Курсовая работа: Основы проектирования и оборудования цехов
Рисунок 7 – Шиберный
затвор
1 – гнездовой кирпич; 2 –
стакан; 3 – установочная плита; 4 – направляющая каретка; 5 – верхняя рама; 6 –
верхняя плита; 7 – нижняя плита; 8 – коллектор;
9 – корпус коллектора; 10
– экран; 11 – нижняя рама; 12 – гидроцилиндр.
Шиберные затворы собирают
на специально оборудованном участке и подготавливают их следующим образом. В
нижнюю подвижную 11 и верхнюю неподвижную 5 металлические рамки впрессовывают с
помощью гидропресса на шамотно-глиняном растворе нижнюю 7 и верхнюю 6 плиты из
высокоплотных огнеупоров. Верхняя и нижняя плиты взаимозаменяемы. На трущиеся
поверхности плит наносят слой графито-масляной эмульсии. Затем рамки с плитами
сушат на стенде газовыми горелками.
После окончания каждой
разливки шлак кантуется в шлаковую чашу, затем его осматривают и в случае
необходимости проводят текущий ремонт футеровки (заделку швов, замену небольшой
части поврежденной футеровки) и заменяют стакан. Новый стакан и
отремонтированную футеровку сушат на специальном стенде с газовой горелкой под
футерованным зонтом. На этих же стендах разогревают футеровку перед подачей
ковша на плавку.
Участок ремонта ковшей
размещается в специальном отапливаемом помещении рядом с главным корпусом. Разливка
стали, осуществляется на МНЛЗ радиального типа (рисунок 8). Из
сталеразливочного ковша 2, установленного на подъемно-поворотный стенд 1,
металл заливается в промежуточный ковш 3, на котором установлены стопора для
регулирования подачи металла в кристаллизатор 4. Заготовка с затвердевшей
оболочкой вытягивается из кристаллизатора тянущими валками 6, проходит через
поддерживающие ролики в зону вторичного охлаждения 5 и попадает на машину
газовой резки 7 для порезки на мерные длины. Затем заготовки по рольгангам 8
передаются в термо-зачистное отделение.
Рисунок 8 – Схема
радиальной машины непрерывного литья заготовок.
2. Специальная часть
Внепечная обработка стали
начала активно применяться в 60-х годах, главным образом для повышения
производительности дуговых печей и конверторов, позволяя вынести часть
процессов рафинирования из этих агрегатов в ковш. Оказалось, однако, что внепечной
обработкой можно существенно улучшить качество стали – механические свойства,
корроззионную стойкость, электротехнические показатели и др.. Более того, можно
получить сталь с принципиально новыми свойствами. Внепечное рафинирование в
зависимости от применяемых методов позволяет успешно решать следующие задачи:
1.
Обезуглероживать
металл до весьма низкой концентрации углерода – достигается обработкой в
вакууме, продувкой кислородом вместе с инертными газами.
2.
Глубоко
рафинировать металл от серы – достигается обработкой шлаком или введением в
металл десульфурирующих добавок.
3.
Производить
раскисление с получением стали с малой загрязненностью неметаллическими
включениями – достигается вакуумированием или обработкой порошками металлов и
других материалов.
4.
Удалять из
металла водород – вакуумированием.
5.
Получать металл
необходимого состава с регулированием содержания раскислителей и легирующих
элементов в узких пределах – вакуумированием, введением раскислителей и
лигирующих при низком окисленном потенциале контактирующих с металлом шлаковой
или газовой фаз.
6.
Выравнивать
состав и температуру продувки инертным газом, дополнительным нагревом в ковше.
Внепечное рафинирование
осуществляют различными методами. Их использование соответственно требованиями,
предъявляемые к конкретной стали, позволяет превратить дуговую печь и конвертер
в агрегат по расплавлению шихты и получению полупродукта для окончательной
внепечной обработки, обеспечить максимальную производительность этих агрегатов
и создать оптимальные условия для поточного производства продукции высокого
качества.
2.1 Вакуумная обработка стали в ковше
Вакуумирование стали в
ковше является наиболее простым способом ее внепечной обработки вакуумом. Его
осуществляют в установках, состоящих из вакуумной камеры и соединенной с ней
вакуум проводами станции вакуумных насосов (рис.1).
При выпуске стали,
предназначенной для вакуумирования в ковше, необходимо принять меры с целью
попадания возможно меньшего количества шлака в ковш. Увеличение толщины слоя
шлака в ковше вызывает повышение его гидростатического давления на металл и
уменьшает эффект вакуумирования. Желательно, чтобы слой шлака в ковше не
превышал 25 мм. Попадания окислительного шлака в ковш с металлом следует вообще
избегать, так как в восстановительных условиях вакуумной камеры возможно
восстановление фосфора в сталь.
Рисунок 1. Схема
установок вакуумирования в ковше: а - без принудительного перемешивания, б — с
электромагнитным перемешиванием: 1 — ковш с металлом, 2 - вакуумная камера, 3 -
крышка вакуумной камеры, 4 - смотровое окно, 5 - люк для раскислителей и
легирующих, 6- индуктор
Сталеразливочные ковши, в
которых производят вакуумную обработку, футеруют обычным шамотным кирпичом.
Для вакуумирования стали
ковш с металлом устанавливают в вакуумной камере, которую герметически
закрывают крышкой. С понижением давления в камере происходит процесс дегазации
стали, вызывающий перемешивание металла и шлака выделяющимися пузырьками газа. электросталеплавильный цех печной оборудование
При вакуумировании
нераскисленной стали происходит удаление и кислорода из металла вследствие
взаимодействия его с углеродом с образованием СО. Это оказывает влияние и на эффективность
дегазации, так как всплывающие пузырьки СО вызывают возникновение эффекта
кипения. Кроме того, пузырьки СО экстрагируют из металла водород,
интенсифицируя его удаление.
Улучшить результаты
вакуумной обработки стали в ковше и обеспечить возможность эффективного
вакуумирования больших масс стали можно, применяя принудительное перемешивание
металла. В результате перемешивания верхний слой, где и протекают процессы
вакуумной обработки, непрерывно сменяется новыми порциями стали, и эффект
вакуумирования распространяется на весь объем металла в ковше. При этом
создается также возможность вакуумирования нераскисленной стали с последующей
присадкой раскислителей в ковш, где они в результате перемешивания равномерно
распределяются в объеме металла. Для повышения эффективности вакуумирования в
ковше применяют электромагнитное перемешивание и продувку металла инертными
газами. Вакуумную обработку стали с электромагнитным перемешиванием ведут на
установках, оборудованных индукторами для создания движущегося магнитного
потока (рис. 16).
При вакуумной обработке в
ковше с перемешиванием наиболее интенсивно удаляется из металла водород. При
остаточном давлении 13-130 Па удаляется 55-75% всего водорода из металла,
причем больше водорода удаляется при большем исходном содержании его в металле
и при обработке нераскисленной стали. В результате вакуумирования содержание
водорода может быть понижено, что делает сталь нечувствительной к образованию
флокенов — дефекта, недопустимого в стальных изделиях. Таким образом, вакуумирование
устраняет необходимость проведения специальной противофлокенной термической
обработки.
В процессе вакуумной
обработки металл охлаждается. Это вызывает необходимость перегрева стали в печи
на 40-70 °С, т.е. нагрева ее до температуры на 150-180 С° выше температуры
ликиидус.
Для получения очень
низкого содержания углерода в стали при вакуумировании в ковше разработан
способ вакуум-кислородного обезуглероживания. Процесс ведут в ковше,
установленном в вакуум-камере. Внутри камера имеет защитную футеровку из
шамота, что позволяет вести продувку металла кислородом. В днище ковша
устанавливают пористую пробку для продувки аргоном. Продувку кислородом
производят через вводимую сверху водоохлаждаемую фурму. Для обеспечения
достаточного вакуума в условиях выделения при продувке кислородом значительного
количества газов требуются вакуумные насосы повышенной мощности.
Ковш со сталью,
содержащей 0,3-0,5% углерода, помещают и вакуумную камеру и после создания
вакуума, начинают продувку кислородом, поддерживая разрежение на уровне не
более 5 кПа и продувая снизу аргоном. После окончания окислительного периода
металл в вакууме раскисляют кремнием и алюминием, продолжая продувку аргоном.
Образование при продувке шлака из оксидов железа и вводимой в ковш извести в
условиях перемешивания аргоном способствует десульфурации. Одновременная
продувка кислородом и аргоном в вакууме обеспечивает получение низкого
содержания углерода (не более 0,01%) при малом угаре легирующих. Сталь содержит
мало водорода и азота. Ввиду выделения экзотермического тепла реакций окисления
во время продувки кислородом происходит нагрев металла, что устраняет
необходимость его перегрева в печи.
3. Расчетная часть
3.1 Расчет оборудования печного
пролета
3.1.1 Расчет
количества дуговых электросталеплавильных печей
Для производства 1,4
млн.т шарикоподшипниковой и конструкционной марок стали в год выбираем
100-тонные электропечи с одношлаковым процессом. Расчет ведем согласно
рекомендациям, изложенным в [1].
Количество печей
рассчитывается по формуле
, (1)
где QЦ – годовая производительность цеха
(литых заготовок или слитков), т/год, QЦ = 1,4 млн.т/год (по условию задания);
Т – средняя
продолжительность плавки, ч;
Ф – фонд времени работы
печи, сут./год;
М – масса одной плавки по
жидкому металлу, т, принимаем М=100 т;
В – выход годного по
цеху, %.
Средняя продолжительность
плавки (Т) складывается из следующих стадий
, (2)
Продолжительность
заправки печи для печей, работающих одношлаковым
процессом, принимаем = 5 мин.
Продолжительность завалки
шахты принимаем = 5 мин.
Продолжительность
подвалок 5 мин.
Продолжительность
операций по наращиванию электродов принимаем = 5 мин.
Продолжительность
расплавления () складывается из времени расплавления
шихты при включенной печи () и времени, необходимого для
технологических операций, выполняемых при выключенной печи () – подвалка шихты,
сталкивание кусков шихты в колодцы для предотвращения поломки электродов
Продолжительность
расплавления при включенной печи рассчитывается по формуле
, (3)
где Wэл. – фактический удельный расход
электроэнергии на расплавление, МДж/т завалки (кВт∙ч/т). 1 кВт∙ч =
3,6 МДж. Принимаем Wэл. = 420 кВт∙ч/т
= 116,66 МДж/т;
– электрический КПД печной
установки. Принимаем = 0,9;
– коэффициент, учитывающий
полноту использования тепловой энергии на нагрев, плавление и перегрев над
ликвидусом металла и шлака. Принимаем = 0,815;
Pпот. – мощность тепловых потерь на 1
т металлошихты на расплавление, для 100-тонной печи (Pпот.)100 = 190 МДж/т∙ч;
Pср. – средняя активная мощность,
подаваемая в печь при расплавлении, мВт. Принимаем для высокомощной печи Pср. = 0,65S, где S –
установленная мощность трансформатора, кВА. Для 100-тонной печи ДСП-100И7 [2, c. 47, таблица 3] S = 80000 кВА. Pср. = 0,65∙80000 = 52000 мВт;
G – масса жидкого металла, т.
Принимаем G = 100 т;
в – выход жидкого металла
на 1 т лома (на 1 т жидкого металла требуется 1,15 т лома), т. Принимаем в =
0,87;
Wк – энергия, выделяющаяся при
окислении компонентов шихты газообразным кислородом, МДж/т (Wк определяется из соотношения Wк = Q∙V, где
Q – энергия, выделяющаяся при вдувании
1 м3 кислорода, принимаем Q = 10
МДж/м3; V – удельный расход кислорода, м3/т,
по практическим данным принимаем V = 25
м3/т). Принимаем Wк = 250 МДж/т.
Wткг – дополнительная энергия,
вносимая при сжигании топлива с помощью топливно-кислородных горелок, МДж/т. По
практическим данным принимается расход природного газа на уровне V = 8 м3/т (при теплотворной
способности =
35 МДж/м3). Принимаем Wткг =
280 МДж/т;
принимаем равной 5 мин.
мин.
мин.
Продолжительность
окислительного периода при плавке стали одношлаковым процессом принимаем = 15 мин.
Продолжительность выпуска
() из
100-т печи составляет 5 мин.
мин.
Количество рабочих дней
принимаем по нормативным данным
Количество рабочих дней Ф
= 313 сут./год.
Выход
годного определяется из соотношения
(4)
где Q – годовое производство стали в
слитках или заготовках, т/год. Принимаем Q = 1400000 т/год (по условию задания);
G0 – общий расход скрапа
(металлошихты) по ЭСПЦ, т/год. Принимаем G0 = 1460000 т/год.
.
печи. Принимаем 2 печи.
3.1.2 Техническая характеристика
установленных в печном пролете ДСП
Приводим характеристики
печей, согласно данным [2, с. 47].
В таблице 1 представлена
техническая характеристика ДСП, установленной в цехе.
Таблица 1 – Техническая
характеристика ДСП
Показатели |
Значение |
Номинальная вместимость, т |
100 |
Диаметр кожуха на уровне откосов,
мм |
6700 |
Номинальная мощность
трансформатора, кВА |
90000 |
Число фаз |
3 |
Первичное напряжение, кВ |
35,0 |
Пределы вторичного напряжения, В |
829-300 |
Число ступеней вторичного
напряжения |
22 |
Максимальный ток в печи, кА |
80,0 |
Диаметр графитированного электрода,
мм |
610 |
Диаметр распада электродов, мм |
1400 |
Удельный расход электроэнергии,
кВт.ч/т |
420 |
3.1.3 Определение параметров печного
пролета
Приблизительно длину цеха
можно рассчитать из выражения
(5)
где Z – количество печей в цехе. Из [п.
2.1.1] Z = 2;
LП – расстояние между осями печей, м.
Принимаем LП = 40 м;
LТ – расстояние между торцами цеха и
осью крайней печи, м. Принимаем LТ =
25 м.
м.
Ширина – 30 м.
3.1.4 Размещение печных подстанций и
печных трансформаторов
При расположении
трансформатора на отметке 0,000 есть опасность попадания металла на
трансформатор. Целесообразнее размещать трансформатор на уровне рабочей
площадке.
Размещение трансформатора
в печном пролете показано на рисунке 9.
Рисунок 9 – Расположение
печного трансформатора.
3.1.5 Расчет количества кранов
Грузоподъемность кранов,
обеспечивающих работу печного пролета, определяется весом печных
трансформаторов, и для печи с номинальной вместимостью 100 т, составляет
180/63/20.
Количество кранов печного
пролета n определяется из соотношения
, (6)
где N – количество плавок по цеху за
сутки, шт. Принимаем шт;
Tкр. – задолженность крана на одну
плавку (время на каждую операцию крана), мин/пл.;
Страницы: 1, 2, 3
|