Проектирование электросталеплавильного цеха

1. Загрузка бадьи ломом из контейнера прямо с платформы и установка порожнего контейнера на платформу - 4,77 мин.

2. Загрузка бадьи из контейнера, установленного на полу, и возвращение его обратно - 5,21 мин.

3. Перестановка порожнего контейнера с пола на железнодорожную платформу - 3,14 мин.

4. Перестановка загруженного контейнера с платформы на пол - 3,14 мин.

5. Загрузка лома и чугуна электромагнитом в бадью из закрома, перегрузка лома и чугуна с платформы в закром - 1,65 мин.

Задолженность крана на усредненную плавку складывается из продолжительности следующих работ:

- загрузка бадьи 4-мя контейнерами с платформ: 4,77•4 = 19,1мин; соотношение между контейнерами с платформы и с пола логично брать равным соотношению плавок, загружаемых с пола и платформ, поэтому на усредненной плавке с платформ загружается 11•36,7/100 = 4,04 контейнера (принимаем 4), с пола 11 - 4 = 7;

- загрузка бадьи 7-ю контейнерами с пола - 5,217 = 36,5 мин;

- перестановка 7 контейнеров с пола на платформу - 3,147 = 22,0 мин;

- перестановка 7 груженых контейнеров с платформы на пол - 3,147 = 22,0 мин;

- перегрузка 7 т лома и 6 т чугуна из закромов в бадью - 1,65(7+6)/1,8=11,9 мин. (здесь 1,8 - масса чугуна и лома, поднимаемая магнитом М-62В);

- загрузка 7 т лома в ямный бункер контейнером с платформы и установка контейнеров обратно - 4,77 мин. Поскольку на одну плавку расходуется 7 т лома (0,78 от содержимого в контейнере) соответственно продолжительность этой операции на усредненную плавку составит - 4,770,78 =3,7 мин; загрузка 6 т чугуна в ямный бункер контейнером с платформы и установка контейнера обратно - 4,77 мин. На одну плавку расходуется 0,5 контейнера чугуна, соответственно продолжительность этой операции на усредненной плавке составит - 4,770,5 = 2,4 мин.

Общая продолжительность учтенных работ составляет 105,6 мин. Принимаем продолжительность неучтенных работ равной 10% от учтенных. Тогда общая задолженность крана на плавку составит:

Т = 105,61,10 = 116,2 мин

Минимально допустимое число кранов

П = 116,246,6/(14400,8) = 4,7 шт.

Принимаем П = 5, тогда коэффициент использования крана составит

= 116,246,6/(14405) = 0,75

Следует иметь в виду, что длина зоны, обрабатываемой одним краном, составляет 50-70 м.

5.2 Расчет количества "вертушек"

Общее количество обслуживающих цех "вертушек" оценивается по формуле:

В = q•(T₁ + Т₂ +Т₃)/1440,

гдеq - количество поступающих в цех "вертушек" с ломом за сутки;

T₁ - продолжительность пребывания "вертушек" в шихтовом пролете, мин.

Продолжительность пребывания "вертушек" в шихтовом пролете складывается из продолжительности следующих работ:

- загрузка бадьи 4-мя контейнерами с платформы - 4,77•4 =19,1 мин;

- перестановка 7 контейнеров с пола на платформу - 3,147 = 22 мин;

- перестановка 7 груженых контейнеров с платформы на пол - 3,147 = 22 мин;

- загрузка 7 т лома в ямный бункер контейнером с платформы и установка контейнеров обратно - 4,77 мин;

- загрузка 6 т чугуна в ямный бункер контейнером с платформы и установка контейнера обратно - 4,77 мин.

Поэтому:

Т₁=(19,1+22+22+4,77+4,77)•30/13 = 167,6 мин

С учетом неучтенных затрат времени

Т₁= 1,1•167,6 = 184,4 мин

Т₂ - время движения состава от ОПЛ до цеха и обратно.

Т₂ = 260L /,

где L - расстояние от ОПЛ до цеха, км;

- скорость движения составов на железнодорожных путях на территории завода, км/ч.

Расстояние от ОПЛ до цеха составляет 1 км; скорость движения составов на железнодорожных путях на территории завода 4 км/ч, отсюда:

Т₂ = 2•60•1/4 = 30 мин.

Т₃ - продолжительность замены на вертушке в ОПЛ порожних контейнеров на груженые ломом.

Т₃ = (t₁ + t₂)K,

гдеt₁ и t₂ - соответственно продолжительность перестановки порожнего контейнера на пол и загруженного на платформу;

К - количество контейнеров на вертушке.

Продолжительность перестановки порожнего контейнера на пол и загруженного на платформу соответственно будут равными 3,14 и 3,14; количество контейнеров на вертушке составляет 30 шт., поэтому

Т₃ = (3,14 + 3,14)•30 = 188,4 мин.

Установим в ОПЛ два крана, следовательно

Т₃ = 188,4/2 = 94,2 мин

Общее количество обслуживающих цех "вертушек"

В = 17,09•(184,4 + 30 +94,2)/1440 = 1,78 шт.

Принимаем 2 "вертушки"

5.3 Расчёт ямных бункеров

Ямные бункера сооружают из железобетона, стены дополнительно обшивают стальными плитами или рельсами. Глубина их зависит от уровня грунтовых вод и колеблется в пределах 2-4м. линейные размеры их не должны превышать 50 м. Для безопасности бункера ограждаются бортами высотой не менее 800мм.

Суммарный объём бункеров для стального лома россыпью, используемого для корректировки массы шихты в бадье определяется по формуле:

V = Z*M*K/ Y*k

где, Z - количество плавок, (66,6 шт.);

М - масса лома для корректировки одной плавки, (7 т)

К - норма запаса лома россыпью, (3сут.);

Y - насыпная плотность лома,(1т/м);

k - коэффициент заполнения бункера,(1,2);

V = 66,6*7*3/1*1,2 = 1165,5

Задаёмся глубиной бункера Н = 3,5 м, определяем суммарную площадь бункеров:

S = V/Н ;

S = 1165,5/3,5 = 333 м2

5.4 Расчёт количества скраповозов

Количество тележек-скраповозов определяет число бадей в цехе, так как число бадей равно числу скраповозов и плюс одна или две резервных бадьи.

Расчет количества скраповозов проводится по формуле:

гдеz - количество плавок в цехе за сутки, шт.;

T - задолженность скраповозов на плавку, мин.

Задолженность скраповоза складывается из продолжительности следующих операций:

1) общее время загрузки бадей на одну плавку;

2) переезд из шихтового пролета и обратно;

3) разгрузка содержимого бадей в печь.

Общая продолжительность операций 2 и 3 зависит от того, во сколько приемов (Б) приходится делать загрузку шихты на плавке (завалка и одна или больше подвалок). Величина эта определяется по формуле:

гдеМ₁ и М₂ - масса лома, загруженного из контейнеров и из бункеров при корректировке, т;

г₁, г₂ - соответствующие насыпные плотности, т/м³;

V - объем бадьи, м³ (V = 80 м³);

К - коэффициент заполнения бадьи (К = 0,85).

Масса лома, загруженного из контейнеров и из бункеров при корректировке соответственно, будет: 99 т и 7 т.

Количество приемов, необходимых для загрузки шихты на плавке

приемов.

Продолжительность загрузки бадей на плавку складывается из следующих операций:

1) загрузка контейнерами с вагона - T₁ ;

2) загрузка контейнерами с пола - Т₂ ;

3) корректировка массы шихты на плавку ломом из бункеров - Т₃ ;

4) загрузка чугуна и других компонентов =Т₄ ;

5) загрузка коксика и извести в бункерном пролете - Т₅ = 5 мин.

Продолжительность загрузки бадей на плавку составит:

Т_1-5 = 19,1 + 36,5 + 11,9 + 5 = 72,5 мин.

Продолжительность переезда скраповоза к проему в рабочей площадке и обратно равно:

гдеL - расстояние от места загрузки бадьи до проема в рабочей площадке, м; щ - скорость скраповоза, м/мин.

мин.

Время на разгрузку содержимого бадьи в печь (Т₇) складывается из времени подъема бадьи, доставки ее к печи, собственно разгрузки бадьи и отправки порожней бадьи на скраповоз.

Т₇ = 5,6 + 13,3 + 5,6 = 24,5 мин.

Отсюда задолженность скраповозов на плавку будет составлять:

Т = 72,5 + 5,4 + 24,5 = 102,4 мин.

Отсюда количество скраповозов составит:

шт.

Принимаем количество скраповозов С = 5 штук.

5.5 Расчёт количества бункеров для сыпучих

В современных электросталеплавильных цехах технологический запас сыпучих материалов хранится в стационарных бункерах объёмом 30 метров кубических, установленных над рабочей площадкой в бункерном пролёте, между шихтовым и печным пролётами. Бункерный пролёт обслуживается двумя мостовыми кранами, с помощью которых доставленные в торец пролёта контейнеры с материалами пересыпают содержимое в стационарный бункер.

Объём бункеров для шихтовых материалов определяется по формуле

V_i =

где V_i - объём бункера, м³,

А_i - расход i-го материала по цеху за сутки, т/сут,

P_i - норма запаса i-го материала, сут,

Y_i - величина насыпной массы i-го материала, т/м³,

K - коэффициент заполнения бункера(K = 0,8).

А_i = a_iNG

где a_i - удельный расход ферросплавов и шлакообразующих,

N - количество плавок в сутки (N = 66,6),

G - масса жидкой стали(G = 100 т), т.

Объём бункеров для хранения ферросилиция (ФС75).

a₁ = 0,0084, P₁ = 3 сут, Y₁ = 1,8 т/м³.

A₁ = 0,008466,6100 = 55,9 т/сут,

V₁ = = 115,46 м³.

Необходимое количество бункеров с объёмом бункера V_б = 30 м³ определяем следующим образом

n₁ = V₁/V_б

n₁ = 115,46/30 = 3,9 шт.

Принимаем количество бункеров равным

n₁ = 4 шт.

Объём бункеров для хранения феррохрома (ФХ800).

а₂ = 0,022 , P₂ = 3 сут, Y₂ = 3 т/м³.

A₂ = 0,02266,6100 = 146,5 т/сут,

V₂ = = 183,1 м³.

Необходимое количество бункеров с объёмом бункера V_б = 30 м³ определяем следующим образом

n₂ = V₂/V_б

n₂ = 183,1/30 = 5,9 шт.

Принимаем количество бункеров равным

n₂ = 6 шт.

Объём бункеров для хранения ферросилиция (ФС45).

а₃ = 0,0148, P₃ = 3 сут, Y₃ = 3,3 т/м³.

A₃ = 0,014866,6100 = 98,6 т/сут,

V₃ = = 120 м³.

Необходимое количество бункеров с объёмом бункера V_б = 30 м³ определяем следующим образом

n₃ = V₃/V_б

n₃ =120 /30 = 4 шт.

Принимаем количество бункеров равным

n₃ = 4 шт.

Объём бункеров для хранения извести.

а₄ = 0,0127, P₄ = 1 сут, Y₄ = 0,8 т/м³.

A₄ = 0,012766,6100 = 84,6 т/сут,

V₄ = = 132,2 м³.

Необходимое количество бункеров с объёмом бункера V_б = 30 м³ определяем следующим образом

n₄ = V₄/V_б

n₄ = 132,2/30 = 4,4 шт.

Принимаем количество бункеров равным

n₄ = 5 шт.

Объём бункеров для хранения силикомарганца.

а₅ = 0,0118, P₅ = 3 сут, Y₅ = 2,5 т/м³.

A₅ = 0,011866,6100 = 78,6 т/сут,

V₅ = = 117,9 м³.

Необходимое количество бункеров с объёмом бункера V_б = 30 м³ определяем следующим образом

n₅ = V₅/V_б

n₅ = 117,9/30 = 3,9 шт.

Принимаем количество бункеров равным

n₅ = 4 шт.

Объём бункеров для хранения плавикового шпата.

а₆ = 0,0157, P₆ = 3 сут, Y₆ = 1,7 т/м³.

A₆ = 0,015766,6100 = 104,6 т/сут,

V₆ = = 230,7 м³.

Необходимое количество бункеров с объёмом бункера V_б = 30 м³ определяем следующим образом

n₆ = V₆/V_б

n₆ = 230,7/30 = 7,7 шт.

Принимаем количество бункеров равным

n₆ = 8 шт.

Объём бункеров для хранения кокса.

а₇ = 0,00126, P₇ = 3 сут, Y₇ = 0,5 т/м³.

A₇ = 0,0012666,6100 = 8,4 т/сут,

V₇ = = 63 м³.

Необходимое количество бункеров с объёмом бункера V_б = 30 м³ определяем следующим образом

 n₇ = V₇/V_б

n₇ = 63/30 = 2,1 шт.

Принимаем количество бункеров равным

n₇ = 3 шт.

Суммарное количество бункеров для ферросплавов и шлакообразующих

N =

N = 4+6+4+5+4+8+3 = 34 шт.

6. РАСЧЁТ ОБОРУДОВАНИЯ ПЕЧНОГО ПРОЛЁТА

6.1 Расчёт количества дуговых электросталеплавильных печей

Количество печей рассчитывается по формуле:

где - годовая производительность цеха, т;

Т - средняя продолжительность плавки, ч;

Ф - фонд времени работы печи, сут/год;

М - масса одной плавки по жидкому металлу, т; В - выход годного металла по цеху, %.

Средняя продолжительность плавки (Т) складывается из следующих стадий:

где - продолжительность заправки печи, мин;

определяется степенью разрушения футеровки подины, откосов, стен на предыдущей плавке.

Для печей, работающих одношлаковым процессом мин;

- продолжительность завалки шихты, мин.

определяется скоростными характеристиками режимов печи, загрузочного крана и организации работы (печь не должна ждать бадью с шихтой) мин;

- продолжительность операций по наращиванию электродов.

Принимаем мин.

- продолжительность расплавления.

Продолжительность расплавления складывается из времени расплавления шихты при включённой печи () и времени необходимого для технологических операций, выполняемых при включенной печи ().

Продолжительность расплавления при включенной печи рассчитывается по формуле:

где - фактический удельный расход электроэнергии на расплавление, МДж/т завалки (кВт · ч/т).

Принимаем кВт ^. ч/т (на плавках конструкционных марок стали);при использовании горелок.

- электрический коэффициент полезного действия печной установки. ; - коэффициент, учитывающий полноту использования тепловой энергии на нагрев, плавление и перегрев над ликвидусом металла и шлака.

Принимаем - мощность тепловых потерь на 1т металлошихты на расплавлении МДж/т ^. ч.

определяется из соотношения:



МДж/т ^. ч;

- средняя, активная мощность, подаваемая в печь при расплавлении, мВт.

,

где S - мощность трансформатора, МВА. Принимаем S = 95 МВА.

МДж ^. ч/т

G - масса жидкого металла, т. G = 100 т;

В - выход годного металла по цеху, т. В = 0,96 т;

- энергия, выделяющаяся при окислении шихты газообразным кислородом, МДж/т.

Так как мы не используем продувку металла кислородом, то ;

- дополнительная энергия, вносимая при сжигании топлива с помощью газовых горелок. МДж/т

мин.

мин

- продолжительность окислительного периода, мин.

Принимаем мин.

- продолжительность восстановительного периода, мин.

Принимаеммин. - продолжительность выпуска металла из печи, мин.

Принимаем мин.

Фонд времени работы печи равен 313 суток.

Отсюда количество печей составит

шт.

Принимаем шт.

6.2 Расчёт количества кранов

Грузоподъёмность кранов, обеспечивающих работу печного пролёта равна 180/63/20 т.

Количество кранов печного пролёта n определяется из соотношения

где, N - количество плавок по цеху за сутки;

- задолженность крана на одну плавку (время на каждую операцию), мин/пл; К - коэффициент, учитывающий неравномерность работы печей. Принимаем К = 1,1;

- коэффициент использования крана. Принимаем .

Задолженность крана печного пролёта складывается из продолжительности следующих видов работ:

t₁ - подача заправочной машины к печи (t₁ = 2 мин.);

t₂ - заправка печи (t₂ = 5 мин.);

t₃ - возврат заправочной машины (t₃ = 2 мин.);

t₄ - подъём гружённых бадей со скраповоза и подача их к печи (t₄ =4мин.);

t₅ - разгрузка бадей в печь (t₅ = 5 мин.);

t₆ - подача бадей к проёму и установка их на скраповоз (t₆ = 4 мин.);

t₇ - подача новых электродов на печь и удаление старых (t₇ = 5 мин.)

t₈ - перепуск электродов (t₈ = 4 мин.);

t₉ - подача инструмента.(t₉ = 5 мин.);

t₁₀ - простой на планово предупредительных ремонтах и осмотрах.

Простой на планово предупредительных ремонтах и осмотрах включает в себя:

- обдувка и смазка крана 15 мин/смену,

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

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

Таким образом, продолжительность простоя на планово-предупредительных ремонтах и осмотрах равна 150 минут в сутки.

На одну плавку продолжительность этих простоев составляет

мин/плавку

Общая продолжительность учтённых крановых работ составляет

Таким образом, количество кранов печного пролёта составит:

шт.

Принимаем n = 3 шт.

6.3 Расчёт количества шлаковых чаш

Расчёт производится по формуле:

где , Z - количество печей в цехе ;

N - количество выпусков по цеху в сутки ;

ф - продолжительность оборота чаши в шлаковое отделение, час;

М - масса шлака в сталеразливочном ковше, т;

р - плотность шлака;

V - объём шлаковой чаши;

K - коэффициент учитывающий неравномерность работы печей;

А - допустимая степень заполнения чаши;

= 7,5 шт.

Принимаем n =8 шт.

7. РАЗДАТОЧНЫЙ ПРОЛЁТ

7.1 Участок внепечной обработки

7.1.1 Расчёт количества агрегатов для внепечной обработки

Расчёт количества АКОС:

N_A. =

где Z - максимальное количество плавок в цехе за сутки, шт.

Т_А. - задолженность агрегата на одну плавку, мин.

Т_А. складывается из продолжительности следующих операций;

ожидание сталеразливочного ковша с плавкой, включая подачу ковша мостовым краном под установку, _1. = 10 мин.

продувка аргоном для усреднения ванны, _{2.=3 мин.}

Присадка ферросплавов , вдувание порошков, подогрев расплава, _3. = 20 мин.

отбор пробы, замер температуры, ожидание анализа, _4. = 10 мин

ожидание передачи ковша на вакуумную установку или на МНЛЗ, , _5.=10 мин.

неучтённые работы составляют 10 % от _i.;

Т_А. = 1,1*53=58,3 мин.

N_A. = ; N_А. = 2 шт.

Расчёт количества вакууматоров :

n =

где,n- количество вакууматоров ;

Z- количество плавок за сутки ;

Т- задолжность агрегата на одну плавку ;

Т складывается из продолжительности следующих операций;

ожидание сталеразливочного ковша с плавкой, включающую подачу ковша сталевозом под установку, _1. = 10 мин.

обработка металла вауукомом до 20 мин.

выдача ковша из-под установки, ожидание передачи на МНЛЗ , _3. = 10 мин.

Т = 70·1,7 = 77 мин.

n = = 0,98 шт.

Примем n = 1 шт.

7.2 Участок разливки

7.2.1 Расчет количества сталеразливочных ковшей

Расчет задолженности одного ковша - Ожидание выпуска плавки, _1. = 20 мин.

- Выпуск плавки, _2. = 2 мин.

- Измерение температуры металла в ковше, _3. = 5 мин.

- Обработка металла вакуумом, _4. = 20 мин.

- Разливка, _5. = 40 мин

Промывка стопорного канала, _5. = 5 мин.

- Слив шкала из ковша и установка на стенд, _6. = 13 мин.

- Очистка ковша и мелкий ремонт футеровки, в т.ч. установка стакана, _7. = 20 мин.

- Подогрев ковша на плавку, в случае задержки выпуска плавки, _8. = 20 мин.

- Установка стопора, _9. = 5 мин.

Задолженность одного ковша на плавку составляет, Т_К. = 150 мин.

Количество оборотов ковша в сутки.

n_об. = 1440/T_К. = 9,6

Количество плавок в сутки,

N_ПЛ. = 66,6 шт.

Рабочий парк ковшей,

N_{Р.П. К.} = N_ПЛ./T_К. = 4.

Стойкость ковша (С), число плавок, С = 60 пл.

Ремонтный парк ковшей

N_Р.П. = N_ПЛ./C = 0,6.

Запасной парк ковшей N_З.П. = 4

Итого ковшей;

N_К. = N_Р.П. +N_Р.ПК + N_З.П. = 9 шт.

7.2.2 Количество разливочных кранов

Задолженность крана на одну плавку Т_КР. складывается из продолжительности следующих операций;

- Ожидание выпуска плавки, _1. = 20 мин.

- Выпуск стали в ковш, _2. = 2 мин.

- Измерение температуры металла в ковше, _3. = 5 мин.

- Подача ковша на внепечную обработку, _4. = 5 мин.

- Ожидание ковша во время внепечной обработки, _5. = 20 мин.

- Подача ковша на разливной участок, _6. = 5 мин.

- Ожидание ковша после разливки, _7. = 5 мин.

- Слив шкала и установка на стенд, _8. = 13 мин.

- Неучтенные операции, _9. = 10 мин.

Итого задолженность крана,

Т_КР. = 85 мин.

В ЭСПЦ разливают в сутки 66,6 плавки (Z), задолженность всех кранов составляет

В_КР. = Т_КР.Z = 5661 мин.

Требуется кранов;

R_КР. = В_КР./14400,8 = 3,1 крана.

где 0,8 - предельно допустимая нагрузка на кран не более 80тон.

7.3 Определение производительности и основных параметров МНЛЗ

Годовая производительность МНЛЗ рассчитывается по формуле:

Р =

где, М - масса плавки, т;

Т₁ -продолжительность разливки одной плавки, мин;

Т₂ -продолжительность подготовки машины к приёму следующий серии плавок, мин; Не должно превышать 60 мин.

n- число плавок в серии при разливки методом «плавка на плавку» ( n=8-10 ,по Никольскому);

Ф- фонд времени работы МНЛЗ , за год ; Составляет 330 суток.

К_в - выход годных литых заготовок ; Рассчитывается по формуле : . К_в = (М - Н)/М , где Н - масса отходов.

Продолжительность разливки одной плавки оценивается по формуле:

, мин.

где, М - масса плавки;

V - кориативная скорость разливки;

n _р. - количество ручьёв;

m - масса погонного метра заготовки;

К_Р - коэффициент непредвиденных потерь времени при разливки;

Расчёт кориативных скоростей разливки м/мин, по формуле :

;

где, К - коэффициент величины , которая зависит от марки и вида литых заготовок; Значение К = 0,17;

Ь - толщина слитка, м;

д - ширина слитка, м;

= 0,8 м/мин

Масса погонного метра равна: m =0,3*0,3*1*7800 = 700 кг, тогда

= 58,8 ,мин .

Длину готовой обрези на один ручей примем равной 300мм ,тогда масса готовой обрези на плавку составит: 0,3*4*700 = 840 кг. 700кг - масса погонного метра заготовки 300 на 300. Длину готовой обрези с учётом усадки металла в конце кристаллизации примем равной 700мм , тогда масса готовой обрези на одну плавку составит : 0,7*4*700 = 1960 кг. Масса скрапа равна: 2*100 = 200 кг. Масса аварийного скрапа равна : 5*100 = 500 кг. Масса металла в шлам : 100000*0,5/100=500 кг. Следовательно масса отходов составит: 840+1960+20+500+500+200=4,2 т. Тогда выход годных заготовок составит :

К_в = (100-4,2)/100 = 0,96 или 96%.

Исходя из этого находим готовую производительность МНЛЗ:

Р = = 766018 т/год.

N = Q/P =2000000/766018 = 2,6 шт.

Принимаем МНЛЗ в количестве трёх штук.

7.3.1 Количество промежуточных ковшей

n _к =

где, C_t - стойкость промежуточного ковша; примем 35 плавок, т.к. футеровку делаем из тех же материалов , что и сталеразливочный ковш.

Т - продолжительность ремонта футеровки ковша, а также:

- смена ковша на МНЛЗ (2-5 мин);

- ломка футеровки (30 мин);

- охлаждение футеровки (180 мин);

- выдалбливание стаканов (30 мин);

- кладка арматурного слоя футеровки (30 мин);

- выполнение кладки (1-6 часов);

- сушка футеровки (14 часов);

- установка гнездового, сталеразливочного стакана (60 мин);

- разогрев футеровки (3-4 часа);

- крановые работы (20-25 мин);

Тогда временные потери составят: Т= 30 часов.

Z - количество плавок за сутки;

n _к =шт.

Примем n _к = 3 шт.

7.3.2 Количество стендов для сушки промежуточных ковшей

n _с =;

где, Т - время сушки ковша на стенде ; Составляет 14 часов.

n _с =шт.

Аналогично рассчитывается количество стендов для охлаждения футеровки для ломки футеровки и для кладки футеровки ковшей.

8. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

8.1 Реконструкция электросталеплавильных цехов

Таким образом, реконструируем электросталеплавильный цех ЭСПЦ №2 НКМК, специализирующийся на производстве рельсовых марок стали, должен иметь в своём составе АКОС и вакууматор, при этом через АКОС проходят все плавки, независимо от того флокеночувствительны они или нет, через вакууматор - только флокеночувствительные.

Поэтому в цехе я поставил три агрегата типа АКОС и один циркуляционных вакууматора.

Циркуляционный вакууматор имеет два патрубка. По одному металл поступает в камеру, по другому - вытекает. Когда из камеры откачивается воздух, металл под действием атмосферного давления по обоим патрубкам поднимается в камеру на барометрическую высоту и покрывает подину. Одновременно в нижнюю часть одного из патрубков вдувают аргон. В патрубке возникает восходящий газожидкостный поток большой скорости(2,5-5,0м/с), который вбрасывается в камеру, разбиваясь на капли и брызги, что способствуют быстрой дегазации расплава. Дегазационный металл по второму патрубку стекает обратно в ковш.

Выбор пал на эту установку благодаря ряду достоинств: во - первых, она универсальна. Она может обслуживать сталеплавильные агрегаты различной вместимости. Циркуляционный вакууматор характеризуется незначительным охлаждением металла за время обработки, возможность точно корректировать и выравнивать состав расплава и его температуру, высокой эффективностью при дегазации. Поскольку в камере находится только часть обрабатываемого металла, мощность вакуумных насосов может быть невелика, что очень важно при обработке плавок большой массы. При реконструкции цеха производим установку еще одного АКОСа и вакууматора.

Под реконструкцией понимают переустройство, перестройку работы, переоборудование предприятия, цеха, объекта с такими целями, как ликвидация "узких" мест, замена морально и физически устаревшего оборудования, коренное изменение отдельных элементов технологии (разливку в слитки - на разливку на МНЛЗ), изменение способа производства - замена мартеновского процесса на электросталеплавильный.

Реконструируемые цехи построены в разное время и это неизбежно оставило след на их объемно-планировочные решения, параметрах здания, на системе грузопотоков, на характеристики основного оборудования и технологии. Часто некоторые элементы цехов не соответствуют современным нормам охраны труда и техники безопасности.

Технико-экономические показатели, такие, как окупаемость капитальных затрат, рентабельность производства и др., дают ответ на вопрос стоит ли проводить реконструкцию и в каком объеме.

Как правило, реконструкция цеха - высокоэффективное мероприятие, однако в каждом конкретном случае необходимы тщательные предпроектные проработки.

Однозначных рецептов для получения удачных результатов не существует. Практически каждый реконструируемый цех имеет свои особенности и порой приходится решать головоломные задачи, чтобы после реконструкции цех удовлетворял современным требованиям. Можно предложить лишь основные правила, которыми должен руководствоваться проектировщик при разработке реконструктивных мероприятий; во-первых, по возможности не изменять параметры здания - ширину пролетов, высоту головки подкранового рельса и пр., во-вторых, стремиться достичь максимальных объемов производства при минимальных капитальных затратах и, в-третьих организация работ должна обеспечить минимальные потери производства при реконструкции.

Реконструкция с целью устранения узких мест в цехе дает либо небольшое повышение объема производства, либо улучшает условия труда. При этом варианте реконструкции модернизируют отдельные участки технологической схемы производства, заменяют вспомогательное оборудование или отдельные узлы основного оборудования. Такая реконструкция (по существу - модернизация) требует небольших капитальных вложений. В качестве примера такой реконструкции можно привести замену гидравлических ножниц узла порезки литых заготовок МНЛЗ электросталеплавильного цеха Молдавского металлургического завода (ММЗ) на машину импульсной резки. Увеличение объема производства стали от такой замены не ожидалось, однако узел порезки заготовок стал надежнее, не требует аварийной резки металла ручными резаками, что случалось при работе гидравлических ножниц. Подобная замена планировалась и на МНЛЗ завода "Амурсталь".

Реконструкция с заменой основного оборудования обычно дает существенное увеличение объема производства стали, но требует больших капитальных затрат. Замена основного оборудования сопровождается расчетом пропускной способности смежных участков, и если оказывается, что пропускная способность их недостаточна, то участки усиливаются за счет установки нового оборудования, увеличения количества мостовых кранов, скраповозов, ковшей и пр. Пример такой реконструкции - реконструкция ЭСПЦ-2 Кузнецкого металлургического комбината с заменой печей ДСП-100НЗА, оснащенных трансформаторами мощностью 50 МВА, на печи ДСП-100И7 с трансформаторами мощностью 80 МВА. Объем производства возрос с 500 тыс. т до 720 тыс. т стали в год.

Интересен вариант реконструкции ЭСПЦ-2 Челябинского металлургического комбината. Здесь комбинат, НИИМ (г. Челябинск) и ЧелябГИПРОМЕЗ совместно создали новую модель печи вместимостью 100 т (ДСП-100ЧМК), которая позволяет, не меняя основные параметры здания, укрыть печь пылешумозащитным кожухом и выпускать стань в ковш, установленный на сталевоз. Производительность цеха после оснащения его тремя новыми печами составит 1 млн. т в год против 756 тыс. т существующего цеха с шестью печами. Это, кстати, характерная тенденция современной реконструкции - уменьшение количества печей при одновременном увеличении производительности цеха.

Еще выше капитальные затраты при замене разливки стали в изложницы на непрерывную разливку. Капитальные затраты в этом случае увеличиваются примерно в два раза. Несмотря на это технико-экономические показатели реконструкции высоки за счет экономии металла, достигающей 10 - 15 %. Такого типа реконструкции проведены в электросталеплавильных цехах Донецкого металлургического завода и Кузнецкого металлургического комбината. В первом из них потребовалось достраивать цех, машины вертикального типа были встроены в разливочный пролет. На КМК для МНЛЗ было построено отдельно стоящее здание.

Наиболее сложны реконструкции, связанные с заменой мартеновских печей на дуговые. В этом случае, как правило, неизбежны потери производства при проведении реконструкции цеха. Это связано со строительством новых пролетов, необходимых для электропечей, и размещения в них нового оборудования, с демонтажем здания и оборудования действующего мартеновского комплекса. Проект такого рода реконструкции для Гурьевского металлургического завода выполнен СибГИПРОМЕЗом. Документация предусматривает поэтапную реконструкцию: вначале мартеновский цех переводится на непрерывную разливку с установкой одной криволинейной МНЛЗ, затем сооружаются две электропечи вместимостью по 50 т и вторая МНЛЗ. Для того чтобы избежать больших потерь производства, здание первой МНЛЗ и дуговых печей строится у торца мартеновского цеха. По окончании реконструкции здание мартеновского цеха будет использоваться для ремонта сталеразливочных и промежуточных ковшей, для наборки и сушки фурм и для подготовки шиберных затворов. По окончании всех работ объем производства стали удвоится.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

Воскобойников В.Г, Кудрин В.А, Якушев А.М. Общая металлургия. Учебник для ВУЗов, Издание 5-е, переработанное и дополненное. - М.: Металлургия, 2000 - 258 с.

Егоров А.В. Электроплавильные печи чёрной металлургии.-М.: Металлургия 1985 - 279 с.

Коган А.Е, Рожихина И.Д, Гизатулин Р.А, Торопов Н.И. Основы проектирования электросталеплавильных цехов. Министерство образования РФ, СИБГУ. - Новокузнецк, 1999 - 201 с.

Морозов А.H. Водород и азот в стали. - М.: Металлургия 1998 - 397 с.

Никольский Л.Е, Зинуров И.Ю. Оборудование и проектирование электросталеплавильных цехов. - М.: Металлургия 1993 - 271 с.

Поволоцкий Д.Я. Кудрин В.А. Вишкарёв А.Ф. Внепечная обработка стали. - М.: МИСИС 1995 С - 42.

Сапко А.М. Механическое и подъемно транспортное оборудование электрометаллургических цехов. - М.: Металлургия 1986 - 293 с.

Размещено на Allbest.ru