Главная
База знаний "Allbest"
Производство и технологии
Проект отделения дуговой электропечи для выплавки стали
Проект отделения дуговой электропечи для выплавки стали
Этапы процесса плавки с окислением. Требования к конструкции рабочего окна. Изменение конструкции коробки охлаждения загрузочного окна, экономия затрат от внедрения предложения. Теоретические основы технологического процесса, его контроль и автоматизация.
| Рубрика | Производство и технологии |
| Вид | дипломная работа |
| Язык | русский |
| Дата добавления | 17.02.2012 |
| Размер файла | 1,5 M |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
Размещено на http://www.allbest.ru/
Министерство образования и науки Российской Федерации
Уральский государственный колледж им.И. И. Ползунова
Пояснительная записка
ПРОЕКТ ОТДЕЛЕНИЯ ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ ДЛЯ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ
Руководитель И.В. Бушуева
Руководитель экономической части Г.В. Поскотинов
Разработала О.А. Салтыкова
Екатеринбург 2010
Содержание
- Введение
- 1. Технико - экономическое обоснование
- 2. Теоретические основы процесса
- 3. Технологическая часть
- 3.1 Расчет и составление материального баланса
- 3.1.1 Расчет рационального состава шихты
- 3.1.2 Расплавление
- 3.1.3 Окислительный период
- 3.1.4 Восстановительный период
- 3.2 Расчет и выбор оборудования
- 3.3 Расчет и составление теплового баланса
- 3.4 Расчет пылеулавливающих аппаратов
- 4. Контроль и автоматизация технологического процесса
- 5. Охрана труда
- 5.1 Основные вредности цеха
- 5.2 Техника безопасности при плавке стали в электродуговых электропечах
- 5.3 Пожаро- и электробезопасность
- 5.4 Расчет искусственного освещения
- 5.5 Расчет вентиляции в цехе
- 6. Охрана окружающей среды
- 7. Экономическая часть
- 7.1 Характеристика основных фондов
- 7.2 Расчет численности основных рабочих участка
- 7.3 Расчет годового фонда заработной платы основных рабочих участка
- 7.4 Расчет калькуляции себестоимости продукции участка
- Список используемых источников
Введение
Черные металлы - сталь и чугун - уже на протяжении многих веков являются основными материалами для изготовления орудий производства. С развитием и совершенствованием техники возрастали и требования, предъявляемые к черным металлам. Поэтому издавна металлургии четных металлов выделились два направления: производство металла для массового применения и производство металла для особо ответственных изделий. Так появилась качественная металлургия. [2]
Прогресс науки и техники стимулирует ученых на использование новых металлов и создание сплавов с необходимыми свойствами. Быстрое развитие машиностроительной промышленности привело к значительному увеличению спроса на легированные стали. Современные транспортные машины, силовые установки, электротехническое оборудование, металлорежущий инструмент и др. не могут быть изготовлены без применения легированных сталей. Специальные свойства, присущие этим сталям, сообщают им путем легирования никелем, марганцем, кремнием, хромом, алюминием, титаном и другими элементами. Электрическая печь оказалась наиболее целесообразным агрегатом.
Первая промышленная печь в России была построена в 1910г. На Обуховском заводе.
В настоящее время на электрометаллургических заводах страны выплавляют легированные стали самых разнообразных марок. [1]
1. Технико-экономическое обоснование
Рабочее окно состоит из металлической рамы, дверцы ("заслонки") и механизма для ее подъема. Рама служит для защиты столбиков и арки огнеупорной кладки окна от механических повреждений при загрузке материалов и при ручном перемешивании металла; является направляющей при движении дверцы и в некоторых конструкциях усиливает прочность кожуха.
К конструкции рабочего окна предъявляются следующие требования:
1) создание герметичности печи при опущенной дверце;
2) возможно более легкий подъем и опускание дверцы;
3) абсолютная надежность работы механизма подъема дверцы во избежание простоев (ремонт этого механизма на работающей печи не желателен по условиям техники безопасности);
4) достаточное охлаждение рамы;
5) легкость замены отдельных деталей конструкции окна, даже на работающей печи;
6) максимальное предохранение кожуха печи и кольца жесткости от воздействия вырывающихся из окна печных газов.
В настоящее время коробка охлаждения загрузочного окна электропечи сделана водоохлаждаемой. В коробку входят две трубки "Ф ѕ" длиной 80 мм, через которые полость коробки заполнена водой. Размеры коробки мм с нишей: радиус арки 400 мм, ширина 520 мм, высота 410 мм. при падении давления воды в магистрали коробка загрузочного окна нагревается и деформируется. При деформации коробка рвется и из нее бежит вода. Деформированная коробка в пазах окна затрудняет заслонке свободно подниматься и закрываться. Происходит выпадение кирпичей за коробкой. Прогорает шланг для воды, подходящей к окну. Приходится ремонтировать коробку или делать новую. На изготовление коробки охлаждения загрузочного окна затрачивается много времени и материала.
На основании вышеизложенного предлагаем изменить конструкцию коробки охлаждения загрузочного окна. Размеры замкнутой коробки сделать длиной 920 мм, высотой 700 мм, шириной 150 мм и радиусом 400 мм. В замкнутой коробке сделать нишу размерами: длиной 860 мм, высотой 600 мм, шириной 120 мм. Отлить коробку из магниевого чугуна, а нишу коробки заложить шамотным кирпичом при формовке.
Внедрение предложения даст экономию трудозатрат, металла на изготовление коробки и воды.
Экономический расчет
До внедрения:
Ремонт производится 2 раза в год.
1 Работа:
Электромонтер по ремонту и обслуживанию электрооборудования 5 разряда - 4 часа;
Электрогазосварщик 6 разряда - 3 часа;
2 Материал пневматический рукав Ф 25 мм, длиной 10 м, листовое железо толщиной 10 мм из Ст3 0,056 т
Круг Ф 20мм из Ст3 - 0,001 т
Труба Ф из Ст3 - 0,003 т
После внедрения:
Вышеперечисленные затраты отсутствуют.
Затраты на внедрение:
1 Работа:
Формовщик 4 разряда - 4 часа;
Обрубщик 4 разряда - 1 час;
Модельщик 4 разряда - 35,6 часа;
2 Материал:
Пиломатериал 0,2 м3;
Масса чугунной литой коробки - 0,115 т;
Кирпич ШБ1№5 - 0,083 т.
Цена материала:
1) Цена 1т листового железа из Ст3 толщиной 10 мм 1853,31 руб;
2) Цена 1 т круг Ф 20 из Ст3 3501,55 руб;
3) Цена 1 т трубы Ф3536 руб;
4) Цена 1 п. м пневматического рукава Ф 25 мм 26,62 руб;
5) Цена 1 м3 пиломатериала 1235 руб;
6) Цена 1 т кирпича ШБ1№5705,64 руб.
Экономию по предложению считаем по формуле:
Э = N (P1+P2+Q1•Ц1+ Q2•Ц2+ Q3•Ц3+ Q4•Ц4) - 0,15 (P3+P4+P5+ Q5•Ц5+Q6 (С - П) + +Q7•Ц7), (1)
где N - количество ремонтов в год до внедрения;
P1 - расценка работы электромонтера по ремонту и обслуживанию электрооборудования 5 разряда, руб;
Р2 - расценка работы электрогазосварщика 6 разряда, руб;
Р3 - расценка работы формовщика 4 разряда, руб;
Р4 - расценка работы обрубщика 4 разряда, руб;
Р5 - расценка работы модельщика 4 разряда, руб;
Ц1 - цена листового железа, руб
Ц2 - цена пневматического рукава, руб;
Ц3 - цена круга Ф 20 мм, руб;
Ц4 - цена трубы Ф мм, руб;
Ц5 - цена пиломатериала, руб;
Ц6 - цена кирпича ШБ1№5, руб;
Q1 - количество листового железа толщиной 10 мм, т
Q2 - количество пневматического рукава Ф 25 мм, м
Q3 - количество круга Ф 20 мм, т
Q4 - количество трубы Ф мм, т
Q5 - количество пиломатериала, м3
Q6 - масса литой коробки из чугуна, т
Q7 - количество кирпича ШБ1№5, т
С - себестоимость чугунного литья, руб
П - прямые затраты на чугунное литье, руб.
Согласно формуле 1, находим экономию:
Э = 2 (43,3 + 52,9 + 10•26,62 + 0,056•1853,31 + 0,001•3501,55 + 0,003•3536) - 0,15 (47,6 + 38,7 + 37,3 + 0,2•1235 + 0,115 (2846,71 - 1857,87) + +0,083•705,64) =879,16 руб.
При внедрении данного предложения годовая экономия составляет 879,16 руб.
Рисунок 1 - Коробка охлаждения до внедрения
дуговая электропечь сталь выплавка
Рисунок 2 - Коробка охлаждения после внедрения
2. Теоретические основы процесса
Процесс плавки с окислением состоит из следующих периодов:
1) заправка печи;
2) загрузка шихты впечь;
3) плавление шихты;
4) окислительный период;
5) восстановительный период;
6) выпуск плавки.
В процессе плавки материал, из которого выполнены откосы, растворяются в шлаке. Это приводит к уменьшению толщины откосов. Верхний слой подины подвергается механическому воздействию шихты во время завалки, воздействию электрических дуг в период плавления и жидкого металла в период кипения, что обуславливает его повреждения. Поэтому, перед началом завалки должен быть произведен осмотр подины и ее заправка.
Подину и откосы печи очищают от остатков металла, шлака металлическим скребком. После очистки, обнаруженные в подине и откосах углубления заправляют сухим магнезитовым порошком.
Перед загрузкой на подину печи засыпают известь и плавиковый шпат в количестве 2 - 3% и 0,15% соответственно от массы металлической шихты. Для обеспечения достаточной плотности шихты и предотвращения разрушения огнеупорной футеровки печи соблюдают следующий порядок загрузки: на дно загружают мелкий лом в количестве 10 - 15% от массы металлической шихты, затем средний лом 40 - 45% и крупный 35 - 40%, а сверху оставшийся мелкий лом.
Плавление шихты необходимо вести форсировано при максимальном напряжении. Через 20 - 30 минут после включения тока электроды достигают самого низкого положения. Электрические дуги горят над озером жидкого металла, которое образуется на поду печи. Шихта, окружающая колодцы, постепенно оплавляется и оседает. Уровень жидкого металла повышается. Положение электродов также постепенно повышается.
На ряду с плавлением одновременно протекает ряд физико-химических процессов. Кислород воздуха, а также окислы, внесенные шихтой, окисляют примеси металла. Кремний полностью окисляется в период плавления. В этот период окисляется также около 50 - 65% марганца. Для образования основного шлака в период плавления в печь дают известь. Образующийся при этом шлак повышает устойчивость электрических дуг. [3]
Длительность периода плавления может быть сокращена путем вдувания кислорода в жидкий металл. Расход кислорода составляет 5 - 10 /т. Длительность периода расплавления сокращается на 10 - 20 минут.
В период расплавления шихты испаряется часть железа. Пары металла окисляются и удаляются из печи в виде бурого дыма.
Задачами окислительного периода являются:
1) максимальное понижение содержания фосфора в металле;
2) снижение содержания углерода до требуемого предела;
3) удаление газов, содержащихся в стали;
4) нагрев металла, а также выравнивание его температуры во всем объеме ванны.
Из печи удаляется 75% шлака. Загружают некоторое количество извести. Введение в печь извести увеличивает содержание окислов железа и окиси кальция в шлаке, что способствует протеканию окислительных процессов.
Реакция окисления углерода, сопровождается выделением газов (кипение), оказывает полезное действие на ход плавки - она способствует удалению водорода и азота, растворенных в жидкой стали. Кроме того, перемешивание металла и шлака в результате кипения ускоряет протекание реакции окисления фосфора, а также нагрев металла.
Длительность окислительного периода определяется временем, необходимым для завершения реакций окисления фосфора, удаления газов из металла и нагрева металла до температуры 1480 - 1520°С. Обычно для этого необходимо 40 - 80 минут.
После того, как содержание углерода понизится в металле до требуемого значения, приступают к удалению окислительного шлака. Часть шлака скачивают при включенной печи. Остаток шлака удаляют при выключенной печи и поднятых электродах.
Задачами восстановительного периода являются удаление серы и кислорода, содержащихся в металле, и окончательная корректировка химического состава и температуры металла.
После удаления окислительного шлака в ванну вводят ферромарганец в количестве, необходимом для обеспечения содержания марганца в металле на нижнем пределе, требуемого для стали данной марки. В печь вводят шлакообразующие материалы, состоящие из извести и плавикового шпата.
Выпуск металла из печи производится при наличии жидкотекучего шлака, достижения температуры 1480 - 1520єС. Металл выпускают в ковш нагретый до 600 - 700єС.
3. Технологическая часть
3.1 Расчет и составление материального баланса
3.1.1 Расчет рационального состава шихты
Материалы, используемые для выплавки стали 35СГМЛ:
1) Лом вторичный покупной категории А2;
2) Возврат собственного производства, который разделывается до габаритов, удобных для загрузки и по возможности очищается от земли и остатков стержней;
3) Чугун передельный ПВК - 3;
4) Ферромарганец ФМГ - 78;
5) Ферросилиций ФС - 45;
6) Ферромолибден ФМо-60;
7) Руда железная, мартеновская, класс22;
8) Известняк, сорт первый;
9) Жидкое стекло;
10) Песок формовочный.
По данным завода на выплавку поступает металлическая шихта следующего состава: лом вторичный покупной А2 в количестве 73% от массы металлической шихты; чугун передельный в количестве 7% от массы металлической шихты; возвраты собственные 20% от массы металлической шихты.
Таблица 1 - Рациональный состав металлической шихты, в кг
|
Наименование |
? |
Fe |
C |
Mn |
Mo |
Si |
Cr |
Ni |
S |
вода |
SiO2 |
Al2O3 |
CaO |
Fe2O3 |
масло |
|
|
Лом вторичный |
73.0 |
66,22 |
0,25 |
0,95 |
0,21 |
0,58 |
0,37 |
0,37 |
0,03 |
0,73 |
0,73 |
1,09 |
0,73 |
0,37 |
0,37 |
|
|
Возвраты собственные |
20.0 |
18,14 |
0,07 |
0,26 |
0,06 |
0,16 |
0,10 |
0,10 |
0,01 |
0, 20 |
0, 20 |
0,30 |
0, 20 |
0,10 |
0,10 |
|
|
Чугун передельный |
7.0 |
6,34 |
0,21 |
0,03 |
- |
0,03 |
- |
- |
- |
0,11 |
0,07 |
0,11 |
0,07 |
0,03 |
- |
|
|
Всего: |
100 |
90,70 |
0,53 |
1,24 |
0,27 |
0,77 |
0,47 |
0,47 |
0,04 |
1,04 |
1 |
1,5 |
1 |
0,50 |
0,47 |
Расчет будем вести на 100 кг загружаемой шихты.
Вторичный лом стали:
Fe = 66,22 кг
Si = 0,58 кг
С0,25 кг
Mn = 0,95 кг
Mo = 0,21 кг
Cr = 0,37 кг
Ni = 0,37 кг
S = 0,03 кг
SiO2 = 0,73 кг
CaO = 0,73 кг
Al2O3 = 1,09 кг, Fe2O3 = 0,37 кг
H2O = 0,73 кг, Масло = 0,37 кг
Отходы собственного производства:
Fe =18,14 кг, C = 0,07 кг
Si = 0,16 кг, Mn = 0,26 кг
Cr = 0,1 кг, Ni = 0,1 кг
S =0,01 кг, Mo = 0,06 кг
SiO2 = 0,2 кг, Al2O3 = 0,3 кг
CaO = 0,2 кг, Fe2O3 =0,1 кг
H2O = 0,2 кг, Масло = 0,1 кг
Чугун передельный ПВК - 3:
Fe = 6,34 кг, Si = 0,03 кг
C = 0,21 кг, Mn = 0,03 кг
SiO2 = 0,07 кг, Al2O3 = 0,11 кг
CaO = 0,07 кг, Fe2O3 = 0,03 кг
H2O = 0,11 кг
3.1.2 Расплавление
Расход электродов на плавку составляет 0,14% от массы завалки. Содержание углерода в электроде 86%, остальное железо.
Рассчитаем расход электродов:
100•0,0014 = 0,14 кг
В них углерода содержится:
0,14•0,86 = 0,12 кг
Остальное железо:
0,14-0,12 = 0,02 кг
К металлической шихте добавляют известь в количестве 2,45% от массы завалки и железную руду в количестве 1,57% от массы завалки.
В период расплавления потребуется извести:
100•0,0245 = 2,45 кг
Найдем количество железной руды:
100•0,0157 = 1,57 кг
Железная руда поступает следующего состава: 83% Fe2O3; 17% SiO2
Рассчитаем количество Fe2O3 и SiO2, поступивших в печь с рудой:
1,57•0,83=1,3 кг, 1,57•0,17=0,27 кг
Кремний, поступивший вместе с шихтой, окисляется на 4%. Найдем количество кремния, который идет на окисление:
0,77•0,04=0,03 кг
Si + O2>SiO2
Определим количество кислорода идущего на окисление:
=0,03 кг
Определим количество SiO2 перешедшего в шлак:
= 0,06 кг
Около 3% Mn в шихте окисляется и переходит в шлак. Определим количество Mn, которое будет окисляться: 1,24•0,03=0,04 кг
2Mn + O2 >2MnO
Определим количество кислорода идущего на окисление марганца:
=0,01 кг
Определяем количество MnO, которое перешло в шлак:
=0,05 кг
Частично окисляется и переходит в шлак железо, около 4%. Определим количество Fe, который идет на окисление: 90,70•0,04=3,63 кг
Количество кислорода идущего на окисление:
=1,04 кг
Определяем количество FeO перешедшего в шлак:
=4,67 кг
В процессе плавления выгорает около 14% углерода, содержащегося в металлической шихте. Определим количество углерода, который идет на окисление:
0,53•0,14=0,07 кг,
С + О2 >CO2
Определим количество кислорода идущего на окисление:
=0,19 кг
Определим количество образовавшегося газа
=0,26 кг
В процессе плавления выгорает вся сера, содержащаяся в шихте.
S + О2 >SO2
Определяем количество кислорода идущего на окисление:
=0,04 кг
Найдем количество образовавшегося газа:
=0,08 кг
Около 4% хрома содержащегося в шихте окисляется и переходит в шлак.
Определим количество хрома, который идет на окисление:
0,47•0,04=0,02 кг
2Cr + O2 > Cr2O3
Найдем количество кислорода, идущего на окисление:
=0,01 кг
Определим количество Cr2O3, перешедшего в шлак:
=0,03 кг
Масса образовавшегося шлака будет составлять 12,83 кг.
Его состав представим в виде таблицы в %.
Таблица 2 - Состав шлака, в кг
|
? |
Fe2O3 |
SiO2 |
MnO |
FeO |
Cr2O3 |
Al2O3 |
CaO |
||
|
Кг |
13,83 |
1,80 |
2,33 |
0,05 |
4,67 |
0,03 |
1,50 |
3,45 |
|
|
% |
100,00 |
14,03 |
10,37 |
0,39 |
36,40 |
0,23 |
11,69 |
26,89 |
3.1.3 Окислительный период
Окисление ванны начинается при достаточном нагреве металла, с удаления шлака из печи. Углерод окисляется до нижнего предела:
C + O > CO
Количество кислорода, идущего не окисление:
=0,44 кг
Определяем количество, образовавшегося в печи СО:
=0,77 кг
Подается железная руда в количестве 2% от массы завалки, т.е.2кг, содержащей 1,66 кг Fe2O3 и 0,44 кг SiO2, которая переходит в шлак. Окись железа восстанавливается до закиси.
Fe2O3 + Fe = 3FeO
Количество окислившегося железа:
=0,58 кг
Количество образовавшейся закиси:
=2,32 кг
Железо окисляется газообразным кислородом с образованием жидкой фазы примерно на 6%:
87,09•0,06=5,23 кг, 2Fе + O2 > 2FeO
Количество кислорода идущего на окисление:
=1,49 кг
Количество образовавшейся закиси железа:
=6,72 кг
Кремний, содержащийся в шихте, окисляется на 90%.
Si + O2 > SiO2
Количество окислившегося кремния:
0,73•0,90=0,67 кг
Количество О2 идущего на окисление:
=0,77 кг
Количество образовавшегося SiO2:
=1,44 кг
Марганец окисляется на 50%. Количество марганца, идущего на окисление:
1,2•0,5=0,6 кг
Mn + O > MnO
Количество кислорода идущего на окисление:
=0,17 кг
Количество образовавшегося MnO:
= 0,77 кг
Молибден также окисляется на 50%. Найдем количество молибдена, идущего на окисление:
0,27•0,5=0,14 кг, Mo + O > MoO
Количество кислорода, идущего на окисление:
=0,02 кг
Количество образовавшегося оксида:
=0,16 кг
Около ѕ Cr, содержащегося в шихте окисляется:
0,45•0,75=0,34 кг
2Cr + 3O > Cr2O3
Количество кислорода идущего на окисление:
=0,16 кг
Количество образовавшегося Cr2O3:
=0,5 кг
Количество подаваемого известняка зависит от количества железной руды, которая присаживается во время окислительного процесса и равно отношению 3: 5. Количество СаО, следовательно, будет равно 1,2 кг
Масса образовавшегося шлака равна 13,55 кг. Масса сплава соответственно равна 81,16 кг.
Таблица 3 - Состав шлака, в килограммах
|
? |
SiO2 |
MnO |
FeO |
MoO |
CaO |
Cr2O3 |
||
|
кг |
13,55 |
1,88 |
0,77 |
9,04 |
0,16 |
1,2 |
0,5 |
|
|
% |
100 |
13,87 |
5,68 |
66,72 |
1,18 |
8,86 |
3,69 |
3.1.4 Восстановительный период
После тщательного удаления окислительного шлака наводится новый шлак из SiO2, извести и плавикового шпата в количестве 2% от массы металла в примерном соотношении 8: 2. Количество подаваемой смеси извести и плавикового шпата будет равно:
80,98•0,02=1,62 кг
Соответственно извести в этой смеси будет 1,3кг, шпата 0,32кг, SiO2=1,73кг.
После образования в печи нового жидкоподвижного шлака в печь присаживается расчетное количество ферромарганца.
Расчет потребности ферромарганца для легирования ведем по следующей формуле:
Х=; (2)
где Т - вес плавки, кг; Е - вводимый в печь элемент. Определяется по разности количеств заданного по анализу и остаточного в ванне в %;
Р - количество элемента в ферросплаве в %.
Вес плавки примем 83 кг.
Х==0,48 кг
Вводимый ферромарганец содержит 16% железа, 2% кремния, 4% углерода.
Всего мы внесем ферромарганцем:
Fe==0,08 кг
Si==0,01 кг
C==0,02 кг
Также, по формуле 1, рассчитаем подаваемое количество ферромолибдена:
Х==0,42 кг
Вводимый ферромолибден содержит 40% железа.
Всего внесем мы ферромолибденом:
Fe0,42•0,40=0,17 кг
Далее шлак раскисляют сухим молотым коксом. Рассчитаем количество кокса необходимого для раскисления.
Происходят следующие реакции:
FeO + C =Fe + CO;
MnO + C = Mn + CO;
MoO + C = Mo + CO;
Остаточное содержание кислорода в жидкой ванне после окислительного периода, составляет около 0, 19%. Кислород содержится в основном в виде закиси железа (0,17%), также в оксидах марганца и молибдена (по 0,01%). Рассчитаем, какое количество кислорода содержится в каждом из этих оксидов:
80,98•0,17/100=0,14 кг на FeO;
80,98•0,01/100=0,01 кг на MnO;
80,98•0,01/100=0,01 кг на MoO
По малярным массам рассчитаем количество этих оксидов:
0,14•72/16=0,63 кг FeO;
0,01•71/16=0,04 кг MnO; 0,01•112/16=0,07 кг MoO;
Закись железа будет восстанавливаться лишь на половину. Рассчитаем количество углерода необходимого для восстановления железа:
0,315•12/72=0,05 кг.
При этом образовалось:
Fe - 0,315•56/72=0,25 кг;
СО - 0,315•28/72=0,12 кг.
Рассчитаем количество углерода необходимого для восстановления марганца:
0,04•12/71=0,01 кг.
При этом образовалось:
Mn - 0,04•55/71=0,03 кг;
СО - 0,04•28/71=0,02 кг.
Рассчитаем количество углерода необходимого для восстановления молибдена:
0,07•12/112=0,01 кг
При этом образовалось:
Mo - 0,07•96/112=0,06 кг;
СО - 0,07•28/112=0,02 кг.
Всего углерода кокса пошло на восстановление 0,07 кг.
После раскисления шлака коксом, продолжается раскисление шлака сухим молотым 45% ферросилицием.
Идет следующая реакция:
2FeO + Si = 2Fe + SiO2
Рассчитаем необходимое количество кремния для восстановления железа из сплава: 0,315•28/144=0,06 кг, следовательно, ферросилиция нужно подать 0,06/0,45=0,13 кг.
При этом образовалось:
Fe - 0,315•112/144=0,25 кг;
SiO2 - 0,315•60/144=0,13 кг.
Рассчитаем необходимое количество ферросилиция для легирования сплава по формуле 1.
Х==0,55 кг
Суммарное количество ферросилиция будет составлять 0,68 кг. Вводимый ферросилиций содержит 3% углерода и 52% железа. Всего будет внесено ферросилицием:
Fe - 0,68•52/100=0,35 кг;
С - 0,68•3/100=0,02 кг.
Масса образовавшегося шлака составляет 1,75 кг.
Масса сплава составляет 82,5 кг. Чтобы масса составила ровно 83 кг, необходимо добавить 0,5 кг прокаленного чугуна.
Масса шлака за все время плавки составила 29,13 кг.
Таблица 4 - рациональный состав флюсов и добавок, в килограммах
|
наименование |
Количество, кг |
Fe2O3 |
CaO |
SiO2 |
CaF2 |
Mn |
C |
Fe |
Mo |
Si |
|
|
Руда железная |
3,57 |
2,96 |
- |
0,61 |
- |
- |
- |
- |
- |
- |
|
|
Известь |
5,95 |
- |
5,95 |
- |
- |
- |
- |
- |
- |
- |
|
|
Плавиковый шпат |
0,32 |
- |
- |
- |
0,32 |
- |
- |
- |
- |
- |
|
|
Ферромарганец |
0,48 |
- |
- |
- |
- |
0,37 |
0,02 |
0,08 |
- |
0,01 |
|
|
Ферросилиций |
0,68 |
- |
- |
- |
- |
0,02 |
0,35 |
- |
0,31 |
||
|
Ферромолибден |
0,42 |
- |
- |
- |
- |
- |
- |
0,17 |
0,25 |
- |
|
|
Кокс |
0,07 |
- |
- |
- |
- |
0,07 |
- |
- |
- |
||
|
Чугун |
0,5 |
- |
- |
- |
- |
- |
0,01 |
0,49 |
- |
- |
|
|
SiO2 |
1,73 |
1,73 |
|||||||||
|
Всего |
13,72 |
2,96 |
5,95 |
2,34 |
0,32 |
0,37 |
0,12 |
1,09 |
0,25 |
0,32 |
По заводским данным угар металла составляет 3,19 % от массы металлической шихты.
Количество кислорода израсходованного на окисление компонентов равно 4,37 кг. Избыток кислорода возьмем с коэффициентом =1,1.
Находим практическую массу кислорода:
mO2 прак. = 4,37•1,1=4,81кг
Количество избыточного кислорода:
mO2 прак - О2 факт. = О2 изб. (3)
О2 изб. = 4,81 - 4,37=0,44 кг.
С кислородом поступает азот по массе:
mN2==16,1 кг
Масса воздуха составит:
mвозд. =4,81 + 16,1=20,91 кг.
Определяем количество кислорода необходимого для горения электродов с учетом образования 70% СО и 30% СО2:
0,12•0,7=0,08 кг на СО;
0,12•0,3=0,04 кг на СО2.
С + 1/2О2 = СО
С + О2 = СО2
Количество образовавшегося СО:
0,08•28/12=0,19 кг.
Количество образовавшегося СО2:
0,04•44/12 =0,15 кг.
На образование угарного газа требуется О2:
=0,11 кг.
На образование углекислого газа требуется О2:
=0,11 кг.
Всего требуется 0,22 кг кислорода
mO2 прак. =0,22•1,=0,24 кг; О2 изб. = 0,24 - 0,22 = 0,02 кг.
С кислородом поступает азот:
mN2==0,8 кг
Масса необходимого воздуха составит:
mвозд. =0,24 + 0,8=1,04 кг.
Всего кислорода: mO2 общ. =4,81 + 0,24=5,05 кг.
Всего азота: mN2 общ. =16,1 + 0,8=16,9 кг.
Всего воздуха: mвозд. =20,91 + 1,04=21,95кг.
Избыток воздуха: mO2 избыт. =0,44 + 0,02=0,46 кг.
Таблица 5 - состав и количество выделившихся газов, в килограммах
|
Газы |
кг |
м3 |
% (m) |
|
|
СО |
1,13 |
0,90 |
5,97 |
|
|
СО2 |
0,41 |
0,17 |
2,17 |
|
|
О2 избыт. |
0,46 |
0,32 |
2,43 |
|
|
N2 |
16,9 |
13,52 |
89,41 |
|
|
SO2 |
0,08 |
0,03 |
0,42 |
|
|
Всего |
18,9 |
14,91 |
100 |
Объем занимаемый СО: =0,9 м3
Объем СО2: =0,17 м3
Объем О2 избыт.: =0,32 м3
Объем N2: =13,52 м3
Объем SO2: =0,03 м3
Таблица 6 - Состав полученного сплава
|
? |
С |
Mn |
Si |
Cr |
Ni |
Mo |
Fe |
||
|
Кг |
83,00 |
0,18 |
0,98 |
1,08 |
0,11 |
0,47 |
0,38 |
79,82 |
|
|
% |
100 |
0,21 |
1,18 |
1,30 |
0,13 |
0,56 |
0,45 |
96,17 |
На основании полученных данных составляем материальный баланс.
Таблица 7 - Материальный баланс, кг
|
S |
0,04 |
- |
- |
- |
0,04 |
- |
- |
0,04 |
- |
0,04 |
|
|
Масло |
0,47 |
- |
- |
- |
0,47 |
- |
- |
0,47 |
- |
0,47 |
|
|
H2O |
1,04 |
- |
- |
- |
1,04 |
- |
- |
1,04 |
- |
1,04 |
|
|
N2 |
- |
- |
16,9 |
- |
16,90 |
- |
- |
16,9 |
- |
16,90 |
|
|
O2 |
0,15 |
0,89 |
5,05 |
- |
6,09 |
- |
3,96 |
1,45 |
0,68 |
6,09 |
|
|
CaF2 |
- |
0,32 |
- |
- |
0,32 |
- |
0,32 |
- |
- |
0,32 |
|
|
CaO |
1,00 |
5,95 |
- |
- |
6,95 |
- |
6,95 |
- |
- |
6,95 |
|
|
Al2O3 |
1,50 |
- |
- |
- |
1,50 |
- |
1,5 |
- |
- |
1,50 |
|
|
SiO2 |
1,00 |
2,34 |
- |
- |
3,34 |
- |
3,34 |
- |
- |
3,34 |
|
|
Fe |
91,05 |
3,16 |
- |
0,02 |
94,23 |
79,82 |
11,92 |
- |
2,49 |
94,23 |
|
|
Ni |
0,47 |
- |
- |
- |
0,47 |
0,47 |
- |
- |
- |
0,47 |
|
|
Cr |
0,47 |
- |
- |
- |
0,47 |
0,11 |
0,36 |
- |
- |
0,47 |
|
|
Si |
0,77 |
0,32 |
- |
- |
1,09 |
1,08 |
- |
- |
0,01 |
1,09 |
|
|
Mn |
1,24 |
0,37 |
- |
- |
1,61 |
0,98 |
0,64 |
- |
0,02 |
1,61 |
|
|
Mo |
0,27 |
0,25 |
- |
- |
0,52 |
0,38 |
0,14 |
- |
- |
0,52 |
|
|
С |
0,53 |
0.12 |
- |
0,12 |
0,77 |
0,18 |
- |
0,59 |
- |
0,77 |
|
|
? |
100,00 |
13,72 |
21,95 |
0,14 |
135,81 |
83,00 |
29,13 |
20,49 |
3, 19 |
135,81 |
|
|
Наименование |
Металлическая шихта |
флюсы |
Воздух |
Электроды |
Всего |
Сплав |
Шлак |
Газы |
Угар металла |
Всего |
Исходя из того, что годовая программа составляет 5000т. сплава, составляем годовой материальный баланс.
К=5000/83=60240,96
где К - коэффициент пересчета
Таблица 8 - Годовой материальный баланс
|
Кол-во, тонн |
||
|
Приход Металлическая шихта Флюсы Воздух Электроды |
6024,096 826,505 1322,289 8,434 |
|
|
Всего: |
8181,324 |
|
|
Расход Сплав Шлак Газы Угар металла |
5000,000 1754,819 1234,337 192,168 |
|
|
Всего: |
8181,324 |
3.2 Расчет и выбор оборудования
Согласно годовой программе, участок должен выпустить 5000 тонн легированной стали.
Рассчитаем количество печей и их емкость, необходимых для выполнения годовой программы. Найдем количество сплава производимого за сутки. Количество рабочих дней, за вычетом праздничных и выходных дней, составит 250 дней.
5000: 250=20 т/сут.
Для выплавки такого количества сплава необходимо две печи номинальной емкостью 3 тонны.
Рассчитаем основные параметры печи. Наиболее распространена форма ванны дуговой сталеплавильной печи - сфероконическая с углом между образующей и осью конуса равным 45є
Объем жидкого металла в печи емкостью С=3т равен [4]:
V=х•C, (4)
где V - объем жидкого металла, м3;
х - удельный объем жидкой стали, м3/т;
С - ёмкость печи, т.
V= 0,145•3=0,435 м3
Диаметр зеркала металла вычислим по формуле:
D=2000•С•, (5)
где D - диаметр зеркала металла, м;
С - коэффициент пересчета;
V - объем жидкого металла, м3.
D=2000•1,085•=1,64 м.
Глубина ванны жидкого металла [4]:
H=D/a, (6)
где H - глубина ванны жидкого металла, м;
D - диаметр зеркала металла, м;
а - отношение диаметра зеркала к глубине ванны.
H=1,64/5=0,33 м
Принимаем расчетный объем шлака равный 0,1V объема жидкого металла [4].
Vшл. =0,1•V, (7)
где Vшл. - объем шлака, м3; V - объем жидкого металла, м3.
Vшл. =0,1•0,435=0,044 м3.
Определяем высоту слоя шлака по следующей формуле [4]:
Ншл. =; (8)
где Ншл. - высота слоя шлака, м; Vшл. - объем шлака, м3; D - диаметр зеркала металла, м.
Ншл==0,02 м.
Диаметр зеркала шлака:
Dшл. = D+2Ншл., (9)
где Dшл. - диаметр зеркала шлака, м;
D - диаметр зеркала металла, м;
Ншл. - высота слоя шлака, м.
Dшл. = 1,64+2•0,02=1,68 м.
Уровень порога рабочего окна должен быть расположен выше уровня зеркала шлака на 40 мм, а уровень откосов - на 65 мм выше уровня порога рабочего окна. Тогда диаметр ванны на уровне откосов равен [4]:
Dот. =D + 2 (Ншл + 0,04 + 0,065), (10)
где Dот - диаметр на уровне откосов, м;
D - диаметр зеркала металла, м;
Ншл - высота слоя шлака, м.
Dот = 1,64+2 (0,02+0,04+0,065) =1,89 м.
Диаметр на уровне стен:
Dст =Dот + 0,2, (11)
Где Dст - диаметр на уровне стен, м;
Dот - диаметр на уровне откосов, м.
Dст= 1,89+0,2=2,09 м
Высота плавильного устройства и толщина футеровки зависят от емкости [4].
Нпл = Dот•b, (12)
Где Нпл - высота плавильного пространства, м;
Dот - диаметр на уровне откосов, м;
b - отношение плавильного пространства к диаметру на уровне откосов.
Нпл= 1,89•0,5=0,95 м.
Футеровка подины имеет толщину 413 мм и состоит из огнеупорной магнезитовой набивки толщиной 158 мм, огнеупорной кладки из шамота толщиной 65 мм и динаса толщиной 180 мм.
Футеровка стен на уровне откосов состоит из динасового кирпича толщиной 408 мм с засыпкой зазора между кладкой кожухом шириной 10 мм магнезитовой засыпкой.
Внутренний диаметр кожуха:
Dк =Dст+2•дот, (13)
где Dк - внутренний диаметр кожуха, м; Dст - диаметр на уровне стен, м;
дот - толщина футеровки на уровне откосов, м.
Dк =2,09+2•0,408=2,906 м.
Высота плавильного пространства и толщина футеровки зависит от емкости печи. Свод выполняют из магнезитового кирпича толщиной 230 мм.
Стрела пролета свода печи принимается равной 15% пролета (внутреннего диаметра) свода.
Нсв = 0,15•Dсв=0,15 (Dк - дсв), (14)
Где Нсв - стрела пролета свода, м;
Dсв - диаметр свода, м;
д св - толщина футеровки свода, м.
Нсв = 0,15 (2,906 - 0,23) = 0,4 м.
Размеры рабочего окна выбираем из условий удобства загрузки в печь шлакообразующих и легирующих материалов.
Размеры окна:
b h = 640 520.
3.3 Расчет и составление теплового баланса
Тепловой баланс составляем на 100 кг, вносимое металлической шихты.
Приход тепла.
В печь поступает шихта массой 100кг и температурой 20єС. Рассчитаем тепло, вносимое шихтой [4]:
Qшх = mшх•Сшх•tшх, (15)
где Qшх - тепло вносимое шихтой, кДж;
mшх - масса металлической шихты, кг;
Сшх - теплоемкость шихты, кДж/кг•єС;
tшх - температура шихты, єС.
Qшх = 100•0,410•20 = 820 кДж
Рассчитаем тепло вносимое флюсами. Теплоемкости флюсов возьмем среднюю и равную 36,19 кДж/кг•єС.
Qфл = mфл•Сфл•tфл, (16)
где Qфл - тепло вносимое флюсами, кДж;
mфл - масса флюсов, кг;
Сфл - теплоемкость флюсов, кДж/кг•єС;
tфл - температура флюсов, єС.
Qфл = 13,72 • 36, 19•20=9930,54 кДж
Найдем общее тепло, вносимое шихтой и флюсами
Qоб= Qшх+ Qфл=820+9930,54=10750,54 кДж
Рассчитаем тепло, вносимое электрическим током [4]:
Qq = Wэл•3600, (17)
где Qq - тепло вносимое электрическими дугами, кДж;
Wэл - расход электроэнергии, кВт•ч.
Qq =51•3600=183600 кДж
Рассчитаем тепло экзотермических реакций
1) [Fe] + O2 = (FeO) + 238117,7 кДж
56 238117,7
5,23 Х
Х = 685,9 кДж
2) [C] + O2 = CO2 + 408860 кДж.
12 408860
0,18 Х
Х=6132,9 кДж
3) [C] + [O] = CO + 46090 кДж.
12 46090
0,41 Х
Х=1574,74 кДж
4) [Si] + 2 [O] = (SiO2) +321792 кДж
28 321792
0,03 Х
Х=34478 кДж
5) [Mn] + [O] = (MnO) + 119834 кДж
55 119834
0,04 Х
Х=87,15 кДж
6) S + O2 = SO2 + 294648,2 кДж
32 294648,2
0,04 Х,
Х=368,31 кДж
Находим общее количество тепла экзотермических реакций:
Qобщ. экз. =43327кДж
Общий приход тепла 238723 кДж
Расход тепла. Рассчитаем потери тепла со сплавом. Расчет ведем по следующей формуле [4]:
Qспл=mспл•Cспл•tспл, (18)
где Qспл - тепло уносимое сплавом, кДж;
mспл - масса сплава, кг;
Cспл - теплоемкость сплава, кДж/кг•єС;
tспл - температура сплава, єС
Qспл = 83•0,440•1600=58432 кДж
Рассчитаем потери тепла со шлаком. Расчет ведем по следующей формуле [4]:
Qшл = mшл • Cшл • tшл, (19)
где Qшл - тепло уносимое шлаком, кДж;
mспл - масса шлака, кг;
Cшл - теплоемкость шлака, кДж/кг•єС;
tшл - температура шлака, єС
Qшл =29,13•0,82•1600=38218,56 кДж
Найдем тепло уносимое отходящими газами. Расчет ведем по следующей формуле [4]:
Qотх. =•Vотх. •i, (20)
где Qотх. - тепло уносимое с газами, кДж;
Vотх. - объем газовых компонентов, м3;
I - энтальпия газовых компонентов при температуре 1400єС, кДж/м3
Qотх = VCO•iCO + VCO2•iCO2 + VO2•iO2 + VN2•iN2
Qотх = 0,9•2045,76+0,17•3276,75 + 0,32•2129,93 + 16,9•2012,36 + +0,03•2136,13= 37152,78 кДж.
Найдем потери через футеровку.
Потери тепла через свод.
Толщина свода дсв =0,23 м. к концу компании износ футеровки составляет 50%. Примем среднюю величину износа 70%.
дсв = 0,7•0,23=0,161 м
Температура в печи t1= 1600єС, температура окружающего воздуха tок = 30єС, температура наружной части свода t2= 320 єС. Футеровка свода - хром магнезитовый кирпич. Потери тепла через свод рассчитываем по следующей формуле [4]:
Qсв = •Fсв•r, (21)
где Qсв - потери тепла через свод, кДж;
t1 - температура в печи, єС;
tок - температура в цехе, єС;
дсв - толщина футеровки, м;
л - коэффициент теплопроводности, Вт/м•К;
б - коэффициент теплопередачи, Вт/м2•К;
Fсв - площадь свода, м2;
r - время плавки, сек.
л =4,1 - 0,0016•tср. [4]
л =4,1 - 0,0016• (1600 + 320) /2=2,56 Вт/м•К.
б =1,3• (10 + 0,06•t2) [4]
б =1,3• (10 + 0,06•320) = 37,96 Вт/м2•К.
Fсв=, (22)
где Fсв - площадь свода, м2;
Нсв - стрела пролета свода, м;
Dсв - диаметр свода, м.
Dсв = (Dк - дст), (23)
где Dк - диаметр кожуха, м;
дст - толщина футеровки стены, м.
Dсв = 2,906 - 0,32= 2,59 м.
Fсв = =5,39 м2.
Qсв = •5,39•300=21155,75 кДж
Потери тепла через стены.
Стены изготавливают из динасового кирпича толщиной 0,408 м. износ футеровки составляет 70%.
дст = 0,7•0,408 = 0,286м
Температура верхней части печи t2верх. =350 єС, нижней части печи t2низ. =300єС. Для расчета принимаем среднюю величину.
t2ср ==325 єС.
Qст = •Fст•r, (24)
где Qст - потери тепла через стену, кДж;
t1 - температура в печи, єС;
tок - температура в цехе, єС;
дст - толщина футеровки, м;
л - коэффициент теплопроводности, Вт/м•К;
б - коэффициент теплопередачи, Вт/м2•К;
Fст - площадь стен, м2;
r - время плавки, сек.
л = 6,28 - 0,0027•tср. [4]
л =6,28 - 0,0027• (1600 + 325) /2 = 3,68 Вт/м•К
б =10 + 0,06•t2 [4], б = 10 + 0,06•325 = 29,5 Вт/м2•К.
Найдем площадь стен [2]:
Fст = Нпл •р • Dк, (25)
где Нпл - высота плавильного пространства, м;
Dк - диаметр кожуха, м
Fст = 0,95•3,14•2,906=8,67 м2
Qст = •8,67 •300=29168,36 кДж
Потери тепла через под.
Под выполняют из шамота и динасового кирпича, толщина футеровки 0,245м или 0,065 м шамота и 0,180 м динасового кирпича.
Qпод = •Fпод•r, (26)
где Qпод - потери тепла через под, кДж; t1 - температура в печи, єС; tок - температура в цехе, єС; дд - толщина динасового кирпича, м; дш - толщина шамота, м; лд - коэффициент теплопроводности динасового кирпича, Вт/м•К; лш - коэффициент теплопроводности шамота, Вт/м•К; б - коэффициент теплопередачи, Вт/м2•К; Fпод - площадь стен, м2; r - время плавки, сек.
Температура внешней части пода t2=200 єС. Найдем температуру на границе раздела динас - шамот [4]:
tд - ш = t2 + (t1 - t2) •, (27)
где t2 - наружной части пода, єС;
t1 - температура в печи, єС; дд - толщина слоя динаса, м;
дп - толщина слоя шамота, м.
tд - ш =200 + (1600 - 200) •=1229 єС
лд =6,28 - 0,0027• tср [4]
лд = 6,28 - 0,0027• (1600+1229) /2=2,46 Вт/м•К.
лш = 0,116 + 0,00016• tср [4]
лш = 0,116 + 0,00016 • (1600 + 1229) /2=0,342 Вт/м•К.
б = 0,7• (10 + 0,06•t2) [4]
б = 0,7• (10 + 0,06•200) =15,4 Вт/м2•К
Найдем площадь пода. Площадь пода состоит из нижней части равной площади свода и цилиндрической части.
Fпод = Fпод1 + Fпод2, (28)
где Fпод - площадь пода, м2;
Fпод1 - площадь нижней части, м2;
Fпод2 - площадь цилиндрической части, м2.
Fпод2 = , (29)
где Dk - диаметр кожуха, м;
Нпод - высота пода, м;
дп - толщина пода, м
Нпод = дп + Н + Ншл + 0,04 + 0,065, (30)
где Н - глубина ванны жидкого металла, м;
Ншл - высота шлака, м
Нпод =0,245 + 0,33 + 0,02 + 0,04 + 0,065 = 0,7 м.
Fпод2 = 3,14•2,906• (0,7 - 0,245) = 4,15 м2.
Fпод = 9,44 м2.
Qпод ==7206,22 кДж
Общие потери тепла через футеровку.
Qфут = 57530,33 кДж.
На основании полученных данных составляем тепловой баланс.
Таблица 9 - Тепловой баланс, кДж
|
Статьи прихода |
кДж |
% |
Статьи расхода |
кДж |
% |
|
|
Тепло вносимое шихтой Тепло вносимое дугами Тепло экзотермических реакций Тепло вносимое флюсами |
820,00 183600,00 43327,00 9930,54 |
0,35 77,25 18,23 4,18 |
Тепло сплава Тепло шлака Потери тепла через футеровку Тепло уносимое с газами Неучтенные потери |
58432,00 38218,56 57530,33 37152,78 46343,87 |
24,58 16,08 24,21 15,63 19,5 |
|
|
итого |
237677,54 |
100 |
итого |
237677,54 |
100 |
3.4 Расчет пылеулавливающих аппаратов
В процессе эксплуатации дуговой электроплавильной печи осуществляется подъем и опускание электродов, подъем и поворот свода, наклон ванны и другие операции. Поэтому создание устройства для отсоса газов представляет значительные конструктивные трудности. Если не принять специальных мер, газы, выделяющиеся в процессе через загрузочные окна, зазоры между электродами и сводом и другие неплотности, поступают непосредственно в помещение цеха, откуда удаляются фонари здания посредством аэрации. При этом пыль выпадает из медленно поднимающегося потока, оседает на своде печи, оборудовании, конструкциях здания, что снижает светопроницаемость окон и требует создания специальных устройств для уборки. Загазованность и запыленность помещения цеха часто настолько увеличиваются, что в верхней зоне затрудняется видимость для крановщиков, а на рабочей площадке концентрация пыли и газов во много раз превышает санитарные нормы. Пыль и газ выбрасывается через фонари и вытяжные шахты, что существенно загрязняет атмосферу. Поэтому с ростом производительности печей и количества образующихся газов, особенно при применении газовой продувки, такое решение вопроса становится совершенно неприемлемым.
Несколько лучшим решением является отсос газов с помощью зонтов и колпаков. В простейшем случае над печью выше электродов сооружают зонт, несвязанный с конструкцией печи, охватывающий все места пыле и газовыделений и не мешающий обслуживанию печи. В следствии больших подсосов воздуха температура газов у стен зонта не превышает 100 - 150єС; зонт может быть сделан из обычной листовой стали, толщиной 2-4 мм. [5]
Вместо зонта иногда делают колпаки, укрепленные на каркасе печи непосредственно у мест пыле - и газовыделения. Такое решение эффективнее, но усложняет конструкцию, так как колпаки перемещаются вместе с печью и требуют шарнирных соединений со стационарным газоходом.
Для эффективной работы отсоса необходимо, чтобы скорость во входном сечении зонта или колпака была не менее 2 м/с, что вызывает большие подсосы воздуха. Наиболее распространенной схемой очистки газов, отсасываемых из дуговых электросталеплавильных печей, является очистка в скрубберах Вентури при отсосе с разрывом газового потока.
Установка, как правило, скомпонирована из нескольких труб Вентури сравнительно небольшого размера с диаметром горловины 100-150 мм. Это с одной стороны уменьшает габариты установки, а с другой - позволяет точнее подобрать необходимую пропускную способность путем отключения части труб. [5]
В последнее время для печей малой и средней емкости наряду со скрубберами Вентури успешно начали применять тканевые рукавные фильтры, чему способствовали относительно малые расходы газов и сравнительно небольшие габариты фильтров.
Расчет циклона
Расчет циклона сводится к определению его геометрических величин: диаметра, высоты, а так же скорости газа, гидравлического сопротивления.
Найдем гидравлическое сопротивление циклона:
Др = е • , (31)
где Др - гидравлическое сопротивление циклона, мм. вд. ст;
е - коэффициент гидравлического сопротивления;
с - плотность газа в рабочих условиях, кг/м3;
Wвх - скорость газа на входе в циклон, м/с
Для определения скорости газа на входе примем условную скорость Wусл.
Для циклонов типа ЦН-15 е=105.
Др = е • , (32)
где Wусл - условная скорость газа, м/с.
=
Отношение Др/с для циклонов ЦН 50-75 м. примем значение Др/с=50, тогда:
Wусл = =3,05 м/с
Определив условную скорость движения газов, определим диаметр циклона:
Vг =• Wусл, (33)
Где Vг - объем газа в рабочих условиях, м3/ч;
ф - время работы печи, с;
D - диаметр циклона, м;
Wусл - условная скорость газов, м3/с
Из этой формулы выразим диаметр:
D= (34)
Определим объем газа. При выплавке 100кг сплава выделится 18,9 кг газов или 14,91 м3, тогда при выплавке 145 тонн сплава выделится 3580,10 кг или 2824,3 м3 газа. Одновременно с газами поступает воздух из цеха в количестве 200% от объеме газов.
Vвозд. =2•2824,3=5648,6 м3
Массу воздуха определим по формуле:
m = с•V, (35)
где m - масса газа, кг;
с - плотность воздуха, кг/м3;
V - объем воздуха, м3
m =1,29•5648,6=9399,84кг
Общая масса газов будет равна:
mг =3580,10+9399,84=16560,04кг
Общий объем газа равен:
Vобщ=2824,3+5648,6=8472,9м3
Объем газа в рабочих условиях равен:
Vг =V0 (1+б), (36)
где Vг - объем газа в рабочих условиях, м3;
V0 - объем газа при нормальных условиях, м3
V200 = 8472,9 (1+200/273) =14658,12м3
Тогда D==0,65м
Согласно ГОСТ 9617-67 принимаем диаметр циклона D=0,8м.
Зная диаметр циклона, можем найти скорость газа на входе в циклон.
Из формулы найдем Wвх
Wвх = (37)
Wвх ==3,09 м3/с
Для того, чтобы определить гидравлическое сопротивление циклона, необходимо узнать плотность газа. Из формулы 33 найдем плотность:
с0 =m0/V0 (38)
с0 =16560,04/8472,9=1,95 кг/м3
Плотность газа при нормальных условиях мало отличается от плотности воздуха, это связано с большими подсосами воздуха.
Определим плотность газов в рабочих условиях:
с200 =с0/ (1+ б•t), (39)
где с200 - плотность газов при 200 єС, кг/м3;
с0 - плотность при нормальных условиях, кг/м3
с200 =1,95/ (1+200/273) =1,13 кг/м3
Находим гидравлическое сопротивление циклона по формуле [5]:
Др =105• =19,82 мм. вд. ст.
4. Контроль и автоматизация технологического процесса
Для сталей характерны большие колебания температуры по ходу плавки (1450-1850°С). Как известно, применяемые для замера температур платина - платинородиевые термопары дают достаточно точные показания до 1600°С, тогда как вольфрамо - молибденовые, наоборот, более точны при высоких температурах. В связи с этим целесообразно оборудовать печи обеими термопарами с одним потенциометром и переключателем на две шкалы.
В связи с трудностью количественного учета ряда параметров возникает острая необходимость во взвешивании жидкого металла перед выпуском или в ковше для максимального использования стали при разливке. Устройства для взвешивания жидкого металла разработаны и опробованы на металлургических заводах.
Для ускорения химического анализа проб широкое применение получили квантометры. Квантометрами измеряют концентрацию элемента в пробе по интенсивности спектральных лучей между пробой и электродом. Квантометр имеет 30 каналов и может определить содержание 25 элементов в пробе. Вся операция от взятия проб до выдачи результатов при исследовании квантометром составляет не более 10 минут. Применение квантометров сокращает длительность плавки, способствует уменьшению количества брака, благодаря точности анализа, и является важным шагом по пути полной автоматизации процесса.
Большие перспективы в областях создания быстродействующих, бесшумных и надежных регуляторов мощности, не требующих тщательного ухода, принадлежат терристорам. Для печи ДСП используют регулятор мощности на терристорах типа СТУ-022, разработанный ВНИИ А. Черметом и заводом электросталь. Этот быстродействующий регулятор обладает регулируемой зоной чувствительности по силе тока 1ч10А и высоким быстродействием.
Время разгона и торможения двигателя составляет 0,3ч0,5 с. Скорость перемещения электродов 4м/мин и может быть доведена до 6 м/мин.
Быстродействие регулятора СТУ-022 позволяет существенно уменьшить число отклонений печного трансформатора при перегрузках по току, увеличить среднее значение мощности и повышать производительность печи.
При отклонении силы тока дуги от заданного значения на выходе схемы сравнения появляется напряжение разбаланса. Усилитель мощности УМ выдает сигнал ФСУ на формирование импульсов управления соответствующим блокам терристоров БТ-1и БТ-2. В результате этого в цепи якоря двигателя М возникает определенный по значению ток и двигатель перемещает электроды в нужном направлении. При вращении двигателя появляется напряжение токометрического моста. Это напряжение суммируется с напряжением на выходе усилителя У1. По
мере перемещения электрода величина напряжения на входе У1 уменьшается до 0 и двигатель останавливается.
В регуляторе СТУ-022 предусмотрен также и ручное дистанционное управление мощностью печи.
5. Охрана труда
5.1 Основные вредности цеха
Профессия сталевара сложна и опасна. При работе он испытывает воздействие высоких температур, шумов, светового излучения. Атмосфера электроплавильном отделении запылена и загазована.
Таблица 10 - Основные вредности электроплавильного отделения
|
Состояние вредности |
вредность |
Класс вредности |
ПДК, мг/м3 |
|
|
Пыль |
SiO2 FeO, Fe2O3, Fe3O4 MnO CrO3 |
4 4 2 2 |
4 10 0.3 1 |
|
|
газы |
СО SO2 |
3 4 |
20 10 |
От постоянного воздействия вредных факторов на сталевара, у него могут возникнуть профессиональные заболевания:
силикоз, от вдыхания частиц SiO2;
сидероз, от вдыхания частиц FeO, Fe2O3.
Опасности в цехе:
Наличие нагретых тел;
движение транспорта и крана в цехе;
возможность выплескивания расплавленного металла;
печь работает на токе большой мощности.
Поэтому каждый работающий в цехе должен знать возможные источники опасности и технику безопасности работы. По этой причине к работе сталеварами и подручными сталевара допускаются только рабочие усвоившие правила техники безопасности и прошедшие инструктаж по работе, которую им предстоит выполнить.
Рабочие в цехе одеты в специальную одежду из сукна. Голова и лицо защищены широполой войлочной шляпой. Лицо рабочего защищают щитки, а глаза затемненные очки.
Особое внимание во время плавки следует уделять предупреждению взрывов и выбросов металла, которые в основном происходят при попадании влаги в жидкий металл. Поэтому все шихтовые материалы должны быть сухими. Весь инструмент, гребки для перемешивания металла и лопатки для взятия проб, должны быть просушены и ошлакованы.
Подобные документы
Физико-химические основы производства стали. Описание основных элементов конструкции дуговой сталеплавильной печи. Расчет экономических характеристик по проектируемому отделению, некоторых показателей по электроснабжению. Методы безопасной работы.
дипломная работа [6,5 M], добавлен 21.05.2015Устройство дуговых сталеплавильных печей и особенности технологического процесса выплавки стали. Построение принципиальной электрической схемы управления энергетическим режимом ДСП-180. Контрольный расчет начального участка переходного процесса на ЭВМ.
дипломная работа [5,3 M], добавлен 12.09.2012Характеристика продукции, выпускаемой заводом. Устройство и технические характеристики дуговой сталеплавильной печи, агрегата внепечной обработки стали "ковш-печь", рудно-термические электропечи средней и малой емкости. Описание процесса плавки металла.
реферат [1,0 M], добавлен 19.11.2014Описание электропечи и установки внепечной обработки. Определение производительности участка. Изучение технологии выплавки и разливки шарикоподшипниковой стали. Подготовка печи к плавке. Расчет металлошихты, расхода ферросплавов для легирования стали.
курсовая работа [760,3 K], добавлен 21.03.2013Общая характеристика стали 38Х2МЮА. Технологический процесс выплавки стали в дуговой сталеплавильной печи. Химический состав шихтовых материалов, Расчёт металлошихты на 1 т металла. Материальный баланс периодов плавления и окисления (на всю плавку).
курсовая работа [48,0 K], добавлен 16.03.2014История развития выплавки стали в дуговых электропечах. Технология плавки стали на свежей углеродистой шихте с окислением. Выплавка стали в двухванном сталеплавильном агрегате. Внеагрегатная обработка металла в цехе. Разливка стали на сортовых МНЛЗ.
отчет по практике [86,2 K], добавлен 10.03.2011Технологический процесс выплавки стали в дуговой электропечах и место контура автоматизации в нем. Структурная схема контура регулирования и математическая модель процесса. Функциональная схема автоматизации. Конфигурации алгоритмов блоков контроллера.
курсовая работа [82,4 K], добавлен 04.03.2012Особенности технологии выплавки стали. Разработка способов получения стали из чугуна. Кислородно-конвертерный процесс выплавки стали. Технологические операции кислородно-конверторной плавки. Производство стали в мартеновских и электрических печах.
лекция [605,2 K], добавлен 06.12.2008Автоматизированное проектирование конструкции и технологического процесса изготовления ролика в среде SprutCAD, SprutTP, SprutCAM 2007 и SolidWorks. Физические, химические свойства стали 20, применяемой как основной материал производства стальных фланцев.
курсовая работа [3,7 M], добавлен 07.07.2013Механические свойства легированной конструкционной стали 35ХМЛ. Подбор шихты и определение среднего состава стали для расчета содержания основных компонентов. Описание технологии выплавки стали в кислой и основной электродуговых печах с окислением.
курсовая работа [1,1 M], добавлен 08.11.2013
