рефераты скачать
 
Главная | Карта сайта
рефераты скачать
РАЗДЕЛЫ

рефераты скачать
ПАРТНЕРЫ

рефераты скачать
АЛФАВИТ
... А Б В Г Д Е Ж З И К Л М Н О П Р С Т У Ф Х Ц Ч Ш Щ Э Ю Я

рефераты скачать
ПОИСК
Введите фамилию автора:


Курсовая работа: Основы проектирования и оборудования цехов

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.;

К – коэффициент, учитывающий неравномерность работы печей. Принимаем К = 1,2.

 – коэффициент использования крана, по нормам ГИПРОМЕЗа. Принимаем .

Задолженность крана печного пролета (Tкр.) складывается из продолжительности следующих видов работ:

-  подъем 2-х груженых бадей со скраповоза

и их подачи к печи                                                          t1 = 9 мин;

-  разгрузка бадей в печь                                             t2 = 6 мин;

-  возврат 2-х порожних бадей к проему

и установка их на скраповоз                                          t3 = 9 мин;

-  подача новых электродов на печь и удаление

старых электродов                                                         t4 = 10/6 мин;

-  перепуск электродов                                                 t5 = 5/6 мин;

-  подача инструмента и электродов к печи                t6 = 5 мин;

-  простои на планово-предупредительные

ремонты и осмотры                                                        t7 = 150/N мин.

Простои на планово-предупредительные ремонты и осмотры включают в себя:

-  обдувка и смазка крана 15 мин в смену;

-  осмотр механизмов и проверка их работоспособности 15 мин в смену.

Общая продолжительность приемо-садочных работ за сутки составляет 90 минут. В одну смену (обычно во вторую) проводится планово-предупредительный ремонт продолжительностью 60 минут.

Таким образом, продолжительность простоев на планово-предупредительные ремонты и смотры равна 150 минутам в сутки. На одну плавку продолжительность этих простоев составляет t7 = 150/N мин.

Таким образом, общая продолжительность учтенных крановых работ составляет:

, мин.

Продолжительность неучтенных работ составляет 30 % от учтенных, т.е.

, мин.

Общая задолженность крана на одну плавку:

, мин.

мин.

мин.

мин.

шт. Принимаем n = 3 шт.

3.1.6 Расчет количества бункеров для сыпучих

Объем бункеров для хранения сыпучих материалов определяется по следующей формуле, м3:

,                                                                                       (8)

где Аi – расход i-го материала по цеху за сутки, т/сутки;

Pi – норма запаса i-го материала, количество суток;

Yi – величина насыпной массы i-го материала в бункере, т/м;

K – коэффициент заполнения бункера (для металлошихты К = 1,2, для сыпучих материалов К = 0,8).

,                                                                                   (9)

где ai – удельный расход i-го компонента (определятся при расчете шихты), кг/т;

G – вместимость печи, т. Принимаем 100 т;

N – количество плавок по цеху за сутки, шт. Согласно [п. 2.1.6] N = 49 шт.

Для железной руды:

 т/сут.

 м3.


Для ферромолибдена:

 т/сут.

 м3.

Для никеля:

 т/сут.

 м3.

Для извести:

 т/сут.

 м3.

Для кокса:

 т/сут.

 м3.


Количество бункеров под i-ый материал равно:

,                                                                                            (10)

где Vб – объем одного бункера, м3.

Для железной руды:

шт.

Для ферромолибдена:

шт.

Для никеля:

шт.

Для извести:

шт.


Для кокса:

шт.

Рекомендуется выбирать объем одного бункера 20 – 30 м3.

Общее количество бункеров в бункерном пролете определяется

,                                                                        (11)

где Vi – объем бункеров под i-ый материал;

n – количество наименований сыпучих материалов.

Страницы: 1, 2, 3


рефераты скачать
НОВОСТИ рефераты скачать
рефераты скачать
ВХОД рефераты скачать
Логин:
Пароль:
регистрация
забыли пароль?

рефераты скачать    
рефераты скачать
ТЕГИ рефераты скачать

Рефераты бесплатно, реферат бесплатно, рефераты на тему, сочинения, курсовые работы, реферат, доклады, рефераты, рефераты скачать, курсовые, дипломы, научные работы и многое другое.


Copyright © 2012 г.
При использовании материалов - ссылка на сайт обязательна.