|
|
Розрахунок матеріального балансу конвертерної плавки ⇐ ПредыдущаяСтр 3 из 3
Початкові дані. Таблиця 21 – Хімічний склад чавуну, скрапу, металу перед розкислюванням і готової сталі 1008, %:
Таблиця 22 – Хімічний склад вапна, плавикового шпату, руди і футерування, %:
Витрата чавуну складає 75% від маси металевої шихти, витрата скрапу – 25%. Витрата залізняку для прискорення шлакоутворення і коректування температури металу – 1,5% від маси металошихти (звичайно складає 1-2%). Температура чавуну при заливці в конвертер 1371 ОС. Температура сталі перед випуском 1610 ОС. Розрахунок ведемо на 100 кг металошихти (чавун + скрап). Визначаємо середній склад металевої шихти, %. Визначаємо середній склад металевої шихти %. Таблиця 23 Середній склад металевої шихти, кг:
Визначаємо скільки віддаляється домішок на 100 кг металу, кг:
Вихід сталі приймаємо рівним 0,9. Втрати заліза випаровуванням звичайно складають 0,8-1,6%. Приймаємо 1,2%. Приймаємо, що при продування ванни киснем 10% S вигоряє SO2, тобто окислюється: S=0,04:10=0,004 кг Витрата кисню на окислення домішок складає, кг:
Приймаємо, що 90% С окислюється до СО, а 10% до СО2. Утворюється маса оксидів, кг:
У шлак переходить сірки, кг: 0,017-0,004=0,013 Під час переходу сірки в шлак звільнюється кисню, кг: 0,13:2=0,006 Втрата кисню складає, кг: 5,33-0,006=5,324 Витрату вапна визначаємо по балансу СаО та SiO2 у шлаку для отримання основності 3,2 (основність шлаку повинна складати від 2,8 до 3,5). Для формування шлаку приймаємо витрату плавикового шпату рівним 0,3 кг. За даними практики вітчизняних і зарубіжних заводів витрата розріджувачів звичайно складає: а) бокситу 0,6-1,2%; б) плавикового шпату 0,2-0,6%; Витрата (знос) футерування коливається в межах 0,8-1,2% від маси металошихти. Приймаємо витрату футерування рівним 1,1% або 1,1 кг на 100 кг металошихти. Витрати вапна позначимо через х. Кількість СаО в кінцевому шлаку, що поступає з матеріалів, складе, кг: Футерування 1,1:100∙58=0,638 Залізняк 1,5:100∙1,0=0,015 Плавиковий шпат 0,3:100∙2,1=0,006 Вапно х:100∙91=0,91х Всього 0,6593+0,91х
SiО2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг: Металева шихта 1,38 Залізняк 1,5:100∙7,1=0,106 Плавиковий шпат 0,3:100∙4,2=0,013 Футерування 1,1:100∙2,0=0,022 Вапно х:100∙2,0=0,02х Всього 1,521+0,02х
MgО в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг: Футерування 1,1:100∙1,5=0,0165 Залізняк 1,5:100∙36,5=0,402 Вапно х:100∙1,0=0,01х Всього 0,4185+0,01х Al2О3 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг: Футерування 1,1:100∙1,5=0,0165 Залізняк 1,5:100∙4,6=0,069 Плавиковий шпат 0,3:100∙0,8=0,0024 Вапно х:100∙1,5=0,015х Всього 0,0879+0,05х Fe2О3 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг: Футерування 1,5:100∙86,0=1.29 Залізняк 1,5:100∙2,0=0,022 Всього 1,312 CaF2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг: Плавиковий шпат 0,3:100∙89,4=0,2682 CaO2 в кінцевому шлаку, що вноситься матеріалами, кг: Плавиковий шпат 0,3:100∙3,5=0,0105 Вапно х:100∙4,0=0,04х Всього 0,0105+0,04х Замість СаО і SiО2 підставляємо їх значення і визначаємо витрати вапна: 0,659:1,521+0,91х:0,02х=3,2 0,659+0,91х=3,2∙(1,521+0,02х) 0,659+0,91х=4,8672+0,064х 0,91х-0,064х=4,8672-0,659 0,846х=4,2082 Х=4,9742 Металева шихта, залізняк, плавиковий шпат, вапно і футерування вносять в шлак, кг: Таблиця 24 – Складові шлаку, кг:
У вапні міститься, кг: 4,9742:100∙0,5=0,024 – Н2О 4,9742:100∙4,0=0,198 – СО2 Плавиковий шпат містить, кг: 0,3:100∙3,5=0,011 – СО2 Залізняк містить, кг 9,52-1,312=8,208 – Н2О Залежно від режиму продування, основності кінцевого шлаку і змісту С у металі в кінці продування плавки відношення FeO (у %) до Fe2O3 (у %) у шлаку звичайно коливається в межах 1,5 – 3,0. Приймаємо вміст оксидів заліза в шлаку 12% FeO і Fe2O3 5%, тоді маса оксидів шлаку без FeO і Fe2O3 буде складати 83%. Маса шлаку рівна, кг: 8,208/83∙100=9,889 Розраховуємо хімічний склад кінцевого шлаку, кг:
Таблиця 25 – Хімічний склад кінцевого шлаку, %:
Фактична основність кінцевого шлаку: %CaO:%SiO2=52,43:16,38=3,2 Маса оксидів заліза складає, кг: 9,889-8,198=1,691 кг, зокрема FeO = 9,889:100∙12=1,18 Fe2O3 = 1,691-1,18=0,511 Приймаємо, що 90% що вноситься рудою і футеруванням Fe2O3 відновлюється до заліза, а 10% - до FeO.
Відновлення Fe2O3 до заліза дає, кг: а) кисень 1,312∙0,9∙48:160=0,354 б) залізо 1,312∙0,9-0,354=0,827 Відновлення Fe2O3 до FeO дає, кг: а) кисень 1,312∙0,1∙16:160=0,013 б) FeO 1,312∙0,1-0,013=0,118 Ця кількість FeO поступає в шлак. В результаті окиснення заліза утворюється, кг: FeO = 1,18-0,118=1,062 Fe2O3 = 0,511 Всього 1,573 Окислюється заліза, кг: (1,062∙56:72)+(0,511∙112:160)=1,2271 Втрати заліза у вигляді корольків металу, що заплуталися в шлаку (коливається в межах 6-10% від маси шлаку). Приймаємо 8%, тоді втрати складуть: 9,889:100∙8=0,79 Вихід сталі, кг: 100+0,827-4,86-1,2271-1,0-0,79=92,95 де 1,0 – витрати металу з викидами (коливається в межах 0,5-1,1% від маси металошихти); 4,86 – чад домішок; 1,1753 – окислюється заліза; 0,79 – втрати заліза у вигляді корольків металу; 0,827 – відновлення Fe2O3 до заліза; Буде потрібно кисню на окиснення заліза, кг: 1,573-1,1753=0,346 Всього буде потрібно кисню на окиснення домішок і заліза, кг: 5,33+0,346-(0,354+0,013)=5,309 Приймаємо технічний кисень що містить 99,5% О2 і 0,5% N2. Буде потрібно технічного кисню при 95% засвоєнні, м3. 5,309∙22,4:0,995∙0,95∙32=3,93 Кількість незасвоєного кисню рівна: 3,93∙0,05=0,196м3 або 0,196∙32:22,4=0,28 кг Кількість азоту рівна: 3,93∙0,005=0,0196м3 або 0,0196∙28:22,4=0,024 кг Маса технічного кисню рівна, кг: 5,309+0,28+0,024=5,613 Таблиця 26 – Склад і кількість газів:
Таблиця 27 – Матеріальний баланс плавки:
Незв’язність: 113,717-113,4872:113,717∙100=0,20що в межах допустимого. Допустимо до 0,20%. 3.2 Розрахунок розкислення сталі
Таблиця 28 – Хімічний склад готової сталі та металу перед розкисленням
Сталь 1008 розкислюємо феромарганцем з багатим феросиліціем і алюмініем.
Таблиця 29– Хімічний склад розкислювачів
Визначаємо середній зміст елементів готової сталі
Таблиця 30 – Чад елементів розкислювачів:
Приймаємо чад елементів: C – 16%; Si – 20%; Mn – 16%; Al – 50%. Визначаємо витрати FeMn, кг/т
Визначаємо приріст маси металі після присадки FeMn
Визначаємо масу FeMn що перейшов в шлак і газову фазу
Визначення вмісту Si в металі після присадки FeMn, кг/т
Визначаємо витрати FeSi
Визначаємо приріст маси металу після присадки FeSi
Маса FeSi що перейшов у шлак і газову фазу
Визначаємо масу металу після присадки FeMn та FeSi
Визначаємо витрати Al
Визначення приросту маси металу після присадки Al
Визначаємо масу Al що перейшов у шлак
Визначення маси FeSi та Al
Визначення маси феросплавів і Al що перейшли в шлак з газової фази
Перевірка:
3.3 Розрахунок теплового балансу конвертерної плавки Прихід тепла 1. Фізичне тепло чавуну, тобто чавун що поступає в конвертер при температурі 1315оС, вносить Q1=75[0,755∙1180+218+0,92∙(1315-1180)]=92482,5 кДж Де, 75 – кількість (маса) чавуну в металошихті, кг; 0,755 – середня теплоємність твердого чавуну від 0оС до температури плавлення, кДж/кг∙град; 1180 – температура плавлення чавуну, 0оС (у залежності від хім. складу коливається в межах 1150-1200оС); 218 – прихована теплота плавлення твердого чавуну, кДж/кг; 0,92 – середня теплоємність рідкого чавуну, кДж/кг∙град. 2. Тепло екзотермічних реакцій С – СО2 0,1∙34090∙2,736 =9327,024 С – СО 0,9∙10470∙2,736 =25781,328 Si – SiO2 31100∙0,647 =20121,7 Mn – MnO 7370∙0,256 =1886,72 P – P2O5 25000∙0,009 =225 S – SO2 9280∙0,004 =37,12 Fe – Fe2O3 (у шлак)7370∙0,3493 =2574,341 Fe – FeO 4820∙0,826 =3981,32 Fe – Fe2O3 (у дим) 7370∙1,200 = 8844 -------------------------------------------------- Q2 = 72778,533 кДж де множене – теплові ефекти, віднесені до 1 кг елементу, що окислюється, кДж/кг; множник – кількість домішок чавуну, кг, що окислюються, кг. 3. Тепло шлакоутворення При формуванні шлаку в ньому утворюються з'єднання (СаО)2∙SiО2 і (СаО)2∙Р2О5 і виділяє тепло: SiO2 + 2CaO=(CaO)2∙SiО2 2320∙1,38 =3201,6 Р2О5 + 4CaO=(CaO)4∙Р2О5 4740∙0,02 =94,8 --------------------------------------------------- Q3 = 32,96,4 кДж де 2320 і 4740 – кількість тепла від витрати 1 кг оксидів на утворення з'єднання, кДж/кг; 1,19 і 0,311 – маса оксидів, що утворюються, кг Прихід тепла рівний Qприх=Q1 + O2 + Q3 Qприх=92482,5+72778,553+3296,4=168557,45 кДж Витрати тепла 1. Фізичне тепло сталі, тобто сталь нагріта до 1610оС відносить тепло Q1=94,74∙[0,70∙1539+272+0,84∙(1610-1539)] = 133482,98 кДж де 94,74 – маса рідкої сталі, корольків і викидів, кг 94,74=92,95+0,79+1,0 0,7 – середня теплоємність твердої сталі, кДж/кг∙град. 1539 – температура плавлення металу, оС, визначається 1540-85∙0,13=1539 де 1540 – температура плавлення чистого заліза, оС; 85 – зниження температури плавлення на 1% вуглецю, оС; 272 – прихована теплота плавлення твердої сталі, кДж/кг∙град 0,84– середня теплоємкість рідкої сталі, кДж/кг∙град. 2. Фізичне тепло шлаку, тобто шлак відносить тепло Q2 = 9,889∙(1,2∙1610+210) = 21182,23 кДж де 9,889 - маса шлаку, кг; 1,20 – теплоємність шлаку, кДж/кг∙град.; 210 – теплота плавлення шлаку, кДж/кг∙град.
3. Гази відносять тепло при середній температурі рівній 1500оС (температура конверторних газів коливається в межах 1400 – 1700оС і залежить від температури металу за час продування) СО2 3548∙0,617 =2189,116 CO 2202∙4,592 =10111,584 Н2О 2760∙0,049 =135,24 О2 2298∙0,194 =445,812 N2 2172∙0,019 =41,268 SO2 3548∙0,028 =99,344 -------------------------------------------------- Q3 = 13022,364 кДж де множене – тепловміст 1м3 гази при температурі 1500оС, кДж/м3; множник – кількість газів, що відходять, м3(дивись таблицю 6, 3 стовпчик) 4. Тепло, що відноситься частинками Fe2O3 у димі Q4 = 1,714(1,200∙1500+210)= 3445 кДж де 1,20 – кількість Fe2O3 у димі. 5. Тепло, що витрачається на відновлення Fe2O3 руди і футерування Fe2O3 до Fe (1,312∙0,9)∙824000:160 = 6081 Fe2O3 до FeO (1,312∙0,1)∙290000:160 = 237 -------------------------------------------------- Q5 = 6318 кДж де в дужках – кількість того, що відновилося Fe2O3, кДж/кмоль; 824000 і 290000 – тепловий ефект реакцій відновлення, віднесений до 1 кмолю Fe2O3, кДж/кмоль; 160 – молекулярна маса. 6. Втрати тепла (на нагрів футерування, випромінювання через горловину конвертора та ін.). Ці втрати складають від 3 до 6 % від приходу тепла, тоді приймаємо величину втрат приймаємо 4% від приходу Q6 = Qприх ∙ 0,04 Q6 = 168557,45∙0,04 = 6742,29 кДж Витрата тепла рівна Qвитрат = Q1 + Q2 + Q3 +Q4 + Q5 + Q6 Qвитрат =133482,98+21182,23+13022,364+3445+6318+6742,29=184192,86 кДж Надлишок тепла рівний = 184192,86-168557,45=15635,41 кДж
Таблиця 31 – Тепловий баланс
Розрахунок кількості скрапу для виправлення операції Що коректує кількість сталевого скрапу можна визначити з наступного балансового рівняння 15635,41= ∆Mскр∙[0,75∙1527+285+(1610-1527)∙0,84], де 33321,2 – надлишок тепла на процесі, кДж; 1527 – температура плавлення скрапу, рівна температурі плавлення стали, оС; 285 – прихована теплота плавлення скрапу, кДж/кг; 0,84 – теплоємність рідкого скрапу, кДж/кг∙град 15635,41= ∆Mскр∙1757,57 звідки ∆Mскр = 8,9 кг або 8,9 % від маси металошихти. Отже для отримання заданої температури в кінці продування плавки (у нашому випадку 16100С) фактична витрата скрапу і рідкого чавуну в металошихті повинні бути - скрапу: [(20±∆Mскр):(100±∆Mскр)]∙100=[(20+8,9):(100+8,9)]∙100=26,5% - чавуну: 100-26,5 = 73,5 % При недоліку тепла на процес фактична витрата скрапу в металошихті зменшується на відповідну величину.
3.4 Розрахунок основних розмірів конвертора ємкістю 300т.
Визначення головних розмірів конвертора. Таблиця 32-Початкові данні.
З заданого зверху відношення Н1/Дв =1,8 при відомим значенні Дв =6,5м визначаємо величину висоти робочого простору конвертора: Н1 = 1,8×Дв, м, () де Дв - внутрішній діаметр конвертера Н1 = 1,8×6,5=11,05 З даного відношення Дг/Дв = 0,52 визначаємо діаметр горловини: Дг = 0,52×Дв, м () Дг = 0,52×6,5= 3,38 Визначаємо висоту горловини по формулі:
-α куток нахила до вертикалі, в конвертерах середній і великой ємкості колеблиться у межах 53-75°. Приймаемо α=60°; tg α= 1.7315; тоді Визначаємо об’єм рідкого металу: Vмет = 0,145×Qф, м () де 0,145 – питомий об’єм металу, м3/m 300– садка конвертора, т Тоді Vмет = 0,145×300 = 43,5 м3 () Розрахуємо загальну глибину металевої ванни. Днище конвертора улаштовується трішки увігнутим з метою підвищення його стійкості. Метал у спокійному стані вмішується у шаровому сегменті циліндричної частини конвертора, тобто: Vмет = Vшс + Vцч, м3 () Об’єм шарового сегменту визначається по формулі:
де тоді Об’єм циліндричної частини конвертора, який вміщує метал, дорівнює:
Визначаємо висоту металу, який розташован у циліндричної частини конвертора формулою
hмет = hш.с + hц.ч, м () hмет = 0.4+ 0,71=1.11, м Розраховуємо висоту шару шлаку за формулою:
де Gшл – кількість шлаку, %. Приймаємо Gшл –10% ρ- щільність шлаку, кг/м3. Приймаємо ρ- 3000 кг/м3. Тоді
Загальна висота ванни у спокійному стані: hв=hмет + hшл, м () hв=1,11+0.3015= 1,4115 м Висота циліндричної частини конвертера дорівнює: Нцч =Н1 – Нг – hшс , м () Нцч = 11.05 – 2,7 – 0,4 = 7,95 Визначаємо товщину футеровки конвертора Товщина футеровки у циліндричній частині (tц) звичайно складає 650 – 1000мм у залежності від ємкості конвертора:
ємкості конвертора (tц),мм 50 650 100-130 780-830 150 870 200-250 890-930 300-400 830-1000 Приймаємо tц = 830 мм Товщина футеровки у конічної часті tк приймається на 125 – 179 мм менш, чим у циліндричної. Приймаємо tк = 700 мм. Товщина футеровки днища tд приймається на 110 – 125мм більше циліндричній частині. Приймаємо tд = 940 мм Визначаємо зовнішні розміри конвертора. Зовнішній діаметр конвертора Д = Дв + 2tц + 2δц; () де δ – товщина кожуха циліндричної частини, звичайно складає 60-100мм. Приймаємо δц = 75 мм Тоді Д =6,5 + 2×0.83+ 2×0,075 = 8,31 м 10.2 Загальна висота конвертора Н =Н1 + tд + δд, м () де δд – товщина кожуха днища конвертора, звичайно складає 50-70мм. Приймаємо δд= 60 мм Н=11,05+1,0+0,06=12,11 () Відстань від рівню спокійної ванни до зрізу горловини: Н2=Н1 – hв, м () Н2= 12.11 - 1,4115 = 9,6385 м Діаметр сталевипускного отвору dотв звичайно коливається в межах 100 – 250 мм в залежності від ємкості конвертора. Приймаємо dотв = 150 мм.
(для тем з виробництва сталі в конвертерах і розливкою на МБЛЗ) 3.3 Визначення температури ліквідус і солідус сталі розливаємої на МБЛЗ
При безперервній розливці сталі дуже важлива підтримка оптимального рівня температури металу який розливають. Точний розрахунок і підтримка температури металу при розливці необхідний для забезпечення високої якості безперервно литого злитку і стабільності процесу розливання. Підвищений перегрів металу над температурою ліквідус сприяє збільшенню тріщино чутливості заготовок, розвитку стовпчастої структури злитка і таких дефектів макроструктури, як осьова ліквація і центральна пористість. Крім того, надмірно висока температура розливки металу може привести до проривів безперервно литого злитку по тріщинах. Необхідна температура металу в проміжному ковші розраховується виходячи з температури ліквідус для кожної марки сталі Хімічні елементи необхідні для розрахунку:
Таблиця 33 - Середній хімічний склад готової сталі SS400, %:
Розрахуємо температуру ліквідус, за формулою: ТЛ =1536-∆t, ОС (7) де 1536 – температура плавлення чистого заліза, ОС; ∆t - зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок, яке знаходиться за формулою: ∆t=∑КЛĦ[%C, %Si, %Mn, %P, %S, %Cr, %Cu, %Ni] (8)
Таблиця 34 - Коефіцієнти різних хімічних елементів в сталі для розрахунку температури ліквідус:
Визначаємо зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок за даними таблиці 34 згідно формули: ∆t=80Ħ0,18+14Ħ0,27+4Ħ0,50+35Ħ0,03+35Ħ0,03+1,4Ħ0,035+1,2Ħ0,028+2,6Ħ0,0051 = 22,38 ≈ 22 ОС Температура ліквідус дорівнює: ТЛ =1536-22=1514 ОС Знаходження температури солідус. Температура солідус для сталі SS400 визначається по аналогічній формулі, що і температура ліквідус. Коефіцієнт КС для розрахунку представлений в таблиці 35:
Таблиця 35 - Коефіцієнти різних хімічних елементів в сталі для розрахунку температури солідус:
Визначаємо зниження температури плавлення заліза від вмісту в ньому домішок: ∆t=180Ħ0,18+19Ħ0,27+6,5Ħ0,50+173Ħ0,03+696Ħ0,03+2Ħ0,035+6,5Ħ0,0051+9Ħ0,028 = = 67,21 ≈ 67 ОС Температура солідус дорівнює: ТС =1536-67=1469 ОС Для сталі марки SS400 температура ліквідус складає - 1514 ОС, а температура солідус - 1469 ОС.
3.4 Визначення продуктивності МБЛЗ та їх кількості
Продуктивність МБЛЗ визначається перетином злитка, швидкістю розливання, кількістю струмків, тобто числом кристалізаторів, що заповнюються одночасно з одного ковша і способу розливання. Приймаємо, що у відділенні безперервної розливки сталі машини будуть працювати за методом «плавка на плавку». Тоді річна продуктивність МБЛЗ складе:
де Р - маса рідкої сталі в ковші, тонн; с - число робочих діб МБЛЗ на рік; tМ - тривалість розливання плавки, хвилин. Приймаємо tМ =50 хвилин; tП - тривалість паузи, пов'язаної з підготовкою до розливання наступної плавки, хвилин. Приймаємо tМ =40 хвилин; а - вихід придатних заготовок. Коливається в межах 0,95-0,97% (тобто 95-97% від маси рідкої сталі в ковші). Приймаємо а = 0,95; m - кількість плавок в серії, відливається без перерви, (звичайно 7-10). Приймаємо m = 9. За нормативами кількість робочих діб на рік для слябових МБЛЗ приймаємо рівним 292 доби.
Розрахунок кількості МБЛЗ виробляємо за формулою:
де П - річна продуктивність цеху з рідкого металу, тонн; В - кількість резервних машин. Приймаються В = 1. Річне виробництво придатних литих зливків становить 2,2 млн. тонн спокійної сталі. З урахуванням втрат на МБЛЗ кількість рідкої сталі складе:
Тоді кількість МБЛЗ для отримання слябів складе:
Приймаються 2 машини для відливання слябів. Таким чином, у відділенні безперервної розливки сталі буде встановлено 2 МБЛЗ.
(для тем з виробництва сталі в ДСА) 1.Загальна частина 1.1. Визначення кількісті мартенівських печей Продуктивність мартенівських цехів з великовантажними печами досягає до 5 млн. т стали в рік, Визначаємо кількість мартенівських печей по формулі n = Q/Т×Р×k де Q — виробництво мартенівського цеху по маси рідкої сталі, т; Т— число робочої доби печі в році змінюється від 335 до 340т приймаю 333 доби; Р— ємкість печі,т k — кількість плавок на добу; для 200 т печі 4 плавки на добу, для 300т печі 5 плавок на добу, для600 т печі 2-3 плавки на добу, для ДСА 11-12 плавок на добу Число робочої доби печі в році змінюється від 335 до 340, знижуючись при збільшенні інтенсивності продування ванни киснем у зв'язку із зменшенням при цьому стійкості зведення печі. Вихід придатних злитків складає 97,5—99,4% від маси рідкої сталі; витрата металевої шихти на 1 т злитків останніми роками складає близько 1140 кг Дані про тривалість плавки в сучасних мартенівських печах, що працюють рудним для скрапу процесом, приведені в таблиці. 2.
Продуктивність мартенівського цеху зростає при заміні мартенівських печей двохванні. Продуктивність такої печі з ваннами ємкістю 280—300 т складає 1,1 —1,5 млн. злитків в рік.
Наприклад, n = 3000000/333×200×4=11 печей Як що, в завданні вказана виробництво наприклад 3,0 млн. тон на рік, то необхідно вище приведеного розрахунку приймати 11 мартенівських печей по 200 т
1.2. Вибір і визначення необхідної кількості технологічного устаткування мартенівського цеху.
Міксерне відділення. Відповідно завдання річного виробництво мартенівського цеху складає 3000000т. Добове виробництво сталі складає 3000000:333=9009т. Добова необхідна ємність міксерів (Тс) визначаємо по формулі, т:
де Кч - витрата рідкого чавуну, т/т (Кч=0,65 дивись матеріальний баланс); 1,01 - коефіцієнт, який ураховує збиток чавуну у міксерному відділенні; h - коефіцієнт заповнення міксеру (коливається у межах 0,65-0,7. Приймаємо h=0,75); t - середній час перебування чавуну у міксері (знаходиться у межах 6-8 годин. Приймаємо t=6,7 рік). Тоді:
Для цього випадку приймаємо два міксера ємністю по 1300т, 2201/1300=1.69=2 міксера яки розміщуємо у двох міксерних відділеннях з торців головної будівлі і з'єднаних з пічним прольотом залізним шляхом.
Ширина будівлі міксерного відділення визначається габаритами залізничних шляхів, розмірами міксера, який установлений, та чавуновізного ковша, а також наближенням гаків заливного крану. Довжина будівлі залежить від числа міксерів.
Таблиця 36-Основні розміри типових міксерів
Відділення обслуговує мостовий кран вантажопід'ємністю 125/30т. Зовнішній діаметр кожного міксера дорівнює 7,64м, довжина 10,7м. Чавун у міксерні відділення і з них до печей доставляється чавуновозами у 100т ковшах. До печей чавун доставляє електровоз у 4-5 чавуновозах з ковшами.
Головна будівля. Головна будівля включає шихтовий відкрилок, пічний прольот і розливний прольот. З шихтового відкрилку маються скісні заїзди до печей з метою подавання шихтових матеріалів на візках, на яки ставлять по 4 мульди об'ємом 1,8м для сипучих матеріалів й 2,2м3 для металобрухту – 4. Пічний прольот має відстань колон 48м. Скрізь нього проходять 3 залізничних шляхів: один - для подачі рідкого чавуну, другий. - металобрухту, третій є колією 8,5м - завалочних машин.
Завалочні машини Приймаємо вантажопід'ємність завалюючих машин дорівної 15т., кількість машин знайдемо з формули:
де К=1,3 нерівномірності, який ураховує збіг завалок печей; Адоб - добова продуктивність цеху, т.; ΣК - заклопотаність машин, хв/т. Приймаємо ΣК =0,35 мульд ємністю 2,2м3; В - коефіцієнт використання машин. Приймаємо В=0,8. Заклопотаність завалюючих машин залежить від об'єму мульд і кількості рідкого чавуну у шихті. Тоді
Приймаємо 5 завалочних машин.
Заливні крани Вантажопідйомність заливних мостових кранів вибираємо в залежності від ємкості чавуновоз них ковшів. Кількість кранів визначаємо за формулою:
де K=l,3- коефіцієнт нерівномірності, який ураховує збіг; Адоб -добове виробництво сталі складає=9009 т/доб.; ΣК - заклопотаність машин, хв/т. Приймаємо ΣК-0,5 хв/т.; В - коефіцієнт використання машин. Приймаємо В=0,8. Тоді:
Через те, що заливні крани виконують численні допоміжні роботи, приймаємо їх кількість, яка дорівнює 6. Крім того, на пічному прольоті розташовані заливні жолоба, заправочні машини — 5шт., три машини для торкретування футеровки печей, бункера з вагами для феросплавів та інше обладнання.
Розливний прольот Призначений для приймання сталі, яка випускається з печі по жолобам у ковші ємністю 310т, розливки сталі у виливниці сифонним способом і зверху, прибирання шлаку, ремонту і підготовки змінного обладнання. Розливний прольот устатковані - розливними і консольними кранами; - стендами для сталерозливних ковшів і ямами для ремонту і сушіння ковшів; - машиною "Орбита" з метою виготовлення монолітної футеровки ковшів; - стендами для шлакових чаш ємністю 16м3; - розливними майданчиками з кісневопроводами; - шиберної майстерні; - залізничними шляхами з низькими заїздами з метою подачі складів.
Розміри прольоту Приймаємо довжину розливного прольоту, який дорівнює 725м, ширину - 25м. Заклопотаність розливних майданчиків залежить від умов розливки і складає на кожний ківш: - чекання і підготовка складів - 30 хв.; - розливка сталі — 100хв.; - відстій складу після розливки - 30 хв. Разом 160хв.
Необхідну кількість майданчиків визначаємо за формулою:
де K=l,3- коефіцієнт нерівномірності, який ураховує збіг; Адоб -добове виробництво сталі складає=9009 т/доб.; В - коефіцієнт використання майданчиків. Приймаємо В=0,8. ΣК==160/310=0,51хв./т Тоді
 Что будет с Землей, если ось ее сместится на 6666 км? Что будет с Землей? - задался я вопросом...  Что вызывает тренды на фондовых и товарных рынках Объяснение теории грузового поезда Первые 17 лет моих рыночных исследований сводились к попыткам вычислить, когда этот...  Система охраняемых территорий в США Изучение особо охраняемых природных территорий(ООПТ) США представляет особый интерес по многим причинам...  Что способствует осуществлению желаний? Стопроцентная, непоколебимая уверенность в своем... Не нашли то, что искали? Воспользуйтесь поиском гугл на сайте:
|
кг
; ()
м
, м3 ()
= 0,4 прийнята висота шарового сегменту, висота шарового сегменту звичайно складаї 0,3-0,5м
()
, м3 ()
, м ()
(9)
()
(1)
()
()
()