мм от уровня ванны (12— 14 калибров при мак­ симальном диаметре фурмы 40 мм). Ход процесса при таком тех­ нологическом режиме был аналогичен ходу при обычном донном дутье. Активный известково-железистый шлак в начале продувки не образовывался, содержание фосфора к моменту полного окис­ ления углерода было значительным (более 0 ,1 0 ,2 %).

202

Для получения низкой концентрации фосфора в конечном металле приходилось поддерживать в шлаке весьма высокую концентрацию железа (до 35% по Feo6l4); эта величина выше на­ блюдаемой при обычном донном дутье. Это объясняется тем, что в отсутствие углерода перемешивание металла со шлаком при верхнем кислородном дутье происходит значительно хуже, чем при подводе дутья снизу, так как энергии струи недостаточно. Поэтому для получения низкого содержания фосфора требуется значительное переокисление шлака.

Чтобы уменьшить степень окисленности шлака и длительность передувки, по ходу продувки изменяли положение фурмы. При второй группе плавок расстояние между соплом и металлом во втором периоде увеличивали до 700—800 мм и в некоторых случаях, особенно перед присадкой второй порции извести, одновре­ менно уменьшали расход кислорода. Окисленность шлака по ходу продувки возрастала (содержание железа в шлаке составляло 11— 12%). Поэтому длительность передувки удалось сократить до 20—25 с (вместо 1,0—1,5 мин) и несколько уменьшить'окисленность конечных шлаков. Однако устойчивых технологических результатов при работе без скачивания шлака получить не уда­ лось. Содержание фосфора на 50% плавок было выше 0,050%. Это объяснялось тем, что при большом количестве шлака в кон­ вертере весьма трудно регулировать его окисленность и соотно­ шение между содержанием железа в шлаке и скоростью окисления углерода.

При содержании железа в шлаке по ходу продувки не более 1 0 — 1 1 % процесс идет нормально и без выбросов; но в этом случае требуется передувка и получить содержание фосфора в металле ниже 0,040% затруднительно. При увеличении же окисленности выше 12— 14% появляются сильные выбросы металла и шлака, затрудняющие ведение процесса и уменьшающие выход жидкого металла. Поскольку при работе без скачивания шлака не удалось получить стабильных результатов по дефосфорации, опробовали технологический вариант со скачиванием шлака. Промежуточный шлак скачивали при содержании углерода в металле 1,5—2,0%. После заливки чугуна начинали продувку при расстоянии фурмы, от ванны металла 500 мм, затем для наведения активного шлаказа 2 —3 мин до скачивания расстояние между фурмой и металлом увеличивали на 200—300 мм. Известь присаживали двумя пор­

циями — перед

заливкой чугуна и после скачивания промежу­

точного шлака.

Интенсивность подачи кислорода составляла 4,2—

5,0 м3/(т-мин);

продувку заканчивали при содержании углерода

в ванне 0,10—0,15%.

Шлаки первого периода процесса характеризовались весьма высоким содержанием пятиокисифосфора (18—20%), сравнительно невысокой окисленностью (около 14— 15%) и основностью (до 1,5). Продувка плавок как в первом, так и во втором периоде проходила спокойно, без существенныхвыбросов.

203

При продувке со скачиванием промежуточного шлака большое значение имеет отношение скоростей окисления фосфора и угле­ рода, поскольку именно отношение vplvc определяет содержание

фосфора в металле

к концу первого

периода и, следовательно,

в конце продувки.

Отношение .vplvc

в опытных плавках колеба­

лось в пределах 0,3—1,2; скорости окисления фосфора и углерода составляли 0,08—0,25 и 0,10—0,45% мин соответственно. При

таких скоростях окисления элементов концентрация

фосфора

в конце первого периода продувки составляла 0 ,2 0 ,8 %

и суще­

ственно зависела от концентрации железа в шлаке и длительности продувки в первом периоде.

Соотношение скоростей окисления углерода и фосфора также

определялось в основном окисленностыо первичного

шлака —

с ростом содержания железа в шлаке отношение vP/vc

линейно

увеличивалось. Однако отношение v j v c можно изменять в весьма узких пределах, так как при чрезмерном увеличении окисленности шлака возникают выбросы. При работе со скачиванием шлака в первом периоде процесса скорость шлакообразования была не­ большой и наведение активного шлака было затруднительным. На многих плавках к моменту скачивания в шлаке наблюдались скопления неразошедшейся извести, хотя его окпсленность была сравнительно высокой. В какой-то мере это объясняется весьма большим количеством извести и низким ее качеством. Поскольку скорость шлакообразования невысока, получить низкую концен­ трацию фосфора перед раскислением и в этом варианте оказалось затруднительным, что связано прежде всего с выбросами шлака и металла по ходу продувки.

Наиболее успешно дефосфорация проходила npi/ плавках с оста­ влением конечного шлака в конвертере и сливе на него чугуна последующей плавки. Технология продувки металла не отлича­ лась от технологии продувки при скачивании промежуточного шлака.

Наличие жидкого шлака перед началом продувки создает благоприятные предпосылки для ассимиляции извести, благодаря чему возрастает скорость шлакообразования. При оставлении конечного шлака в конвертере даже при малой длительности пер­ вого периода к моменту скачивания шлака вся известь растворяется. Увеличение скорости шлакообразования и увеличение времени контакта активного шлака с металлом, а также большое количе­ ство шлака в первом периоде процесса обусловили более высокую скорость окисления фосфора в этом варианте. Если при скачива­ нии промежуточного шлака скорость окисления фосфора в основ­ ном была ниже 0 ,2 0 % мин, то при оставлении конечного шлака в конвертере она превышала эту величину. Более высокие ско­ рости дефосфорацип позволили получить как в первом периоде процесса, так и перед раскислением более низкие концентрации

фосфора при

той же окисленности шлака (или такие ж е — при

более низкой

окисленности).

204

Закись железа, содержащаяся в конечном шлаке,, позволила несколько уменьшить расход кислорода и сократить длительность первого периода продувки (5 мин 50 с против 6 мин 30 с) при ра­ боте со скачиванием шлака (при условии получения той же концен­ трации углерода в момент скачивания шлака). График окисления элементов и изменения состава шлака плавки с оставлением конеч­ ного шлака приведен на рис. 81.

Одним из самых существенных преимуществ оставления конеч­ ного шлака в конвертере является меньшая окисленность как первичных, скачиваемых, так и конечных шлаков. Если при работе без оставления конечного шлака содержание железа в скачивае­ мом шлаке в среднем составляло 13,7— 15,1 %, то при работе с обо­ ротным шлаком эта величина была равна 10,2— 12,6%. Уменьше­ ние окисленностн первичных и конечных шлаков сопровождалось увеличением выхода жидкого металла на 0,3—0,4%.

Содержание фосфора в металле перед раскислением также было ниже. Установлено, что для получения в металле концентрации

фосфора ниже 0,040% необходимо,

чтобы содержание железа

в первичных шлаках составляло 1 1 1 2

% и в конечных шлаках —

не менее 14—15%; основность конечных шлаков должна быть не менее 2,5. Нужно отметить, что увеличение основности шлака выше 2,5—3,0 является нежелательным, так как не сопровож­ дается существенным уменьшением концентрации фосфора в ме­ талле (как и при переделе мартеновского чугуна) и ведет к резкому росту окисленное™ шлака; рост содержания железа в шлаке при­ водит к уменьшению выхода жидкой стали и уменьшению концен­ трации пятиокиси фосфора в шлаке.

Результаты исследования показали, что, при работе со скачи­ ванием шлака и с оставлением конечного шлака в конвертере вполне возможна выплавка низкоуглеродистой стали с содержа­ нием фосфора в пределах 0,020—0,040%. При охлаждении ме­ талла по ходу продувки скрапом или скрапом в сочетании с окали­ ной выплавка обычного металла не представляет существенных трудностей. Однако получение более низких концентраций фос­ фора в низкоуглеродистом металле (С ^ 0,12%) и остановка про­ цесса на более высоком содержании углерода затруднительны при обоих вариантах технологии. Получение концентрации фос­ фора ниже 0 ,0 2 0 % при низком содержании углерода (до 0 ,1 2 %) требовало при работе с кусковой известью очень высокой окислен­ ное™ шлаков (в условиях исследования Feo6l4 должно было со­ ставлять более 25%). При сравнительно высоком содержании угле­ рода образование таких шлаков сопровождается выбросами.

Как уже указывалось выше, в рудах Керченского месторожде­ ния содержится значительное количество марганца. Поэтому опробовали предел чугуна, содержащего большое количество марганца, по тем же технологическим вариантам (со скачиванием шлака и с оборотным шлаком). Технология при продувке чугуна, содержащего 1,9—2,6% Мп, не отличалась от описанной выше.

205

Mn,Sl,P,SxfO,%

Температура металла,

Рис. 81. Характерный график плавки, проведенной на фосфористом чугуне с оставлением конечного шлака предыдущей плавки и заливкой на него чугуна последующей (с оборотным шлаком)

206

При работе со скачиванием шлака, а также с оборотным шлаком в первом периоде процесса ухудшения дефосфорации не проис­ ходило. Количество фосфора в конце первого периода продувки составляло 0,31—0,65% при содержаниях углерода в металле 1,9— 2,3%. Концентрация Р 20 5 в первичных скачиваемых шлаках была равна 17—21% при 14%-ном содержании в них железа.

Таким образом, в первом периоде марганец не оказывает тор­ мозящего влияния на дефосфорацию. Эффект торможения прояв­ ляется во втором периоде. Установлено, что для получения низ­ ких концентраций фосфора при повышенных концентрациях марганца в чугуне требуются более высокие окисленность и основ­ ность конечных шлаков. Так, концентрация фосфора в металле ниже 0,030% наблюдается при содержании FeoCul в шлаке более 25% и основности более 2,75. При содержании марганца в чугуне до 1,5% такая же концентрация фосфора наблюдалась при основ­ ности шлака 2,5 и —19% Feo6li;. Концентрация марганца в ме­ талле перед раскислением оказалась линейно связанной с концен­ трацией фосфора.

О механизме воздействия марганца и окислов марганца на процесс дефосфорации уже говорилось выше. Следует лишь отме­ тить, что обычные трудности дефосфорации при переделе высоко­ фосфористых чугунов, обусловленные высоким коэффициентом распределения фосфора в конце операции, настолько усугуб­ ляются при увеличении концентрации марганца, что использова­ ние чугунов с высоким содержанием марганца для фосфористого передела представляется нецелесообразным.

Технологические показатели, полученные при продувке чу­ гуна с повышенным содержанием марганца, приведены ниже:

Расход, %:

14,6

и зв е с т и ....................................................................................

скрапа ................................................................................

9,7

окалины ................................................................................

8,4

Расход кислорода, м3 .................................................

66,0

Продолжительность продувки,мин—с ................................

15—39

Количество скачиваемого шлака, % ......................................

16—25

Концентрация Р20 5 в скачиваемом шлаке, % .................

20

Выход стали, %

 

Сравнение исследованных вариантов технологии показывает, что для передела фосфористых чугунов с нормальным и повышен­ ным содержанием марганца при использовании кусковой извести наиболее пригодным является вариант со скачиванием промежу­ точного и оставлением конечного шлака к конвертере. При этом варианте обеспечиваются минимальная концентрация фосфора в конечном металле, минимальная длительность продувки, макси­ мальный выход годного, металла и наименьшие расходные пока­ затели. Конечно, нужно учитывать, что и этот метод передела фос­ фористого чугуна имеет недостатки, к которым прежде всего относятся необходимость замедления скорости слива^чугуна из

207

ковшей на остаточный шлак вследствие опасности выбросов и трудность регулирования окисленности шлака по ходу продувки. Правда, последний недостаток в большей или. меньшей степени присущ кислородно-конвертерному процессу при переделе чугуна любого типа и практически любом варианте технологии.

За рубежом наиболее широкие исследования по переделу высо­ кофосфористого чугуна с применением кусковой извести проводили в Помпе (Франция) и в Рейнхаузепе (ФРГ). В Помпе метод про­ дувки фосфористого чугуна опробован в промышленном масштабе на 20-т конвертере объемом 15 м3. Переработке подвергался чугун, содержащий 1,5— 1,85% Р, 0,5% Si и около 0,4% Мп. Как видно из приведенного состава, чугун содержал значительно меньшее

количество примесей по сравнению

с чугуном,

применявшимся

в отечественных исследованиях. В

соответствии

с сортаментом

требовался выпуск металла с самым различным содержанием угле­ рода, концентрация которого в конечном металле колебалась в пре­ делах 0,06—0,7%. Наиболее целесообразной в этом случае ока­ залась технология, обеспечивающая повалку конвертера при нужном содержании углерода.

Исследованы оба ранее описанных варианта технологии °— со скачиванием промежуточного шлака и со скачиванием промежу­ точного шлака н оставлением конечного шлака в конвертере. Лучшим оказался вариант с оборотным шлаком (поскольку обе­ спечиваются более глубокая дефосфорация металла и снижение себестоимости продукции на 4%) по сравнению с вариантом без использования конечного шлака, -так как уменьшается расход извести и повышается выход жидкого металла.

Только оставление конечного шлака не может обеспечить до­ статочную глубину дефосфорацин, особенно при высоком содер­ жании углерода. Поэтому для обеспечения условий, позволяющих получить минимальную концентрацию фосфора, технология на заводе в Помпе была изменена: применяли классифицированную известь с кусками размером 0—40 мм и резко уменьшали интен­ сивность продувки по сравнению с интенсивностью, характерной для томасовского передела и кислородно-конвертерных процес­ сов. Использование классифицированной извести, присаживаемой по ходу продувки, позволило увеличить скорость шлакообразова­ ния, так как скорость растворения извести в первом приближе­ нии прямо пропорциональна размеру кусков.

Интенсивность подачи кислорода при продувке фосфористого чугуна была очень невысокой. Длительность продувки состав­ ляла 23—25 мин, а темп подачи кислорода находился в пределах 1,4—2,0 м3/(т-мин). Интересно отметить, что такая интенсивность в 2 —3 раза меньше интенсивности, характерной дляисследований передела фосфористого чугуна на НТМЗ.

Облегчению условий дефосфорации способствовала н система охлаждения металла. Для охлаждения плавок применяли руду и стальной лом или только руду. При охлаждении рудой (около

208

85 кг на 1 т чугуна) основную ее часть (около 60%) присаживали в первом периоде продувки для ускорения шлакообразования. При охлаждении ломом и рудой, вопреки обычной практике, лом заваливали не перед заливкой чугуна, а на металл во втором пе­ риоде процесса с тем, чтобы не тормозить шлакообразование в пер­ вом периоде. Таким образом, особенности технологии продувки томасовского чугуна на заводе в Помпе были следующими:

1 ) продувку плавок вели со скачиванием промежуточного и оставлением конечного шлака в конвертере; промежуточный шлак скачивали при содержании углерода в ванне 0 ,8 —-1 ,0 %; содержа­ ние фосфора к моменту скачивания шлака составляло около 0 ,2 %; 2 ) в качестве шлакообразующего применяли кусковую из­ весть размером 0—-40 мм; известь присаживали постепенно, по

ходу продувки;

3)интенсивность подачи кислорода в конвертер составляла

1,4—2,0 м3/(т-мии);

4)для охлаждения использовали руду и стальной лом, причем лом подавали во втором периоде продувки после слива промежу­ точного шлака.

Необходимо отметить также, что для ускорения шлакообра­ зования изменяли положение фурмы по ходу продувки. В начале

продувки расстояние между фурмой и металлом было максималь­ ным, к концу первого периода его уменьшали. Во втором периоде продувки положение фурмы, как правило, не меняли. Все пере­ численные меры позволили получать металл с содержанием фос­ фора в пределах 0,015—0,030%.

Нужно отметить, однако, что такой метод работы предопре­ деляет резкое снижение производительности конвертеров и может быть рациональным при определенных условиях (небольшая производительность цеха, высокая отпускная цена на скрап, так как количество его в шихте ограничено, и др.).

Практически такие же результаты при продувке фосфористого чугуна получены на заводе в Рейнхаузене [73]. Плавки прове­ дены в 60-т опытном конвертере с применением классифицирован­ ной извести и руды или руды в сочетании с ломом в качестве охла­ дителей. Технологические данные приведены в табл. 55. Садка 60-т конвертера при переделе фосфористого чугуна была уменьшена до 50 т во избежание возможных выбросов переокисленного шлака и металла.

Плавки проводили со скачиванием промежуточного шлака и со скачиванием промежуточного и оставлением конечного шлака в конвертере. В первой серии опытных плавок для охлаждения применяли только руду, чтобы облегчить шлакообразование в пер­ вом периоде. Длительность продувки достигала 27 мин, причем интенсивность продувки не превышала 2,4 м3/(т-мин).

В дальнейшем длительность продувки была сокращена до 20— 18 мин; интенсивность продувки при этом практически соот­ ветствовала интенсивности, характерной для продувки обычных

14 м . п . Квитко

209

[,Показатели работы

Положение фурмы меняется, расход кислорода частич­ но изменяется по ходу продувки

Расход кислорода и положе­ ние фурмы постоянны

 

 

Т А Б Л И Ц А 55.

П Е Р Е Р А Б О Т К А ТОМАСОВСКОГО

Состав чугуна, %

Д обавки ,

кг /т

 

I период

С

Р

S

И З -

 

/

время,

 

 

руда

 

с, %

р , %

весть

ЛО М

мин

 

 

 

Со скачиванием шлака и охлаждением

3.-64

1,84

0,052

140

50

— .

15,5

1,00

0,30

3,64

1,90

0,064

138

30

_____

15,0

1,72

0,27

3,72

1,80

0,055

130

46

15,5

1,04

0,25

3,52

1,62

0,059

130

58

15,0

0,78

0,15

3,56

1,96

0,056

140

44

15,5

0,82

0,65

3,48

2,00

0,56

140

44

16,0

0,43

0,90

3,48

1,90

0,067

140

48

16,0

1,08

0,27

3,52

1,96

0,057

140

54

16,0

0,78

0,24

3,60

1,95

0,052

120

52

_____

16,5

1,04

0,33

3,60

1,95

0,058

140

54

17,0

0,69

0,28

3,52

1,96

0,062

130

44

13,0

0,90

0,38

3,56

1,72

0,056

140

44

14,0

1,01

0,22

3,64

1,88

0,062

140

47

13,5

0,87

0,45

3,56

1,82

0,060

140

52

13,0

0,89

0,46

3,60

1,80

0,065

140

56

12,5

0,90

0,34

 

 

 

 

 

С использованием конечного шлака

 

3,52

1,96

0,057

100

34

------■

16,0

0,76

0,24

Охлаждение

3,60

1,72

0,053

80

34

_

14,0

0,96

0,18

рудой

3,60

1,66

0,050

100

68

13,0

0,76

0,09

 

Охлаждение

3,65

1,82

0,064

100

54

 

11,5

0,95

0,38

3,60

1,78

0,058

100

56

12,0

1,00

0,41

рудой

 

3,56

1,82

0,057

108

54

—•

10,0

1,27

0,38

Охлаждение

3,52

1,96

0,050

80

16

ПО

15,5

1,00

0,53

рудой и скра-

3,60

1,74

0,050

98

28

96

16,0

1,0

0,30

ПОМ

3,48

1,90

0,060

90

24

128

15,5

0,56

0,37

 

Охлаждение

3,64

1,74

0,050

90

 

202

14,5

0,78

0,29

3,60

2,00

0,060

108

218

15,0

0,90

0,41

скрапом

3,52

1,76

0,048

100

 

238

12,0

0,75

0,26

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Ч У Г У Н А В К И С Л О Р О Д Н О М К О Н В Е Р Т Е Р Е

продувки

 

 

п

период продувки

 

га О

.

S

. о ь

 

 

%

 

 

 

 

 

%

Л

-

 

 

 

 

 

 

 

н

н

Общая длител ность продув мин

Сц « С£

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Ч)

 

 

О о"

'

 

 

PsOs.

время

 

 

 

 

р 2о„.

5 га

 

 

X с; S

 

S. %

Fe, %

с , %

р. %

S. %

Fe, %

Z CL,

 

 

о U .

 

 

мин

 

 

 

 

 

ПЗ К Я

рудой

(без использования конечного шлака)

 

 

 

 

 

 

 

 

0,030

9,3

21,48

6,0

0,07

0,025

0,020

24,2

10,88

1590

21,5

57,2

 

0,042

10,0

19,44

8,5

0,05

0,021

0,024

21,9

8,22

1620

23,5

64,4

 

0,028

10,3

21,09

7,0

0,05

0,026

0,020

30,0

9,85

1660

22,5

63,4

 

0,038

10,6

19,3

5,0

0,05

0,020

0,022

26,6

8,89

1580

20,0

55,4

 

0,035

4,2

20,2

5,5

0,05

0,031

0,020

21,9

13,6

1610

21,0

58,2

 

0,031

4,0

20,6

6,0

0,03

0,027

0,018

25,0

12,6

1620

22,0

61,0

 

0,036

14,0

17,9

6,0

0,03

0,020

0,021

32,6

9,43

1630

22,0

60,0

 

0,039

17,1

19,3

,6,0

0,08

0,021

0,019

25,3

7,67

1600

22,0

52,2

 

0,045

10,7

19,0

10

0,06

0,025

0,018

23,8

11,6

1650

26,5

62,5

 

0,045

8,0

24,4

7,0

0,04

0,028

0,019

33,5

6,9

1610

24,0

62,0

 

0,047

9,4

22,9

7,0

0,05

0,030

0,028

27,7

11,2

1610

20,0

63,0

 

0,025

9,6

19,9

5,0

0,04

0,018

0,021

29,8

7,79

1600

19,0

64,2

 

0,035

5,5

20,52

4,5

0,04

0,026

0,025

23,7

9,43

1630

18,0

62,0

 

0,035

5,6

20,88

5,0

0,05

0,020

0,021

25,0

11,18

1620

18,0

61,4

 

0,044

13,8

21,00

3,5

0,04

0,023

0,026

26,7

9,48

1600

16,0

57,8

 

(давление кислорода и положение фурмы постоянны)

 

 

 

 

 

 

 

0,039

17,1

19,7

6,0

0,08

0,021

0,019

25,3

7,67

1600

22,0

52,2

 

0,037

16,1

18,8

5,0

0,04

0,022

0,024

25,0

8,43

1640

19,0

50,4

 

0,04

18,9

16,1

5,5

0,04

0,013

0,018

32,5

3,62

1590

18,5

51,0

 

0,032

6,9

22,7

5,5

0,06

0,029

0,028

19,0

7,42

1600

17,0

48,4

 

0,036

4,5

21,94

5,0

0,04

0,020

0,017

29,3

10,1

1630

17,0

50,0

 

0,040

6,3

21,76

6,0

0,05

0,023

0,021

24,3

10,95

1625

16,0

54,4

 

0,032

8,6

23,13

7,0

0,07

0,064

0,027

17,2

18,27

1670

22,0

58,6

 

0,028

9,1

21,40

5,5

0,04

0,027

0,015

30,7

8,47

1620

21,0

58,6

 

0,038

6,2

21,34

4,5

0,06

0,022

0,021

17,9

15,57

1620

19,0

55,2

 

0,030

8,2

23,15

0,5

0,09

0,030

0,024

20,1

15,3

1610

21,0

64,6

 

0,039

5,7

21,87

9,0

0,06

0,021

0,024

29,2

10,5

1590

24,0

67,4

 

0,031

7,6

22,00

6,0

0,05

0,019

0,023

25,4

9,8

1610

18,0

63,8

 

210

14

211

 

 

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ